曾克文[1]2001年在《浮选槽内矿浆紊流强度对浮选影响的理论及应用研究》文中研究说明包钢选厂在弱磁-强磁-浮选流程工业分流试验初期，从磁选铁精矿中反浮选萤石的精选作业曾出现泡沫大，并且基本不被矿化，反浮作业无法正常运行的现象，同样出现类似现象的还有一水硬铝石、胶磷矿等氧化矿浮选，只不过不象前者严重而已。出现这种现象是当前我国工业浮选生产中比较普遍的的现象，只是程度不同，不太引起人们重视和注意。为查明出现此现象的原因，并提出解决的方法，论文主要结合包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选脱氟萤石泡沫精选过程和河南铝土矿正浮选过程，对浮选动力学有关问题开展了较深入的研究。 1．萤石、赤铁矿单矿物进行单泡浮选管的矿粒粒度、充气量、气泡大小及药剂等对浮选影响的试验，试验表明，萤石浮选回收率随矿粒粒度增大而增大，随充气量、搅拌强度的增加而增加，随气泡尺寸的减小而增加，萤石在很低的搅拌作用或仅靠毛细压力产生的气泡即能上浮，属于易浮矿石。通过对萤石泡沫吸附状念的照相发现萤石是呈多颗粒吸附在气泡的底部。 2．运用粒子动态分析仪(PDA)对XFD-12型8L(立升)浮选机槽内粒子进行速度分布测量，发现在整个槽中沿径向的切向时均速度是由正变负，零点出现在轴心与槽壁中间，此处开始出现回流(backward flow)，回流的剪切作用对矿粒产生脱落作用。 沿径向混合区的轴向时均速度逐渐上升，有利于槽壁附近的矿粒悬浮，分离区、泡沫区的轴向时均速度是先增后减，对轴心附近的矿粒悬浮能力较大，对远离轴心的矿粒悬浮能力降低。轴向脉动速度沿径向逐渐下降，对已矿化矿粒的脱附能力由大变小。 转速增大，紊流强度增大，对轴心附近未矿化矿粒的悬浮能力和已矿化矿粒的脱附能力都相应增大。 3．对矿粒在水中的受力状态进行分析，运用紊流条件下矿粒最大稳定粒度计算公式，对12L(立升)浮选机中强磁铁精矿反浮选脱氟精矿精选过程进行了计算，当叶轮雷诺数从0.16×10~6增加至0.7×10~6时，萤石最大浮选粒度从0.134mm下降至0.059mm。实际矿石浮选萤石泡沫精矿筛析结果表明，当叶轮雷诺数从0.32×10~6增至0.7×10~6时，+0.074mm粒级含量极少，+0.054mm粒级含量从9.25％下降至4.58％，-0.054mm+0.038mm粒度含量由13.68％降至8.3％。汁算数据与实际矿石筛析结果都表明，紊流强度增大，泡沫中粗粒级含量减小。 4．用PDA在XFD-12型8L浮选机中测定的速度值，进行混合区、分离区、泡沫区紊流运动功率谱计算，得紊流脉动频率，混合区小于20Hz，分离区在20-30Hz之间，泡沫区在25-35Hz之间，浮选槽内紊流脉动以低频为主，且紊流脉动动能是混合区大于分离区大于泡沫区。紊流脉动动能大，矿粒运动动能大，在混合区易与中南人‘学博行学位沦文摘要气泡发生碰才童粘附，但在分离区、泡沫区会引起矿粒从气泡上脱落。 5.研究了矿浆紊流强度(口一卜轮雷诺数)，在12L浮选机中对实际矿石浮选的彩响。用包钢选厂一强磁铁精句“，进行反浮选脱氟精选过程的紊流强度对浮选影响!，]{J试验，结果表明，当紊流强度较低时，随紊流强度增加，萤石泡沫精矿的产率、「，!收率逐渐增加，当紊流强度达到0.32 xlo“时，浮选指标最佳，紊流强度}时帅加，萤石品位和回收率都下降，降低了反浮选脱氟效果。