某焦煤煤泥预先抛尾再选工艺实验

以山西某灰分为43.47%的焦煤煤泥为研究对象,进行旋流器预先抛尾再选的工艺试验。结果表明:采用预先抛尾再选工艺,有效降低了浮选入料中-0.045 mm粒级的含量,提高了精煤的产率,φ75 mm旋流器具有较好的预先抛尾效果。旋流器预先抛尾再选工艺对稳定浮选系统和提高产品指标具有很好的效果。     

旋流器提纯煤泥伴生高岭土及底流浮选试验研究

针对河北唐山地区煤泥伴生高岭土矿物含量高,以林西选煤厂的主焦煤煤泥浮选入料为研究对象,原矿经磨矿采用串联Φ150 mm、Φ75 mm、Φ50 mm、Φ10 mm水力旋流器进行提纯高岭土,Al2O3的含量在Φ10 mm旋流器溢流中得到富集,为36.34%,高岭石富集效果显著,采用高梯度磁选机对Φ10 mm旋流器溢流产品磁选,磁选精矿Fe2O3含量降低至1.07%,煅烧后白度为82.34%,对Φ150 mm、Φ75 mm、Φ50 mm旋流器底流产品进行混合浮选试验研究,在保证精煤质量的前提下,精煤产率提高率达到8.90%。     

细粒中煤螺旋抛尾-磨矿-浮选提质研究

对重介中煤进行浮选提质可以有效回收细粒精煤。采用螺旋抛尾—磨矿预处理的工艺对浮选入料进行处理,改善浮选效果,并得到以下结论:磨矿预处理可有效解离矿物连生体,最佳磨矿时间为4～6 min,磨矿时间过长会造成高灰细泥增多,恶化浮选效果;螺旋抛尾工艺可有效去除高灰矿物组分,最佳处理量为0.20 t/h,处理量过大时抛尾效果恶化,不利于浮选效果的改善。     

四川某锂辉石矿磨矿产品粒级优化试验研究

针对四川某锂辉石矿,在浮选入料粒度为-0.075 mm粒级占70%的前提下,系统研究了磨矿浓度、磨矿时间、介质充填率、钢球配比、药剂作用及磨矿介质类型等参数对锂辉石最佳浮选粒级(-0.106+0.038 mm)分布及品位的影响。实验室试验结果表明,通过调整磨矿浓度、介质充填率和钢球配比等参数,可有效提高-0.106+0.038 mm粒级含量和磨矿技术效率。在此基础上,添加碳酸钠可改善磨矿过程中矿浆的流变性,碳酸钠用量为800 g/t时,能进一步提高-0.106+0.038 mm粒级产率。在-0.075 mm粒级占70%条件下,球磨和棒磨获得的-0.106+0.038 mm粒级含量相近,但球磨产品中该粒级Li₂O品位更高,选择性磨矿作用更好。优化球磨参数后,锂辉石回收率可达95.92%,精矿品位为4.84%。     

范各庄选煤厂优化浮选截粗环节的实践

范各庄选煤厂浮选入料中0.5mm的粗煤泥含量较大,严重影响浮选效果,导致浮选精煤产率低、尾煤灰分低、浮选药剂消耗量大等问题。根据范各庄选煤厂实际生产情况,对浮选截粗环节进行技术改造,控制浮选入料粒度上限,提高浮选精煤产率的实践。     

煤泥分级浮选工艺关键技术的分析

以邯郸洗选厂为例,详细介绍了煤泥分级浮选工艺改造过程中需要注意的几项关键技术,阐述了采用分级旋流器组进行浮选入料粗、细煤泥分级,<0.125mm细煤泥采用新型旋流微泡浮选柱-快速双隔膜压滤机处理,0.5～0.125mm粗煤泥采用原有的浮选机-过滤机处理所具有的优势。     

