高硫煤中黄铁矿浮选抑制试验研究

为提高高硫煤的浮选脱硫效率,以新峪选煤厂高硫煤泥为研究对象,分析了高硫煤的粒度组成及硫形态分布,研究煤浆质量浓度、捕收剂、起泡剂和抑制剂种类及用量对高硫煤浮选脱硫效果的影响。结果表明,新峪选煤厂煤泥硫分高达3.57%,属于高硫煤,黄铁矿硫含量较高为2.18%,可通过物理分选方法脱除。当煤浆质量浓度为80 g/L,纳尔科油用量为200 g/t,仲辛醇用量为100 g/t,巯基乙酸用量为400 g/t时,高硫煤浮选效果最好,精煤硫分为2.35%,可燃体回收率为69.23%,脱硫效率最高为24.76%。     

高硫煤浮选法脱硫实验研究

采用浮选法脱除贵州某煤中的硫,以磺化煤油为捕收剂,WP溶液为起泡剂,CaO为抑制剂,考察了捕收剂用量、起泡剂用量、抑制剂用量以及矿浆浓度对脱硫率的影响。实验结果表明,在捕收剂用量30kg/t、起泡剂用量1.250kg/t、抑制剂用量37.5kg/t、矿浆质量浓度106g/L的条件下,能有效脱除煤中的硫分,脱硫率达到67.63%。对比分析脱硫前后煤样,结果表明浮选法脱除煤中硫的同时,也提高了煤样的热值,提升了煤的质量。     

浮选法脱除煤中硫的试验研究

在分析煤样性质的基础上,考察了捕收剂正十二烷用量、起泡剂仲辛醇用量、抑制剂CaO用量以及矿浆浓度对贵州高硫煤脱硫率的影响。结果表明在捕收剂用量1.2 kg/t,起泡剂用量100 g/t,抑制剂用量2 kg/t,矿浆浓度120 g/L的条件下脱硫率能达到42.98%,对脱硫前后煤样工业分析结果进行比较,发现精煤总硫明显降低,发热量有所增高,煤的质量得到了改善。     

高镁磷尾矿浮选提镁试验研究

以高镁磷尾矿为研究对象,采用一段磨矿正浮选工艺对磷尾矿进行再选试验,考察了磨矿细度,抑制剂、捕收剂、煤油用量对浮选效果的影响。试验结果表明:在磨矿细度为-200目占60.85%,抑制剂硫酸用量为10kg/t、捕收剂TS用量为1200g/t、辅助捕收剂煤油用量为200g/t的条件下,MgO有较好的浮选效果,最终获得品位为21.71%,回收率为78.55%的镁精矿。     

高硫煤深度浮选联合化学氧化脱灰脱硫提质研究

随着我国优质煤资源逐渐减少,高硫煤等劣质煤的开发利用是保障煤炭能源安全的重要途径,而高硫煤脱灰脱硫提质是高硫煤清洁高效利用的首选方案。采用深度浮选联合氧化方法对贵州某高硫煤进行脱灰脱硫提质研究,通过接触角测试不同捕收剂的性能,研究不同捕收剂对浮选脱灰的影响规律,不同灰分抑制剂和硫分抑制剂对浮选脱灰脱硫的影响,并进行闭路浮选试验。采用化学氧化对浮选精煤进一步脱硫处理,研究了不同氧化剂对浮选精煤化学脱硫的影响规律,并通过红外光谱和扫描电镜证明脱灰脱硫机理。结果表明,与柴油相比,复合捕收剂M7015对浮选脱灰更有优势,原煤接触角为62.5°,M7015处理后煤炭接触角提高了15.0°,柴油处理后接触角提高了5.0°,M7015最佳用量为800 g/t。Ca O作为脱硫抑制剂效果较好,用量为4 000 g/t,灰分抑制剂S-4的最佳用量为1 000 g/t。经过"一粗—二扫—二精"闭路浮选试验流程,得到灰分5.62%、硫含量1.34%的浮选精煤。双氧水和冰醋酸混合液的氧化脱硫效果最佳,浮选精煤经氧化处理后得到灰分5.60%、硫含量0.88%的低灰低硫精煤。SEM分析表明附着在煤炭表面的颗粒减少,表面光滑,裂缝之间的矿物颗粒明显减少,深度浮选脱灰脱硫效果明显。红外光谱表明深度浮选联合化学氧化不改变煤炭的基本结构,能脱除大部分灰分,浮选脱除大部分黄铁矿等无机硫,化学氧化脱除硫醚和亚砜等部分有机硫。说明深度浮选联合化学氧化的新工艺实现了高硫煤脱灰脱硫提质,得到高品质低灰低硫精煤产品。     