用郑州中州铝厂一铝上佃”进行正浮选过程紊流强度对浮选影响的试验，结果类似萤石浮选，浮选最佳值出现在中等紊流强度(). 29 Xl护。实际矿石浮选试验表明，紊流强度过大对浮选不利，特别对粗粒浮选不利。 6.紊流对浮选有双重作用，紊流强度低时，有利于泡沫稳定，矿粒不易从气泡土脱落，但太低，不利于矿粒与气泡发生碰撞粘附和矿粒悬浮。紊流强度高时，有利一于矿粒与气泡发生碰撞粘附和矿粒悬浮，但太高，易造成矿粒从气泡f:脱附，所以选取最佳的紊流条件是浮选的关键。根据运动相似原理，首次使用悬浮状态判据(N·D·D/L=常数)作为根据小型浮选机试验操作条件推算大型浮选机理想操作条件的判据，此判据简一单易操作，对工业生产有指导作用。 7.用12L浮选机中浮选萤石的最佳操作条件，采用悬浮状态判抓，计算包钢磁选铁精矿脱除萤石的反浮选精选3A浮选机的最佳转速应为420rpm，包钢选厂采用此参数在l_业件:产L取得了比395rpm(_「业分流试验)好，比洲or叩(分流试验调试初期)史好的浮选效果，得到萤石泡沫产率10.650/0，含从卜升」到16.1乃，氟脱除率上升到72.2%，铁精矿一中氟含量下降到0.7扭%，铁品位卜升到6l.l()%。 8.包钢选厂工业分流试验初期，磁选铁精矿反浮选脱氟精选过程和郑州中州铝!一铝土矿正浮选工业试验初期，都出现泡沫不被矿化的问题。经论文中试验、测定和计算己查明:在药剂条件适’fl{的条件下，浮选槽中矿浆紊流状态是影响泡沫征化不良的胜要原因。使用悬浮状态判据，根据小型浮选机试验操作条件推算人型浮选机理想操作条件，司一提高和改洱浮选厂浮选技术指标。紊流强度对浮选影响重人，此影响在不处于极端不良清况，·般不受重视和注意，但其转速不1定足报佳值，‘}二产技术指标也就不一定是最佳指标，!听以这个问题值得引起‘l:产{一的币视和注已。
王燕玲[2]2007年在《扩展煤浮选粒度上限的初步研究》文中指出本文以西曲、西铭原生煤泥为试验研究对象，进行了粒度上限至1mm的不同粒级煤浮选特性研究。考察了浮选物理条件，化学药剂变化对粗粒煤浮选的影响规律。通过窄粒级煤泥浮选动力学试验，考察了浮选机叶轮转速、充气量对浮选动力学常数的影响规律，进行了浮选动力学直观分析。结合理论分析进一步论证了扩展浮选粒度至1mm的可行性。扩展浮选粒度的上限，通常通过两种技术途径实现，一是开发一种有利于粗粒浮选的新型浮选机；另一种是使用新型的能改善气泡与颗粒之间粘附力的浮选药剂。在试验研究中，考察了浮选机的充气量、叶轮转速及矿浆浓度对不同粒度级的西曲煤浮选精煤产率的影响，结果表明：对于-0.5mm的细粒级煤，在叶轮转速较低(小于1500rpm)时，随着充气量的增加，浮选精煤产率增加得很快，当叶轮转速提高时，浮选精煤产率随着充气量的增加而缓慢增加；对于+0.5mm的粗粒煤，在叶轮转速不高于1500rpm时，浮选精煤产率随着充气量的增加而缓慢增加，当叶轮转速高于1500rpm时，随着充气量的增加，浮选精煤产率逐渐下降，尤其对0.71-1mm粒度级的煤，上述规律更加明显。改变浮选入料的矿浆浓度(60-120g／l)，对-0.5mm的西曲煤浮选精煤产率的影响规律是随着浓度降低精煤产率降低，浓度越高，浮选精煤产率越低；而随着浮选入料粒度的增大(0.5-1mm)，当矿浆浓度提高时，浮选精煤的产率出现先增后减的变化规律。