浮选尾煤再选试验研究

对山西某选煤厂的浮选尾煤样品进行筛分和浮沉分析,确定采用尾煤预先筛分,>0.125 mm粒级粗选,粗选精煤磨矿后一段精选的尾煤再选工艺。通过条件优化试验优化了浮选入料浓度、煤油用量和精选磨矿的时间,试验结果表明通过再选可从灰分46.47%的浮选尾煤中,得到产率25.32%,灰分9.38%的精煤产品。     

滨湖选煤厂煤泥分选与回收系统技术研究

针对浮选尾煤"跑粗",粗煤泥回收系统难以获得合格粗精煤泥等问题,滨湖选煤厂对粗精煤泥分级旋流器、高频筛、煤泥离心机和浮选柱进行了技术检查,对设备的运行效果进行了分析.结果 表明:粗精煤泥分级旋流器底流灰分偏高,无法得到合格的粗精煤泥产品;高频筛脱泥效果较差,筛下"跑粗"现象比较严重;浮选入料中粗颗粒较多,浮选柱并未处在...     

中矿选择性分级再磨工艺在武山铜矿的应用

浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿（中矿）由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。     

中矿选择性分级再磨工艺在武山铜矿的应用

浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿（中矿）由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。     

小锥角水力旋流器对难浮煤泥脱泥浮选工艺试验研究

针对通化地区黏土含量大、主导粒级为高灰细粒级的难浮煤泥,采用小锥角水力旋流器进行高效脱泥探索,旋流器产物进行粒度和矿物组成分析,底流进行分步释放浮选试验。结果表明,采用Φ150 mm小锥角水力旋流器作为煤泥浮选前脱泥的主要设备;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器串联脱泥工艺中,0.045 mm粒级脱除率达到67.73%,灰分为50.10%,且高岭石、伊利石等黏土矿物在Φ75 mm旋流器溢流中实现富集;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器底流单独或混合入料浮选,精煤产率(占本级)及可燃体回收率均比原煤泥直接浮选提高了2~3倍。     

低灰浮选尾煤的磨矿脱泥浮选工艺试验研究

针对河北唐山地区煤炭黏土含量大、多高灰细泥、浮选效率低的问题,采用磨矿、小锥角水力旋流器脱泥、分步释放浮选等试验方法进行了浮选工艺试验研究。结果表明：采用150 mm与75 mm旋流器串联脱泥工艺,底流和溢流灰分差值为13.05%,说明旋流器串联脱泥工艺起到了较好的效果,能分离部分高灰细粒级煤泥,对底流进行分步释放浮选试验研究,在保证精煤质量前提下,精煤产率也相应得到提高,说明采用小锥角水力旋流器对原煤泥进行浮选前脱泥,能够有效降低高灰细粒级对浮选的影响,提高精煤的浮选效率;浮选尾煤灰分仍然较低,为38.27%,对低灰尾煤进行磨矿-脱泥-浮选试验,精煤产率为35.47%,综合精煤产率（占全级）相比较原煤泥直接浮选提高率达54.20%。     

淮北选煤厂细粒煤泥分选实践

为探索煤炭精细分级分选,优化生产系统,淮北选煤厂对煤泥重介质旋流器及粗煤泥振动弧形筛进行了优化,通过采用大直径煤泥重介质旋流器,改变弧形筛工艺参数,增加筛面喷水,稳定斜管浓缩机溢流等措施,加强重介分选环节对＞0.25 mm粒级煤炭的精选,降低了重介系统分选下限,有效控制了粗精煤灰分、水分;降低了浮选入浮量、粒度、灰分,...     

