自制鋁土礦脫硅水力分選設備的流場模擬及實驗研究

盧東方, 王毓華, 黃 鵬, 胡岳華

自制鋁土礦脫硅水力分選設備的流場模擬及實驗研究

盧東方, 王毓華, 黃 鵬, 胡岳華

(中南大學 資源加工與生物工程學院，長沙 410083)

采用Fluent6.3軟件對自制水力分選設備的流場進行模擬。模擬結果表明：設備錐體內流體的旋轉運動使礦漿在徑向分散和分離，向上運動的流體能促使固相尤其是粒度較小和密度較低的含硅相向上運動，實現(xiàn)鋁相和硅相在軸向上的分離；斜板能顯著提高鋁相在上升過程中的沉降效率。在自制設備上進行的實際礦石脫硅試驗結果表明：當原礦鋁硅比(質量比)為4.7時，在攪拌器轉速為150 r/min、斜板高度為16 cm、給礦量為100 mL/min及底流與溢流體積比為1∶3.5的條件下，經設備一次脫硅處理，可得到Al2O3回收率為90.64%、鋁硅質量比為6.34∶1的精礦。

鋁土礦；脫硅；水力分級；模擬

一水硬鋁石型鋁土礦主要采用洗礦篩分、浮選(正浮選和反浮選)和選擇性絮凝等工藝實現(xiàn)鋁土礦選礦脫硅[1]。對于選擇性絮凝脫硅工藝，除應采用高效絮凝劑外，針對鋁土礦脫硅的特點，配套的水力分選設備的研制也是不容忽視的。而采用合理、有效的方法對設備內部流場進行研究，則是研制具備良好分選性能設備的關鍵。

研究流場的方法一般分為試驗流體力學(EFD)和計算流體力學(CFD)[2]兩種，通過試驗流體力學可以得到非設備幾何參數的準確數據，評價設備工作效果，但不能表征流體狀態(tài)和設備工作過程，很難得到結構復雜設備流場的詳細信息，且耗時、耗力，因此，必須借助計算流體力學對流場進行模擬，描述流體狀態(tài)和預測設備工作效果。

自20世紀90年代以來，CFD技術在選礦及相關領域的研究中得到了極大發(fā)展。PINELLI等[3]采用拉氏方法并結合固體沉降速度模型和多相流模型，分別在標準攪拌槽和多層葉輪攪拌槽內對固體顆粒的分布進行模擬，模擬結果與實驗結果吻合較好。ZHANG等[4]用低雷諾數(Re) k—ε二元方程模型和顆粒隨機軌道模型模擬了垂直管內固、液兩相流運動對材料避免沖刷腐蝕過程的機理。結合單相流動場計算結果，MONTANTE等[5]對攪拌槽內固、液兩相體系的固液濃度分布進行了模擬。MICALE等[6]使用Euler模型對單層槳和多層槳的攪拌槽內中、低濃度固體顆粒分布進行了研究，其模擬結果和實驗測量的固體顆粒的軸向濃度分布基本一致。OSHINOWO和BAKKER[7]使用 Euler 顆粒多相流模型(EGM)對攪拌槽內固體懸浮物進行研究，所研究顆粒的濃度范圍為 0.5%～50%(質量分數)。DEGLON和MEYER[8]采用旋轉葉輪多重參考系模型(MRF)和標準k—ε湍流模型模擬了攪拌槽中流體的運動。

本文作者采用商業(yè)軟件Fluent 6.3對自制鋁土礦脫硅水力分選設備的流場進行模擬；采用標準k—ε模型對流場的湍動耗散率進行分析；采用混合模型[9?15]預測設備內部不同位置物相的體積分數分布。通過實際礦石試驗，對CFD模擬結果進行驗證，模擬結果及試驗研究均表明，自制水力分選設備能夠高效地脫除鋁土礦中的硅質礦泥。

1 數值模擬模型

自制鋁土礦脫硅水力分選設備剖面圖如圖 1所示。設備由錐體、柱體、斜板和攪拌器4部分組成，錐體高10.4 cm，錐角69°，柱體高26.8 cm，兩層斜板高度分別為5和4 cm，呈60°夾角放置。為了避免斜板與柱體相交處出現(xiàn)死角，斜板與柱體之間留有 0.5 cm的縫隙。給礦速度為720 mL/min，攪拌器轉速為150 r/min。