西南某高硫煤泥浮选脱硫试验研究

采用浮选方法对西南某高硫煤泥进行脱硫研究;采用单因素条件试验与正交试验,考查了煤浆浓度、抑制剂种类及用量、捕收剂用量、起泡剂用量等对浮选脱硫效果的影响;结果表明,经两次浮选,精煤硫分可降低至1.46%,脱硫率88.65%,试验效果较好。     

新型煤泥浮选捕收剂的制备及应用研究

为降低捕收剂成本、提高浮选性能指标,以煤制油的废料(油煤)为主要原料,收集400℃以下馏出物制成新型捕收剂,用于太原选煤厂瘦煤的浮选实验;结果表明,在矿浆浓度80 g/L,新型捕收剂用量1 500 g/t,起泡剂用量100 g/t时浮选效果最好,此时精煤产率为80.88%,灰分为7.44%;该新型捕收剂在用量大于1 500 g/t时比煤油具有较好的选择性,且加工过程简便,成本低。     

难免离子对低品位菱镁矿浮选除硅的试验研究

我国菱镁矿资源丰富,针对海城某低品位菱镁矿,采用反浮选工艺进行难免离子(Fe~(3+),Mg~(2+)和Ca~(2+))对硅杂质脱除影响的试验研究。本试验以海城某工厂的菱镁矿为原料,通过单因素浮选试验,在磨矿细度-0.074mm占85%,保持矿浆原pH值,MgCl_2用量为80mg/L,抑制剂硅酸钠用量为200g/t,捕收剂十二胺为200g/t,起泡剂50%松油4.7L/t的条件下,最终可以得到精矿Mg O品位为45.31%,回收率为80.7%的良好指标。     

贵州某硅钙质磷矿石正浮选脱硅富磷试验研究

根据贵州某硅钙质磷矿石的性质,对其进行了正浮选脱硅富磷研究。结果表明,采用1粗1扫正浮选工艺闭路试验流程,在磨矿细度为-0.074mm占76.50%,pH调整剂碳酸钠用量为1 500g/t,抑制剂水玻璃用量为2 000g/t,粗选捕收剂AF用量为1 000g/t,扫选捕收剂AF用量为200g/t的条件下,获得了P2O5品位为32.20%、P2O5回收率为90.42%、SiO2质量分数为13.35%的磷精矿,达到了脱硅富磷的目的。     

复合药剂煤泥浮选试验研究

为改善煤泥浮选效果,以煤油和芳烃类试剂AR为原料制备复合药剂,通过正交试验确定传统药剂与复合药剂的最佳浮选试验条件,分析了捕收剂的煤泥浮选作用机理。结果表明,复合药剂的最佳浮选条件为煤浆质量浓度100 g/L,捕收剂用量1000 g/t,起泡剂用量100 g/t,此时精煤产率59.87%,精煤灰分12.10%,浮选完善指标为67.51%。传统药剂的最佳浮选条件为煤浆质量浓度60g/L,捕收剂用量1200 g/t,起泡剂用量120 g/t,此时精煤产率57.97%,精煤灰分11.91%,浮选完善指标65.83%。复合药剂的精煤产率提高1.90%,浮选完善指标增加1.68%,各项指标明显优于传统药剂。X射线衍射分析和红外光谱分析表明,复合药剂对石英和煤粒的分离效果优于传统药剂。复合药剂吸附在煤粒表面,改变了煤泥表面润湿性,从而增强煤粒可浮性,使煤粒与无机矿物分离,处理后精煤中的无机矿物石英、白云母和高岭石等含量减少。     

新华含稀土磷矿浮选实验研究

采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%.     

