选择性磨矿（精选7篇）
选择性磨矿 篇1
磨矿的影响因素极为复杂,磨矿介质的充填率、形状、尺寸、各种介质尺寸的配比,磨机的转速及介质运动状态,以及磨矿浓度等因素都影响着矿物的选择性磨碎[1,2,3]。在铅锌矿中,金属矿物与脉石矿物之间的机械强度存在着较大的差别,尤其是方铅矿硬度低且性脆,在磨矿过程中极易泥化,选择性磨碎现象严重。会泽选矿厂采用两段闭路磨矿流程,选别后产出多个产品,铅锌回收率较高,但精矿中铅锌互含较高,选矿指标不理想。以会泽氧硫混合铅锌矿为研究对象,通过两段闭路磨矿介质尺寸、初装方案、形状对混合矿选择性磨矿影响的实验室试验研究,确定合适的初装方案,进行工业应用研究,以期降低铅锌精矿互含,提高选矿指标。
1 矿石抗破碎力学性能研究
采用工程力学的材料试验方法测定矿石的极限抗压强度为550.19kg/cm2,f=5.5,泊松比为0.1795,测定结果表明会泽氧硫混合铅锌矿软而脆,属易磨矿石,磨矿中不宜选用大尺寸的介质,最好选用选择性磨矿作用强的线接触破碎介质,而且介质尺寸应该精确。
2 初装方案对铅锌矿磨矿的影响
2.1 磨机给矿粒度特性分析
将选矿厂磨机的新给矿和返砂矿样进行粒度筛析,筛析结果见表1、2。
表1结果表明,磨机新给矿(未混入返砂)粒度细,按95%过筛计的最大粒度仅11.6mm,一段磨矿产品细度-0.074mm70%左右,相当于磨矿粒度0.15mm,而磨矿粒度以下的产率达17.94%。因此,物料不仅最大粒度小,而且细级别最大,整个给矿的平均粒度仅4.44mm,对如此细的软而脆矿料,不仅需要磨矿介质的尺寸精确,而且还应考虑磨矿尺寸的合适,才能提高矿物的选择性解离。
返砂的粒度相当细,2.5mm以上的粗颗粒不到1%,97%～98%的物料均在1mm以下,而近80%集中在-0.9+0.1mm,尤其-0.3+0.15mm达42.98%。如此细的大量返砂加入新给矿(全给矿),必然使全给矿平均粒度下降较大。也必然要求小尺寸介质比例提高。
2.2 一段粗磨机的初装方案确定
2.2.1 试验方案的设计
根据矿石的力学性质、磨机给矿的粒度组成特性以及选厂磨机工作条件,采用球径半理论公式计算出各粒级所需钢球尺寸[4],见表3。
表3结果表明,会泽氧硫混合铅锌矿所需的最大球径为Φ70mm,现厂采用Φ80mm是偏大的,有必要精确化。
研究按新给矿与返砂1∶1来配成全给矿,并根据矿石粒度与钢球尺寸的关系,采用精确化装补球方法设计初装方案为[5]:
①现厂方案:Φ80∶Φ60∶Φ40∶Φ30(mm)=40∶35∶15∶10
②推荐方案Ⅰ:Φ70∶Φ60∶Φ40∶Φ30(mm)=20∶25∶20∶35
③推荐方案Ⅱ:Φ70∶Φ60∶Φ40∶Φ30(mm)=20∶25∶30∶25
由于会泽氧硫混合铅锌矿矿粒度细,矿石软而脆,浮选中要求磨矿产品过粗过细粒级少,中间易选粒级多。为达到提高浮选指标的目的,采用选择性破碎强的铸铁段作介质,并根据推荐的钢球方案设计两种铸段方案:
④铸段方案Ⅰ:65×70∶50×60∶35×40∶30×35(mm)=20∶25∶20∶35
⑤铸段方案Ⅱ:65×70∶50×60∶45×50∶35×40∶30×35(mm)=20∶20∶20∶10∶30
将以上5个方案进行磨碎对比试验,根据磨碎结果确定较佳的初装球方案。
2.2.2 确定初装方案的试验
模拟现厂磨机工作条件,在D×L450×450mm不连续磨机中干磨,每份试样15kg,将设计的5个初装方案分别进行对比磨碎试验,每次磨22min,磨碎产品分别进行筛析,筛析结果见表4。
表4试验结果说明,①现厂方案的选择性较差,过磨级别(根据选厂氧硫铅锌矿的浮选要求,将-0.025mm作为过磨级别)产率最大,细度也最差,中间易选级别产率最低,磨机的细磨能力也最低,唯一的优势就是粗级别含量低。②球径精确后,矿物的选择性磨碎增强,磨矿细度和中间易选级别都有提高。③推荐的铸段方案磨矿效果最佳,-0.025mm过磨产率显著降低,易选粒级明显增多,虽然粗级别虽略多一点,但不会影响生产。
综合考虑各个方案的磨碎结果,研究决定在粗磨机中采用铸铁段取代钢球,最终确定的初装方案为:65×70∶50×60∶45×50∶35×40∶30×35(mm)=20∶20∶20∶10∶30,补加方案为:65×70∶50×60∶45×50(mm)=50∶25∶25。
2.3 再磨磨机初装方案对铅锌矿磨矿的影响
再磨磨机是磨碎粗精矿的,磨机给矿中-0.074mm已达75.80%,在磨矿过程中,既要保证磨矿细度,又要减轻过磨,成功的技术及经验就是用新型细磨介质(铸铁段)代替钢球[6]。