1.1 網格生成

為便于采用 MRF方法進行模擬，將設備內部劃分成兩個區(qū)域：攪拌器及靠近攪拌器的區(qū)間為內區(qū)，內部的其他區(qū)間為外區(qū)。用非結構四面體網格劃分設備內部區(qū)域，網格節(jié)點約1.2×106個，網格的劃分如圖2所示。

圖1 鋁土礦脫硅水力分選設備剖面圖Fig.1 Profile of hydraulic classification equipment for bauxite desiliconization

圖2 設備的網格劃分Fig.2 Mesh of equipment

1.2 湍流模型控制方程

由于擬研制的水力分選設備內流體的湍流強度遠小于旋流器內流體的湍流強度，而其下部裝有低速轉動葉輪與攪拌槽相似，因此，采用用于攪拌槽模擬的標準k—ε模型對其流場進行模擬比較合適。

標準k—ε模型是在關于湍動能k的方程基礎上，再引入一個關于湍動耗散率ε的方程。在該模型中，湍動耗散率ε的定義為

式中：μ為流體湍動黏度；u為流體湍動速度；ρ為流體密度；x為尺度量。

在標準k—ε模型中，k和ε是兩個基本未知量，與之對應的運輸方程為

式中：Gk是由于平均速度梯度引起的湍動能k的產生項；Gh是由于浮力引起的湍動能k的產生項；YM代表可壓湍流中脈動擴張的貢獻；C1ε、C2ε和C3ε為經驗常數；δk和 δε分別是與耗散動能 k和耗散率 ε對應的Prandtl數；Sk和Sε為自定義源項。

對于不可壓流體，Gh=0，YM=0，在不考慮源項，即Sk=0、Sε=0時，標準k—ε模型方程為

計算物系為水—一水硬鋁石(鋁相)—含硅礦物(硅相)的三相體系。一水硬鋁石顆粒的平均直徑為38 μm，密度為3 200 kg/m3，體積分數為1.8%；含硅礦物顆粒的平均直徑為10 μm，密度為2 700 kg/m3，體積分數為3.6%；水相為主相。

2 模擬結果與討論

2.1 近攪拌器區(qū)域徑向截面的模擬結果與分析

圖3所示為設備內徑向截面流體的湍動耗散率分布。從圖3可以看出，湍動耗散率較高的區(qū)域主要分布在攪拌器周圍，最高耗散率為0.1 m2/s2，攪拌器轉動使周圍流體產生強烈湍動，湍動通過對流和擴散的方式傳輸到其他位置，使流體產生旋轉運動。近攪拌器區(qū)流體的離心速度最快，礦漿進入設備后，固相隨流體一起進行離心運動，密度高、粒度大的鋁相在離心力作用下，向器壁運動的速度較快，導致近壁區(qū)鋁相的體積分數遠高于遠壁區(qū)的，而截面上硅相的體積分數變化不大，其結果如圖4和5所示，從而實現(xiàn)鋁相和硅相在徑向截面的分離。

圖3 徑向截面流體的湍動耗散率分布Fig.3 Turbulent dissipation rate distribution of fluid in radial section

圖4 徑向截面鋁相體積分數分布Fig.4 Volume fraction distribution of alumina phase in radial section

圖5 徑向截面硅相體積分數分布Fig.5 Volume fraction distribution of silicon phase in radial section

2.2 軸向(X=0)截面模擬結果和分析

圖6所示為軸向截面鋁相的體積分數分布。由圖6可知，給礦時鋁相體積分數為1.8%，進入設備錐體后，隨著靠近底流口距離的減小，鋁相體積分數迅速增大，底流出口處鋁相的體積分數為2.9%，鋁相主要分布在斜板部位和錐體部位，靠近上端溢流區(qū)的鋁相體積分數最小。圖7所示為軸向截面硅相的體積分數分布。從圖7可以看出，給礦時硅相體積分數為3.6%，進入設備錐體后，隨著靠近底流口距離的減小，混合相中的硅相體積分數逐漸減小，在底流出口處硅相體積分數為 3.45%。這說明設備中流體的湍動不利于硅相的沉降，有利于鋁相和硅相在軸向的分離。對兩相在斜板上的體積分數進行比較可知，鋁相經過斜板層時實現(xiàn)了更好的沉降，最高體積分數為3.5%，這是由鋁相與硅相密度和粒度差異所致。

