某低品位黏土型锂矿石的焙烧——无酸浸出试验研究

云南某低品位黏土型锂矿石含锂0.147%,为探究低能耗、环保的开发利用工艺,采用新型焙烧助剂ASH开展了低温焙烧—无酸浸出的提锂工艺研究,并结合XRD、SEM-EDS等分析手段阐述了反应机理。试验结果表明,在试样与ASH质量比为1∶0.3、焙烧温度为400℃、焙烧时间为1.0 h,去离子水浸出时间为2 h、浸出温度为70℃、液固比为5 m L/g条件下,锂浸出率为83.81%。机理分析显示,焙烧—浸出前后,样品中主要矿物相未发生变化,但衍射峰强度降低;经焙烧—浸出后,浸渣表面均匀分布着裂纹和空隙,Al、Si、Fe、Ti含量均有所降低。说明ASH与矿物发生反应,破坏了矿物的表面结构,生成了可溶性盐Li-ASH。与传统焙烧—浸出工艺相比,本研究所采用的提锂工艺焙烧温度低、浸出时无酸,降低了生产能耗、简化了工艺流程,对同类型低品位黏土型锂矿的绿色高效开发利用具有重要借鉴意义。

气流分选技术研究进展

双碳背景下,气流分选技术因污染低、成本低、不用水、投资省、工艺简单等优势备受关注。为提升气流分选技术在多领域、多地区、多工况的适应性,解决气流分选物料适用范围窄、细粒分选效率低、设备大型化难等问题迫在眉睫。围绕气流分选理论、技术应用和技术改进3方面系统评述气流分选技术研究进展。首先,介绍了气流分选技术原理,分析气流分选过程颗粒受力及分选理论进展;其次,综述了气流分选在固废、矿业、农业等领域的应用进展,并评析了技术优势和技术短板;再次,系统分析了气流分选供风方式优化和设备结构优化等技术改进进展;最后,给出了通过单体并联和相似放大准则提高设备处理量,通过预干燥、分选干燥一体化、改进入料方式提高潮湿物料适应性与分散性,通过窄粒级分选和保持物料形状一致性的预处理过程提高细粒和薄片物料分选效率等路径。展望了未来气流分选技术在线检测与控制智能化、分选装备大型化、分选效率精细化、分选工艺联合化等方面的发展方向,为气流分选技术进一步研究和推广应用提供重要依据。

莫桑比克楠普拉省滨海型锆钛矿的选矿试验研究

莫桑比克楠普拉省锆钛砂矿资源丰富,连续十年为我国提供稳定的锆钛矿资源,现已成为我国最重要的锆钛砂矿资源供应地。本研究采用化学分析、XRF分析、物相分析、MLA(矿物定量自动检测系统)和SEM(扫描电镜)等测试手段对锆钛矿进行了工艺矿物学研究,查明了莫桑比克锆钛矿化学元素、矿物组成和产出特征及解离度等特征,在工艺矿物学研究的基础上,采用重选、磁选和电选联合工艺对原矿进行分选,有效回收了钛铁矿、锆英石金红石和独居石,四种产品相对混合粗精矿产率分别为77.48%、8.58%、3.90%和0.50%,钛精矿中TiO2含量为52.39%、回收率为79.02%,锆精矿中ZrO2含量为60.20%~65.02%(平均64.19%)、回收率为77.71%,金红石精矿中TiO2含量为85.10%~90.32%(平均88.98%)、回收率为4.65%,独居石精矿中REO含量为60.20%、回收率为78.67%。该试验有效回收了锆英石和钛铁矿,同时综合回收利用了金红石和独居石,为莫桑比克锆钛资源高效综合回收利用提供技术支撑和实践经验。

流动阻力对螺旋溜槽分选流场的影响

螺旋溜槽是一种应用广泛的流膜重力选矿设备,矿物的分选是在只有几毫米的薄层流体中完成的,分选流体的流态对矿物的分选有着重要的影响,而流动阻力是影响流体流态和流场特征的重要因素。在螺旋溜槽分选过程中,影响流动阻力的主要因素有槽面粗糙度及矿浆黏度,为了探明流动阻力对于螺旋溜槽流场特征的影响规律,借助CFD技术对直径为1200mm的螺旋溜槽槽内流体流态与螺旋槽面粗糙度、矿浆黏度之间的关系进行了研究。结果表明,随着槽面粗糙度、矿浆黏度的减小(即流动阻力的减小),内缘流膜厚度呈减小趋势而外缘流膜厚度呈增大趋势,流膜形态内缘薄外缘厚的特征进一步加强;溜槽内缘层流区域的占比呈增大趋势,但所能达到的最大雷诺数有所增大;溜槽外缘最大切向速度呈增大趋势;二次环流区域呈向槽外缘扩充趋势,二次环流的强度呈增强趋势。研究结果可为螺旋溜槽表面摩擦系数及矿浆黏度的选择提供参考。