选择35×40mm、35×45mm,30×35mm、30×40mm,25×30mm,20×25mm、15×20mm的铸段、Φ40mm、Φ34mm、Φ28mm钢球,生产用球方案:Φ40∶Φ30∶Φ28(mm)=21∶28∶51,以及铸段组35×40∶30×35∶25×30(mm)=21∶28∶51,分别在D×L160×180mm圆筒磨中进行磨碎对比试验,每份矿样700g,每次磨7.5min,磨碎产品进行筛析,结果见表5。
表5结果说明,①Φ40mm、Φ35mm、Φ28mm三种球组中,小球径的钢球磨碎作用十分明显,随着球径减少过磨减轻,易选级别增多,Φ28mm球最佳,但再小的钢球可能随磨机的排矿排出,不再做比较;②对单组铸段而言,中号的以35×40mm磨矿效果较好,小号的以30×35mm较好,小号直到微段均好,但微段易从排矿中带走,不宜采用;③与钢球相比,铸铁段磨矿效果均比钢球好,不仅细度高,而且中间易选级别多,利用系数也高。
因此,对粗精矿再磨,最终推荐的介质初装方案是:35×40∶30×35∶25×30(mm)=20∶30∶50
推荐补加方案:35×40∶30×35(mm)=65∶35。
3 工业应用研究
从2011年1月12日起,全厂开始全面应用磨矿新工艺,采用实验室试验研究确定的初装方案,随着磨矿工艺的逐步调整,磨矿指标的逐步改进,选矿指标也逐渐变化。
3.1 磨矿产品粒度组成优化结果
根据系统流程考查及局部流程考查资料,分别将一段磨采用钢球和铸铁段磨矿时的产品粒度组成平均值进行比较,比较结果见表6。
表6表明:(1)钢球磨矿时,产品细度-0.074mm仅68.25%,产品略粗;铸铁段磨矿时,产品细度-0.074mm达73.16%,产品较细;(2)铸段产品中-0.074+0.025mm中间易选级别增多4.66个百分点,对提高选别指标十分有利;(3)铸段产品均匀,过粗的+0.074mm减少4.91个百分点,过细的-0.025mm仅多0.24个百分点,可视为同一水平。(4)推荐的铸铁段装补方案能满足生产要求,磨碎能力比钢球方案强,产品细而均匀,对选别很有利。可见,在一段磨采用铸铁段代替钢球是可行的。
二段磨采用铸铁段后,-0.025mm达到70%左右,过磨严重,通过减少充填率和降低磨矿浓度,增强了矿物的选择性破碎,磨矿产品的-0.025mm含量由70%左右降到60%左右,一段时间后,降到了45%左右,比采用钢球时-0.025mm46.10%还低。
3.2 选矿指标
随着磨矿指标的逐步改进,选矿指标也逐月好转,数据见表7。
表7结果说明,(1)随着磨矿工艺的逐步调整完善,选矿指标逐月好转;(2)尾矿品位逐月显著下降,(3)产品之间的互含有减轻,锌精矿中的铅品位大约下降10%,硫精矿中的铅品位下降30%左右。
3.3 铅锌的损失状况分析
采用铸铁段后,第一段磨磨矿细度提高了,使得原来解理的细粒金属矿物得到解理及回收,尾矿的品位显著降低,尾矿中金属损失必然显著减少。铅锌的损失状况见表8。
表8表明,(1)随着磨矿参数的调整,金属损失也在逐渐下降;(2)铅的损失在锌精矿中最大,今后应重点减少锌精矿中铅的损失,但随着原矿含铁的升高,硫精矿产率也增大,硫精矿中的损失也会增大;(3)尾矿作为充填料,应尽量降低尾矿中的金属损失。
4 结 论
(1)会泽氧硫混合铅锌矿是软而脆的易磨矿石,磨矿中不宜选用大尺寸的介质,最好选用选择性磨矿作用强的线接触破碎介质,而且介质尺寸应该精确。
(2)铸铁段对氧硫混合铅锌矿具有较好的选择性,在粗磨段采用铸铁段取代钢球,可增强矿物的选择性解离,提高磨矿细度和中间易选级别,降低-0.025mm过磨产率。
(3)初装球方案、介质形状、尺寸、充填率及磨矿浓度对铅锌矿选择性磨矿都有影响。
(4)在粗磨和粗精矿再磨的两段磨矿流程中采用铸铁段取代钢球,使整个磨矿流程实现了线接触破碎,并通过磨矿工艺的逐步调整,满足了氧硫混合铅锌矿选择性磨矿的要求,提高了磨矿细度,产品粒度均匀,-0.025mm过粉碎粒级含量降低。随着磨矿工艺的逐步调整完善,选矿指标逐月好转,产品之间的互含有减轻,锌精矿中的铅品位大约下降10%,硫精矿中的铅品位下降30%左右;金属损失也在逐渐下降;尾矿品位下降显著,尾矿中的金属损失减少。
参考文献
[1]张国范,冯其明,陈启元,等.铝土矿选择性磨矿中磨矿介质的研究[J].中南大学学报(自然科学版),2004,35(4):552-555.
[2]杨琳琳,文书明,程坤.磨矿过程中矿物的解离行为分析[J].矿冶,2006,15(2):13-16.
[3]朱一民,韩跃新,王泽红,等.球磨机中低品位铝土矿的选择性磨矿研究[J].金属矿山,2009(6):60-63.
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[5]段希祥.球磨机精确化装补球方法[P].中国,ZL20031011l145.0,2004-11-17.
[6]段希祥.新型细磨介质应用研究[J].昆明理工大学学报(理工版),1998,28(6):11-15.
