宽粒级煤泥浮选机流体动力学模拟与试验研究

针对常规浮选中粗颗粒与气泡碰撞概率低,且与气泡粘附后也会因矿浆的强烈湍流运动而极易从气泡上脱落的问题,结合粗、细粒矿物浮选特点,设计了一种适合于粗、细粒矿物分选的宽粒级煤泥浮选机。采用FLUENT软件对该浮选机进行了气液两相流场数值模拟研究,通过对浮选机内流体速度、湍流强度和气相浓度的分析,验证了该结构浮选机可为粗粒和细粒矿物浮选提供各自所需的流体力学环境。采用组建的实验室宽粒级煤泥浮选试验系统对章村矿选煤厂0～1mm煤泥进行了浮选试验。结果表明,通过选择合适的浮选工艺条件,采用该浮选机对0～1mm宽粒级煤泥浮选时,浮选精煤数量指数和可燃体回收率分别为96.33%和92.07%。     

KYZ-E型浮选柱选别金矿石的研究

针对金品位较高的细粒级矿物在浮选尾矿中流失、导致选别作业回收率低的问题,根据该金矿矿石特点,采用KYZ-E型浮选柱开展了半工业试验研究。试验表明,配备E型静态混合充气器的KYZ-E型浮选柱运行平稳,粗选尾矿品位降至0.46 g/t,金回收率75.21%,其中-38μm粒级金回收率达到88.50%,可以看出浮选柱对细粒级矿物的回收效果良好。     

粗粒浮选的有效技术--泡沫中分选

泡沫中分选(SIF)技术是基于将矿浆直接给入液体介质表面上的泡沫层中.这一技术为粒度达几个毫米的矿物分选提供了一种有效的方法.因此,SIF技术能大幅度节省磨矿能耗和浮选药剂.在本工作中,应用实验室型和半工业型SIF试验设备对来自各种工业资源的磷灰石、方解石和硅酸盐矿物进行浮选试验.在实验室中也对金刚石进行浮选试验研究.结果发现,上述所有矿物在粒度为3 mm以下时均能用SIF法成功地浮选.分级回路中的粗粒级试验表明,对此粒度(特别是0.1～0.5 mm)用一段SIF作业可以获得回收率为90%以上的合格方解石精矿.同样地,磷灰石在没确磨到常规浮选所需的细度下,粗粒磷灰石也得到很好的富集.SIF也可用来从常规浮选尾矿中回收粗粒磷灰石.测定了有效工作表面为1 m2的半工业浮选机的处理量,其值为30 t/(m2·h).目前,安装了工业规模SIF浮选机,用于回收粗粒磷灰石.     

煤泥的分级浮选

为了改善细粒煤分选和脱水效果,萨尔矿股份有限公司进行了分级浮选研究试验,利用水力旋流器将细粒级按80—180μm分级,然后各粒级进行单独浮选。     

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

铁矿石浮选过程中矿物的交互影响及机理研究

复杂矿石浮选体系中矿物间会产生交互影响,研究了在油酸钠浮选体系中,不同粒级的磁铁矿、赤铁矿和石英的交互影响,并讨论了其机理。结果表明:-45+18μm粒级磁铁矿会显著降低赤铁矿的回收率,主要是因为微细粒级矿物消耗了大量捕收剂;-18μm粒级磁铁矿能够大幅度降低石英的回收率,其原因是-18μm粒级磁铁矿在石英粗颗粒表面发生了罩盖;不同粒级磁铁矿,对赤铁矿和石英混合矿浮选会有不同的影响,由于-106+18μm粒级磁铁矿被抑制进入浮选精矿,使浮选精矿铁品位略有提高,-18μm粒级磁铁矿降低浮选精矿铁品位与矿物罩盖有关。     

某磁选铁精矿浮选柱阳离子反浮选试验

冀东某选矿厂磁选铁精矿粒度较细(-0.074 mm占91.60%),铁矿物单体解离度高达94.4%,且在细粒级明显富集。为了进一步提高该精矿铁品位,以现场流程精矿为试样、以微泡逆流接触式浮选柱为分选设备、以GE-609为阳离子反浮选捕收剂,进行了提铁降硅试验。结果表明,在粗选给矿浓度为35%、给矿速度为893 mL/min、GE-609用量为60 g/t、充气量为2.0 L/min、泡沫层高度为30 cm情况下,采用1粗2扫、中矿顺序返回流程处理该试样,可获得铁品位为68.12%、铁回收率为98.88%的铁精矿,尾矿铁品位仅为9.92%,表明微泡逆流接触式浮选柱和阳离子捕收剂GE-609适用于该试样的反浮选提铁降硅。     

