浮选工艺

浮选工艺（通用7篇）

浮选工艺 篇1

煤泥混合浮选流程以其工艺简单、易于管理的优势, 在世界范围内得到广泛应用。然而近年来, 随着采煤机械化程度不断提高、开采深度加大, 原煤质量逐渐变差, 细粒和超细粒煤泥在原煤中所占比例逐渐增大, 使得浮选入料中细粒煤泥含量增加。细煤泥灰分一般较高, 造成煤泥浮选难度增大。然而市场对产品质量日益苛求, 煤泥混合浮选凸显出其致命弱点, 其分选粒度范围过宽、高灰细泥夹带污染精煤, 导致浮选精煤灰分高、尾煤灰分低[1]。为此提出了分级浓缩浮选工艺, 采用分级旋流器组对浮选入料进行分级, 采用不同浮选设备, 在不同加药制度下进行浮选, 以充分发挥各设备在不同粒度范围内的分选优势, 实现粗、细煤泥高精度分选;由于分级后溢流浓度过低, 首先采用浅层沉降高效浓缩机进行浓缩后再浮选, 这样既可以提高入浮浓度, 降低药耗, 还可以减少高灰细泥的污染, 提高浮选精煤质量, 使企业获得最大的经济效益。

1 常用浮选工艺流程

目前, 选煤厂常用的浮选工艺流程有浓缩机底流大排放浮选流程和直接浮选流程。

(1) 浓缩机底流大排放浮选流程是在浓缩浮选流程的基础上, 通过改变操作制度而形成的。其特点是控制浓缩机底流浓度, 底流与精煤滤液混合后能达到浮选入料的浓度要求, 从而提高了入料浓度和稳定性, 可以减少浮选和过滤设备台数, 降低电力和浮选药剂消耗。其缺点是浮选和主选不能同时开停, 当细粒含量高时, 大量微细颗粒不易沉降, 集中在溢流中往复循环, 影响重介质选、浮选等各环节的分选效果。

(2) 直接浮选即重介质选后煤泥水直接去浮选的工艺流程, 其优点是消除了细泥积聚, 缩短了煤泥与水的接触时间, 浮选与主选可以同时开停机, 实现清水选煤, 同时简化流程, 减少作业环节, 便于管理。不足之处是入浮浓度过低, 增加了浮选、过滤设备台数, 动力消耗大、耗药量大;尤其是大型选煤厂, 由于煤泥水量大, 入浮浓度低, 致使浮选设备过多, 经济上不合理[2,3]。

这2种流程都属于一次浮选流程, 即只生产精煤和尾煤产品, 要提高精煤质量就难以保证尾煤灰分, 要提高尾煤灰分必然带来精煤灰分的增加。从一般意义上讲, 两者不可兼得, 对于可浮性差的煤泥洗选结果很难达到要求。主要原因是浮选系统的分选粒度范围过宽, 致使高灰细泥无选择性地产生机械夹带而污染精煤, 造成一次浮选工艺分选精度低。理想的煤泥水浮选流程应该是克服浓缩浮选和直接浮选的缺点并将其优点有机结合于一体的流程, 即分级浓缩浮选流程。

2 分级浓缩浮选工艺及设备

2.1 分级浓缩浮选工艺

分级浓缩浮选就是根据粗、细粒煤泥表现出的不同特性, 把煤泥水经分级旋流器分级, 分级后的粗、细粒级煤泥分别进行浮选, 底流进入适合于粗粒分选的浮选机, 溢流经浓缩后进入适合于细粒分选的浮选柱, 并分别确定加药制度, 使之达到理想的分选效果。分级浓缩浮选不仅可以提高煤泥分选精度, 同时还可节能降耗, 并明显改善全厂的工艺效果。

2.2 分级浓缩浮选主要设备的选择

浮选工艺确定后, 能否发挥应有的作用, 关键在于设备的选择。适宜的处理能力、先进的特性指标、合理的上下配合将会促进新工艺效果的发挥。分级浓缩浮选增加的主要设备有分级旋流器组、浅层沉降高效浓缩机和旋流微泡浮选柱。

2.2.1 分级旋流器组

分级浓缩浮选正常运行的关键是分级, 选用水力分级旋流器可有效实现煤泥分级。分级粒度与分级旋流器组的结构参数和操作参数密切相关, 应根据生产情况及具体煤泥水特性灵活选择和调整, 以实现浮选机和浮选柱入料量的最佳分配。提高入料压力, 溢流中煤泥含量减少, 分级粒度降低;缩小旋流器的锥角, 可以减小分级粒度;扩大底流口直径, 可以增加底流排放量, 相应地减小分级粒度;增加溢流管高度和柱体高度, 可减小分级粒度和提高分级效率;旋流器的直径越小, 分级粒度也越细[4]。

2.2.2 浅层沉降高效浓缩机

浓缩机是利用煤泥水中固体颗粒的自然沉降来完成固液分离的连续沉降设备。在选煤生产过程中, 一定浓度的煤泥水源源不断地给入浓缩机, 经过一段时间的沉降、浓缩、分级后, 分成浓度较低的溢流水和浓度较高的煤泥沉淀物[5]。在该工艺中使用浅层沉降高效浓缩机是为了提高浮选柱入浮浓度。该机既可在普通浓缩机中加入斜管, 也可设计成矩形, 便于布置于厂房内, 从而表现出其高效性和使用中的优越性。