炼焦中煤磨矿浮选试验研究 篇2
中煤所含矿物质以细粒分散状与有机组分紧密共生[2],分选较难。目前,炼焦中煤回收主要有两种:一是在尽可能提高分选设备精度的前提下,中煤直接分选;二是将中煤破磨,使其解离后再进行分选。后者已成为处理炼焦中煤的主要趋势[3]。磨矿粒度越细,精煤产率越高,解离的煤岩组分越多[4,5]。宁石茂等[6]将屯兰选煤厂重介质分选中煤分别破碎至五个粒级,根据破碎能耗和实际分选工艺,确定中煤的最佳破碎粒度为-3 mm,并采用Φ350mm重介旋流器分选可以获得产率为27.78%、灰分为10.50%的精煤。程鹏等[7]先将中煤选择性破碎至-3 mm,用密度1.8 g/cm3重液分离出矸石,将-1.8 g/cm3煤样磨碎至-0.010 mm粒级含量约90%时,采用选择性絮凝浮选,获得了灰分11.96%,产率48.43%的精煤。深度磨矿不仅会消耗巨大电能,而且还会给后续脱水工艺带来很大不便。陈建中等[8]提出了炼焦精煤应选择合适的解离粒度和分选工艺以提高精煤的回收率和获取最大经济效益的建议。胡秀明等[9]通过比较中煤再选的不同方法,认为“粗碎-磨矿-浮选”工艺处理炼焦中煤较为适宜。本文拟在煤样性质研究的基础上,通过磨矿-浮选试验探索磨矿细度与浮选之间的最佳平衡点,以期实现炼焦中煤有效合理的回收利用。
1 煤样性质
1.1 粒度组成
试验煤样取自屯兰选煤厂重介质分选中煤脱介筛上,粒级-3 mm,试验煤样的粒度分布见图1。
由图1可以看出,随物料粒度的减小,各粒级产率逐渐降低。其中,-3+2 mm粒级为主导粒级,占煤样总量的45.95%;-0.5 mm粒级产率约为12.14%。各粒级灰分随粒度变化不明显,说明煤质比较均匀,试样平均灰分为26.94%,具有回收的必要性。
1.2 可选性分析
试验煤样的可选性分析结果见表1。
由表1可知,-1.40 g/cm3为产率为11.19%,灰分8.15%,是分选过程中中煤夹带的精煤,反映选煤厂重介旋流器的分选精度。+1.40-1.80 g/cm3密度级累积产率高达81.79%,平均灰分仅27.30%,说明煤样中矿物质与有机组分连生存在。当精煤灰分为12.00%时,理论分选密度为1.456g/cm3,精煤理论产率仅为26.68%,为极难选煤。
1.3 黏结指数(G)
黏结性指标是影响焦炭强度的重要因素,常被作为评判炼焦煤质量的一个重要指标,合格炼焦煤的G值在65~85之间[10]。试验煤样粘结指数仅为18.00,远低于炼焦煤粘结性指标的要求。
1.4 煤岩特征
采用Mini Flex600 X-ray粉末衍射仪分析煤样的物相组成。扫描范围5°~85°;扫描速度8℃/min;最小步长0.02°。试验煤样的XRD测试结果表明,中煤试样的矿物组分包括高岭石、黄铁矿、石英、伊利石和方解石等[11]。其中,高岭土类黏土矿物亲水性较强,浮选中易泥化,污染精煤[12]。充分考虑到节能及后续过滤脱水等工艺,应选择适宜的解离程度,尽量减少过粉碎[13]。
为进一步了解煤样中的矿物质嵌布特征,采用OLYMPUS BX51显微镜对矿物的赋存状态进行分析:光源为12 V100 W,放大倍数为10×20。试验煤样的煤岩显微结构分析表明,样品中黏土类矿物主要分布在细胞腔和基质中,大部分呈浸染状[14],粒度约为4μm左右,小部分呈连续分布,粒度超过20μm。矿物破磨过程中,在实现磨矿细度的前提下,有用矿物获得较高的单体解离度即可。
2 试验结果与讨论
2.1 磨矿试验
对-3 mm粒级煤样进行不同时间的磨矿试验,磨矿浓度为50%,试验结果见图2。
由图2可以看出,随磨矿时间的延长,+0.125mm粒级含量快速降低,磨矿5 min时,其产率降至1.53%;-0.125+0.074 mm粒级含量呈先增加后降低趋势,磨矿3~4 min时,该粒级含量达到最高;-0.074 mm粒级含量迅速增加,磨矿5 min时,该粒级含量达到80%以上。
随磨矿时间的延长,+0.125 mm粒级平均灰分呈快速增长趋势,其灰分增加与选择性破碎有关,难碎的高灰组分留在该粒级中,易碎组分优先解离进入细粒级[15]。-0.125+0.074 mm和-0.074 mm粒级的平均灰分亦随磨矿时间增加而逐渐提高,表明进入该粒级的矿物质含量增加。
通常,-0.125+0.074 mm粒级具有较好的可浮性和较快的浮选速度。磨矿细度为67.32%~74.09%-0.074 mm时,-0.125+0.074 mm粒级含量最高。
2.2 浮选试验
浮选机采用XFD-1.5L型充气单槽浮选机,槽体容积1.5 L,主轴转速1750 r/min,刮板转速为30r/min,充气量0.16 m3/h。浮选矿浆浓度50 g/L,试验所用煤捕收剂煤油、起泡剂仲辛醇,均为分析纯。浮选工艺流程见图3。
2.2.1 粗选试验
对不同磨矿时间下的磨矿产品进行一次浮选(粗选)试验,煤油用量为100 g/t,仲辛醇用量为50g/t,试验结果见表2。
由表2可知,随着磨矿时间的延长,精煤产率呈先升高后降低趋势,而精煤灰分则一直降低,最低灰分为16.28%。通过一次粗选很难得到灰分合格的精煤,有必要对粗选精矿进行精选试验。
2.2.2“一粗一精”浮选试验
粗选过程药剂用量为煤油100 g/t,200 g/t和300 g/t,仲辛醇50 g/t;精选过程不加药。不同磨矿时间下的“一粗一精”浮选试验结果见图4,由图4可知,当磨矿时间超过3 min时,虽然精煤灰分有所降低,但其精煤产率快速降低。结合磨矿试验和浮选试验结果,磨矿时间3 min最佳。