在药剂探索试验中，首先考虑在0.5mm-1mm粒度西曲煤和西铭煤的浮选中加入高分子絮凝剂(不同分子量的聚丙烯酰胺，聚氧化乙烯)，从药剂用量对浮选精煤的产率与灰分，以及浮选尾煤的影响规律可以看出：高分子絮凝剂对这一粒度级的煤的影响效果不明显。其次，又考察了表面活性剂0.5-1mm粒度级的西铭煤和西曲煤的浮选的影响，试验结果表明：合适的药剂种类以及恰当的药剂用量可以提高该粒级煤浮选精煤产率。浮选动力学特性分析表明，对于0.5-1mm粒度级的煤，在仅改变叶轮转速与充气量，而其它条件不变的情况下，低转速高充气量与高转速低充气量能很好的提高浮选精煤产率和浮选速率；在0.5-1mm粒度级的煤浮选中加入适量的表面活性剂(油酸)，能有效地改善浮选效率，提高精煤产率以及加快浮选速率。
曾克文, 余永富, 薛玉兰[3]2001年在《浮选机槽内矿浆紊流强度对氧化矿浮选的影响》文中研究表明本文介绍了包头白云鄂博磁选精矿反浮脱除萤石精选试验和铝土矿浮选试验中矿浆紊流强度对浮选的影响 ,试验结果表明 ,降低矿浆紊流强度有利于氧化矿浮选。
韩伟[4]2009年在《浮选机内多相流动特性及浮选动力学性能的数值研究》文中进行了进一步梳理大型机械搅拌式浮选机具有选矿处理能力强、单位容积功耗小等优点,在选矿行业中的应用越来越广泛。目前,大型浮选机一般都是通过参照小型浮选机的机械结构,按照比例放大关系进行设计,尚未从内部流场层面进行精细化的设计,基本上还处于经验性设计阶段。机械搅拌式浮选机的内部流动是由矿物颗粒、浮选药剂、气泡和水等构成的复杂气固液叁相湍流流动,其浮选过程涉及到多种物理过程,其中多相流动过程是浮选机内部的基本物理过程,其多相流体动力学特性决定了浮选机的主要浮选动力学性能。本文通过对浮选机内部多相流动特性的研究,寻求浮选机工作参数与流场特征以及浮选动力学参数之间的关系,为浮选机的结构设计和优化运行提供理论依据和技术指导。针对镍矿的浮选过程,论文对JFC-150型浮选机内部流动特性与浮选动力学性能展开系统的研究,主要内容如下：1)根据机械搅拌式浮选机的结构特点以及浮选作业过程其内部的多相流场特征,忽略了泡沫层对流场结构的影响,对浮选机内部流动区域进行了简化,并将其划分为矿浆-空气混合区、矿化气泡输运区和非目的矿粒沉降分离区叁个区域；2)基于多相流基本理论和矿浆-气泡的流动特征,忽略浮选药剂对矿浆与气泡的作用,对大型机械搅拌式浮选机内部多相流动进行了深入研究,提出了采用Mixture多相流模型和RNG k-ε湍流模型对浮选机内部流场进行描述,通过对一种小型浮选机的流场解析和实验分析,论证了上述流动模型对机械搅拌式浮选机流场模拟的可行性；3)采用上述模型和方法,利用FLUENT软件对JFC-150型浮选机在8种不同叶轮转速、9种不同浮选充气压力情况下的浮选机内部多相流进行了流场数值模拟与分析,获得了叶轮转速和浮选充气压力对浮选机内流特性的影响规律以及与浮选动力学参数之间的关系；4)基于脉冲浓度的思想和停留时间分布的数学模型,在稳态流场的基础上,采用二步法,对脉冲示踪物在浮选机内的运动进行了非定常流动计算,建立了浮选机内矿浆停留时间分布的预测方法,并分析了叶轮转速对矿浆停留时间的影响；5)通过对内流场的分析与反复仿真试验,提出JFC-150浮选机结构参数的改进方案,实现了浮选机的节能降耗、产品产量与质量的提高,进一步验证了计算模型的有效性和可靠性。本文的创新点如下：1)提出了适于机械搅拌式浮选机内部气固液多相流动的数值模拟方法；2)建立了描述浮选机内矿浆停留时间分布的数学模型和预测方法；3)通过数值计算,在内流特性分析的基础上,得出了浮选机工作参数(叶轮转速和充气压力)与浮选动力学性能参数(含气量、气泡表面积通量、功率强度以及矿浆停留时间等)之间的关系。