粗颗粒浮选技术与装备研究进展与趋势

矿物的粒度是影响矿物浮选的关键因素之一，粗颗粒浮选 不仅对于缓解碎磨压力、节能降耗具有重大意义，而且有利于尾矿的资源化利用，为无尾或少尾矿山提供 了新的解决方案，因此粗颗粒浮选对于绿色矿山建设意义重大。从颗粒表面特性基因和泡沫特性基因的角度出发， 结合基因矿物加工工程的理念，综述了国内外对粗颗粒浮选技术与装备的研究进展，分别总结了机械搅拌式粗粒 浮选、粗颗粒流化床浮选和泡沫中分选（SIF 法）浮选技术的原理及其优势和不足。重点对影响粗颗粒浮选过程中的 因素进行了探讨，明确了影响粗颗粒浮选的关键因素，常规浮选技术难以从根本上提升矿石分选的粒度上限，复 合力场与浮选的结合为粗颗粒乃至超粗颗粒的浮选提供了可能，将推动矿物综合回收率的进一步提升和尾矿资源 的高消纳综合利用。     

新型充填式浮选柱

改进后的充填式浮选柱(或静态管)新工艺,包括药剂控制分散系统和新型设备两部分。该新设备突出的优点是充填层提供了相对无限高度的泡沫层,并利用逆流冲洗水来改善细粒矿物的选别。试验中,从浮选柱中部给入调好的矿浆,进行浮选分离,并从浮选柱底部充气。选别过程中,气泡与疏水性矿物充分接触,不断地将疏水性矿物浮选出来,脉石矿物则富集在浮选柱底部。由于浮选柱中没有机械搅拌作用,同时内部的充填层为气泡与矿粒的充分接触提供了条件,因此不需要辅助的气泡发生装置。其他优点还有,处理能力高,能耗低,操作简单。试验室和半工业试验结果均表明,对于种类繁多的矿石(包括煤)的选别,与目前的生产实践相比,该工艺取得了明显的进展。     

悬振选矿机在弓长岭选矿厂铁尾矿再选中的应用

弓长岭选矿厂铁浮选尾矿,品位高,粒度细,-0.074 mm含量约65%,铁矿物在细粒级-0.019 mm富集明显。根据弓长岭选矿厂铁浮选尾矿的矿石性质,利用微细粒级重选设备-悬振选矿机对该尾矿进行再选试验研究,通过分级分选,细粒级部分一次悬振选别可获得品位64.35%,回收率30.93%的铁精矿,粗粒级通过磨矿后（磨矿细度-0.074 mm 85%）再悬振分选,获得的精矿铁品位为59.93%,回收率9.80%,综合铁精矿品位63.22%,回收率40.73%,综合尾矿铁品位降至12.58%,有效的回收了该尾矿中的铁,为弓长岭选矿厂的铁浮选尾矿回收与再利用提供可选方案,其社会及经济效益显著。      

粗颗粒浮选机的研制与应用

粗颗粒浮选机是一种既能选别常规粒级、又能选别较粗粒级的全粒级充气机械搅拌式浮选机，特别适用于选别含有粗粒级的有色、黑色、非金属矿物，对一般硫化矿物的入选粒度上限可达０４ｍｍ（３５％－００７４ｍｍ），该机的特征和技术关键在于采用了新式叶轮—定子系统、独特的槽体结构和产生悬浮层的格子板，在它们的联合作用下获得了叶轮在低转速下粗粒矿物在槽体中部的悬浮层和细粒矿物经两侧至槽体底部的流体大循环，使深槽浮选机浅槽化，创造了粗、细粒矿物向气泡附着及良好的升浮条件，从而解决了粗粒矿物浮选易沉槽和不易获得较高选别指标的技术难题。     

Influence of coal particles on froth stability and flotation performance

Solid particles have significant effect on flotation froth. In this research, the effects of coal particles of different size and hydrophobicity on froth stability and flotation performance were studied. The froth stability was measured in both the froth formation and froth decay processes by maximum froth height, froth half-life time and water recovery. The results show that fine particles of moderate hydrophobicity contributed most to maximum froth height in the froth formation process and were most favorable for flotation. Fine hydrophilic particles stabilized the froth in the froth formation process but the froth half-life time was very short due to the high water solid ratio. High hydrophobic particles of both fine and coarse size fractions greatly increased the froth half-life time in the froth decay process. But the froths were very rigid and the maximum froth heights were very low. The presence of fine hydrophobic particles was very unfavorable for the recovery of coarse particles.     

