铅垂井段钻柱在浮重作用下的静力分岔分析

以往研究钻柱静力稳定怀的文献大都忽略了轴力沿轴线变化而产生的影响，因而得出的结果与实际情况有一定差距，本文在考虑几何非线性和轴力沿线轴变化的基础上，研究了铅垂井段钻柱柱在浮重作用下的静力分岔行为，得到了钻柱发生静力分岔的前六阶分岔值及相应的分岔解，由此，我们不仅可以得到钻柱发生静力分岔时的临界钻压和临界长度，而且还可以根据分岔解为钻井工程中稳定器和弯接头的安装提供参考位置。

套管线浮重计算方法分析

在固井作业注水泥过程中,当套管内充满水泥浆,套管外充满钻井液时,由于套管内外液体存在密度差,会对套管产生一个附加的作用力。在小斜度井和直井中可以忽略不计,但在大位移井、水平井中这个附加的力对套管线浮重的影响很大,不能忽略。本文首先介绍了目前国内计算该附加力作用下套管线浮重的几种方法,其次分析了各种方法的合理性和优缺点,最后引入国外的计算方法,并加以改进,使套管线浮重的计算更为简单直接。

低品位胶磷矿重选中矿浮选试验研究及重浮联合分选工艺

低品位胶磷矿经强化离心重选抛尾后得到了部分合格精矿,但其重选中矿的量仍然较大、品位仍然较高。为更充分地回收磷矿,基于对重选中矿的元素组成、矿物组成和嵌布情况分析,进行了浮选试验,并通过FTIR分析了反浮选的机理,最后将强化离心重选与浮选研究结果加以整合,确定采用重浮联合工艺。研究结果表明:重选中矿的P_(2)O_(5)品位为17.12%,主要矿物为磷灰石、白云石和石英,其细粒级解离相对较充分,但粗粒级(>0.074mm)仍有部分未解离。对重选中矿进行磨矿后浮选,正浮选中随着碳酸钠用量的增加,精矿品位逐渐上升、产率逐渐下降,随着捕收剂ZF-1用量的增加,精矿产率不断上升、品位不断下降,两者最佳用量分别为3.0,1.5kg/t,此时精矿产率和品位分别为67.81%和21.41%;反浮选中随着硫酸用量的增加,精矿产率不断下降,品位则先升高而后趋于稳定,随着捕收剂ZF-2用量的增加,精矿产率不断下降,但下降速度逐渐减小,精矿品位则先升高而后趋于平稳,两者最佳用量分别为5,0.9kg/t,此时精矿产率和品位分别为60.49%和26.97%。FTIR测试发现,最佳试验条件下ZF-2与胶磷矿未发生CO_(3)^(2-)明显吸附,而在白云石表面则发生了化学吸附,并对白云石本身的起到了良好的遮蔽效果,因而起到了反浮选脱除碳酸盐类矿物的目的。将重选与浮选整合,得到重浮联合的最终精矿和最终尾矿,产率和品位分别为39.06%和25.12%,60.94%和8.51%,整体效果良好。

重选-浮选联合工艺回收硫氧混合型矿石中的铜、金

老挝某硫氧混合型铜矿矿石铜品位1.23%,铜氧化率为26.02%,含金3.03 g/t,大部分金以粒间形式和包裹形式存在。矿石中含有10%明金,可采用重选将其预富集,硫化铜矿物及其它形式金矿物占比大,宜进行浮选。采用重浮联合流程对铜、金进行综合回收,避免明金的损失,获得技术指标为:重选精矿金品位高达915.50 g/t、金回收率12.09%;在活化剂采用硫化钠1000 g/t+硫酸铵500 g/t、捕收剂采用戊基黄药60 g/t+丁基铵黑药60 g/t最佳工艺参数条件下,浮选精矿中铜品位达27.48%、作业回收率为91.38%,金品位为59.25 g/t、作业回收率为90.93%,很好地实现了对铜、金的综合回收。

多孔介质中的溶质扩散与浮重关系研究

考虑到多孔介质中的溶质扩散过程与浮重存在一一对应的关系,建立了一维情况下,反映溶质扩散与浮重关系的数学模型,并用有限体积方法获得模型的数值解。实例计算表明,当多孔介质中的溶质浓度高于周围流体中的溶质浓度时,溶质由孔隙向主流体中扩散,随着扩散进程的进行,多孔介质的浮重逐渐减小,并且浮重减小速率逐渐降低,从孔隙内部到孔隙出口,溶质浓度和溶液密度都逐渐降低。随着扩散系数或者孔隙率的增大,多孔介质的浮重减小速率增加,孔隙中的溶质浓度和溶液密度降低。随着周围流体中溶质浓度的增加,多孔介质的浮重减小,并且减小速率降低,孔隙中的溶质浓度和溶液密度增加。当主流体中的溶质浓度大于孔隙中的溶质浓度时,随着时间的增加,溶质由主流体逐渐向孔隙内扩散,多孔介质的浮重逐渐增加,并且浮重增加的速率逐渐降低,从孔隙内部到孔隙出口,溶质浓度和溶液密度逐渐增加。