为获得更高产率的合格精煤,保持起泡剂用量为50 g/t,对磨矿3 min时的磨矿产品进行捕收剂用量优化试验,浮选试验结果见表3。
由表3可以看出:捕收剂用量为150 g/t和200g/t时,均可得到灰分小于12.00%的合格质量精煤,但捕收剂用量为250 g/t时,精煤灰分超标。在仲辛醇用量为50 g/t,煤油用量为200 g/t条件下,通过“一粗一精”浮选,可以得到产率为34.75%,灰分11.64%的合格质量精煤。
2.3 磨矿3min后磨矿产品的浮沉试验
磨矿3 min时浮沉试验结果见表4。
2.4 浮选精煤粘结性测定
对粗选精煤(灰分为16.70%)和一粗一精浮选精煤(灰分为11.64%)进行了粘结性指数的测定,测定结果为粗选精煤的粘结指数为46.00,一粗一精浮选精煤粘结指数为72.00,满足炼焦要求。
3 结论
(1)煤样中有机组分和矿物质密切连生,表明中煤需要再选,但选前需要碎磨;
(2)中煤中的矿物组分主要为高岭石、黄铁矿、石英和方解石等。黏土类矿物呈分散状,粒度为3~40μm不等,适度解离即可;
(3)-0.074 mm 67.32%左右时,在起泡剂用量为50 g/t的前提下,捕收剂用量分别为150 g/t和200 g/t时,通过一粗一精浮选可回收产率22.48%,灰分11.09%的较低灰分精煤和产率34.75%,灰分11.64%的合格精煤。
摘要：以屯兰矿选煤厂-3 mm粒级重介质分选中煤为试验煤样,采用Mini Flex600 X射线粉末衍射仪和OLYMPUS BX51显微镜研究了煤样的矿物组成与嵌布特征,并对磨矿后的产品进行了浮选试验。结果表明:-0.074 mm粒级含量为67.32%时,在捕收剂用量200 g/t和起泡剂用量50 g/t的条件下,通过一粗一精浮选可回收产率为34.75%,灰分为11.64%的合格精煤。
磨矿分级控制系统的开发与应用 篇3
磨矿过程自动控制的主要任务是使磨矿分级生产过程在稳定或最佳状态下工作,充分发挥和提高磨矿和分级效率,使有用矿物与脉石达到充分单体解离,保证溢流产品质量,以获得更高的经济效益。
磨矿分级系统有4个主要技术指标:球磨机台时处理量、磨矿粒度、磨矿浓度和溢流浓度。影响这些技术指标的因素除了原矿性质以外,还包括排矿水量、返砂水量、磨机充填率等。因此,有必要对磨矿分级系统实施自动控制,其目的是为了提高磨机效率,稳定分级溢流粒度,为选别作业提供合格的溢流产品。
1 磨矿工艺
哈密选厂破碎产物粒度控制在0~15mm,经地坑及上料皮带卸入粉矿仓储存(每个仓容积6 0 0 m3,储矿1000t,储矿时间8h)。粉矿经2台电磁振动给矿机,3-1#、3-2#皮带运输机,分别给入MQG3660格子型球磨机进行磨矿。其产物经FG-3000螺旋分级机分级,分级返砂返回MQG3660球磨机再磨,分级机溢流-200目含量为5 0%,进入一段磁选。一磁尾矿进入尾矿总管,一磁精矿进泵池,由渣浆泵给入陆凯细筛进行预先分级,筛下物(-0.074占90%)自流入二段磁选,筛上物经浓缩后给入M Q Y 3 6 6 0格子型球磨机,二段磨机与细筛形成闭路循环。
2 硬件配置
主厂房控制系统主站采用西门子S7-412系列CPU与各I/O远程站共同组成主厂房控制级网络,可实现各生产系统设备的控制、检测和重要生产工艺参数的实时检测和调节。PLC主CPU站、I/O远程站通过工业现场网络进行数据通信。球磨机给矿量控制变频器采用Allen-Bradley公司的Power Flex系列的22DP-D010N103,与C P U进行数据交互控制。返砂水调节采用川仪Z J K V系列电动调节阀,与C P U进行数据交互控制。
3 分级系统原理
分级系统原理(以磨矿浓度为例)如图1所示。
在给矿量等于零时,要求冲洗分级机返砂的给水量不能为零。
在给矿量恒定情况下,自动推算给水量;给矿量发生变化时,自动改变给水量设定值,以满足磨矿机内部浓度控制要求。
4 给矿量控制
球磨机给矿量的自动控制方法较多,目前国内多采用以下几种方法来控制球磨机的给矿量:恒定给矿法;按球磨机传动电机所消耗功率调节给矿法;按球磨机内矿石与球磨机介质的撞击噪声调节给矿量法;按给矿量与返砂量之和等于常数控制给矿法。
本系统采用常数控制给矿法。根据该矿的工艺条件,采用最佳值给矿,即在主控机内设定给矿量的给定值,比较检测值与给定值之间的偏差,如果超出允许限度,主控机将控制信号输出至变频调速器,改变给矿机的转速,调节给矿量,保证给矿量维持在给定值附近。该控制主要由2台变频控制给料,正常生产情况下同时工作。为了保障控制的精度及稳定性,在设计控制时,增加同开比例调节参数。在2台同时调整时,人为地加入了控制比例,使其中一台为主调节器,另一台为副调节器,进行串级调节。同时,下料口集振器的下料量作为干扰因素考虑在程序设计内,即调整一次集振器,便进行一次下料量的标定,皮带秤所称量的数值即为最大转速给料量,也即为集振器的最大下料量。通过下料量的标定,可以确定变频频率的对应关系。根据工艺要求,控制的给料量正负偏差为5t/h。设计了死区,以保障在工艺参数范围内给料量不会产生大的波动。通过生产检验,控制完全满足要求。图2为给矿量控制参数调节及控制趋势效果图。
5 磨矿浓度、溢流浓度控制