(1) 占地面积小, 与同处理能力的沉淀池相比, 面积只是它的1/4～1/5;投资小, 与同处理能力的耙式浓缩机相比, 投资只是它的1/2。

(2) 底流浓度稳定、可调。

(3) 工程量小, 安装简便, 管理简单, 而且便于安装在厂房里, 节省建筑物投资。

2.2.3 旋流微泡浮选柱

浮选柱是一种无机械搅拌装置、煤浆充气借助于外部压入空气或自身吸入空气的充 (压) 气式浮选设备。整个设备为柱体, 柱浮选段位于柱体上部, 采用逆流碰撞矿化的浮选原理, 在低紊流的静态分选环境中实现微细物料的分选。在整个柱分选过程中起到粗选与精选作用;柱浮选与旋流分选呈上、下结构连接, 构成柱分选方法的主体;旋流分选包括按密度的重力分离以及在离心力场背景下的旋流浮选。旋流浮选不仅提供了一种高效矿化方式, 而且使得浮选粒度下限降低, 浮选速度大幅度提高。旋流分选以其强回收能力在柱分选过程中起到扫选中矿的作用。管流矿化是利用射流原理, 通过引入气体并将其粉碎成气泡, 在管流中形成循环中矿的气—固—液三相体系并实现了高度紊流矿化。管流矿化沿切向与旋流分选相连, 形成中矿的循环分选[6]。该设备具有运行稳定、分选选择性好、效率高、处理能力大、电耗低、适应性强等特点[7]。随着旋流微泡浮选柱在国内选煤厂的推广应用, 证明了其适用于我国煤泥的浮选, 特别是高灰极细颗粒的分选, 这为实施分级浮选工艺提供了前提条件。

3 两种浮选工艺流程对比

分级浓缩浮选与一次浮选相比具有以下优点:

(1) 提高了分选效果。分级浓缩浮选以0.125mm为最佳分级粒度。采用分级旋流器组对浮选入料进行分级, 大于0.125mm部分进入浮选机分选, 小于0.125mm部分经浅层沉降高效浓缩机浓缩后进入浮选柱分选。充分发挥浮选机和浮选柱在不同粒度范围内的分选优势, 最终使粗颗粒煤泥在浮选机中有足够的机会与药剂碰撞, 被携带进入泡沫产品;高灰细颗粒煤泥在浮选柱中经过多次强化精选, 从而减少了高灰细泥对精煤的污染[8]。

(2) 提高了设备处理量。粗粒煤泥进入浮选机, 由于减少了高灰细泥的影响, 可以在保证分选效果的同时增加入料浓度, 从而提高浮选机的处理量;细粒煤泥进入浮选柱, 由于减少了粗颗粒的影响, 在增加入料浓度时不易出现泡沫发干, 床层压死的状况, 从而增加了浮选柱的处理量。

(3) 提高了工艺的可控制性。通过调节分级旋流器组来控制溢流和底流的浓度, 从而可以保证浮选机的最佳入料条件;通过调节浅层沉降高效浓缩机底流的液固比来调整浮选柱入料浓度, 实现对整个浮选工艺流程的控制。

(4) 降低了浮选作业成本。与直接浮选工艺相比, 提高了入浮浓度, 减小了浮选机和浮选柱的负荷, 从而减少浮选设备台数或降低浮选设备规格, 降低了能耗, 同时也减少了浮选药剂的消耗量, 最终降低了选煤成本;与浓缩浮选相比, 采用水力分级旋流器分级后, 溢流水量减少, 煤泥含量减少, 从而减小了浓缩机的负荷, 降低了能耗, 最终降低了选煤成本。

4 结论

粗、细粒煤泥有着不同的浮选特性, 入浮粒度越宽, 浮选效果越差。分级浓缩浮选从根本上解决了入料粒度过宽的弊端。通过缩小入浮煤泥的粒度范围, 可以消除高灰细泥的污染, 改善细颗粒的选择性, 强化粗颗粒的可浮性, 改善整个选煤过程, 综合提升产品质量, 全面提高企业经济效益。

摘要：针对选煤厂目前使用的浮选工艺分选精度低、高灰细泥污染严重的问题, 提出了分级浓缩浮选工艺;采用分级旋流器组将煤泥分级, 粗颗粒用浮选机分选, 细颗粒经浓缩后用浮选柱浮选;提高了煤泥的浮选精度和精煤产率, 增加了企业经济效益。

关键词：选煤厂,分级浓缩浮选,分级旋流器组,浮选柱

参考文献

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[3]孙丽梅, 单忠健.煤泥水处理系统工艺流程分析[J].洁净煤技术, 2006, 12 (1) :20-24.

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[5]湛含辉, 徐长江.浓缩机原理及在生产工艺中的实践[J].选煤技术, 1992 (2) :8-11.

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[7]聂其英.煤泥浮选新工艺—微泡柱分选技术介绍[J].选煤技术, 2006 (6) :31-33.

[8]石常省, 王泽南, 谢广元.煤泥分级浮选工艺的研究与实践[J].煤炭工程, 2005 (3) :58-60.

某钼矿浮选工艺试验研究 篇2

1矿石性质

1.1原矿多元素分析

原矿多元素分析结果见表1,钼物相分析结果见表2。

从表2可知,钼绝大多数以硫化钼的形式存在,其占有率为91.97%,只有8.03%的钼为包裹钼。

*含量单位为g/t。

1.2矿物组成

经鉴定,矿石中金属硫化物主要为辉钼矿、黄铁矿,少量黄铜矿、辉铋矿、磁黄铁矿、毒砂、闪锌矿;金属氧化物为少量白钨矿、锡石、磁铁矿;脉石矿物主要为石英、绢云母,少量方解石、绿帘石。其主要矿物相对含量见表3。

1.3辉钼矿嵌布粒度

将矿石块矿磨制成光片,显微镜下测定辉钼矿嵌布粒度。结果表明,辉钼矿嵌布粒度在-0.32mm+0.01mm之间,小于0.01mm的难选粒级占有率较少。

1.4钼在矿石中的赋存状态

经分析,辉钼矿中的钼占原矿总钼的91%左右,分散在硫化矿物中的钼占原矿总钼的4%左右,脉石中的钼占原矿总钼的4%～5%。

2选矿试验结果及讨论

原矿性质分析结果表明,矿石中主要有用矿物为辉钼矿,伴生的有用矿物含量都呈微量,没有综合回收的价值。因此,采取常规的浮选工艺回收钼。

2.1磨矿细度的确定

磨矿细度试验流程及药剂条件见图1,试验结果见图2。

提高到71%时,钼粗精矿品位几乎不变,但回收率呈上升趋势,再继续增加磨矿细度时,钼品位和回收率均有所下降,尾矿中钼的损失增多。因此,磨矿细度以-0.074mm 71%为宜。