基于改进YOLOv5的螺旋选矿机矿物分带图像分割算法研究

螺旋选矿机是一种流膜类重力选矿设备,目前其精矿的截取是通过工人观察矿物分带,根据经验确定精矿与中矿或尾矿的边界分割位置,并相应调节截取器的分矿块的分割点到精矿边界分割线位置,从而实现对精矿的准确截取和精矿品位的控制。由于每个工人的经验和技术水平不一样,难以保证每次获取的矿带分割线位置信息和调节操作的准确性,而容易造成选矿指标的波动。螺旋选矿机分选流体存在流速快、矿带边界模糊的问题,采用常规的图像识别算法和原始YOLOv5算法都难以得到满意的结果,针对此问题,提出了一种能够识别模糊小目标矿带分割点的改进YOLOv5算法,利用本算法对从工业中采集的螺旋选矿机生产矿带图像样本进行了矿带边界分割识别试验和测试。结果表明,改进的YOLOv5算法比原始YOLOv5算法准确度提高了14.3%,其识别的精度可以满足生产中对螺旋选矿机矿物分带自动识别的要求。

RefluxClassifier分离细颗粒的技术发展与应用前景

矿石综采技术带来诸多便利的同时,也导致了矿石中细颗粒比例增多。细颗粒分离成为了国内外矿物加工领域面临的难题。由于细颗粒质量小、比表面积大、表面能高、容易团聚,进而难以有效分离。本世纪初,由澳大利亚学者Galvin所研制的RefluxClassifier(回流分级机,简称RC)作为一种新型重力分选设备进入到矿物加工设备行列。该设备由液固流化床与倾斜通道组成,分为垂直段与倾斜段,具有操作简单、成本低廉和高效节能等优点。据研究,RC因其特殊的结构与工作机理可以有效解决细颗粒分离问题。本文首先归纳了国内外有关RC的理论研究,详细描述了RC倾斜段中颗粒在流体中的运动状态,阐明了倾斜通道内颗粒运动与流体流动特性之间的关系,简要分析了颗粒性质与流体之间的力与速度关系。此外,本文对目前现有RC的水速预测模型(经典动力学模型、经验模型、弱化粒度模型、平衡模型)进行了总结,并综合分析了各模型的适用范围。结合试验案例,介绍了RC在煤炭、黑金属、砂石骨料等领域的应用现状,举例分析不同试验条件下RC对细颗粒回收的分离情况。最后结合我国资源现状与现代设备发展趋势,提出如何深入优化RC分选理论模型、拓展更广阔的应用领域是国内外学者的长期研究目标,并展望RC在工业范围内的全面推广。

旋振超重力流场对铜矿分选特性的影响

我国铜矿资源具有矿床规模小、共伴生矿多、品位低、矿床物质组成复杂等特点,在当今新能源产业的发展推动下,铜资源消耗保持增长,由于缺乏分选低品位微细粒铜矿的设备,大量微细粒铜矿损失,造成铜资源紧缺。为提高铜矿中铜金属的回收率及品位,降低使用药剂对环境造成的污染,提出一种旋振和离心力耦合作用的分离方法,建立Fluent铜矿颗粒的旋振超重力流场分离模型,研究铜矿不同组分颗粒在旋振分选器中的分离行为、速度分布及颗粒浓度变化规律。研究表明,铜矿不同组分颗粒在分选器圆柱段均匀分布,在圆锥段出现分层、分离现象;SiO_(2)颗粒和Cu颗粒在最外围都有一个径向速度为零的圆环,SiO_(2)颗粒在中心区域径向速度最大,Cu颗粒在中心区域径向速度最小,越靠近壁面径向速度越大;SiO_(2)颗粒所受离心力较小,在旋振分力和上升流的综合作用下呈螺旋向上运动至溢流口排出,Cu颗粒所受离心力较大能够克服旋振分力,Cu颗粒在圆锥段壁面富集并沿底流口排出,回收率和富集比分别达到86%和14。与传统超重力旋流器分选相比,旋振作用能使床层松散,有效解决了分选过程中铜矿颗粒群易于板结的问题,有助于促进铜矿不同组分颗粒按密度差异分层,能够显著提高铜矿颗粒的分离效率。