根据生产实践,在给矿以及分级机溢流浓度稳定的情况下,只要根据原矿粒度正常的返砂比,按磨矿浓度的要求计算出所需的返砂水量,通过调节返砂水量大小即可控制球磨机的磨矿浓度及溢流浓度。在返砂水调节中采用的数据模型如图3所示。Q1为上料量;Q2为磨矿上料量;Q3为磨矿出矿量;Q4为溢流量;Q5为返砂量。
计算公式:
上料含水量:W1=Q1×R1
前给水量包括上料水和返砂水:W2=W3=Q2×R2
返砂水量:W5=Q5×R5
计算出后给水量:W7=W2-W1-W5
溢流水量:W4=Q4×R4
后给水量:W8=W4+W5-W2
式中,R1为上料液固比;R2为磨矿进料液固比;R3为磨矿出料液固比;R4为返砂液固比;R5为返砂液固比;C1为上料浓度;C2为磨矿浓度;C4为溢流浓度;C5为返砂浓度。
磨矿浓度、溢流浓度控制效果图如图4所示。
6 结语
哈密180万t/a选厂于2010年4月投产至今,磨矿分级控制系统稳定,在原矿平均品位4 4.6%的情况下,一段细度(-200目含量)达60%,铁精细度(-200目含量)达85%,铁精水份8.1%,尾矿品位11.7%,水份11.7%,各项指标正常。
摘要：基于磨矿过程工艺特点和要求,介绍选矿厂使用磨矿分级控制系统的设计思路及应用情况,提出针对磨矿分级过程的智能控制技术。
关键词：选矿,磨矿分级,自动控制
参考文献
[1]段希祥.破碎与磨矿[M].北京:冶金工业出版社,2008
球磨机磨矿效果分析与对策 篇4
1.1 破碎粒度
破碎粒度大小, 在生产中应根据磨矿细度的要求, 随时观察球磨机的入料粒度。若在生产中球磨机, 给矿粒度大小发生变化, 分级机溢流堰高低影响矿砂的沉淀区大小, 用插木扳的方法来调整分级机溢流堰高低。有时经矿泥长期堆积, 最终要求矿石的破碎粒度为-12mm。必须对破碎系统进行监督, 在分级机两边沿焊接一定高度的角铁, 格筛筛孔的调整是关建, 可自然提高溢流堰的高度。须马上反映到碎矿工段, 适当对部分分级机溢流堰高低进行调整。
1.2 分级机叶片磨损
严格执行设备巡查制度, 若叶片磨损严重, 操作人员在操作过程中又不太留意, 相对返砂量相对大, 水流较为平缓, 相对也是矿砂沉淀区大了, 及时更换磨损的叶片。分级机上开口低, 会造成磨矿细度变粗。因此, 返砂量相对大, 也会影响分级机寿命。相对是矿砂沉淀区大了, 同样也会影响磨矿作业, 磨矿细度相对变细, 相当于返砂量减小, 分级机上开口大, 返砂量会增大。另外, 磨矿细度相对细, 分级机叶片磨损后, 磨矿细度相对变细。分级机下开口大, 分级机下开口低, 返砂量也将大, 磨矿细度相对细。在设备安装期间现场确定, 操作过程中应定期检查叶片磨损情况, 设备安装中分级机开口大小高低没有调整好。
1.3 主轴提升
分级机主轴提升的高度, 就会导致返砂量较正常情况少。若主轴长时间没有清理加油, 由于分级机中的矿砂没有清理干净, 也是影响返砂量及磨矿细度的一个重要因素。有时在设备检修完后, 在长时间沉积下。在下放分级机主轴时, 一般正常生产要求分级机主轴放到位。矿泥沉积较实, 没有把主轴完全放下, 所以在操作过程中应多加注意。此外, 若不仔细, 也会导致主轴不能完全放下。
1.4 给水量
在给矿量一定的情况下, 排矿口处冲水大小、给矿量大小直接影响磨矿细度, 在没有实现磨矿自动化的情况下, 水量的大小, 直接由球磨操作人员手动调节。因为这两处的水流量较大, 增大与减小很难看出, 必须进行细致观察与细微地调整。球磨机给水增大, 磨矿浓度变稀, 磨矿细度会变粗;相反, 球磨机给水减小, 磨矿浓度变大, 磨矿细度会变细。球磨机排矿口处冲水变大, 溢流变稀, 溢流细度变细。相反, 球磨机排矿口处冲水变小, 溢流变浓, 溢流细度变粗。
1.5 矿石硬度
不同的矿石, 皮带由于长时间磨损可能会漏矿, 其硬度不相同, 漏下的大多情况下是粉矿, 特别是来自金鼎矿的矿石硬度相对大, 集中进行添加, 这一因素相对于同一矿石是固定的, 会造成球磨机给矿不均匀, 也无法进行调整。另外在球磨机皮带给矿处, 在满足选矿工艺技术要求的前提下, 这部分漏矿必须尽可能及时地补加到球磨机里, 可进行合理配矿, 若长时间堆放, 尽可能使矿石大小均匀, 引起生产不稳定。但在生产中, 粉状矿、块状配比合理平稳。
2 对策
2.1 瓦轴过热
在由于磨料在运转中, 由于球面瓦具有自动调节中空轴与轴瓦同轴度的功能, 磨料的温度, 由上往下逐渐减轻, 使筒体轴向产生热变形而引起热胀, 形成弧形导油槽和逐渐缩小的楔形间隙, 停机引起冷缩等现象, 将已拉起的毛刺磨光、磨平。然后将轴衬两边瓦口部位进行刮修, 都有可能使轴瓦因受轴向力而发热。它直接影响到轴瓦的使用。用细油石对轴颈进行打磨, 以防轴瓦面被拉伤, 只用砂布背面经行数次打磨。因此, 在安装过程中, 尽可能的按生产厂家要求使用润滑油。生产厂家蓝图中的两主轴承间的距离为中空轴轴瓦中心距离, 必须考虑在运转中出现的膨胀量。据网络评价, 轴瓦面尚未形成油膜, 运用时间优于前面的刮研方式。润滑油的质量非常关键, 若球面瓦背与瓦座的接触情况不良, 势必导致瓦面与中空轴颈小面积接触, 在润滑油中会导致磨料磨损, 静载荷变大, 轴瓦接触边出现局部高温。新安装球磨机刚启动的瞬间, 所以在试车前要预先在球磨机两端轴瓦面淋上润滑油, 因为轴瓦和中空轴颈跑合时会产生一些微小的巴氏合金颗粒, 混所以通过换润滑油清除它是非常必要的。球面座与球面瓦组装后, 在中空轴颈外表面形成粘有巴氏合金的条痕, 接触斑点的分布均匀连续。试车完毕应及时更换干净的润滑油, 灰尘颗粒主要通过被磨损后的羊毛毡圈, 使瓦面接触点受剪应力作用而引起大面积拉伤。在使用中如果出现润滑油温度逐渐升高, 传统的球磨机主轴承采用细羊毛毡圈密封, 且疏密不均。其主要原因是中空轴颈的表面粗糙度不高, 易被磨损, 这些灰尘颗粒是造成球形轴瓦磨料磨损, 与中空轴之间的缝隙进入主轴承和油路堵塞的主要原因。