重-浮选矿新工艺处理难选钽铌钨矿的试验研究

介绍应用阶段磨矿,阶段选别,浮重结合,粗粒重选,细粒浮选的钽铌钨矿综合回收工艺。采用新型高效螯合捕收剂苯甲羟肟酸与辅助捕收剂FW组合浮选细粒级钽铌钨矿,微细摇床处理浮选精矿,显著提高了细粒级钽铌钨矿回收率。当原矿含Ta2O5 0.015 9%,WO3 0.387%时,试验取得品位Ta2O5 1.058%、WO3 42.01%,回收率Ta2O5 48.27%、WO3 78.03%的钽铌钨混合精矿。

选煤厂重浮联合分选流程试验

为解决传统直接采用重选或浮选工艺所面临的精煤产率低、能耗大的问题,结合实践生产制备1.5 t的样品提出了重浮联合分选工艺,尤其对溢流管插入深度和给料压力对该工艺分选效果的影响进行试验研究,得出最佳工艺参数。最后,通过实践生产验证了重浮联合分选工艺的实际应用效果。

江西某花岗岩型钽铌矿重-浮工艺试验研究

对江西某钠长石化花岗岩型钽铌矿进行入选粒度、磨矿、粗粒级精选、细泥选矿及尾矿综合回收试验研究。结果表明,通过重-浮工艺流程可得到对原矿产率为0.03%,Ta_(2)O_(5)品位15.81%,回收率35.48%,Nb_(2)O_(5)品位36.05%,回收率52.84%的粗粒级钽铌精矿,钽铌尾矿经磁选可得到对原矿产率9.12%,Li_(2)O品位2.11%、Rb_(2)O品位0.66%的锂铷精矿及对原矿产率为81.30%,K_(2)O+Nb_(2)O含量8.53%、Fe_(2)O_(3)含量0.05%的石英-长石产品,此为后续矿山生产或同类型钽铌矿石选矿工艺的选择提供了参考。

采用浮重联合流程回收锑铅金银试验研究

云南某锑铅金银矿有价矿物为硫锑铅矿、脆硫锑铅矿、辉锑矿和自然金,脉石矿物主要为石英、长石、云母和角闪石等。采用浮选-重选联合流程,在给矿含锑1.72%、铅1.57%、金1.45 g/t和银25.39 g/t的情况下,获得锑铅金银品位分别为21.91%、17.32%、14.32 g/t和305.72 g/t,回收率分别为87.09%、86.12%、68.79%和83.91%的锑铅金银精矿产品,以及金品位为37.90 g/t,回收率为20.42%的金精矿。

湖北某云母型含钒石煤重—浮联合预抛尾试验

湖北某云母型含钒石煤V_2O_5品位为0.81%,钒主要赋存在白云母和伊利石中。为提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量,从而降低酸耗和生产成本,对有代表性试样进行了重—浮联合工艺预抛尾试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70.9%情况下,采用超极限螺旋溜槽粗选,粗选中矿再磨至-74μm占65.6%情况下进行螺旋溜槽再选,再选中矿再磨至-74μm占75.6%情况下正浮选,可抛出产率29.59%、V_2O_5品位为0.34%的合格尾矿,精矿V_2O_5品位提高至1.01%,V_2O_5回收率达87.60%,较好地实现了提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量的目标。

重浮联合分选高品位硫精矿试验研究

研究了以浮选-重选-浮选工艺流程分选黄铁矿的可行性,确定了旋流器分选黄铁矿的最佳参数和旋流器溢流浮选的最优条件。研究表明:使用旋流器处理浮选得到的粗选精矿,在合适的参数配置下,旋流器沉砂硫品位大于46.5%,成为合格精矿;微细粒的旋流器溢流经过一粗一精两次浮选,也能得到硫品位大于47%的精矿;两种精矿混合,即可得到单一的高品位硫精矿产品。本流程不仅极大地提高了分选效率,同时因为旋流器能耗低、无需用药剂等特点,使得生产成本得到有效控制。