2.2钼粗选捕收剂种类的影响

钼浮选常规捕收剂一般采用非极性油,如煤油变压器油和中性油等。捕收剂种类试验流程如图3所示,试验结果见表4。由表4可知,用GM 06浮钼时,粗精矿产率较小,品位和回收率较高,捕收效果及选择性明显优于其他捕收剂。

2.3捕收剂用量的影响

改变捕收剂GM 06用量进行试验,其工艺流程见图3,试验结果如图4所示。

由图4可知,随着GM 06用量的增加,回收率提高,但钼粗精矿品位下降。当粗选捕收剂GM 06用量为180g/t时,回收率较高,品位合适。再继续增加GM 06用量时,产率增大,品位下降变快,回收率基本不变。因此,确定粗选GM 06用量为180g/t。

2.4浮选时间的影响

固定磨矿细度、捕收剂用量、浮选浓度,进行了浮选时间条件试验,其工艺流程见图5,试验结果见图6。从图6可知,粗选浮选时间以7min为宜。

2.5精选抑制剂种类的影响

钼原矿品位一般较低,要得到较高的精矿品位往往需要多次精选,有的还需要粗精矿再磨。精选药剂种类及用量试验流程如图7所示,试验结果见表5。

从浮选现象观察,石灰和硫化钠对黄铁矿都有较好的抑制效果,但石灰对黄铜矿没有抑制作用而对矿泥有絮凝作用,所以用石灰作抑制剂时,精矿中夹杂黄铜矿及矿泥较多而影响钼精矿品位。由表5可知,水玻璃和硫化钠组合抑制剂可较好的分散矿泥和抑制黄铁矿、黄铜矿等硫化物,对提高钼精矿质量有利。

2.6精选水玻璃用量的影响

矿泥对浮选的影响很大,如果分散不好,一些细粒的钼矿将会包裹在泥团里而损失在尾矿中,从而影响浮选回收率,因此常常需要添加水玻璃等进行分散处理。精选水玻璃用量试验流程见图7,试验结果见图8。由图8可知,当水玻璃用量为300g/t时,矿泥分散较好,钼精矿品位和回收率均较高;水玻璃用量再继续增加,精矿品位开始下降,回收率亦降低。因此,确定精选水玻璃用量为300g/t。

2.7精选硫化钠用量的影响

精选硫化钠用量试验流程见图7,试验结果见图9。

由图9可知,随着硫化钠用量增加,精矿品位升高,回收率下降,当硫化钠用量为750～800g/t时,钼精矿品位和回收率均较好。2.8浮选闭路试验

在磨矿细度为-0.074mm 71%时,进行了钼浮选闭路试验。粗精矿经过一次精选、一次扫选后,精矿品位有较大幅度提高,但精选一经一次扫选后脱除在尾砂中的主要为脉石矿泥以及黄铁矿、黄铜矿等,其钼含量较低,所以闭路流程考虑扫选、精选中矿单独返回各自的作业,精选一尾矿经一次扫选后直接排入尾矿,为避免精选一尾矿中钼的损失,精选一作业中补加少量捕收剂GM 06。其闭路试验流程见图10,试验结果见表6。

从表6可知,闭路浮选试验可得到品位50.28%的钼精矿,其回收率为85.32%,钼得到较好的回收。

3结语

1.该矿石中金属硫化矿物主要为辉钼矿、黄铁矿,少量的黄铜矿、磁黄铁矿、闪锌矿、辉铋矿、毒砂等。金属氧化矿物为少量磁铁矿、锡石、白钨矿等。脉石矿物主要为石英和绢云母,少量的方解石、绿帘石。

2.矿石中钼主要以硫化钼的形式存在,辉钼矿中的钼占原矿总钼的91.07%,分散在其他硫化矿物和脉石中的钼占总钼的8.93%。

3.在原矿含钼0.124%、磨矿细度为-0.074mm 71%的条件下,采用一次粗选、二次扫选、六次精选的浮选工艺流程以及高效浮钼捕收剂GM 06,取得了钼精矿品位50.28%、钼回收率为85.32%,精矿中含铜0.18%的技术指标。

大型浮选机轴承体加工工艺研究 篇3

320 m3浮选机作为世界上工业应用最大的浮选设备[1],各个关键零部件均没有成功的加工经验可以借鉴。而轴承体作为浮选机核心部件的关键零件,其加工质量直接影响到整台设备的使用性能。如果轴承体加工精度不高或尺寸不合适,轻者导致轴承发热、主轴异响摆动、搅拌能力不强等影响浮选性能问题;重者则导致轴承磨损、主轴抱死、零件报废等严重事故。因此轴承体的加工技术也成为320 m3浮选机制作中的关键技术。

1 轴承体关键加工参数分析

320 m3浮选机轴承体的突出特点是,体积大,重量沉;不易装卡;两端孔径加工精度要求高、加工难度大,相关的技术条件和要求也很高,在切削力的作用下,因工件的自身特点,使工件极易产生振动。其关键加工参数的难点主要体现在:

(1)轴承体装上轴承处孔径与装下轴承处孔径的同轴度公差要求高;

(2)轴承体装上轴承处孔径对装下轴承端平面的垂直度公差要求高;

(3)轴承体的安装基准面平面度公差要求高。

对于图纸上未标注的:轴承体轴向各线性尺寸公差,实际加工时各公差分配要合理,以保证主轴部件各关键部件具有更好的尺寸结构规避风险,具有良好的装配条件。

2 轴承体关键参数加工工艺研究

2.1 加工工艺卡具的设计原则

通过对关键加工参数分析,需要设计相应的工装夹具,以便实现对320 m3轴承体的快速定位与夹紧,提高装夹效率,保证加工精度。依据320 m3轴承体的结构特点与加工精度要求,设计的新型工装夹具应达到以下的工艺装备目标:

(1)通过在加工设备上将轴承体一次找正装夹,达到准确的定位和牢固夹紧,减少轴承体的装夹次数,提高加工效率。

(2)使轴承体在一台机床上装夹后,不用划线即可找正,完成所有需要加工部位,包括铣平面、钻孔、攻丝,复合在一道工序中完成,保证各孔的位置度和加工精度要求。

(3)工装夹具能够快速实现对轴承体的精准的定位,能够前后、高低及左右灵活调节,方便操作。

(4)工装夹具要具有足够的刚度和强度,能够适应大型轴承体的吨位要求,提供可靠的径向支撑。

(5)工装夹具要有可靠的夹紧装置,提供足够的夹紧力,保证轴承体在加工过程中,固定牢固可靠,不能发生位移或震动。

(6)工装夹具要能适用于多种型号轴承体的使用,具有一定的通用性。

(7)设计时除了轴承体的正确定位与夹紧外,还应有镗床加长刀杆、刀架及导向结构的设计,以便于加工轴承体安装基座面及孔的加工。

2.2 加工工艺卡具的主体结构分析

该工装夹具的主体结构主要包括:

轴承体支撑架一、轴承体可调支撑架二、螺旋千金顶、轴承体固定架一、轴承体固定架二、可调螺杆夹紧机构等几部分。详见图1。

(1)轴承体支撑架一:是夹具中的基础元件,其底面加工精度要求较高,作为基准面与镗床工作台面紧密结合,并用螺栓联结,为整个夹具提供可靠固定。轴承体支撑架一可沿工件长度方向自由移动,其上部开有90°V形槽,可以承托不同型号轴承体下端的外圆部位,形成坚固的径向定位基准,并将加工时产生的镗削轴向力传导开去,同时也增强了轴承体的刚度,避免加工时工件变形。轴承体支撑架一的下部设计有多种加强筋板和加固板,以保证支撑架具有足够的刚度和强度,能够适应大型轴承体的吨位要求,提供可靠的径向支撑。

(2)轴承体可调支撑架二:是整套夹具中的关键部件,起着精准定位轴承体和精确夹紧的重要作用,能够快速实现对轴承体的前后、高低及左右灵活调节。其外形结构与轴承体支撑架一相似,支撑架整体可沿工件长度方向自由移动,上部设有位置可调的90°V形槽块,支撑架底座与镗床工作台面紧密联结,为整个夹具提供可靠固定。支撑架底座与V形槽块通过两个ϕ45的导向柱相连,通过螺旋千斤顶与两个支撑螺杆的的上下调整以得到不同的高度,快速实现对轴承体的前后、高低及左右灵活调节,操作方便。

(3)螺旋千斤顶:是在机械生产中常用的一种手动起重工具。它结构紧凑、构造简单、操作方便,适用于多种场合的顶起或压紧工作。依据320m3轴承体的铸件重量,设计选用承重10吨的螺旋千金顶,完全满足大吨位轴承体的起重要求。实际使用时,在螺旋千金顶顶升起轴承体后,应及时在千金顶两侧配用两个支撑螺杆,将轴承体支撑牢固,避免千金顶长期负重,以免造成损坏。

(4)轴承体固定架一、轴承体固定架二:通过可调螺杆与轴承体支撑架一和镗床工作台、轴承体可调支撑架二紧固定位,形成坚固的径向定位夹紧基准面,用于实现把轴承体夹紧在夹具上,以保证轴承体在加工过程中不产生位移。固定架上用等边角钢焊接出倒置的V型槽,以适应不同型号轴承体上下端的外圆部位。

(5)可调螺杆夹紧机构:是整套夹具中的夹紧装置,用于轴承体固定架和轴承体支撑架的紧固定位,保证加工过程中轴承体不产生转动,是保证轴承体加工精度和精确定位的前提条件。设计通过可调螺杆的上下调节得到不同的高度,以适应不同轴承体的装夹高度。通过手动旋紧滚花螺母M40,实现对夹具的紧固夹紧。

2.3 加工工艺卡具的性能分析

(1)定位精度:由于工装夹具是以轴承体的上下端不加工外圆面为定位基准,属于粗基准定位,因此必须借助相应的辅助工装设备以实现对轴承体的定位精度要求。实际加工中,用两个标准量块作为轴承体大小端内圆中心位置的定位基准。保证基准面平面度≤0.01 mm。平面度公差≤0.02 mm。

(2)夹紧力:夹具夹紧力的作用主要用来保证工件的定位基准与定位件保持良好的接触,使加工时不致于受切削力等作用而移位。夹紧力的大小对于保证定位稳定、夹紧可靠、确定夹紧装置的结构尺寸都有很大关系。夹紧力的大小要适当:过小,在加工过程中将发生工件会松动,造成报废甚至发生事故位;过大,将使工件变形。

机械加工时,工件受到切削力、离心力、惯性力、工件自重等作用,为了保证夹紧可靠,夹紧力必须与上述各力相平衡。但不同情况下,各种力的方向、大小都不相同,因此不能用通式来描述夹紧力与各力之间的关系。为了简化计算,一般只考虑主要外力的影响,从夹紧可靠的前提出发,根据静力平衡原理[2],列出静力平衡方程式,加工过程中取不利状态所需夹紧力的大小,即理论夹紧力大小FJ,再乘以安全系数K作为实际夹紧力FJO,即:

式(1)中,FJO为实际所需要的夹紧力(N),FJ为按静力平衡原理计算的理论夹紧力(N),K为安全因数,K=K0K1K2K3。K0为基本安全因数(考虑工件材质、余量是否均匀),一般取1.2~1.5;K1为加工性质因数,粗加工时取1.2,精加工时取1.0;K2为刀具钝化因数,一般取1.1~1.3;K3为切削特点因数,连续切削时取1.0,断续切削时取1.2。