喻明军[5]2010年在《充气深槽浮选机性能参数试验及模拟分析》文中研究说明针对铝土矿反浮选脱硅中存在的微细粒浮选效率低的问题,本文设计了一种较适合于铝土矿微细粒反浮选的充气式深槽浮选机,并对河南铝土矿进行了反浮选试验。论文系统考察了浮选机工艺参数对反浮选指标的影响规律,在最佳浮选机工艺参数下考察了深槽对微细粒的浮选效果,利用正交条件试验确定了试验相关因素的影响因子。采用FLUENT软件模拟浮选槽内部流体特性,结合空气分散度测定,验证分析浮选试验结果和模拟结果。反浮选试验结果表明：浮选机最佳充气量为200-250L/h,最佳转速为2000-2200rpm；浮选槽深度的增加有利于铝土矿的反浮选过程。槽深由131mm增加到177mm时,在精矿铝硅比相近的前提下,精矿Al2O3回收率由73.41%增加到77.99%。利用正交条件试验的R值和F值检验可知,调整浮选机转速对浮选精矿铝硅比和回收率影响较大；深槽不但有利于提高浮选回收率,而且能很好的控制尾矿铝硅比。表明充气式深槽浮选机能提高微细粒的浮选效果。基于FLUENT的流体特性模拟结果表明：随着浮选机充气量的增加,空气分散度增高,但当充气量高于一定水平时,空气分散度下降。提高浮选机转速有利于槽内气体分散,增强紊流作用,转速为2000rpm时浮选槽内流体特性最好,但转速过高,槽内紊流性变差,不利于浮选。浅槽时,槽内流体波动较大,槽表面不稳定,增加槽深,形成平稳的浮选区域(泡沫区和分离区),槽表面变稳定,槽内流体特性变好,深槽比浅槽有利于浮选。深槽条件下,槽内负压变大,浮选机需要的轴扭矩增加,对比144mm槽深模拟结果,浮选机最佳充气量由250L/h增加到300L/h,最佳转速由2000rpm增加到2200rpm。空气分散度测量结果与反浮选试验结果及模拟结果都相符合。
孙永峰[6]2012年在《基于柱—机联合的硫化矿分级浮选研究》文中认为在硫化矿的分选过程中，大部分硫化矿在磨矿细度相对较粗的情况下就可以达到分选要求，较粗的磨矿细度意味着在硫化矿分选中具有更宽的粒级范围，对宽粒级含金黄铁矿的分选过程进行分析研究，发现浮选柱对较粗粒级的回收效果不佳，而浮选机对细粒级分选的选择性较差，进一步的分析研究表明：在工业生产中，浮选机用于快浮和稳定性扫选所得精矿的平均粒径为0.09mm，而浮选柱用于一粗一精流程所得精矿的平均粒径只有0.06mm，说明较宽粒级的硫化矿浮选对于不同的浮选方式具有一定的“粒度效应”，在大红山铜矿的分选过程中也发现浮选机对细粒级的浮选效果不佳，而柱式浮选对粗粒级的分选指标较差。对矿物浮选过程进行了浮选动力学分析，通过对矿物颗粒与气泡的碰撞、附着和附着牢固度的影响因素的理论研究，得到了浮选过程中粒度与浮选环境参数的关系：随着浮选矿物粒度的增大，在浮选过程中需要较低的紊流强度、较大的气泡直径、较大的充气量、较小的矿化泡沫升浮距离、较小的泡沫层厚度和较大的浮选药剂用量。