某高硫含砷低品位金精矿选矿工艺研究

为提高某高硫含砷低品位难处理金精矿选别指标,分别采用尼尔森离心重选和高效旋流器分级工艺进行金精矿分选试验研究。试验结果表明:在保障金精矿冶炼净返系数等级的基础上,采用试验条件为重力倍数60G、反冲洗水量4 L/min、给矿速度400 g/min的尼尔森离心重选工艺,可获得金品位为30.97 g/t,金回收率为19.97%的重选精矿;采用试验条件为矿浆浓度20%、沉砂口直径22 mm的高效旋流器分级工艺,可获得金品位为26.02 g/t,金回收率为12.50%的溢流。尼尔森离心重选、高效旋流器分级工艺可使最终精矿产品的金回收率分别提高1.6%~1.9%和0.7%~1.0%。考虑到尼尔森离心重选工艺成熟工艺少、后期投资高,故推荐高效旋流器分级工艺进行该金精矿分选试验,以提高该金精矿利用价值。

官地矿选煤厂粗煤泥分选的工艺优化改造研究

为解决官地选煤厂粗煤泥分选效果差、介耗高等问题,结合官地选煤厂的实际情况,对选煤厂粗煤泥分选工艺系统进行升级改造,设计采用三锥角旋流器替换传统的三产品旋流器,对现有的TBS粗煤泥分选系统进行改造。经升级改造后,官地选煤厂的洗选处理量增加80万t/a,提高精煤产率约0.15%,精煤灰分质量分数减少1.4%,大幅降低介质消耗,体现出显著的经济效益。

大型浓密机两相流动与沉砂规律数值模拟研究

大型浓密机的复杂结构和系统参数识别是制约认识固液两相流动和沉砂规律的关键问题。本文按照沉砂机制,给出了一套大型浓密机模糊系统运行参数识别方法。建立了车河选矿厂30 m浓密机的数值模型,依次识别出进料流速、进料级配和进料体积分数,通过大量数值模拟指出车河选矿厂30 m大型浓密机进料井特征结构使其自然稀释功能较好,但动能耗散性能较差,进料井结构还存在较大的改进空间,并给出了各粒径颗粒的沉降规律。

河北某普通磁铁矿制备超纯铁精矿试验研究

河北某普通磁铁矿TFe品位为65.25%,矿石性质结构简单,具有制备超纯铁精矿的潜力。研究采用多元素及X射线衍射图、物相分析等方法对原矿进行了工艺矿物学研究,并在此基础上对其进行了提纯试验。结果表明,原矿经过弱磁选粗选后,在磨矿细度-0.038 mm占85%的条件下经弱磁选再选、磁选柱精选得到TFe品位为71.31%的磁选柱精矿以及TFe品位68.12%、产率为3.32%的磁选柱铁尾矿。通过进一步考察药剂制度和工艺流程对铁矿精矿品位、回收率等选别指标的影响,确定了合适的药剂制度。而后磁选柱精矿经1粗3精反浮选降硅工艺试验流程,最终可获得含TFe品位71.95%、综合回收率为80.50%的超纯铁精矿,浮选尾矿TFe品位68.17%符合普通铁精矿标准。通过对选别产品进行试样化学成分分析及残余药剂测定,进一步证明该工艺流程可以实现超纯铁精矿的制备。该工艺在抛尾率为10.79%条件下,将原矿样的73.04%转化为超纯铁精矿,对这一地区超纯铁精矿的制备具有重要的指导意义,也为国内其他地区磁铁矿制备超纯铁精矿的研究提供了一定的参考价值。

智能选矿摇床巡检机器人的路径规划

选矿摇床是一种重要的重力选矿设备,已有百年的发展历史,它是钨、锡等矿选矿的关键设备,在工业中获广泛应用。但是,目前摇床的生产操作基本还是依赖人工来完成,摇床的自动化和智能化是目前急需解决的问题。针对选矿摇床生产的智能化问题,基于团队开发的摇床智能巡检机器人,采用改进的遗传算法对摇床生产巡检机器人的全局路径进行规划,并用带栅格地图的A*算法解决了巡检机器人的局部路径规划问题。