阻止工件转动和移动通过摩擦力来实现,因此夹紧元件与工件接触表面之间存在摩擦因数μ,根据实践经验,不同接触表面之间的因数μ可按以下数值取值[3]:①若接触表面均为较光滑(加工过)的表面,一般取μ=0.2~0.3;②若夹紧元件淬火表面有平行齿纹,一般取μ=0.3~0.5;③若夹紧元件淬火表面有网状齿纹[4],一般取μ=0.7~0.8。

320 m3轴承体在切削加工时,轴承体主要受到主切削力Fc、背向力Fp、进给力Ff、夹紧力等作用,其受力分析如简图2所示。

夹紧的主要作用是防止轴承体在主切削力Fc的作用下发生转动和进给力Ff、背向力Fp的作用下发生位移。为了简化计算,近似将四个接触点受力视为一样大,因此在每个夹紧点上使轴承体转动的力为Fc/4,使轴承体移动的力为Fp/4、Fz/4,夹紧力FJ产生的摩擦力为μFJ。

在轴承体与工装夹具相接触的一点作为静力平衡点,根据静力平衡原理[2],摩擦力μFJ在Y、Z和X方向产生的分力应分别与轴承体转动的力Fc/4和移动的力Fz/4、Fp/4的大小相等,方向相反,则:

将(1)、(2)两式分别二次方后再相加,得

实际夹紧力为:

式中:FJ——理论夹紧力(N);FJO——实际夹紧力(N);K——安全因数;μ——摩擦因数;Fc——主切削力(N);Fz——进给切削力(N);Fp——背向切削力(N)。

Fc、Fp、Fz可按切削力的经验公式计算(指数公式或单位切削力计算公式)求得[5]。

在保证工装夹具能够实现紧固夹紧定位,又不破坏轴承体定位表面的的条件下,可以计算出选用M40的螺旋夹紧机构足以满足轴承体加工时切削力的要求。

3 结论

通过对轴承体加工卡具的设计、分析与应用,成功实现了超大型浮选机轴承体的批量加工,并成功运用于多个生产现场,取得了较高的国际声誉。

参考文献

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难浮煤泥的浮选工艺研究 篇4

浮选是利用煤和矸石表面湿润性的差异进行的分选。浮选过程是在固—液—气三相中完成的, 它是一个极为复杂的物理化学过程。影响煤泥可浮性的因素很多, 主要有原料煤的性质、浮选工艺、矿浆浓度、充气量、药剂制度等。目前, 我国大多选煤厂采用一次浮选工艺, 一般通过改变浮选操作参数来调整浮选效果。对于中等以上可浮性煤泥来说, 该工艺的分选效果不仅可以达到精煤产品质量要求, 而且浮选精煤产率也较高。然而, 对于难浮或极难浮煤泥, 采用一次选工艺, 精煤产品很难达到质量要求, 即使精煤质量达到要求, 精煤产率也很低, 影响生产经济效益, 同时影响选煤正常生产。本文针对山西某选煤厂难浮煤泥进行浮选试验研究, 探讨煤泥浮选二次分选工艺, 为改善高灰难浮煤泥的分选效果提供借鉴。

1 试验研究

1.1 试验用煤样分析

浮选煤样取自山西某选煤厂的煤泥, 其特点是煤样粒度细, 各粒级的灰分基本变化不大, 属于极难浮煤泥, 浮选精煤灰分很难达到11%以下的产品要求, 容易造成精煤产品质量不合格, 影响企业信誉。煤样粒度组成分析结果见表1。

由表1可以看出, 虽然煤样各粒级产率不同, 但是灰分基本没有明显变化。0.175~0.12mm粒级为主导粒级, 含量32.33%, 灰分28.67%, 该粒级煤灰分较高, 对浮选影响较大。此外, 煤样中细颗粒含量也比较高, -0.074mm粒级占21.30%, 尽管该级别灰分不是太高, 但对浮选效果也会有所影响。这些因素是导致煤泥难浮的重要原因, 同时也说明采用粒度分级浮选的方法很难达到产品要求。

1.2 浮选试验研究

1.2.1 试验用药剂

试验选用柴油作捕收剂, 密度为0.773kg/L;选用两种起泡剂:第一种是由仲辛醇与松醇油按体积比1∶1混合而成的混合药剂, 密度0.8565kg/L, 第二种为仲辛醇, 密度0.7717kg/L。

1.2.2 矿浆浓度对浮选效果的影响

不同矿浆浓度下的浮选效果见表2。从表中可看出, 随着矿浆浓度的增加, 浮选精煤灰分不断增高, 产率也不断增加, 并逐渐趋于平衡。经过计算各组试验的浮选完善度指标, 并综合考虑精煤产率及灰分, 认为一次选在矿浆浓度为80g/L时, 浮选效果最佳。

1.2.3 药剂制度对浮选效果的影响

浮选药剂种类对浮选效果的影响见表3, 药剂用量对浮选效果的影响见表4和表5。

由于本试验中研究浮选药剂重在探索, 并且由表2可知在矿浆浓度为80g/L和100g/L时, 浮选精煤的产率和灰分相差不大, 为获得尽量高的产率以保证二次入选所需的煤样, 并兼顾浮选完善度指标, 选取入料矿浆浓度为100g/L。

从表3可以看出, 采用混合药剂或仲辛醇为起泡剂虽然产率可以达到很高, 但是灰分也在相应提高, 不能达到要求。从表4和表5可以看出, 增加药剂用量, 可降低浮选精煤灰分, 但并没有出现预期的随药剂用量增加浮选效果优化的结果, 浮选精煤灰分还是不能达到产品要求。