重介质旋流器分选过程的离散分析与数值模拟

重介质旋流器广泛应用于煤炭分选,分选过程十分复杂,试验测试研究重介质旋流器内部流场和颗粒运动特性费时费力,成本较高。随着数值计算技术的发展,国内外学者应用数值模拟方法研究旋流器内部的多相流流场。采用计算流体力学(CFD)与离散分析方法(DEM)耦合技术对重介质旋流器的分选过程进行数值模拟研究,为重介质旋流器的结构参数和操作参数的优化提供了一种新途径。用Fluent软件研究了旋流器内部悬浮液速度场、密度场、压力梯度场和黏度场,用EDEM软件研究了旋流分选过程中的煤粒运动行为及分选效果的评价。研究结果表明:悬浮液压力分布和压力梯度分布径向基本对称,溢流口和底流口处压力值最低。器壁沿径向形成了压力梯度,差值逐渐增大,空气柱边界处压力梯度最大;不同尺度的煤粒在旋流器内部的停留时间不同,相同密度的煤粒,粒度越小,停留时间越长。溢流中排出煤粒在旋流器中的停留时间明显长于从底流口排出的煤粒。溢流口排出的煤粒,密度越大,停留时间越长,底流口排出的煤粒,密度越大,停留时间越短。不同的旋流器结构参数对分选的影响程度不尽相同,其中溢流管直径的影响最为显著,溢流管直径超过500 mm时,不能形成完整的空气柱,无法分选。溢流管直径为300 mm时,分选效果较好;溢流管插入深度显著影响分选精度,插入深度为160 mm时,分选密度增大,细小高密度的煤颗粒将错配进入溢流,溢流管插入深度为320～800 mm时,分选密度接近悬浮液密度,分选指标E_p=0. 084～0. 100,分选效果较好。底流口直径对旋流器选精度影响较大,当底流口直径为272和306 mm时,分选密度与悬浮液密度接近,E_p值小于0.1,分选效果较好。圆柱段长度对于分选密度影响不明显。     

浮选入料脱泥池在潘一矿选煤厂的应用研究

为解决潘一矿选煤厂浮选入料中细泥含量高、灰分高的问题,采用浮选入料脱泥池对其进行选前脱泥。介绍了浮选入料脱泥池的结构、工作原理及特点,并对其底流量进行了优化试验。试验结果表明,脱泥池底流细泥产率与分选完善指标之间存在负相关关系,底流中细泥产率每降低一个百分点,分选完善指标就增加0.73个百分点;脱泥池入料灰分较低时,将底流流量控制在400 m3/h左右是合理的,当入料灰分在>40%时,更应该如此。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。     

液固流化床分级与分选联合工艺的研究与应用

为了解决液固流化床在粗煤泥分选过程中入料粒度范围过宽、高灰细泥进入溢流污染精煤导致的粗精煤灰分偏高,严重影响液固流化床分选效果和精煤产品质量的问题,提出了液固流化床分级与分选联合工艺,即采用液固流化床对粗、细煤泥进行分级,溢流的细煤泥采用浮选处理,底流的粗煤泥进入第二台液固流化床分选,从而使粗、细煤泥均实现了高精度的分选。液固流化床分级与分选联合工艺在梁北选煤厂的生产实践中取得了良好效果,使入料中高灰细泥减少了80.32%,粗精煤灰分下降了2.43个百分点。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

袁家村铁矿再磨-强磁选脱泥-反浮选新工艺研究

袁家村铁矿生产流程中混磁精矿再磨溢流粒度较细、含泥量较高,仅经浓缩后直接进行反浮选,存在药剂成本高、浮选设备能耗高、精矿质量波动等问题。为解决上述问题,对再磨溢流(TFe品位42.70%)进行了强磁选脱泥-反浮选新工艺技术研究,采用平环ZH型三盘强磁选机可以抛出产率25.95%、TFe品位13.78%的尾矿,减少了入浮矿量,使入浮给矿TFe品位提高至52.84%。全流程闭路试验获得了TFe品位65.48%、回收率87.67%的铁精矿,与原生产指标相比,回收率提高了7.67个百分点。     

三产品煤泥分选分级机处理浮选尾煤的试验研究

以曙光选煤厂的浮选尾煤为研究对象,采用自行研制的三产品煤泥分选分级机,在6种不同结构的锥段下进行了煤泥分选试验。试验结果表明:三产品煤泥分选分级机可以回收浮选尾煤中的粗粒低灰精煤,同时还产生一个细粒溢流和高灰底流;在处理该浮选尾煤时,2号锥段优于其他锥段。