宜昌中低品位胶磷矿重浮联合试验研究

针对中低品位胶磷矿正反浮选工艺中正浮选存在的入选量大、药耗高的问题,对宜昌某中低品位胶磷矿进行重浮联合工艺试验研究。结果表明,采用h/D超极限螺旋溜槽分选可以得到产率为47.43%的重选精矿和52.57%的重选尾矿,分别对重选精矿进行反浮选脱镁、对重选尾矿进行正反浮选,所得精矿合并,最终可获得P_2O_5品位31.29%、MgO品位0.93%、P_2O_5回收率89.10%的磷精矿。与单一浮选工艺相比,重浮联合工艺具有选矿成本低、药剂耗量小的优势,经济效益和环境效益明显。

滚装重荷载应急卸载过程的浮基多体系统动力学分析(英文)

在救灾和战争等非常情况下,利用中小型近海滚装渡轮或改装后的渔轮渡海输送重荷载,具有可征用船只数量多和装卸载不依赖吊装设备等优点。缺乏港口屏蔽的海浪环境中重荷载进行滚动卸载时,必须考虑波浪对船的作用和重荷载与船的相互作用。本文通过对船在波浪中所受表观重力和表观浮力的分析,导出波浪作用力矩的计算公式。运用浮基多体系统动力学方法,建立波浪—浮基—重荷载系统的动力学方程。使用标准的龙格—库塔四阶方法进行数值积分求解。考虑海况、船型和重荷载在船上运动参数等因素,计算了各工况下的横摇运动响应。进而给出了重荷载安全快速卸载的驾驶操作要求及相关运动规律。

重-浮联合流程综合回收某铜硫尾矿中白钨矿的试验研究

针对广东省某铜硫尾矿中钨资源长期未被利用的问题,研究采用重-浮联合流程综合回收尾矿中的钨。根据该尾矿中钨含量低,钨和其他矿物之间赋存状态复杂等矿石性质,对WO_3含量0.11%的铜硫尾矿,采用LP900螺旋溜槽重选设备对钨进行粗选,钨粗精矿浮选脱硫后再采用摇床进一步富集钨。试验获得了WO_3品位32.16%、回收率30.29%的钨精矿,同时综合回收了S含量45.89%、回收率57.28%的硫精矿,使得丢弃在铜硫尾矿中的钨、硫资源得到较好利用。

利用锌浮渣重选尾矿制取活性氧化锌的研究

利用锌浮渣重选尾矿,硫酸浸出高温氧化除杂,碳酸氢氨中和沉降、干燥、煅烧,研制生产橡胶制品添加剂碱式碳酸锌与活性氧化锌。

某难选汞矿重浮联合流程试验研究

某层控型汞矿床粒度嵌布不均匀,汞品位较低,试样先经过棒磨后送摇床回收部分汞精矿,通过6-S摇床的分选,可获得品位61.26%、回收率24.76%的汞精矿;再将摇床尾矿送入球磨机进行再磨再选,通过一粗两精两扫浮选闭路试验流程回收另外一部分汞精矿,可得汞精矿品位24.37%,回收率71.75%。将摇床分选所得得汞精矿和浮选回收所得汞精矿合并在一起,汞精矿综合品位为25.45%,综合回收率为96.51%。

贵州天柱重晶石矿重-浮联合选矿研究

贵州天柱重晶石矿物成分复杂,单一选矿工艺难以获得高品位重晶石精矿,为实现重晶石的高效利用,开展重浮联合选矿试验研究。结果表明,重浮联合选矿工艺可获得较好的选别指标,对BaSO_(4)质量分数为66.00%的原矿进行重选抛尾,重选精矿以水玻璃为抑制剂,YSL为捕收剂,通过“1粗5精”浮选工艺,最终可得重晶石精矿BaSO_(4)质量分数为92.17%,回收率为76.46%,实现了资源的有效利用。

云南某难选金矿石重—浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金。试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85%的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/、t回收率32.65%的重砂;金品位42.07 g/、t回收率53.46%的浮选金精矿,总金回收率达86.11%。

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为2.83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。基于矿石中金的嵌布特征,开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.043 mm占87%、重力倍数为80 G、流态化水量为3 L/min的条件下进行尼尔森重选,可以获得金品位为35.44 g/t、金回收率为55.85%的重选金精矿和金品位为1.34 g/t的重选尾矿,对重选尾矿进行2粗2精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为13.80 g/t、金回收率为31.38%的浮选金精矿。矿石经尼尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为87.24%、金品位为22.69 g/t,尾矿金品位为0.42 g/t的指标。研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。