基于CFD-DPM模型的浮选机内固相颗粒行动行为研究

矿物颗粒在浮选机内部的运动状态是优化研究浮选机性能的基础。采用计算流体力学仿真技术,使用欧拉-拉格朗日方法（CFD-DPM）模拟研究了浮选机内部固相颗粒的运动行为:采用单一粒径的石英固体颗粒,在单向耦合条件下研究颗粒运动轨迹随时间的变化,揭示流场对固体颗粒的影响;在完全耦合条件下研究颗粒运动轨迹随时间的变化,揭示颗粒与流场的相互作用。      

浮选机内气液两相流场特性数值模拟研究

基于标准k-ε湍流模型和Mixture多相流模型,对容积为20L的KYF浮选机内气液两相流场特性进行了模拟研究,并探究了搅拌强度对流场特性的影响。结果表明:Y=0截面的两相流体绝对速度、静压、液相湍流动能、液相涡流黏度等流场特性沿转轴呈对称式分布,且速度场呈上、下两循环分布;搅拌强度对混合区速度、压力、气相体积浓度分布影响显著,对上升区和分离区影响相对较小;搅拌强度每增加50rpm,混合搅拌区速度大约增大0.03m/s,上升区大约增加0.01m/s,分离区大约增加0.001m/s,转子区负压大约增加400Pa,混合区气相体积分数大约减少0.01%~0.3%;模拟研究可为协同调控浮选机内流场特性和浮选技术指标提供参考依据。     

基于CFD的KYF浮选机气-液两相流分析与探讨—KYF浮选机流场测试与仿真研究(四)

研究了标准k-ε方程、RNG k-ε方程和标准k-(ｗ)方程三类湍流控制方程下KYF-0.2浮选机的气液两相流场.不同的模型参数条件会直接影响流场中流体的分布特性.在三个不同湍流控制方程下,曳力模型参数取值的不同对流场的影响不一.比较了提升力等非曳力模型,认为Grace曳力模型的流场中流场分布更吻合观察到的流场特征.     

固相密度对浮选机内固-液两相流悬浮均匀性的影响

借助计算流体动力学(CFD)方法,采用欧拉-欧拉模型研究了WEMCO浮选机内固-液两相流的流动规律,探讨了湍流模型、固相密度及转速对固液流场特性、固体分散均匀性和功耗的影响。结果表明：Shear stress transport (SST)湍流模型能更好地预测固液流场流动及固体分散性,流体在叶轮作用下形成上下两个循环流并呈中心轴对称结构。随着叶轮转速的增加,固体悬浮分散性显著提高,功耗呈指数增加。当固体密度增加时,固体悬浮均匀度ξ值与叶轮转速呈线性变化,固相密度越高越不利于悬浮分散。     

固液泵的两相流动理论研究

对固液泵内两相流动进行理论分析，由两相流相对运动方程导出固液泵的基本方程式，并推导出两相流设计计算式，最后给出应用实例。     

固液两相流泵设计漫谈

按两相流动理论设计的渣浆泵，经过现场实践证明，这种新的设计方法，较好地解决了固液两相在流道中的运动规律。文中概括地论述了固液两相流系主要过流部件几何参数的设计计算，并介绍了用上述方法设计的１５０ＬＺ—５２０型固液两相流泵所获得的优异性能参数。     

JJF浮选机气-液两相流流场特性研究

为深入研究 JJF 型浮选机的流场特性及气泡分布均匀性,基于标准 k-ε 湍流模型和 Euler-Euler 双流体 模型,结合 CFD 理论对气-液两相流流场特性进行数值模拟,研究了 JJF-0.2m³自吸气浮选机的速度场、压力场、气 含率以及气泡分布均匀性。模拟结果表明：转子转速提高,平均气含率随之提升,形成的气泡越多;气相、液相的速 度矢量图基本一致,沿中心转轴呈对称式分布,混合流体流动形成大范围的涡流,形成的气泡更多;槽内压力主要 集中在竖筒与循环筒上,内部存在较大的周向流,转子区域压力降低,转子使用寿命增加;转子区域的气含率随着 高度的增加而增加,达到最大值后逐渐降低并趋于稳定,达到稳定状态下的气含率分布均匀且对称,气泡分布均匀 且对称,转子与定子区域的气泡在运动过程中与矿浆充分混合,有利于气泡和矿粒间的接触、碰撞和黏附,气泡矿 化效果提高,进而可以提高浮选生产效率。     