1.3 精煤再选试验

浮选试验结果表明, 采用一次浮选, 精煤灰分最低为11.54%, 而精煤产率仅为37.19%, 不仅精煤灰分不能满足用户要求, 而且产率太低对企业经济效益也会产生影响, 因此, 一次浮选不能达到生产要求。本试验对一次浮选精煤进行了二次选研究, 精煤二次浮选试验结果见表6。

从表6可以看出, 矿浆浓度为100g/L时, 一次选捕收剂 (柴油) 用量1kg/t, 起泡剂 (混合药剂) 用量0.1kg/t, 浮选后的精煤产率为73.90%, 灰分为15.47%。二次选捕收剂 (柴油) 用量0.24kg/t, 起泡剂 (混合药剂) 用量0.03kg/t, 浮选精煤综合产率为46.33%, 精煤灰分为10.88%, 可以达到生产要求。

2 经济效益分析

该选煤厂在过去的生产中, 由于浮选精煤达不到相关要求, 只能将其混入中煤销售, 生产效益低, 并且造成浮选设备闲置, 不能发挥最大效益。若采用二次浮选工艺, 可降低浮选精煤灰分, 浮选精煤可掺入精煤产品销售。按中煤产品价格500元/t、 精煤产品价格1200元/t、选后煤泥价格150元/t、煤泥浮选加工费30元/t计算, 煤泥二次浮选后可创经济效益1597.5万元。

3 结 论

采用山西某选煤厂的极难选煤样进行二次浮选试验, 对结果进行分析对比后可以看出, 利用柴油作捕收剂, 混合药剂作起泡剂, 最终精煤产品灰分为10.88%, 精煤产率为46.33%, 达到了用户对产品质量的要求, 浮选精煤可作为精煤产品出售, 可以进行半工业性和工业性试验, 以验证能否在实际生产中采用。该工艺在选煤生产中的应用, 为改善高灰难浮煤泥的分选效果提供了一条有效途径。

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[9]吴大为.浮游选煤技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004.

氧化铅矿石硫化浮选工艺研究 篇5

1 矿石性质

1.1 主要化学成分分析

代表性试验矿样的主要成分化学分析结果见表1, 结果表明, 该矿石中铅品位、锌品位比较高, 分别达7.20%、23.93%, 硫含量24.86%。造岩元素钙、镁含量较高, 而铝、硅含量很低, 脉石矿物以碳酸盐类为主。 (见表1)

1.2 矿石中铅锌的化学物相分析 (见表2)

物相分析结果表明, 该矿石铅氧化率达到27.08%。

1.3 矿石的矿物组成

矿石中铅矿物主要为方铅矿, 其次为白铅矿, 还有微量的辉硫砷铅矿、辉硫锑铅矿、块硫锑铅矿等。硫的独立矿物主要为黄铁矿, 其次为白铁矿;铁矿物有褐铁矿、赤铁矿。脉石矿物主要为白云石, 其次为方解石, 尚有少量的绢云母、白云母、黏土矿物、石英等。

1.4 矿石中氧化铅矿物的嵌布特征

白铅矿是矿石中最主要的氧化铅矿物, 主要呈不规则状产出。白铅矿与方铅矿关系十分密切, 多沿方铅矿边缘或裂隙交代方铅矿形成镶边结构或交代残余结构, 大部分白铅矿中都存在有方铅矿残余体。白铅矿有时也沿闪锌矿、黄铁矿的周边及裂隙交代, 白铅矿偶尔也与菱锌矿、异极矿、褐铁矿共生在一起。

矿石中自铅矿嵌布粒度不均匀, 在+74 m粒级中占有率为63.95%, 在-10m粒级中占有率为1.96%。

2 氧化铅硫化浮选试验研究

根据矿石特点, 采用“先硫化矿后氧化矿一先铅后锌”技术方案, 首先在较低p H值下浮选回收矿石中的硫化矿部分。对于矿石中氧化铅部分的浮选, 主要进行氧化铅硫化后浮选研究, 实现氧化铅矿物的充分有效回收。

2.1 氧化铅浮选硫化钠用量试验

由于氧化铅矿浮选一般采用“硫化后浮选”的工艺进行回收, 最常用的硫化剂就是Na2S。硫化时硫化剂的用量很关键:用量过大时, 会造成矿浆p H过高, 使氧化铅矿物受到抑制, 因此, 氧化矿浮选过程中硫化钠在矿浆中的浓度是影响硫化浮选的重要因素。为此进行了硫化钠用量的试验。试验流程见图1、试验结果见图2。

由图2试验结果可见, 硫化钠总用量为1.1kg/t时, 氧化铅硫化浮选能获得铅品位约18%、回收率约80%的铅粗精矿, 硫化浮选效果较好。

对比硫化钠的添加方式对氧化铅硫化浮选的影响, 试验流程见图3, 试验结果见表3。

对比表3和图2所示两个试验结果可知, Na2S分步添加、浮选时间延长近一倍的情况下, 铅回收率可提高至82.87%, 可见在没有调整剂的作用下, 氧化铅的浮游速度是很慢的。Na2S分步添加时, 其总用量高于不分步添加时的用量, 浮选时间变长, 但浮选指标与之相差不大, 说明氧化铅浮选除需要适量的Na2S总用量之外, 更需要一定的Na2S起始浓度。

2.2 氧化铅浮选调整剂用量试验

为改善氧化铅的浮选效果, 在氧化铅浮选粗选作业添加无机盐类调整剂PL, 试验流程同图1, 试验结果见图4。

试验结果表明, 调整剂PL的加入可以迅速改善氧化铅的浮选效果, 随着用量的增加铅品位和回收率均迅速提高, 但过量使用对回收率将产生不利的影响。

3 闭路试验

在条件试验的基础上, 进行了实验室闭路试验, 试验流程见图5, 试验结果见表4。

试验结果表明, 以合适的方式添加适量的Na2S, 并添加合适的浮选调整剂的情况下, 氧化铅浮选可以获得较好的硫化浮选结果, 使氧化铅得到有效回收。

4 结论

4.1 本研究中代表性矿样铅氧化率较高, 为27.08%, 铅氧化矿物主要为白铅矿。

4.2 氧化铅浮选除需要适量的Na2S总用量之外, 更需要一定的Na2S起始浓度。

4.3 氧化铅矿物采用硫化浮选工艺能够获得较好的试验指标, 铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%。