圖6 軸向截面鋁相體積分數分布Fig.6 Volume fraction of alumina phase on axial section

圖7 軸向截面硅相體積分數分布Fig.7 Volume fraction of silicon phase on axial section

3 實驗

3.1 實驗礦樣和藥劑

表1 匯源礦樣的多元素分析結果Table 1 Multi-element analysis results of ore samples in Huiyuan(mass fraction,%)

表2 匯源礦樣礦物組成Table 2 Mineral composition of ore samples in Huiyuan(mass fraction,%)

使用工業(yè)0.05%聚丙烯酸鈉為絮凝劑、0.5%碳酸鈉為分散劑。

3.2 實驗設備

水力分選設備由錐體、柱體、斜板和攪拌器4部分組成(見圖8)。其中，攪拌器的攪拌速度可調，柱體部分由多個柱體單元通過法蘭連接而成，斜板部分則由多層斜板單元交錯疊加而成，柱體高度和斜板層數根據實驗要求調整。

鋁土礦脫硅實驗設備及流程見圖 9。礦樣經磨礦作業(yè)后加入給料桶中，添加分散劑和絮凝劑，在給料桶中攪拌均勻后通過閥門進入蠕動泵，采用蠕動泵控制進入設備的礦漿流量，通過蠕動泵8控制底流流量，礦漿通過設備中心套桶進入主體設備，由于鋁相礦物和硅相礦物的密度、粒度差別，在設備產生的復合力場中進行分離，密度高、粒度粗的鋁相礦物沉降至設備底部，通過蠕動泵抽吸從底流口排出，而粒度細、密度低的硅相礦物隨上升水流向上運動，由溢流口流出。

圖8 新型鋁土礦脫硅設備及主要部件Fig.8 New classification equipment in laboratory for bauxite desiliconization and its major components: 1—Classification equipment; 2—Tilting plate; 3—Stirrer

圖9 鋁土礦脫硅實驗裝置及流程示意圖Fig.9 Schematic diagram of testing equipment and chart flow of process for bauxite desiliconization: 1—Feed barrel; 2, 4, 6,7—Valve; 3, 8—Peristaltic pump; 5—Main equipment

3.3 實驗方法

改變給料量和底流與溢流的體積比，考察設備的脫硅能力。試驗過程中，設備斜板高度為16 cm，攪拌器轉速為150 r/min，磨礦細度為?0.074 mm的比例為90%，用Na2CO3作分散劑，用量為2 500 g/t，聚丙烯酸鈉作絮凝劑，用量為10 g/t，給礦濃度為10%(質量分數)，對精礦(底流)和尾礦(溢流)分別取樣，經過濾、烘干和制樣后送分析化驗，并計算回收率和鋁硅質量比。

3.4 實驗結果和討論

（3）在次梁桁架的上弦桿與下弦桿之間設置直腹桿（采用￠48鋼管），將直腹桿的上下接口打磨成與上弦桿與下弦桿外表面相吻合的弧形凹槽，與上弦桿與下弦桿焊接牢固。直腹桿的高度1200mm，間距1800mm，單根次梁桁架完成。

3.4.1 給礦量實驗

當底流與溢流的體積流量比為1∶3.5時，給礦量實驗結果如圖10所示。當給礦量從100 mL/min增加到300 mL/min時，精礦鋁硅比略有升高, Al2O3回收率則大幅度下降，當給礦量增至500 mL/min時，鋁硅比開始下降，而 Al2O3回收率上升，再增大給礦量到 700 mL/min，精礦鋁硅比和回收率都下降。由給礦量實驗結果可知，當給礦量為100 mL/min時，精礦的Al2O3回收率最高，為90.64%；當給礦量為300 mL/min時，精礦鋁硅比最高，為6.47∶1。綜合來看，給礦量為100 mL/min時，指標最好，原礦鋁硅比為4.7時，可得到Al2O3回收率為90.64%、鋁硅比為6.34的精礦，對鋁土礦脫硅，設備具備良好的分選性。這也說明了對于試驗設備來說，100 mL/min的給礦量比較合適，處理量過大則會導致設備分選性能下降。