固液两相流泵的研究进展

固液州相流泵又称杂质泵。通常包括泥泵、砂砾泵和渣浆泵等类型,广泛应用于采矿工业中矿渣及电厂粉煤灰的输送、煤炭部门水煤浆运输及水利工程中疏浚作业等。随着国民经济的发展,市场对崮液两相流泵的需求日益扩大,行业的前景非常看好;另一方面由于固液两相流泉抽送介质的千差万别,两相流流动问题的复杂性,使得对固液两相流泵的研究越发重要。本文将主要介绍固液两相流泵的研究进展情况。     

固体颗粒粒径对输送泵叶轮磨损特性的影响

采用计算流体动力学与离散元耦合的方法,建立数值模型,对输送泵内固液两相流进行数值模拟。应用欧拉-拉格朗日模型和Archard磨损模型,考虑固液两相之间的相互作用,探究颗粒粒径对输送泵叶轮磨损的影响规律及作用机制。结果表明,叶片是输送叶轮中磨损较为严重的部件,磨损集中在长叶片工作面出口和叶片进口位置; 随着颗粒粒径增大,叶片进口的磨损不断加重,而叶片工作面的磨损量下降,颗粒撞击叶轮工作面的几率减小,颗粒易冲击短叶片。     

高效节能型固液两相流泵设计研究

按两相流动理论设计渣浆泵,解决了一相流动(清水)设计渣浆泵诸多不足的技术性问题,较好地揭开了固液两相在流道中运动的自然规律。     

宽粒级煤浮选机流场数值模拟研究

将流态化机理与宽粒级煤浮选过程相结合,在一个浮选设备中实现细粒常规浮选与粗粒流态化浮选所需的不同流体力学环境,自行设计了一种新型宽粒级煤浮选机,并采用FLUENT 6.3.26软件进行数值模拟研究,从速度和湍流度两个方面对浮选机内流场进行分析。结果表明：在浮选机内增加格栅板后,可将浮选机内流场分为低速、弱湍流和高速、强湍流两个区域,从而可为粗、细颗粒浮选创造各自所需的流体力学条件;通过对叶轮圆周线速度比值与合速度比值和湍流强度比值变化规律的分析,找出浮选机模拟放大的运动相似准则。     

射流浮选柱的两相流数值模拟

建立了浮选柱内部流动的两相流流动方程,给出了方程中各未知变量的具体算法.对Microcel浮选柱进行了两相流数值模拟,得出不同条件下该浮选柱内部速度场的分布,并与实测速度值进行了比较和分析.研究结果表明,入料、尾矿口的布置对浮选柱内部流场有重要影响,浮选柱内部流动稳定性可以用k值评定.     

粗细粒级差异化给矿对浮选柱选别性能的影响

粗细粒级矿物具有不同的浮选特性,浮选柱主要应用于精选作业的细粒级矿物分选,对粗颗粒矿物回收率较低,限制了浮选柱的应用。在泡沫层分选理论的基础上,以纯石英矿物(纯度大于99%)为代表矿样,将其分成150~280μm和-15μm粗细粒级两个组分,采用Ф100 mm×2 000 mm浮选柱开展试验考察粗细粒级差异化给矿对选别性能的影响。在一个试验中将粗细粒级矿物混合给入浮选柱泡沫层之下进行常规浮选,在另一个试验中将粗细粒级矿物差异化给入浮选柱泡沫层之上和泡沫层以下分别进行泡沫层分选和常规浮选。试验对比结果表明,粗细粒级差异化给矿提高了浮选柱精矿回收率,对粗颗粒矿物回收效果提升更为显著。     

浮选机内部气—液两相流场特性研究

本物浮选过程中的多相流体特征直接影响矿物分选效率,针对有效容积为0.1m~3的充气机械搅拌式浮选机,运用计算流体力学对浮选机内部气-液两相流体特性进行数值模拟计算,分析了矿物浮选过程中复杂的流体特性。基于CFX流场数值模拟软件,建立了气-液两相流场数值模拟策略,通过对比标准k-ε湍流模型和RNG k-ε湍流模型,确定了离散气相-零方程、连续液相标准k-ε湍流模型的数学模型,探究了不同表面张力、曳力相间作用力对浮选机内部气—液两相流场特性的影响,模拟了充气强度和搅拌强度对浮选机内部气—液两相流场的影响。研究结果表明:表面张力系数在浮选机内部气-液两相流场数值模拟研究中影响很小,选定较为常用的表面张力系数0.073为模拟标准;Grace曳力模型适合充气机械搅拌式浮选机气-液两相流场的数值模拟;浮选机充气速度应小于2.0 m/s时,此时气相流场速度分布较均匀,气相逸散性较好;浮选机转子转速每增加50 rpm转子和定子表面受压大约增加300 Pa,中等转速450 rpm适合该类型浮选机的浮选作业,气-液两相流体特性模拟结果将为浮选工艺参数的设定提供基础理论指导。     