2.2 大齿圈翻面使用
在筒体上拆卸原大齿轮, 修研原非啮合齿面, 拆卸中尽量保证螺孔孔径和上下表面不出现伤痕。打开剖分齿轮, 磨掉毛刺及划痕, 释放应力, 组装两半齿轮, 重新修研两边对口表面、将锈点、销孔和螺孔、棱边变形等缺陷修整光滑。将大齿轮翻转180°吊装到筒体上, 每边先拧紧2个螺栓, 对口接合面应紧密贴合, 检查两半齿轮对口处的齿距, 使大齿轮的径向误差。两齿轮的正确啮合部位应在节圆线上, 其偏差≯0.12MM。调整大齿轮与筒体的同轴度, 端面跳动误差满足规定要求。分别测量铰制螺孔孔径, 配加工铰孔螺栓, 记录各孔尺寸和编号, 分别根据各孔的不同尺寸和误差, 安装是按编号对号入座, 观察大、小齿轮的接触面积和部位。不能混装。然后安装两边对口的定位销和其它螺栓。在小齿轮转动磨机, 根据齿轮运转情况, 考虑到热膨胀、安装、变形等因素, 适当延长空载运转时间, 应将齿顶间隙调大点, 进行齿面跑合, 直至投入正常使用。翻面后, 建议取上限, 齿长和齿高方向应符合要求。
2.3 筒体产生裂纹
焊缝不符合焊接标准, 其受力最大的部位位于筒体两端, 也有可能产生裂纹。可直接导致焊缝的断裂, 根据筒体受弯应力和剪应力的分析, 除采用过渡钢板外, 因此, 端板与筒体的焊接至关重要。或者焊后不进行去应力处理, 造成焊接应力过大, 在使用过程中, 二者形成的角接触处没有过渡圆弧而是一个直角, 若螺栓松动或衬板脱落, 因为进料端紧靠粗磨仓, 要及时更换。否则, 研磨体和物料冲击也容易导致筒体疲劳而产生裂纹。球磨机端板钢板厚, 其内磨球较大, 这符合所有球磨机筒体和端盖断裂。筒体钢板薄, 此处就容易形成应力集中, 也正是断裂发生的部位。尤其是进料端端板, 提升较高, 所以冲击力很大, 一旦筒体出现裂纹, 焊防变形板, 需果断处理, 首先必须使筒体恢复原位。钻止裂孔, 转动球磨机, 使裂纹自然吻合, 使裂纹处于球磨机最上边, 开坡口, 施焊。利用球磨机自重, 防变形板焊在筒体最高处, 覆在裂纹上, 应到磨内对焊缝根部进行清根处理, 焊缝的裂开使筒体外胀, 恢复原位后清除原焊道。磨外焊接完毕, 若直接焊接, 势必在以后的生产中再次引起断裂。并施焊, 以消除内应力。
结论
在安装和维修球磨机时, 要充分发挥和保障其具有较强的实用性, 运转的可靠性和可操作性, 延长使用寿命的有效方法。
摘要：本文在球磨机磨矿效果分析的基础上, 针对球磨机的作业原理, 对球磨机在工作中容易出现的问题进行了分析, 研究结果具有重要的参考价值。
关键词：球磨机,效果,分析,对策
参考文献
[1].段希祥, 曹亦俊.球磨机介质工作理论与实践[M].北京:冶金工业出版社, 1999.
[2].蔡祖光.陶瓷工业连续式球磨机[J].陶瓷工程, 34, (1) :25-27.
塔式磨机磨矿机理及关键参数研究 篇5
塔式磨机最初由日本Kubota塔磨机公司制造,其结构简单,磨矿效率高,产品粒度分布均匀,易获得所需要的产品粒度,在超细粉碎行业得到了广泛的应用,是超细粉碎中具有发展前途、能量利用率较高的一种超细粉磨设备,目前在国内外已广泛应用于化工、新材料、建材等领域[1,2,3]。
1 塔式磨机结构及工作原理
塔式磨机的结构如图1所示,由筒体、传动装置(包括电机及减速机)、螺旋搅拌器、机架等部件组成。电机经减速机带动螺旋搅拌器,在填充一定磨矿介质(钢球、刚玉球或砾石等)的筒体内旋转,使得磨矿介质和物料在筒体内作整体的多维循环运动和自转运动。位于径向上不同半径处的磨球运动的线速度不等;位于轴向上层与层之间的磨球运动存在速度梯度,剪切力和挤压力处处存在。磨机的工作原理是综合利用研磨介质之间的摩擦力、挤压力、剪切力和冲击力来研磨物料[4]。
1.筒体2.搅拌器3.溢流口4.电机5.传动装置6.入料口7.检修门
本文通过塔式磨机试验机采用铝土矿进行试验,以研究塔式磨机磨矿机理、关键结构参数及工艺参数对磨矿效率的影响,为大型塔式磨机的应用提供合理工艺参数,并对其结构优化提供指导。
2 磨矿试验方法
2.1 铝土矿试验成分及粒度分布
试验选用河南低品位铝土矿,颜色为灰褐色,原料100%通过3mm的矿筛筛选,平均粒度为0.5mm,其化学成分中Al2O3、SiO2、Fe2O3的质量分数分别为57.89%、13.61%、7.0%,其余成分的质量分数为21.43%,原料粒度分布如图2所示。
2.2 试验设备
选用直径为200mm、高度为450mm的塔式磨机,电机功率为2.2kW,转速可从80~4000r/min任意调整,介质球直径为5mm、6mm。
试验物料的粒度在74μm以上部分采用筛析分选,74μm以下部分采用BT-9300S激光粒度分布仪测试粒度组成。
2.3 试验方案
根据正交试验法,综合搅拌器直径与筒内径比值D/T、螺旋升角α(用螺旋导程与直径比值表示)及铝土矿成分确定合理转速,按三水平三因数设计正交试验,试验结果如表1所示。