管段高紊流强化煤泥柱浮选的应用及作用机理

为了强化煤泥的柱浮选与细粒级回收,调整了旋流-静态微泡浮选床的管流段长度,分析了不同管流段长度下的煤泥浮选效果、产品特性和承载能力变化规律,并结合流体动力学和浮选动力学理论探讨了其强化作用机理。结果表明:管流段长度由1.5 m延长至3.0 m后,在精煤灰分相当的情况下,精煤可燃体回收率提高6.46%;细粒级0.074~0.045 mm和0.045 mm回收率分别提高7.96%和8.41%,设备承载能力提高0.09 t/(h·m2);同时各自增幅都随入料干煤泥量的增加逐渐变大。管流段延长可以增大管流段的紊流动能值,提高颗粒-气泡的碰撞速率,促进整体浮选指标的提升。     

Froth recovery measurements in an industrial flotation cell

The froth phase serves an important role in upgrading the final concentrate in flotation. At present, the techniques that are used in the mineral industry to determine the effect of froth phase on the metallurgical performance of plant scale flotation cells have limitations.The aim of this paper is to investigate the performance of the froth in an industrial flotation cell. A unique device has been developed which is able to decouple the froth zone from the pulp zone. The device consists of two concentric tubes. The inner tube acts as a dropback collection chamber or catcher. The particles that return from the froth phase fall directly into the catcher and are collected as froth dropback. This technique is capable of measuring plant scale flotation cell froth recovery as well as providing valuable information on froth dropback particles.The froth recovery measurements were carried out in a rougher bank of a copper concentrator treating sulphide minerals. The dropback device is designed so that it can be immersed into an industrial size flotation cell and plant froth recovery measurements can be taken at any given location. During the experiments, the bubbles laden with valuable mineral particles entered the device from the flotation cell, subsequently rising to form a froth layer at the top of the device. The particles that detached or drained from the froth zone were collected in the dropback collection chamber whereas the concentrate sample was collected through a launder. By sizing and chemical analysis of the concentrate and dropback samples, the froth recovery was estimated on the basis of the valuable component. The effect of air rate on the froth recovery was also investigated. Metallurgical grades of the froth dropback device samples for different particle size ranges were compared to those of the concentrator to better understand the froth dropback mechanism.     

某钼铋硫混合精矿浮选分离试验

某钼铋硫混合精矿品位较低,粒度较粗,-0.074 mm占64%,钼、铋主要以连生体的形式存在。为获得合格的钼、铋精矿,对试样进行了浮选分离试验。结果表明,试样再磨至-0.074 mm占85%后,采用1粗1精2扫钼铋混浮、1粗2精2扫抑铋浮钼流程处理,最终获得钼品位为53.13%、钼回收率为88.95%、含铋1.46%的钼精矿,铋品位为23.68%、铋回收率为80.06%、含钼3.87%的铋精矿,以及硫品位为31.16%、硫回收率为71.98%、含钼0.32%、含铋1.11%的硫精矿。     

鞍山式铁矿重选精矿工艺矿物学研究

随着辽宁某选厂重选精矿的铁品位变低，其已不能作为精矿产品汇入总精矿，为给该选厂工艺流程改善提供指导，从化学组成、元素赋存状态、矿物组成、矿物间的嵌布关系及连生关系等方面，对重选精矿进行了工艺矿物学研究。结果表明：重选精矿铁品位为60.62%，铁主要赋存于赤铁矿和磁铁矿中，主要的脉石矿物为石英；铁主要分布在-0.074 mm粒级，铁在该粒级分布率高达84.47%，TFe品位64.52%，只有通过细磨才能实现铁矿物与脉石的较好解离；在有用矿物与脉石的连生体中，以赤铁矿与脉石结合形成的连生体为主，其次为磁铁矿、赤铁矿与脉石矿物结合形成的连生体；随着粒度变细，试样中赤铁矿和磁铁矿的单体解离度快速提高，尤其在-0.045 mm粒级产品中，绝大多数赤铁矿和磁铁矿颗粒完成了单体解离；赤铁矿和磁铁矿的浸染粒度以中粒、细粒嵌布为主，中粒级试样中脉石含量仍较高，细粒赤铁矿和磁铁矿含量较高，铁主要赋存在-0.074 mm粒级中。建议采用细筛分级-载体浮选工艺进行试验研究，即重选精矿筛上返回再磨，筛下产品进入浮选，背负细粒磁选精矿完成回收。     