圖10 給礦量對精礦氧化鋁回收率和鋁硅比的影響Fig10 Effect of inflow speed on Al2O3 recovery and mass ratio of Al to Si of concentrate

3.4.2 底流與溢流體積流量比試驗

當給礦量為100 mL/min時，底流與溢流體積流量比試驗結果如圖11所示。當底流與溢流體積流量比由1∶2變?yōu)?∶3.5時，精礦Al2O3回收率略有降低而鋁硅比明顯增大。當底流與溢流體積流量比增至 1∶5時，精礦 Al2O3回收率明顯降低，而鋁硅比變化不大。據底流與溢流體積流量比試驗結果可知，當其比值為1∶2時，精礦回收率最高，為90.79%；當其比值為1∶5時，精礦鋁硅比最高，為 6.37∶1。綜合來看，當底流與溢流體積流量比為1∶3.5時，精礦指標最好。這說明在一定范圍內，增大溢流量、減小底流量能夠提高精礦鋁硅比，此時精礦中 Al2O3的回收率略有下降；但當溢流量過大、底流量過小時，不但不能明顯提高精礦鋁硅比，反而會使精礦 Al2O3回收率大幅度降低。這是由于溢流量增大，導致上升水流速度增大，使含硅脈石礦物隨溢流排出，有利于提高精礦鋁硅比，但溢流量過大則會導致上升水流速度過快，使部分一水硬鋁石礦物來不及沉降即隨溢流排出，反而不利于精礦Al2O3回收率和鋁硅比的提高。

圖11 底流與溢流體積流量比對精礦氧化鋁回收率和鋁硅比的影響Fig.11 Effect of volume ratio of underflow to overflow on Al2O3 recovery and mass ratio of Al to Si of concentrate

4 結論

1) 攪拌使錐體內的流體旋轉運動產生離心力場，有利于礦漿的分散、鋁相和硅相在徑向的分離，攪拌作用使錐體中顆粒在分散狀態(tài)下沉降，減小了硅相的沉降速度，大大減緩了鋁相在沉降過程中對硅相的夾雜。Z型斜板層的添加不僅有利于混合相中固相尤其是密度、粒度大鋁相的沉降，而且有利于大幅度增加設備的沉降面積，提高設備的分選效率。

2) 試驗結果表明，對于實驗室小型設備而言，當給礦量為100 mL/min，底流與溢流體積流量比為1∶3.5時，設備脫硅綜合指標最好。當原礦鋁硅比為4.7時，經1次脫硅處理可得到Al2O3回收率為90.64%、鋁硅比為6.34的精礦。

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Flow field simulation and experimental study of self-made hydraulic classification equipment for bauxite desiliconization

LU Dong-fang, WANG Yu-hua, HUANG Peng, HU Yue-hua
(School of Resources Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, China)

The flow field in the self-made hydraulic classification equipment was simulated by Fluent 6.3 software. The simulation results show that the slight turbulent in the cone zone makes the mineral particles disperse and separate in the radial direction. The upwelling makes the solid phase move up, especially for silicates with the small particle size and low density, leading to the separation of alumina phase and silicon phase in the radial direction. The sloping plates improve the sedimentation efficiency of aluminum solid phase greatly in the upward process. Furthermore, the experimental results on the real bauxite ores show that a concentrate with Al2O3recovery of 90.64% and mass ratio of Al to Si of 6.34∶1 can be obtained from the feed with the mass ratio of Al to Si of 4.7 based on one stage desiliconization separation. At this time, the speed of the impeller is 150 r/min, the height of sloping plates is 16 cm, the speed of the feed is 100 mL/min and the volume ratio of overflow to underflow is 1:3.5.

bauxite; desiliconization; hydraulic classification; simulation

TD952

A

1004-0609(2011)07-1713-06

國家重點基礎研究發(fā)展計劃資助項目(2005CB623701)

2010-08-25；

2010-11-22

王毓華，教授，博士；電話：0731-88830545；E-mail: wangyh@mail.csu.edu.cn

(編輯 陳衛(wèi)萍)