摘要：针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石, 进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na:S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明, 采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%, 实现了氧化铅矿物的高效回收。

新立选矿厂浮选工艺的改进 篇6

三山岛金矿新立选矿厂浮选工艺原设计处理能力为1 850t/d, 实际处理能力达到2 296t/d。随着高效破磨设备的更新使用, 破磨能力有了大幅度的提高。但是受场地的限制, 浮选流程一直没有进行相应的配套改造。另外, 随着黄金市场价格的不断攀升, 提高整个选矿厂的处理能力已成当务之急。为此新立选矿厂开展了高强度调浆条件下高碱度高浓度粗颗粒金浮选工艺的研究。经过近两年的试验和实践, 在浮尾品位保持原有水平的情况下处理矿量提高410t/d以上, 保证了破磨浮整个工艺的匹配, 充分发挥了整个流程的潜力, 年增加矿石处理量13.9万t以上, 为企业增加了经济效益。

2 矿石性质

矿石中主要金属矿物是黄铁矿, 含有少量的方铅矿、闪锌矿、黄铜矿。脉石矿物以石英、长石和绢云母为主, 另有少量的碳酸盐。

金矿物主要是金银矿物。金矿物形态和嵌布状态较为复杂。金矿物形态是以边界平整、棱角鲜明的角粒状、长角粒状和针线状为主。金矿物以细粒显微金为主, 粒度分布均小于0.025mm, 其中70%以上小于0.010mm。99.8%的金矿物或包裹于黄铁矿中, 或沿黄铁矿裂隙分布, 或与黄铁矿毗连连生。粒间金占43.3%, 裂隙金占25.1%, 包裹金占31.6%。

矿石的多元素分析结果见表1。

3 浮选试验

浮选是采用一粗三扫一精的工艺流程。粗选采用3槽4m3和5槽8m3浮选机, 一扫3槽8m3浮选机, 二扫2槽8m3浮选机, 三扫2槽8m3浮选机。一次精选5槽1.1m3浮选机。浮选设计处理能力1 850t/d, 实际处理能力2007年全年平均高达到2 296t/d。浮选精矿品位年平均为41.2g/t, 浮选尾矿品位年平均为0.117g/t, 在浮原品位年平均2.47g/t的情况下浮选回收率为95.52%。浮选的控制过程指标分别为浮选浓度37%±2%, 磨矿细度-0.074mm占46%~50%, pH值控制在7.5~8.5, 黄药用量为59.97g/t, 起泡剂用量为6.14g/t, 石灰单耗为0.81kg/t。

根据近几来的生产试验、实践和流程考查发现, 99.8%的金矿物与黄铁矿紧密共生, 适当地降低磨矿细度浮选回收率不受影响;提高浮选浓度可以有效地延长浮选时间, 提高浮选的处理能力;pH值对此类矿石的浮选效果起着相当大的作用;浮选尾矿中所流失的金属主要分布在+100目和-325目这两个粒级中。针对以上情况开展了以下试验。

3.1 磨矿细度对粗选影响试验

采用价廉的石灰调整矿浆pH值8.5, 试验流程为一次开路粗选, 黄药用量和起泡剂用量与生产实际一样, 即异戊基黄药30g/t, 起泡剂4g/t, 磨矿浓度度40%。磨矿细度对粗选的影响结果如表2所示。

由上述试验可知:磨矿细度在-0.074mm含量为45%~64%范围内, 浮选粗精矿的金品位和回收率没有明显的变化。这大概与黄铁矿单体解离度有关, 当磨矿细度为-0.074mm占52%时, 黄铁矿单体和富黄铁矿连生体 (3/4) 已达92.3%, 因此, 从提高处理量、选别指标和节能等方面考虑, 磨矿细度选择-0.074mm占45%~50%比较合适。

3.2 浮选矿浆浓度试验

在磨矿细度为-0.074mm占48%, 其他条件不变的情况下, 在35%~45%浓度范围内进行了试验, 结果列于表3。由表3可知, 矿浆浓度在粒度较粗的情况下以40%~45%较为合适, 浮尾品位不受其影响。

3.3 浮选矿浆pH试验

采用价廉的石灰调整矿浆pH值, 浮选浓度取42%, 磨矿细度-0.074mm占45%, 其他条件不变, 进行pH值试验, 试验结果见表4。

在试验过程中发现在pH值低于8.5, -0.074mm含量45%, 矿浆浓度42%的情况下泡沫落槽比较明显, 刮板几乎刮不出产品。而在pH值为9.5的情况下泡沫层稳定, 浮选操作比较正常容易。从上述试验结果来看确定pH值为9.5~10比较合适, 指标与以前相同。主要原因是石灰具有絮凝作用, 通过细粒和中间粒的团聚作用发生载体或者自载体浮选行为, 对粗颗粒连生体和细颗粒金的回收起了关键性的作用。

3.4 开路流程试验

在粗选条件试验的基础上, 采用一粗、一精、一扫流程进行开路试验, 结果见表5。从表5结果看出, 开路流程可获得金精矿品位43.75g/t, 尾矿品位0.12g/t, 金回收率93.47%的较好结果。

3.5 闭路试验

在开路试验的基础上, 按现场工艺流程及药剂制度进行闭路流程试验。试验结果见表6, 表6结果表明, 按该流程可获得产率10.20%, 金含量38.22g/t的金精矿, 金回收率97.97%的满意结果。