粗细分级粒度对齐大山赤铁矿石分选效果的影响研究

齐大山铁矿选矿厂现场粗细分级旋流器给矿铁品位为32.43%，铁矿物在细粒级有明显的富集现象，而现场旋流器粗细分离粒度较粗（d50=0.043 mm），沉砂产率较低，重选给矿量较少，磁选-反浮选流程给矿量较大，不利于生产成本控制和企业经济效益改善。为了确定适合现场的粗细分离粒度，以现场选别流程为基础，对d50分别为0.036、0.025、0.020 mm情况下的溢流和沉砂进行了选别试验，并根据研究成果给出了工艺改造建议。试验结果表明，随着分离粒度d50的降低，总精矿铁品位先小幅下降后降幅明显，总精矿产率和铁回收率先明显上升后维持在高位，重选精矿与总精矿产率之比大幅度上升；齐大山铁矿选矿厂粗细分离粒度d50应从0.043 mm降至0.025～0.020 mm。研究最终建议：选矿厂在对粗细分离粒度d50进行优化的同时，通过实现螺旋溜槽粗选作业的3产品模式，让终将进入磁选-反浮选系统的微细粒铁矿物及粗粒脉石矿物尽早进入该系统，以改善重选作业的环境和效果；取消重选中矿中磁选抛尾作业，充分实现铁矿物连生体的单体解离度，改善铁矿物的回收效果。推荐流程突出了重选系统的地位，强化了重选系统的优势，减轻了磁选-反浮选系统的压力，有望实现选矿厂经济技术指标的全面好转。     

Application of hydrophobic and magnetic plastic particles for enhanced flotation recovery

The effect of hydrophobic and magnetic plastic particles having a contact angle of around 83° on flotation performance was evaluated using coal particles of varying degrees of floatability. The magnetic plastic material were recovered by a low intensity magnetic separator and recycled back to the flotation feed for re-use. Flotation rate tests conducted on coal using a conventional cell proved that combustible recovery and flotation rate were significantly enhanced with the addition of the plastic particles, especially for difficult-to-float coals, which was corroborated by flotation column tests. Carrying capacity and particle size-by-size flotation tests further showed that the magnetic plastic particles preferentially increased the recovery of coarse particles by as much as 35 absolute percentage points due to froth stabilization which reduced the selective detachment of coarse and/or weakly hydrophobic particles. The enhanced flotation recovery was attributed to the influence on liquid drainage rate in the froth zone, froth stability, bubble coalescence and flotation rates.     

浮选过程中的泡沫夹带研究进展

细粒矿物浮选过程中，亲水的脉石矿物泡沫夹带进入精矿中，导致精矿品位降低。揭示泡沫排液及排脉石过程中的相关理论，可以为浮选泡沫结构及泡沫夹带行为的研究提供理论基础。浮选过程中的脉石泡沫夹带是一种普遍现象，脉石夹带回收率与精矿水回收率呈线性关系；两相泡沫排液受重力、毛细作用力（表面张力）、黏滞力控制，不同含液率的两相泡沫排液遵循不同的排液公式；三相泡沫的排脉石过程遵循对流-扩散模型，脉石的夹带回收率受三相泡沫排液速率及脉石颗粒浓度分布控制。浮选操作条件、亲水脉石的特性、矿浆特性以及泡沫结构是影响泡沫夹带的主要因素；优化浮选操作条件，改变浮选流程结构和改变药剂制度可以有效降低脉石的泡沫夹带，提高浮选选择性。未来，还需开发表征浮选三相泡沫特征的方法、装置或仪器，三相泡沫的结构及形态、疏水矿物颗粒与亲水脉石颗粒在泡沫中的运动路径及分布规律、浮选三相泡沫排液及排脉石的数学模型还需要进一步的细致研究。另外，降低脉石泡沫夹带的技术对于部分浮选体系虽有一定效果，但脉石的泡沫夹带尚难以消除，须开发一些革命性的技术。