基于CPFD多密度电子垃圾颗粒分离影响因素研究

基于电子垃圾中稀贵金属绿色、高效以及低能耗的分离回收需求,利用CPFD(计算颗粒流体动力学法),Barracuda气固耦合仿真分析软件建立电子垃圾颗粒气固分离模型,由于一次气流导致电子垃圾中稀贵金属颗粒分离效果不佳,颗粒混合度高,稀贵金属颗粒的品位和回收率较低,在一次气流基础上,引入二次气流,实现电子垃圾颗粒在竖直方向上的二次梯度分离,模拟电子垃圾中稀贵金属颗粒在两次气流作用下不同颗粒流的迁移轨迹、运移规律和稀贵金属颗粒的分选特性,探讨在两次气流参数、物料下落流量以及颗粒粒径下电子垃圾中稀贵金属颗粒的分离效率,包括品位和回收率。研究表明,多密度电子垃圾颗粒干法分选模型可以有效富集电子垃圾中稀贵金属;电子垃圾颗粒下落流量与颗粒粒径对稀贵金属的分离有显著影响,当一次进风的气流速度为3.8m/s、二次进风的气流速度为4.6m/s、入料开口宽度为4mm、两次气流开口宽度均为35mm、颗粒粒径为75~100μm时,Au的品位和回收率可达87.1%和99.1%;Cu的品位为70.8%,回收率为85.8%,富集比为35.4。说明在一次气流和二次气流的共同作用下,改变电子垃圾颗粒的入口流量、控制颗粒的粒径大小可以有效提升电子垃圾中稀贵金属的品位和回收率,同时对多密度颗粒多梯度、高精度的干法分选提供参考和借鉴。

某低品位天青石矿选矿试验研究

针对某低品位天青石矿进行了选矿试验研究。该低品位天青石原矿SrSO4品位29.28%,含Sr13.97%,Sr是主要待回收元素,无其他有回收价值的有色金属元素,主要脉石成分为CaO34.17%和SiO24.35%,含S5.51%,其他成分含量较低,有害成分BaO品位为0.4%,占比较低。该矿石中主要含锶矿物为天青石(29.2%),主要脉石矿物是方解石(64.2%)和石英(3.83%),含少量的长石、重晶石、白云石和褐铁矿等矿物。依据目的矿物与脉石矿物密度差异大等特征,开展了摇床和螺旋溜槽重选试验。结果表明,单一摇床在磨矿细度为-0.074mm占45%时,可获得精矿SrSO4品位85.41%、Sr回收率60.86%的试验指标;分级-螺旋溜槽-摇床重选-中矿再磨再选联合工艺在磨矿细度为-0.074mm占45%时,可获得精矿SrSO4品位为91.89%,Sr回收率可达60.88%,精矿含CaO1.33%、BaO0.87%符合优等品质量标准;“分级—螺旋溜槽—摇床重选—中矿再磨再选”工艺的尾矿-0.045mm粒级产率占44.09%,+0.15mm粒级产率占27.30%,SrSO4品位随粒级的降低逐渐升高,尾矿中SrSO4主要损失在细粒级中,其中-0.045mm粒级Sr金属分布占比达71.06%,磨矿过程中应注意减少-0.045mm粒级的产生,降低Sr金属损失。研究结果可为同类矿石的处理提供技术参考。

粗糙壁面螺旋溜槽中矿浆流场参数及颗粒分离行为演变特性

借助于RNG k-ε湍流模型、VOF多相流模型及Eulerian Multi-fluid VOF模型对螺旋溜槽内的流场及颗粒运动行为进行数值模拟,系统考察了光滑壁面和粗糙壁面条件下的清水流场参数、赤铁矿-石英矿浆流场参数、颗粒分布、分离效率随过流圈数的演变特性。结果表明:相较于清水体系,矿浆流膜存在局部凸起,内缘区域的矿浆流体切向速度变大,中部和外缘矿浆流体的切向速度降低,其径向速度分布具有明显波动特性;与光滑壁面条件相比,粗糙壁面条件下的矿浆流膜凸起高度降低,矿浆切向速度整体偏高,内缘矿浆切向流速差异较小,内环流强度减弱,外环流强度增大;当流体纵向行程达到第3圈时,各流场参数径向分布的差异缩小并接近一致;相比于光滑壁面,粗糙壁面中的赤铁矿颗粒在内半槽的分布减少,随过流圈数增多向内迁移量增大,但在外缘最外微区的停留量也增大,石英颗粒则随流场演变逐渐在第3圈槽面中部区域形成较多分布;赤铁矿和石英的最大分离效率随过流圈数增多而升高且逐渐平衡,粗糙壁面条件下赤铁矿和石英的最大分离效率降低。本文研究范围内粗糙壁面对螺旋溜槽矿浆流场及颗粒分离行为影响显著,研究结果可以为螺旋溜槽壁面粗糙度设计及过程调控提供参考。

