KYF—50充气机械搅拌式浮选机研制

探讨了矿物分选对大型浮选机的要求 ,分析了大型浮选机研制中所要解决的关键技术 ,详细阐述了在KYF - 5 0充气机械搅拌式浮选机设计过程中整机的主要结构和参数的选择 ,以及槽体、叶轮、定子等关键部件的结构和参数选择 ,介绍了KYF - 5 0充气机械搅拌式浮选机的工业试验结果     

搅拌叶轮尺寸对双叶轮浮选机性能的影响

通过对常规机械搅拌式浮选机进行改造,将其搅拌系统设计为2个转子(离心叶轮和搅拌叶轮)配1个定子的结构模式,开发了双叶轮浮选机.为了考察搅拌叶轮直径对双叶轮浮选机性能的影响,试验设计了直径为32、34和36 m m的搅拌叶轮,考察了直径对充气性能、悬浮性能和分选性能的影响.试验表明:浮选机的充气、悬浮和分选性能,与搅拌叶轮的结构特征和浮选机的转速有关.随着转速的增加,充气量越来越大,固体颗粒悬浮质量分数越来越小,而分选效率先增大后减小;在实验室现有搅拌叶轮尺寸条件下,叶轮直径为36 mm时,充气、悬浮和分选效果都达到最佳状态.     

KYF-16浮选机工业试验

本文介绍了一种新近研制成功的KYF-16充气机械搅拌式浮选机;阐述了该机的槽体、叶轮、空气分配器、定子和空心主轴等结构的特点和功能,给出了工业试验条件及工业对比试验结果。文内通过工业试验结果证明,倒锥台状后向叶片高比转速离心式叶轮配以空气分配器和悬挂式短叶片定子完全附合充气机械搅拌式浮选机槽内流体动力学要求。     

200m~3大型机械搅拌式浮选机槽体及定子结构特征对动力学的影响

通过在机械搅拌式浮选机槽体上增加稳流板,改变定子通道面积、形状,寻求机械搅拌式浮选机的最优动力学参数。通过调整叶轮转速、浸没深度来比较稳流板及定子通道对浮选机动力学的影响。试验结果显示,增加稳流板和改变定子通道形状可明显改善槽内浮选环境。     

200m~3充气机械搅拌式浮选机动力学研究

对目前国内单槽容积最大的浮选机——200m~3充气机械搅拌式浮选机进行了动力学研究,主要测量和分析了浮选机在4种叶轮转速、6个充气量水平下的充气量、空气分散度、转速、功率、空气保有量,气泡直径等参数,结果表明,当主轴转速为109r/min,200m~3充气机械搅拌式浮选机动力学测试效果最佳,浮选机性能优良。     

XJM-(K)S60型浮选机能耗分析

分析了叶轮形式、叶轮转速和叶轮直径对浮选机能耗的影响,并通过对XJM-(K)S60型浮选机样机进行清水试验,研究了风门直径、槽体深度和叶轮转速等参数与浮选机搅拌功率的关系,为XJM-(K)S60浮选机的定型提供了理论依据。     

新一代的XJM—S16浮选机

通过对浮选机槽体、叶轮、充气方式、搅拌型式的研究，综合国内外各种机型的优点与先进技术，研制成功国内最大容积的煤用浮选机。     

机械搅拌式浮选机能耗分析

就叶轮的结构形式和参数对浮选机能耗的影响进行分析 ,指出在浮选机中 ,可以把叶轮的结构分为离心式、混流式和轴流式三种 ,在相同条件下 ,轴流式叶轮的功耗最小 ,而轴流式叶轮中功耗情况最好的是螺旋桨型叶轮。同时对浮选机在充气搅拌过程中的动力消耗与叶轮直径、叶轮转速、叶片数目、叶片高度、槽体深度、吸浆量和矿浆容重等有关参数与动力消耗之间的关系进行了讨论。     

新型双叶轮浮选机离心叶轮结构设计与优化

通过有机结合离心叶轮与搅拌叶轮,前期设计了2+1结构模式的双叶轮控制系统浮选机。为了进一步优化双叶轮浮选机搅拌系统,设计了不同结构离心叶轮,分别对使用不同离心叶轮时浮选机充气、水力空化和磷矿浮选分选性能进行了研究。试验表明：浮选机的充气、空化性能与离心叶轮的结构特征有关。大叶轮直径和套筒结构有利于增大浮选机的充气量。直叶片中空轴打孔结构有利于增大离心叶轮水力空化强度。通过细粒难选胶磷矿浮选试验,发现分选性能受离心叶轮结构特征影响较大,叶轮直径较大、直叶片、带套筒、中空轴上部打孔的离心叶轮获得的浮选分离效果较好。与常规机械搅拌自吸式浮选机相比,双叶轮控制系统浮选机具有较好的分选性能,在最优条件下,浮选精矿P2O5的品位、回收率、选矿效率分别可以提高1.44%、8.95%和5.12%。     

浮选机运输区的结构特征的测试研究

浮选机内各动力学分区的流动特征复杂。本文选取单槽容积0.2m3KYF型充气机械搅拌式浮选机为研究对象,采用PIV测试技术开展运输区的结构特征和动力学特征的研究。研究表明运输区在半个槽体的取截面内的轮廓形状整体呈现为左边为直线,右边折弯线,上下近似直线的近梯形结构,具有高度和宽度两个主要结构特征。运输区轮廓边界处的动力学特征存在明显差异。本研究加深了对浮选机运输区特征的理解,有助于通过调控运输区特征方法解决大型机械搅拌式浮选机粗粒矿物回收率低的难题。     