望峰岗选煤厂煤泥可浮性研究

通过对望峰岗选煤厂煤泥性质的分析,说明入浮平均粒度较粗,各粒级煤泥灰分均在30％以上,嵌布较均匀,单体解离度低,为浮选降灰带来困难;煤泥表面接触角较小为50．06。,说明其天然可浮性较差,经捕收剂十二烷或柴油处理后,煤泥接触角增大,煤的可浮性提高;若要求精煤灰分为14％,则标准浮选精煤产率约为65％。通过单因素试验确定煤浆质量浓度为80g／L,捕收剂用量为800∥t,起泡剂用量为128g／t时,煤泥浮选效果较好,浮选完善度最高为66．94％,精煤灰分符合要求,精煤产率较高为71．67％。最后以捕收剂、起泡剂和煤浆质量浓度为正交因素设计正交试验,考察各因素对煤泥可浮性的影响,并得出最佳浮选药剂制度。结果表明：当捕收剂用量为1000g／t,起泡剂用量为42g／t,煤浆质量浓度为60g／L时,煤泥浮选效果最好,此时精煤产率为71．59％,精煤灰分为14．30％,达到高产降灰的目的。     

龙固选煤厂煤泥浮选试验研究

论述了煤泥浮选原理。通过小筛分试验和分步释放试验对煤泥性质进行分析,说明入浮原煤平均粒度较粗,生产中要控制入浮粒度。通过对煤泥初步探索浮选试验和正交试验的研究,确定了最佳浮选条件为：捕收剂1330 g/t,起泡剂266 g/t,质量浓度60 g/L,得到精煤产率75.06%,精煤灰分8.70%,浮选完善指标59.03%。     

新型捕收剂在沙特某低品位胶磷矿浮选中的应用

利用新型捕收剂,采用单一反浮选的方法对沙特某低品位胶磷矿进行浮选试验,考察了磨矿细度、浮选时间、抑制剂和捕收剂用量对精矿P2O5品位和P2O5回收率的影响.结果表明,当原矿P2O5品位为19.60％,磨矿细度-0.074 mm占60％,浮选时间1.5 min,抑制剂用量11.09 kg/t,捕收剂用量1.0 kg/t时,可以获得P2O5品位32.23％、P2O5回收率86.86％的磷精矿.     

Picobubble Enhanced Fine Coal Flotation

Abstract

Froth flotation is widely used in the coal industry to clean ?28 mesh fine coal. A successful recovery of particles by flotation depends on efficient particle‐bubble collision and attachment with minimal subsequent particle detachment from bubble. Flotation is effective in a narrow size range beyond which the flotation efficiency drops drastically. It is now known that the low flotation recovery of particles in the finest size fractions is mainly due to a low probability of bubble‐particle collision while the main reason for poor coarse particle flotation recovery is the high probability of detachment. A fundamental analysis has shown that use of picobubbles can significantly improve the flotation recovery of particles in a wide range of size by increasing the probability of collision and attachment and reducing the probability of detachment.

A specially designed column with a picobubble generator has been developed for enhanced recovery of fine coal particles. Picobubbles were produced based on the hydrodynamic cavitation principle. They are characterized by a size distribution that is mostly below 1 µm and adhere preferentially to the hydrophobic surfaces. The presence of picobubbles increases the probability of collision and attachment and decreases the probability of detachment, thus enhancing flotation recovery. Experimental results with the Coalberg seam coal in West Virginia, U.S.A. have shown that the use of picobubbles in a 2″ column flotation increased fine coal recovery by 10–30%, depending on the feed rate, collector dosage, and other flotation conditions. Picobubbles also acted as a secondary collector and reduced the collector dosage by one third to one half.     