选矿摇床的研究现状及发展趋势

摇床是一种古老的重力选矿设备,是钨、锡、钽铌等矿选矿的关键设备,由于摇床具有富集比高、一次选别就可以得到最终精矿、矿物分带明显易观察等优点,所以在现代选矿工业生产中仍有大量的应用。对国内外摇床的发展历史、近年来选矿摇床的分选理论及技术研究进展、选矿摇床在选矿工业生产中的应用情况等进行了阐述,最后对选矿摇床技术及应用等当前存在的问题进行了分析,并对选矿摇床未来的发展趋势进行了展望。

国外某金矿矿石选矿试验研究

国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。

基于Design Expert的煤系高岭土离心增白试验

黑岱沟矿区矸石的高岭土质量分数高达70%。从煤系资源综合利用的角度出发,利用离心选矿法脱除以铁钛类为主的高密度致色杂质,提高煤系高岭土的煅烧白度。采用Design Expert进行四因素三水平的Box-Behnken正交试验设计;探究离心转速、入料速度、入料浓度和入料时间对煅烧白度及精矿产率的影响,拟合二次方程关系模型;给出煅烧白度及精矿产率与显著因素之间的响应曲面图,发现煅烧白度主要受离心转速影响,随离心转速的增加,煅烧白度先升高后降低,而精矿产率主要受入料时间影响,随入料时间的延长,精矿产率线性增加;最终结合Design Expert模拟结果,探究最佳离心增白试验条件,即离心转速为800 r/min,入料速度为8.4 L/min,入料浓度20%,入料时间100 s时,得到最佳高岭土煅烧白度(78.80%)和精矿产率(86.31%)。

低品位胶磷矿强化离心重力分选试验研究

低品位胶磷矿品位低、嵌布粒度细,浮选过程复杂,成本较高。在保证分选效果的同时,为降低入浮量和整体分选成本,采用强化离心重力分选设备进行试验。结果表明,Faclon离心分选机转动频率能为分选过程提供一定的离心强度,促进物料分层,同时降低实际分选密度,而反冲水压可冲洗精矿,排除杂质,一定程度上提高了分选密度。利用二次分选(粗-精选),并设定粗选和精选的转动频率分别为45 Hz和50 Hz,反冲水压分别为0.02 MPa和0.05 MPa,可得到产率为40.58%、P_(2)O_(5)品位为7.24%的较纯尾矿(Faclon的溢流)和产率为24.90%、P_(2)O_(5)品位为24.07%的合格精矿(Faclon来复圈内排料),Faclon精选产生中矿的产率和P_(2)O_(5)品位分别为34.52%和17.12%,仅此部分需要后续再进行磨矿、浮选,即可有效减少约65%的后续入浮量,从而有效控制低品位胶磷矿的整体分选成本。

辽宁某低品位铁矿石磁重联合回收铁试验研究

辽宁某低品位铁矿石TFe含量28.38%,矿石矿物组成简单,高硅、贫铁,且含有少量铝,为原生矿石。采用“原矿粗粒级预先抛尾—预选精矿再磨再选—磁选精矿再重选提品位”的磁重联合工艺进行分选,考察了磁感应强度、磨矿细度、离心机转速等对分选指标的影响。结果表明:在弱磁抛尾磁感应强度为0.1 T,强磁抛尾磁感应强度为1.3 T,预选精矿磨矿细度为-0.074 mm占85%,弱磁精选磁感应强度为0.1 T,强磁精选磁感应强度为0.8 T,离心机转速为450 r/min条件下,通过连续扩大半工业试验可获得综合精矿产率31.39%、铁品位63.30%、铁回收率70.03%的指标,为我国贫铁矿回收利用提供了参考及试验依据。