试验采用相同给料粒度、相同介质球、相同矿料、相同液体配比及相同磨矿时间。
2.4 正交试验
根据正交试验表[5,6,7,8]并结合本试验要求进行正交试验,试验结果以-200目产率表示,试验结果如表2所示。
3 破碎模型
塔式搅拌磨的粉碎过程可以用Charles定律来描述[5,6,7,8],即
式中,E为产品能耗,kW·h/t;d、d0分别为原料及超细粉碎产品的平均粒度,μm;β为指数。
根据试验所测得的功率求得的能耗E及对应的产品粒径d,通过回归分析求得本试验所用塔式搅拌磨对应的超细粉碎方程为
本试验中的d0=4.9μm,则
塔式磨机超细粉碎回归方程曲线如图3所示,从图可见,回归方程曲线与试验数据拟合得较好,可以用于预测产品的平均粒径。
4 讨论
4.1 搅拌器直径的影响
塔式搅拌磨中,搅拌器直径与筒内径比值D/T是影响设备效率的一个至关重要的工艺参数,直接关系到产品粒度和设备的生产效率。搅拌器直径为110mm时,试验3次,三次试验结果之和为K1A=53.347。同理,搅拌器直径为130mm时,K2A=66.070,搅拌器直径为150mm时,K3A=82.653,其中K3A数据最大。试验结果表明螺旋叶片与筒体内部直径的比值D/T越大,产品-200目的产率越高,且中位径粒度越细。
因此,搅拌器螺旋直径的确定原则为:在保证搅拌螺旋与筒体内壁之间不卡球的前提下,选择尽可能大的D/T,使介质球具有较大的动能,以提高其冲击能力。
4.2 螺旋升角对磨矿效果的影响
螺旋搅拌器作为轴向流搅拌器,物料及介质颗粒流动方向与搅拌轴平行。搅拌器对物料及介质颗粒产生两种作用,即剪切作用和循环作用。其中,剪切作用力的大小与固液搅拌体系中固体粒子的破碎率密切相关。搅拌功率P、剪应力τe及循环量Qd的关系为:P∝τeQd。当搅拌功率P一定时,剪应力和循环量是两个相反的因子。剪切型和循环型搅拌器一般用功率准数Np和排量准数Nqd之比来区分,Np/Nqd表示搅拌器搅拌功率用于剪切的比率,Np/Nqd越大,表示搅拌器的功率消耗于剪切的比率越大,消耗于循环的比率越小;反之,Np/Nqd越小,表示搅拌器的功率消耗于剪切的比率越小,消耗于循环的比率越大。
在塔式磨机中,搅拌器的螺旋升角是影响Np/Nqd大小的直接原因。螺旋升角在螺旋面上自内向外逐渐变小,设计时一般将螺旋中径处升角作为设计基准,即
式中,λm为螺旋中径处升角,(°);S为螺旋导程,m;Dm为螺旋中径,m。
式(4)中导程与中径比值越小,则螺旋升角越小,在竖直方向对物料的提升角度越小,提升力越小,克服重力在径向的运动阻力越大,则剪切力越大。
同上述方法,按照正交试验结果可以得出S/D为1.2、1及0.8时,K1B=65.813、K2B=65.873、K3B=70.383,其中K3B最大。试验表明,小的螺旋升角有利于增强搅拌机的剪切作用,提高磨矿效率。
确定螺旋升角时,还应考虑矿料特性及其介质径向速度和切向速度的比例等因素。
4.3 转速的影响
搅拌磨依靠离心力推动磨矿介质以磨碎矿粒。转速越高,研磨介质受到的离心力越大,相互之间的挤压力也越大;研磨介质之间的速度差越大,剪切力也越大。从提高粉碎效率和效果考虑,应采用较高的搅拌转速[9,10]。
试验发现,随着转速增加,铝土矿磨矿效率并未随之线性增加。有以下三方面原因:
(1)过高的转速使得矿物、介质球及水在离心力的作用下发生了分层或分离,大的固体颗粒被甩到筒内壁,且沿内壁落到底部,介质与物料之间的碰撞挤压减小。
(2)转速的提升使轴心部分出现漩涡,降低了被搅拌物料的表面密度,使搅拌功率急剧下降。
(3)过高的转速使得单位时间内轴向克服重力做功增加,径向运动时克服重力产生的磨擦力减小,剪切力减小,降低了搅拌效率。
同时,高转速增加了磨机的消耗功率,使搅拌器与搅拌磨内衬磨损加剧,磨矿介质也易于破损,降低了磨机能量利用率。
试验结果表明,搅拌转速高于临界转速时磨矿效率会略有下降。
为保证设备稳定、高效运转,搅拌器的工作转速不宜过高。适宜的线性速度为6~8m/s。
5 结论
(1)塔式搅拌磨的粉碎过程符合Charles定律。
(2)在保证螺旋直径至筒体内壁之间不卡球的情况下,尽可能选择大的D/T,利于介质球获得较大动能。
(3)应根据矿料特性并结合介质径向速度和切向速度的比例来选择合适的螺旋升角,便于将能量转化为剪切能,提高磨矿效率。
(4)适当提高转速有利于改善磨矿效率,但转速过高会使能量利用率降低,生产选择时应综合考虑。
参考文献
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[2]盖国胜,马正先,胡小芳.超细粉碎与分级设备进展[J].金属矿山,2000(6):30-45.
[3]方莹,张少明,刘剑华.搅拌磨制备超细粉体粉磨工艺的研究[J].中国粉体技术,2001,7(6):14-17.
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[5]Heim A.Determination of Parameters for Wet2Grinding Model in Perl Mill[J].Powder Technolo-gy,1985,5:173-179.
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[9]丁绪淮,周理.液体搅拌[M].北京:化学工业出版社,1983.