细粒难浮煤泥浮选试验研究

分析了内蒙古能源中心选煤厂煤泥性质,说明试验煤泥是以高灰细泥为主的极难浮煤;高灰细泥在浮选过程中容易因夹带、黏附作用而进入精煤,影响精煤质量。通过探索试验发现,煤浆质量浓度为40∥L,捕收剂、起泡剂用量均为1．0kg／t时,煤泥浮选效果最好,此时精煤产率为53．53％,灰分为13．92％,但仍未达到厂家要求。为将精煤灰分降至11％以下,对煤泥进行二次浮选试验。当煤浆质量浓度为50g／L,捕收剂、起泡剂用量均为1．5kg／t,搅拌时间为1min时,二次浮选效果最好,此时精煤产率为52．78％,精煤灰分为10．14％,中煤产率为6．57％,中煤灰分为57．30％,尾煤产率为40．65％,尾煤灰分为76．81％,中煤可直接出售。二次浮选工艺可有效降低精煤灰分,提高精煤产率,解决了煤泥难浮问题,满足了生产需求。     

十二胺浮选脱硫副产物亚硫酸镁实验及其机理研究

以镁法烟气脱硫技术产生的脱硫副产物亚硫酸镁为研究对象,采用一粗一精浮选的方法,分析副产物粒度、十二胺捕收剂和水玻璃调整剂用量等因素对脱硫副产物中亚硫酸镁浮选的影响,通过红外光谱及Zeta电位探究十二胺与脱硫副产物中亚硫酸镁的作用机理。结果表明,最佳的浮选条件为副产物粒径<0.074 mm的粒子质量分数为82.8%、粗选捕收剂十二胺用量为120 g/t、水玻璃用量为150 g/t、精选药剂的量为粗选的20%,脱硫副产物精矿中亚硫酸镁（以氧化镁质量分数计）品位达35.78%,回收率达56.8%。红外光谱及Zeta电位分析表明,十二胺与亚硫酸镁的作用原理主要以静电力吸附为主,并伴随着微弱的化学吸附作用。     

A flotation study of refuse pond coal slurry

The flotation behavior of a refuse pond fine coal slurry sample was studied using mechanical and column flotation techniques. Flotation parameters investigated included type and dosage of frother and collector, agitation speed, scrubbing time, slurry pH, etc. for the mechanical flotation cell, and air flow rate, feed flow rate, and wash water flow rate for the column flotation. Flotation kinetics was also studied in the mechanical flotation cell. The results showed that the coal sample was very difficult to clean by flotation. Low yield (5–15%) and low combustible recovery (6–23%) and high product ash (about 22%) were obtained when methyl-isobutyl-carbinol (MIBC) was used as frother and #2 fuel oil as collector. Adjustment of operating parameters such as agitation intensity showed limited effects. However, flotation yield was significantly improved when MIBC and #2 fuel oil were replaced with frother P948 and collector SPP. Mechanical scrubbing was unable to restore the floatability of the coal sample. ‘Ken-Flote’ column flotation was inferior to mechanical flotation for oxidized coal and possible reasons were given.     

粉煤灰浮选脱碳

通过一系列条件试验,最终确定＂一粗一扫＂浮选流程,选用轻柴油做捕收剂,粗选用量4000g/t,扫选1200g/t,仲辛醇做起泡剂,粗选用量400g/t,扫选200g/t,粗选矿浆浓度100g/L,充气量0.30 m3/（m2.min）,得到最终粉煤灰产品产率65.54%,烧失量4.21%,达到Ⅰ级灰标准,粗选精碳产率19.85%,灰分58%,有一定的市场价值。