在实验室对大红山铜矿不同粒级硫化铜矿物浮选的试验结果也验证了上述理论研究得到的规律。在进一步分析的基础上，推导得到了不同流态下，不同粒级的矿物颗粒捕集概率的表达式。对旋流-静态微泡浮选柱和常规浮选机两种不同浮选方式进行了紊流强度、泡沫升浮距离、气泡直径和泡沫层厚度等浮选过程特征参数方面的对比研究，发现柱式分选比机式分选过程具有更强的紊流强度，更高的泡沫升浮距离，更小直径的气泡和更厚的泡沫层厚度。通过上述对宽粒级硫化矿的不同粒级对分选环境的需求的变化和不同浮选方式的浮选过程特性的对比分析，可以发现：柱式分选过程特性更符合细粒级矿物对分选环境的要求，而浮选机更适合用于处理较粗粒级矿物。因此，用单一的浮选方式来处理宽粒级的矿物，矿石的物性与浮选方式不匹配，必然会导致“粒度效应”的出现。根据粒度效应的特性，按照进一步强调粒度特征，针对矿物可浮性特征的原则，构建了包括浮选柱本身多流态、浮选柱与浮选机两种方法结合的基于设备内部以及不同设备之间的多流态梯级强化浮选过程：基于柱-机联合的宽粒级硫化矿分级浮选工艺。为了实现硫化铜矿的分级浮选工艺，对宽粒级硫化矿的分级过程进行了研究和分析计算，并对现场的磨矿分级流程进行了改造，在不影响原有磨矿分级系统的前提下，通过母子旋流器的串联应用，充分利用旋流器溢流的余压和设备之间的高差，解决了分级浮选对浮选物料的细度、浓度和矿量在浮选柱和浮选机之间合理分配的问题，并推导了母子旋流器的分离粒度、子旋流器溢流的体检浓度和产率的计算公式，并在后期的工业试验过程中对各个计算公式进行了验证，基本与实际指标相吻合。对母子旋流器的理论研究和工业实践研究，为基于柱-机联合的分级浮选工艺流程在工业上的应用奠定了基础。在大红山铜矿进行了硫化铜矿柱-机联合分级浮选的工艺研究，实验室试验表明：无论对于单一浮选机还是对于浮选柱的分选，分级浮选的分选指标都要好于不分级浮选的指标。粗粒级采用浮选机分选，细粒级采用浮选柱分选的浮选柱+浮选机的分级浮选新工艺的分选指标又优于单一的浮选机和浮选柱分级浮选工艺。这与前期的理论分析是一致的。粗粒级利用浮选机进行一粗一扫，粗精矿再磨两次精选的浮选工艺，细粒级利用浮选柱进行一粗一精的浮选工艺，耦合而成的浮选柱+浮选机的分级浮选新工艺的分选指标可以达到精矿品位为21.93%，精矿回收率为95.88%的分选指标，与不分级分选工艺相比较在精矿品位接近的情况下，精矿回收率提高1.56个百分点。在分级浮选工艺设计的基础上，针对大红山铜矿磨矿的实际情况，对单段磨矿和两段磨矿的产物特性进行了研究，认为单段磨矿产物中最容易浮选的粒级的产率明显低于两段磨矿，是单段磨矿流程分选指标低于两段磨矿的最主要原因。在大红山铜矿Ⅲ系列进行了基于单段磨矿的硫化矿柱+机联合分级浮选流程的工业试验，分级浮选流程的指标与未分级浮选的指标相比较，在精矿品位提高3个百分点的同时，回收率提高0.5个百分点，其中Ⅲ系列浮选机的回收率比原来提高了0.1个百分点，精矿品位提高了近3.5个百分点；浮选柱回收率比原来提高1个百分点，精矿品位也同时提高了1个百分点左右，都体现出了比较好的分选效果。对浮选柱浮选细粒级的浮选产品通过粒度分析和解离度分析，发现浮选柱对各个粒级的分选指标都比较好，品位相对偏低的主要原因是解离度偏低造成的。对浮选机浮选粗粒级的浮选产品的粒度分析和工艺矿物学的研究表明：由于较细粒级的数量的减少，粗粒中的细粒部分浮选指标较有了大幅度提高，但最粗粒级部分的回收效果不佳，主要源于现场Ⅲ系列单段磨矿流程导致的入浮矿物的粒级分布不合理和现场扫选设备的不足。在分级浮选工艺条件下，浮选柱和浮选机的浮选指标与不分级浮选相比都有一定提高，在耦合矿石物性与设备特性的多流态分级浮选工艺条件下实现了宽粒级硫化铜矿物的高效分选。