广西某高砷铜锌矿选矿工艺研究

根据矿物特性,对广西某地高砷铜锌矿进行了浮选分离研究,采用脱碳-优先选铜-锌硫混浮分离的工艺流程,利用FN作砷矿物的抑制剂,有效地解决了铜、锌精矿含砷高的问题。试验获得了铜、锌精矿含砷分别为0.26%、0.18%,铜、锌精矿回收率分别达80.23%、90.24%。     

石长温都尔高砷多金属硫化矿分离浮选降砷研究

根据石长温都尔铅锌银矿的矿石性质及含铜低、砷高的特点，试验采用了优先浮选分离流程，采取了系列降砷措施，有效地实现了毒砂与铜、铅、锌硫化物之间的分离；产出了铜、铅、锌三种合格精矿。全部满足了冶炼厂对精矿含砷的要求。     

Development and evaluation of an early removal process for the beneficiation of arsenic-bearing copper ores

In conventional flotation flowsheets for treating copper sulphide ores containing small but significant amounts of arsenic, the arsenic is generally concentrated with the copper in final concentrate. Often, a penalty can be imposed by the smelter processing the concentrate, based on the arsenic content. In some cases the arsenic level is such that the smelter will not treat or accept the concentrate.A new approach to address this issue is reported in this paper, which is becoming more significant as the quality of the copper ore bodies currently being mined diminishes. A new flowsheet, based on the early removal of arsenic at the concentrator, has been developed and tested at bench-scale.The proposed flowsheet comprises three key steps: firstly, separation of arsenic and copper minerals using controlled-potential flotation to produce a low-arsenic high-copper concentrate and a high-arsenic low-copper concentrate. The low-arsenic concentrate can be sold without incurring any penalty for arsenic content. In the second stage, the high-arsenic concentrate is subjected to a low temperature roasting, where the arsenic is selectively fumed off into a low-volume stream product. The calcine from the roaster is high in copper and sulphur and can still be smelted directly. In the final stage of the flowsheet, the arsenic in the fume product is immobilised in a low temperature ceramic such that safe disposal back into the ground is possible.The new early removal flowsheet has been sequentially tested in the laboratory at small scale. The technical and economic merits of the flowsheet compared with that of the conventional copper flotation flowsheet show that there is a net benefit.     

铜锌硫化矿浮选分离试验研究

文章简要介绍了江西赣州某硫化矿综合回收铜锌工艺试验研究。采用部分铜快速浮选、铜粗精矿再磨精选、选铜尾矿浮选回收锌的工艺流程处理该矿石,最终获得含铜30.55%,含锌3.91%的铜精矿Ⅰ,含铜26.11%,含锌4.99%的铜精矿Ⅱ,铜综合回收率90.8%;含锌45.20%、含铜2.97%,锌回收率81.57%的锌精矿,从而达到铜锌分离的目的。      

铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

云南某铅锌多金属矿选矿试验研究

在对云南某铅锌多金属矿进行简单工艺矿物学研究的基础上,按拟定的铜铅混浮-铜铅分离-锌硫混浮-锌硫分离原则流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验,采用1粗1扫2精混浮铜铅、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1扫2精混浮锌硫、1粗1扫2精锌硫分离、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿样,获得了铅品位45.26%、回收率81.33%的铅精矿,锌品位45.97%、回收率88.29%的锌精矿,分选指标理想,但综合回收产品铜精矿和硫精矿的指标有待提高。     

低品位锌精矿综合回收铜工艺研究

某低品位锌精矿含锌31.99%、含铜6.38%,采用抑锌浮铜工艺回收铜,通过一次铜粗选、一次铜扫选、三次铜精选闭路流程试验,最终获得含铜18.23%、锌2.09%,回收率铜85.74%、锌1.93%的铜精矿,含锌45.09%、铜1.29%,回收率锌98.07%、铜14.26%的锌精矿,提高锌精矿质量的同时综合回收了铜。     

云南某高硫铅锌多金属矿选矿试验研究

对云南某高硫铅锌矿进行了工艺矿物学研究,并据此制定了选矿试验原则流程。对铅、锌浮选的药剂制度进行了详细研究,按研究确定的闭路试验流程进行了全流程试验,获得铅品位为43.15%、回收率为73.37%的铅精矿,锌品位为47.25%、回收率为84.94%的锌精矿,硫品位为48.10%、回收率为74.05%的硫精矿。研究还表明,铜在铅、锌精矿中的品位均较低,分别为1.57%和1.30%,但达到了铅、锌精矿冶炼综合回收铜所要求的品位;回收率分别为23.66%和28.69%,总回收率为52.35%。     

某铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿的特征,通过多种方案的比较,采用"铜铅混选,铜铅精矿分离,尾矿选锌"工艺流程,铜铅混选调整剂用硫酸锌+亚硫酸钠+碳酸钠组合抑制锌,TY-1作为铜铅混选的捕收剂,水玻璃+亚硫酸纳+羧甲基纤维素组合抑制剂进行铜铅分离,使该矿石取得较好的选矿指标。