4 工业生产实践

在实际生产中, 根据试验情况一是将药剂添加点提前到分级机溢流, 将药剂与矿浆充分有效混合;二是石灰乳的添加量增加, 确保在进入粗选前的pH值控制在9.5左右;三是提高磨矿处理量控制磨矿细度在-0.074mm占45%~48%;四是将浮选浓度提高到40%~45%;在此条件下进行了工业生产, 自2008年以来随着操作的成熟, 处理矿量不断提高。

现将改造前和改造后的生产指标汇总如表7所示。从表7可看出, 经过浮选流程工艺条件的改进, 各项技术经济指标都有了明显的改善, 尤其是处理矿量有了大幅度的提高, 由2007年的2 296t/d, 提高到2008年的2 683t/d, 经过进一步的优化操作, 2009年上半年处理矿量在2008年的基础上又提高了23t/d。

5 结语

通过石灰对细粒级的絮凝作用, 形成浮选的载体絮团, 进而实现载体或自载体浮选, 从而达到对细粒金和连生体的上浮, 确保了在高浓度粗粒级情况下的浮选指标, 进而实现了浮选处理能力的提高。从近两年试验实践来看处理能力提高了410t/d。生产实践证明高浓度粗粒度情况下进行高碱度的絮团载体浮选可以大幅度提高浮选的处理能力。

摘要：三山岛金矿新立选矿厂经过浮选工艺的改进, 使浮选在保持原有指标的基础上处理能力提高了410t/d以上, 提高了矿山经济效益。

关键词：高碱度,高浓度,粗颗粒,浮选工艺

参考文献

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陶一煤矿煤泥浮选工艺实践与研究 篇7

浮选是处理细粒级煤 (<0.5 mm) 的最有效方法之一, 广泛应用于世界各地选煤厂的煤泥处理, 但大多应用在对炼焦煤的处理上。对于无烟煤特别是变质化程度高的老年无烟煤, 国内外应用还不多。但随着人们珍爱资源、节能环保意识的不断加强, 高变质无烟煤泥的浮选正在受到人们的重视, 已经成为了目前发展趋势。

冀中能源邯郸矿业集团陶一煤矿煤泥约占全部原煤的13%, 按我矿年产原煤65万吨计算, 每年可生产煤泥8.45万吨。如浮选精煤产率最少按40%计算, 每年可增加精煤3.38万吨。为此, 浮选项目急需开展和施行。

二解决问题的方法、创新和具体实施

(一) 方法

配套该矿选煤厂现有的跳汰工艺洗煤生产, 在现有工业广场内, 补建一座浮选车间, 对跳汰洗煤生产的原生煤泥进行浮选处理, 通过加强技术管理把煤泥中精煤最大限度地进行抽取和收集, 从而增加精煤产量, 提高经济效益。

(二) 创新

1. 在狭窄的空间内对浮选车间合理选址, 对车间内设备科学工艺布置, 既不影响正常生产, 又保证和跳汰车间的合理衔接。

2.设备选型合理, 减少了药剂使用量。

3.选装SF-75A型空压机, 排气压力可达0.78 Mpa, 每打一板要进行三次压榨, 提高浮选精煤的干燥度和粉碎度, 在浮选精煤刮板机机头下方和精末皮带机头分别各安装一台破碎机, 与精末煤能相掺实现统一销售, 提高经济效益。

(三) 具体实施

2009年12月—2010年2月, 完成现场勘察和所有设计工作。

2010年3月22日—2010年6月25日, 在洗煤车间北侧的更新厂院的西侧占用9.5 m×22.5 m的空间, 动土开工、打基础、建煤泥水缓冲池等最终建成钢结构浮选车间, 同时完成浮选机、精煤压滤机、两台浮选入料泵、两台浮精给料泵等设备以及电气设备等的安装, 完成煤泥水入料管路、尾矿和滤液管路等管路安装。

2010年6月26日—2010年7月10日, 完成浮选系统试生产, 解决不合理和不完善问题。

2010年7月11日后, 正式投入运行, 药剂量初步掌握在捕收剂为480毫升/分钟、起泡剂为260毫升/分钟, 浮选精煤单独处理。

2010年8月1日开始, 针对煤泥水浓度一般在50克/升较低的情况, 在保证浮选精煤产量和质量的前提下, 经过不断摸索降低药剂使用量为捕收剂240毫升/分钟、起泡剂为125毫升/分钟, 节省了大笔材料开支;通过将精末皮带由650 mm改造为800 mm皮带、在浮选精煤刮板机机头下方和精末皮带机头分别各安装一台破碎机, 实现了将浮选精煤与精末煤相掺合并处理, 大大提高了该矿的经济效益。

三经济效益和社会效益

(一) 经济效益

1.该矿的矿井年产量按65万吨计算, 实行全入洗, 经测算煤泥产率为14%, 从煤泥中提取浮选精煤46.8%, 全年浮选精煤产量即年增加精煤产量为65×14%×46.8%=4.2588万吨。

按售价:精煤950元/吨, 原生煤泥300元/吨, 浮选尾煤 (原估计价格为40元, 实际卖价为210元左右) 210元/吨, 浮选加工费参考其他厂家按30元/吨干煤泥计算, 年可增收:

2.通过研究探索减少药剂用量产生的经济效益:使用捕收剂节省240毫升/分钟, 使用起泡剂节省135毫升/分钟, 每天生产时间按20小时计算, 全年按300天生产计算, 捕收剂价格按8000元/吨和起泡剂价格按6300元/吨计算, 则可节省的费用为

3.该矿建设浮选车间总计投资500万元, 刨除投资费用等, 合计经济效益为:

(二) 社会效益

将煤泥水实行浮选后, 将产生的浮选精煤掺入跳汰精煤直接入仓, 提高了精煤产量4.2万多吨, 可减少原压滤煤泥46.8%, 一方面大幅度减轻了浓缩机的负荷, 另一方面解除了过去的煤泥处理量大对洗煤生产造成的巨大威胁, 还能够降低落地煤泥对工业广场的污染。

四结束语