李哲[7]2010年在《鳞片石墨浮选特性及工艺研究》文中认为鳞片石墨具有优异的物理、化学和机械性能,在冶金、机械、电子、国防、航天等领域得到广泛应用。然而,由于对鳞片石墨浮选特性及工艺研究的不足,造成石墨分选工艺流程冗长、生产强度低。论文以我国典型鳞片石墨为对象,运用流体力学、界面化学和选矿学等理论,对鳞片石墨颗粒的表面润湿特性、颗粒粒间作用形式以及在矿浆中的分散和团聚、浮选的矿化行为及泡沫层稳定性进行了较深入的研究；采用扫描电镜和微热量仪、粉末接触角仪等考察了鳞片石墨颗粒表面形貌与特性,并利用自行装配的真空浮选装置研究鳞片石墨矿化、泡沫层中颗粒团聚特性以及鳞片石墨浮选矿化方式、泡沫层脱水的规律；还采用超声波外场技术对石墨分选的调浆、药剂乳化等进行强化。研究结果表明,鳞片石墨具有易形成疏水聚团并以气絮团方式矿化的特性；不同精选段产物、同段不同粒级石墨的表面性质有较大的差别,大鳞片石墨颗粒表面嵌覆微细脉石,微细颗粒以夹杂连生为主；超声分散固体悬浮液、调浆、乳化药剂和超声浮选均能改善浮选效果。在论文研究成果的基础上,构建了多段磨矿、分级浮选、超声强化的鳞片石墨浮选新工艺。
王海艳[8]2010年在《喷射式浮选机流体动力学及模化研究》文中提出出现于19世纪末的浮游分选技术,发展十分迅速,在矿物加工领域已经成为最主要的分选方法之一。随着采煤机械化程度不断地提高,选煤厂原料煤中粉煤灰的含量也越来越多,因此,浮选作业也就变得越来越重要。为了提高选煤厂的煤泥处理量,降低功耗,提高经济效益,增强企业竞争力,要求对浮选机性能的提高进行研究。另外,随着选煤厂的大型化,浮选机的大型化也是一种必然的趋势。充气搅拌式浮选机是较早出现的浮选机,国内外学者对其做出了较为深入的研究。而FJC系列煤用喷射式浮选机是刚刚兴起的浮选设备,国内外还尚未对其展开深入的研究,目前,对于它的放大设计只是靠经验的方法,尚无系统理论。本文通过喷射式浮选机与机械搅拌式浮选机及浮选柱之间的比较,得出结论：喷射式浮选机的工作性能以及工作效率都比较高,是很有发展前景的浮选设备。研究喷射式浮选机槽内流体的运动状态,对浮选机大型化及其结构的合理改进有着重要的指导意义。本文首先分析了喷射式浮选机的工作原理,根据喷射式浮选机槽内流体动力学特性,提出了FJC20型浮选机模型的设计原则,并从结构和动力学两个方面研究了喷射式浮选机的缩小方法,确定了结构参数的缩小因子为槽体尺寸与模型尺寸的比值：0.1。其次,以选矿专业理论为基础,运用流体动力学、相似模拟理论对浮选槽内流体运动进行分析,设计模型机内流体运动的参数。最后,利用先进的PTV测试技术对模型机内流体的运动进行测量,得出流体运动的各项参数,从而科学地总结出喷射式浮选机槽箱内流体力学机理及模型化相似准则。通过基础理论的研究,完善喷射式浮选机的分选工艺及优化设备结构,为合理设计浮选机,选择泵的参数及指导喷射式浮选机的操作提供了参考依据。通过理论和试验研究,本文给出FJC系列煤用喷射式浮选机槽内流体运动的规律。