An evaluation of the role of particle size in the flotation of coal using different cell technologies

A large variety of new flotation cells has been introduced in the last few years, probably as a result of the successful introduction of column flotation in the minerals processing industry. In common with the column cell, a number of these new cells employ an essentially quiescent separation zone. However, a number of novel cell designs have been introduced that use agitation mechanisms similar to those employed on conventional flotation cells. The aim of this investigation was to evaluate flotation behaviour in both an agitated and non-agitated environment, particularly with respect to particle size. A hybrid ‘agitated’ column cell was designed for the investigation, and the operation of this unit was compared to that of a column cell, and to a batch flotation cell, on a laboratory scale. The testwork was conducted on coal fines, as problems with the flotation of coarse coal particles in a column cell had previously been identified. It was demonstrated that the addition of an agitated stage to a column cell can significantly improve the coarse particle recovery in comparison to the conventional column cell, while maintaining good selectivity in the fine sizes.     

精确化磨矿对钨矿粒度分布特性的影响研究

为探明精确化磨矿技术对工业磨矿产品粒度特性的影响,通过实验室对比试验研究发现,精确化制度下的磨矿产品粒度分布更合理,其-0.074mm产率由34.76%提升至44.64%,而过磨粒级与现场一段排矿基本保持一致,有效改善了钨矿石磨矿产品中钨金属的分布特性,与一段溢流产品相比,精确化闭路磨矿产品中-0.15+0.010mm粒级钨金属含量高出现场一段溢流15.93个百分点,-0.010mm粒级钨金属含量低于现场一段溢流26.52个百分点。精确化磨矿后的浮选产品中钨粗精矿回收率比精确化磨矿前高出5.92个百分点,增幅为23.61%;尾矿产品比精确化磨矿前的低出10.00个百分点,降幅为31.95%。对香炉山钨矿三选厂进行了精确化磨矿工业试验,与工业试验前相比,精确化磨矿工业应用后一段分级溢流产品中+0.15mm粒级和-0.010mm粒级含量分别减少了7.41%和11.25%;-0.15+0.010mm粒级含量从66.44%提升至67.76%,增幅为4.52%;-0.010mm粒级中钨金属含量减少了20.51%;-0.15+0.010mm粒级中钨金属含量从79.59%提升至82.75%,增幅为3.97%;钨尾矿中-0.010mm粒级减少了11.90%; -0.010mm粒级和+0.15mm粒级中钨金属量分别减少了30.92%和11.83%。三选厂钨金属回收率从78.65%提升至80.80%,提升了2.15个百分点,增幅2.73%。精确化磨矿试验证实了对香炉山钨矿磨矿产品粒度特性分布改善和浮选指标提升均取得显著效果。     

基于PIV浮选柱旋流场的测试与模拟

为深入探讨旋流段的流场分布及旋流分离的作用机理,以粒子图像测速系统(PIV)为基础构建了浮选柱旋流段的流场测试平台,利用PIV测试平台和Fluent数值模拟软件对旋流段内部的速度场进行了测试与数值模拟,研究了旋流段的速度分布规律以及循环量变化对速度分布规律的影响。结果表明,流场速度以切向速度为主,且有着明显的分布规律,径向速度比较小且分布比较复杂,轴向速度相对径向速度较大,速度分布呈对称分布;随着循环量的提高,轴向速度的零点向中心靠拢,而最大值出现在相近的半径位置。数值模拟结果和实验结论吻合度较高。     

The dependency of the critical contact angle for flotation on particle size - Modelling the limits of fine particle flotation

The flotation behaviour of fine particles is studied in this work. Fine methylated quartz particles within the size range from 0.2 to 50 μm, and with varying contact angles, were floated in a mechanical flotation cell. Results indicate that particles of a given size need to possess a minimum critical contact angle, which increases in value as particle size decreases, for flotation to be initiated. As a consequence, a non-floating component exists within a given size fraction. This is interpreted as a fraction consisting of particles below the critical contact angle for flotation for that size. The critical contact angle for flotation is explained in terms of the existence of an energy barrier for bubble-particle attachment. The flotation results are interpreted by means of [Scheludko et al., 1976] and [Drelich and Miller, 1992] models for the floatability of fine particles. The experimental data compared very well with calculations using the Drelich and Miller equation, allowing extension to the prediction of the critical contact angle for flotation down to particle sizes well below the previous limits investigated, bridging the gap existing in the literature.