选择性磨矿 篇6
近日, 科技部组织专家在长沙对长沙矿冶研究院等单位承担的“十一五”国家科技支撑计划“高效节能磨矿设备的研制”和“大型重载高压浓密机的开发”两个课题进行了验收。专家组通过听取汇报、审阅材料及质询和讨论, 一致同意两个课题通过验收。
“高效节能磨矿设备的研制”课题研制出V6工业型超临速磨机、金属矿山专用微细粒磨矿设备-立式螺旋搅拌磨机、HHZ型旋流器、大型双槽高强度超细搅拌球磨机等一批高效节能磨矿分级装备, 研制的磁性衬板在一段磨机中应用良好。公开国内发明专利7项, 其中授权专利3项, 获得省部级科技奖励1项。该课题的实施对微细粒嵌布矿产的开发、超细粉体的深加工等具有重要意义, 对矿物加工领域节能降耗、降低选矿成本提供了有力的技术支持。
“大型重载高压浓密机的开发”课题研发出多头传动装置 (自主研发) 、流态化絮凝剂稀释技术及装备、非β-射线测定浆体浓度技术及新型浓度检测装置非β-射线浓度计等, 突破了微细粒物料浓缩脱水技术、尾矿干排及全尾充填技术, 获得多个科技奖项。该课题自主研制的HRC-Z-25重载高压浓缩机及其配套系统填补了国内行业空白, 在矿山、冶金、环保等领域有广泛的应用前景, 可产生良好的社会、经济、环境效益。
选择性磨矿 篇7
立式螺旋搅拌磨机作为一种节能高效的超细磨矿设备, 因其在磨矿时以磨剥离、分层研磨、物料内部分级、高效节能等特性广泛应用在矿业和冶金等领域。随着工业的发展, 能源的高效利用和环境友好建设的要求的提高, 对于矿业的原料的充分利用, 促使了对物料的细磨甚至超细磨进行深入的研究, 也对磨矿设备提出了更高的要求。搅拌磨矿机正是以其独特的磨矿理念得到了进一步的研究和使用。它在磨矿时分层研磨和物料内部分级是在矿料颗粒沉降作用下实现的。
1 非均相物系
非均相系是指粉体工程中各种物质的参与形式的相, 如液体与固体粒子组成的相系。非均相系都是由两相或者更多的相组成。其中以微细的分散状态存在的一相———分散质或称内相;而另外包围在分散质每个粒子的周围的一相———分散剂或称外相 (它是连续相) 。也可以说, 分散剂是一种使分散质的微细颗粒分散在其里面的介质。对于矿物磨矿而言, 由于矿源提供的形式和对成品矿料的粒度要求的提高, 在其加工过程中根据生产的工艺要求, 精选出有价值的固相, 就应该将非均相系实行两相分离。
立式螺旋搅拌磨机是采用湿式磨矿, 所以其是两非均相系———固相和液相。但是由于立式磨机提供的矿物源中的颗粒大小的不同矿浆, 在磨机磨矿过程中颗粒形状的变化, 从而把已经研磨好达到粒度要求的矿料看成液相。而对于未经研磨或者粒度要求没有到达要求的大颗粒矿料看成固相 (假设磨矿介质也看成固相) 。立式螺旋搅拌磨机的非均相系:液相是粒度达到研磨要求的矿料和水;固相是未经研磨和研磨后粒度未达到工艺要求的矿料和磨矿介质。
2 颗粒的沉降
非均相系的确定是磨矿精选有价值的固相的重要前提, 但是确定以后如何有效地将固相液相分离成了粉体工程的关键。立式螺旋搅拌磨矿机就是通过螺旋搅拌器把动力直接施加在研磨介质上实现的, 所以研磨过程中粒度大的颗粒在自身重力的作用下密度大的物质下沉密度小的物质上浮, 从而使两相分离的重力沉降;再者因为螺旋搅拌器的旋转, 分散剂和分散质的密度的差异产生的离心力也不同, 非均质相系有可能在离心力的作用下沉降分离[1]。
2.1 重力沉降分离
非均相系中分散质由于其重力的作用下在分散剂中沉降分离称为重力沉降。当分散质在沉降时, 其不仅受到重力的作用, 同时也受流体阻力和浮力的作用。分散质在重力的作用下下沉, 也在流体阻力和浮力的作用下阻止其沉降运动, 即分散质的重力与流体阻力和浮力的方向相反。
在立式螺旋搅拌磨机中, 矿物颗粒在分散剂中沉降, 其所受的力有:颗粒的重力G、浮力F和颗粒沉降时受到的液相的阻力S。假设颗粒在沉降过程中没有被研磨, 则其重力G和浮力F是固定的, 然而液相分散剂对颗粒的阻力在其在重力加速度作用下速度增大而变大。
以球形颗粒作为对象, 其所受的重力G为
分散质在分散剂流体中所受的浮力F为
而颗粒在流体中沉降受到的阻力S与颗粒的糙度、大小、形状、沉降的速度、液相的密度和黏度有关, 通过牛顿阻力定律可得到其阻力S为
式中d———颗粒的直接 (m) ;
ρs———颗粒的密度 (kg/m3) ;
ρ———流体的密度 (kg/m3) ;
u———颗粒的沉降速度 (m/s) ;
CD———阻力系数, 与雷诺数Re有关;
当重力、阻力和浮力处于平衡状态时, 分散质颗粒在分散剂中作等速运动。此时把颗粒沉降的速度称为沉降速度u, 表达等式
将 (2-1) 、 (2-2) 、 (2-3) 代入 (2-4) 中得:
推导出沉降速度
2.2 离心沉降分离
离心沉降是通过惯性离心力的作用来实现沉降。由于惯性力为重力的沉降, 重力是分散质颗粒的基础属性, 其大小有限制, 产生的效果有限, 如果要提高立式螺旋搅拌磨机的生产效率, 就要提高沉降速度u, 即通过增加惯性力或者降低阻力。
在离心力场的作用下, 固体颗粒惯性离心力C为:
式中R———颗粒位置到回转中心距离 (m) ;
u1———颗粒圆周切向速度 (m/s) 。
由上式可以得到离心惯性力比重力惯性力要大。将其化简为
式中d———固体颗粒直径 (m) ;
ρs———固体颗粒密度 (kg/m3) 。
立式螺旋搅拌磨机通过螺旋搅拌器提供动力来磨矿。矿料在筒体里做圆周运动, 所以其占据空间具有的向心力Fn阻碍其做离心运动
式中ρ———流体密度 (kg/m3) 。
当颗粒在惯性离心力的作用下, 其不仅要克服向心力, 而且还要克服流体阻碍颗粒运动的阻力F, 对应重力沉降阻力的公式得
式中ξ———阻力系数, 无因次;
ur———流体与颗粒在径向上的相对速度 (m/s) 。
颗粒在离心力、向心力和阻力三个处于平衡状态时, 分散质颗粒与分散剂液相在径向上的相对速度就是颗粒在该处的离心沉降速度
将 (2-7) 、 (2-8) 和 (2-9) 代入上次中得
化简得离心沉降速度
3 总结
立式螺旋搅拌磨机利用分层研磨, 介质的表面压力从筒体由上到下逐渐增大, 分散质物料在重力自然沉降和离心惯性力沉降的作用下分级, 从而减少了过粉磨, 而粗的颗粒由于沉降到磨机筒体介质填充的最强烈的最底层进行磨矿, 进而得到有效的磨矿。
摘要：利用粉体工程的沉降原理来研究立式螺旋搅拌磨矿机在磨矿时的颗粒流体特性。由于立式螺旋搅拌磨矿机不同于传统的磨机, 其在磨矿时可以实现物料内部分级及分层研磨, 从而对于不同粒度的颗粒可以进行与之对应的有效研磨。本文利用沉降原理对颗粒流体特性进行阐述。
关键词：立式螺旋搅拌磨矿机,重力沉降,离心沉降,分离
参考文献