桂夏辉[9]2012年在《煤泥分选过程强化及两段式分选研究》文中进行了进一步梳理随着机械化采煤比例的提高和重介质选煤的快速发展，我国煤泥呈现微细化、高灰、连生体含量大等难选特点，煤泥分选问题进一步凸显。煤泥分选过程的完善程度直接影响到精煤产品的质量与产量、精煤和尾煤的脱水作业以及整个选煤厂的洗水平衡。然而，我国现有的煤泥分选过程仍存在回收能力弱、过程适应性差、通过牺牲处理量来保证回收率的缺陷，煤泥可浮性的非均匀性变化对煤泥分选过程设计提出了更高要求；实际生产又对分选设备大型化、精细化和适应性提出了更高要求。针对上述问题，论文以过程机理分析、过程特征试验、过程强化试验和工业实践为主线，选取唐山开滦矿区难选烟煤和河南神火矿区无烟煤两种代表性煤泥为试验样品，对煤泥分选过程强化及两段式分选机理进行了系统研究，得到了如下研究成果：研究了煤泥分选的可浮性过程变化特征。分析了唐山烟煤和永城无烟煤的浮选过程特征，研究了不同粒度级煤泥的浮选速率常数变化特征，探索了浮选药剂用量、浮选机转速、充气速率、入料浓度等参数对浮选速率常数的影响；通过对浮选速度试验产品的粒度、密度和SEM分析，探明了细泥的浮选行为特征；并理论推导和实验室试验验证了浮选入料可浮性随着分选过程非线性变差的规律。研究了煤泥分选过程的能耗变化规律。建立了煤泥分选能耗测试系统，分析了不同能耗条件下的浮选产品特性，探索了浮选功率输入与浮选速率常数的函数关系。研究表明，随着浮选的进行，上浮单位精煤可燃体回收率所消耗的能量逐渐增加，粗颗粒连生体和微细粒难浮煤粒需要在高能量条件下才能回收。提出了煤泥两段式分选过程。将煤泥分选过程分为快浮段和回收段，快浮段低能量输入快速浮出易浮物料，回收段高能量输入强制回收难浮物料；研究了两段式分选机理，从理论上证明了两段式分选过程与单段式分选过程相比的优势，即当浮选中物料的可浮性变化越大，则要求两段式分选过程一段与二段能量分配的差值越大；提出了基于能量输配的浮选过程设计理念，即构建越来越强的能量条件来适配物料可浮性在浮选中越来越差的物性变化特征，以实现过程设计与物性特征的最佳耦合，达到最佳的矿化反应状态。研究了基于柱分选的两段式煤泥分选过程。以旋流-静态微泡浮选柱为基础，结合两段式分选方法，设计了FCSMC10002000两段式柱分选试验装置，并在开滦集团钱家营选煤厂进行了连选试验，从浮选流体动力学角度研究了两段式柱分选的回收率模型，并通过连选试验对模型进行了验证。结果表明，两段式柱分选过程在整体处理能力和粗颗粒回收能力上均优于单段式柱分选过程。根据两段式柱分选的原理和煤泥浮选过程特征，确定了两段式柱分选设备的结构原型及放大准则。设计了FCSMC30006000大型两段式柱分选设备，并在开滦集团钱家营选煤厂和神火集团薛湖选煤厂得到了应用和验证，与单段柱分选设备相比，其处理能力和过程适应性均得到改善和提高。进行了难选煤泥分选的工艺强化研究。实验室中煤煤岩解离再选试验表明，在精煤灰分相当情况下，煤岩解离再选的工艺流程与原煤直接浮选相比，其精煤可燃体回收率提高8.12个百分点；难选煤泥工艺强化连选试验表明，两段式柱分选过程一段采取低压力、小中矿循环量回收易浮物料，二段采取高压力、大中矿循环量回收难浮矿物，中间连生体颗粒磨矿解离后再选回收，在精煤灰分相近条件下，可燃体回收率高于常规分选工艺10个百分点以上。提出了基于二次资源回收的高灰难选煤泥高效分选工艺。在提高精煤质量方面，提出了粗精煤入沉降过滤离心机脱水后滤液再精选流程，减小了精选压力和系统循环量；在提高精煤可燃体回收率方面，提出了粗选尾煤入旋流器浓缩分级、旋流器底流入高频筛脱水、高频筛筛上物入球磨机磨矿解离后再选的工艺流程，在开滦集团钱家营矿选煤厂建立了矿浆处理能力为400m3/h的工艺系统。工业应用结果表明，根据中煤含量的不同，在精煤灰分相当情况下，过程强化高效分选工艺与浮选机一粗一精流程相比，精煤可燃体回收率提高5-10个百分点。论文共包含131幅图，58个表格，156篇参考文献。
唐堃[10]2009年在《大型机械搅拌充气式浮选机内部流场的数值模拟》文中进行了进一步梳理大型机械搅拌充气式浮选机具有选矿处理能力强、单位容积功耗小等优点,在选矿行业中的应用越来越广泛。目前,大型浮选机一般都是通过参照小型浮选机的机械结构,按照比例放大关系进行设计,尚未从内部流场层面进行精细化的设计,基本上还处于经验性设计阶段。机械搅拌充气式浮选机的内部流动是由矿物颗粒、浮选药剂、气泡和水等构成的复杂气-固-液叁相湍流流动,其浮选过程涉及到多种物理过程,其中多相流动过程是浮选机内部的基本物理过程,其多相流体动力学特性决定了浮选机的主要浮选动力学性能。本文通过对浮选机内部多相流动特性的研究,寻求浮选机结构参数与流场特征以及浮选动力学参数之间的关系,为浮选机的结构设计和优化运行提供理论依据和技术指导,主要内容如下:1)根据机械搅拌充气式浮选机的结构特点以及浮选作业过程其内部的多相流场特征,忽略了泡沫层对流场结构的影响,对浮选机内部流动区域进行了简化,并将其划分为矿浆-空气混合区、矿化气泡输运区和非目的矿粒沉降分离区叁个区域;2)基于多相流基本理论和矿浆-气泡的流动特征,忽略浮选药剂对矿浆与气泡的作用,对大型机械搅拌充气式浮选机内部多相流动进行了深入研究,提出了采用混合多相流模型和RNGk-ε湍流模型对浮选机内部流场进行描述;3)采用上述模型和方法,利用FLUENT软件对JFC-150型浮选机在5种不同叶轮结构情况下的浮选机内部多相流进行了流场数值模拟与分析,获得了叶轮结构对浮选机内流特性的影响规律以及与浮选动力学参数之间的关系。
参考文献：
[1]. 浮选槽内矿浆紊流强度对浮选影响的理论及应用研究[D]. 曾克文. 中南大学. 2001
[2]. 扩展煤浮选粒度上限的初步研究[D]. 王燕玲. 太原理工大学. 2007
[3]. 浮选机槽内矿浆紊流强度对氧化矿浮选的影响[J]. 曾克文, 余永富, 薛玉兰. 矿产综合利用. 2001
[4]. 浮选机内多相流动特性及浮选动力学性能的数值研究[D]. 韩伟. 兰州理工大学. 2009
[5]. 充气深槽浮选机性能参数试验及模拟分析[D]. 喻明军. 中南大学. 2010
[6]. 基于柱—机联合的硫化矿分级浮选研究[D]. 孙永峰. 中国矿业大学. 2012
[7]. 鳞片石墨浮选特性及工艺研究[D]. 李哲. 中国矿业大学（北京）. 2010
[8]. 喷射式浮选机流体动力学及模化研究[D]. 王海艳. 安徽理工大学. 2010
[9]. 煤泥分选过程强化及两段式分选研究[D]. 桂夏辉. 中国矿业大学. 2012
[10]. 大型机械搅拌充气式浮选机内部流场的数值模拟[D]. 唐堃. 兰州理工大学. 2009