基于XRD分析高岭石在浮选尾煤中分布规律

煤系高岭石是一种夹杂在浮选尾煤中含量高、粒度小的粘土类矿物,具有一定的利用价值。为了研究浮选尾煤中高岭石等矿物质的分布规律,本文以大同长焰煤、王家岭气煤和马兰焦煤的浮选分步释放各级产品为对象,基于X射线衍射K值法定量分析,探究高岭石在不同灰分下的浮选尾煤中的分布情况,并以XRD图谱的峰型特征分析各煤样中主要矿物质及精煤组分含量的变化规律。结果表明,石英、方解石在浮选过程中主要集中于粗选尾煤中,高岭石在各浮选产品中均有分布,随分选次数的增加,精煤产品中逐渐由多种矿物质变为高岭石一种矿物,在单一矿物的影响下,精煤灰分降低速率逐渐减慢。各煤样的XRD图谱中,由煤的结构单元所产生的002衍射峰在灰分最高的浮选产物中面积最小,图谱的背景最低,随着灰分的降低,002峰的面积逐渐增大,表明精煤组分在浮物中不断富集。随着分选次数的增加,高岭石的含量随灰分降低而降低,二者呈正相关关系,并符合二次函数变化规律。研究揭示了煤泥浮选过程中灰分与高岭石等矿物质含量的内在联系,这为研究浮选尾煤提取高岭石提供了量化指标。     

难浮煤泥浮选速率试验研究

针对主导粒级为细粒级的难浮煤泥,进行了窄粒度级和全粒度级的浮选速度试验。结果表明：浮选速度由快到慢的粒级依次为0.125～0.074、0.250～0.125、〈0.074、0.500～0.250、〉0.500 mm。粗粒级煤粒因其质量大、脱附概率高、部分连生体表面疏水性较差,需在高能量输入条件下,通过较长时间的矿化作用...     

入料组成对细粒煤泥浮选的影响

为了研究+0.074 mm粒级煤泥粒度与含量对-0.074 mm粒级煤泥浮选的影响规律,提高-0.074 mm粒级煤泥的分选精度。分别将0.5~0.25、0.25~0.125、0.125~0.074 mm 3种粒级煤泥按不同比例添加入-0.074 mm粒级煤泥中,并进行了浮选试验、泡沫稳定性试验、精煤水回收率试验,研究了浮选入料组成对浮选泡沫稳定性、精煤水回收率及-0.074 mm粒级煤泥浮选指标的影响规律。     

细粒级煤泥浮选数学模型研究

通过实验室筛分试验、分粒级浮选速率试验与全粒级浮选速率试验,对浮选过程中精煤产率和灰分的变化规律进行了研究。结果表明:各粒级浮选速率由快到慢依次为0.250～0.125、0.500～0.250、0.125～0.075、0.075～0.045、<0.045 mm;全粒级浮选速率受各粒级浮选速率的影响,随着浮选时间的增加浮选速率降低,精煤灰分提高。利用Excel软件建立了各粒级浮选精煤产率、灰分与浮选时间的数学模型,结合粒度组成,推导出全粒级浮选数学模型,与实验室全粒级浮选速率试验结果对比表明,该模型符合全粒级浮选规律,可靠性高,可以准确预测浮选技术指标。     

粒度组成对高灰煤泥浮选的影响

在对某选煤厂煤泥浮选的尾煤进行筛分浮沉试验和矿物组成分析的基础上,通过正交试验确定了其中有机质的最佳浮选条件。在最佳条件下进行了分级浮选,探讨了粒度、灰分与浮选的关系,研究了粒度对浮选效果的影响。结果表明,混合煤泥中主要矿物为高岭石、方解石和石英等,-0.045 mm粒级含量达76.08%;在最佳浮选条件下,-0.125+0.075 mm粒级浮选效果最好,-0.045 mm粒级浮选效果最差;+0.045 mm的各粒级煤泥采用常规浮选工艺,可以得到较好的浮选效果。     

煤泥浮选过程强化之四——易浮难选煤泥浮选过程特征篇

为了研究易浮难选煤泥的浮选过程特征,以乌海矿区和开滦矿区的焦煤煤泥作为代表性煤样,通过试验研究其浮选动力学,采用X射线光电子能谱和红外光谱检测煤样表面含氧官能团的分布,借助Fuerstenua提质曲线对煤样的浮选选择性进行定量评价。研究结果表明:乌海煤样中间粒级的选择性最差,而细粒级选择性较好;开滦煤样中的0.25~0.125、0.125~0.074、0.074 mm三个粒级的选择性依次降低,随着煤泥粒度的减小,同一粒级中不同密度级的亲水性指数差值变小,这是易浮难选煤泥难选的根本原因。     

深度调浆对煤泥浮选效果的影响

以山西司马矿浮选入料为试验样品,进行了煤质分析和调浆转速探索试验、剪切调浆前后浮选速度的对比试验。结果表明:该煤样适宜浮选粒级0.250~0.125 mm、0.125~0.074 mm含量分别达到56.85%、20.70%;而不易浮选粒级即0.5 mm、0.045 mm粒级含量仅为0.65%、5.62%,所以该煤样可浮性较好。当调浆转速为1 950 r/min时,精煤灰分降低0.14%,精煤产率增加5.05%,可燃体回收率增加5.59%;适当的转速可以提高捕收剂油滴的分散度,并且高剪切调浆流态提供的强紊流流态大幅度提高煤粒与油滴的碰撞概率,促进油滴与煤粒的有效吸附,增强颗粒表面的可浮性。     

不同黏土矿物对煤泥浮选的影响

以煤中常见的三种黏土矿物高岭石、伊利石和方解石为对象,研究了黏土矿物对煤泥浮选过程的影响。试验结果显示,混入了黏土矿物的煤样的浮选精煤灰分均高于未混入黏土矿物的煤样,且可燃体回收率降低。     

高硫炼焦煤介电性质研究

为确定典型高硫炼焦煤种在不同条件下的电磁特性,获知其波能吸收频率范围,为微波脱硫条件选择提供依据,利用传输反射法在0.2～18.0 GHz频率范围内扫频测定山西高硫炼焦煤介电常数,考察密度、粒度、矿物质等影响因素。结果表明,原煤介电常数实部 ε′随频率的增大略有下降,虚部ε″随频率的增大先减小后增大,在15.619 GHz达到峰值;损耗角正切tan σ在15.664 GHz处有峰值;煤中高岭石含量增加,ε′,ε″均增大,方解石对介电性质基本没有影响,石英介于二者之间;在0.2～10.0 GHz,ε′随粒度的增大而增大,ε″随粒度的增大而降低。密度大于1.8 g/cm 3的煤样,ε′,ε″明显高于其他密度级煤样,灰分高的煤样介电常数高于灰分低的煤样。     

开滦矿区不同粒度煤泥的可浮性试验研究

针对开滦矿区高灰难选煤泥浮选精煤灰分高、产率低的问题,对其进行了天然可浮性、实际可浮性分析及浮选速度试验,并对浮选产品进行了粒度组成分析.试验结果表明:天然可浮性最好的为0.25 ～0.125 mm中间粒级;其次为0.5～0.25 mm和0.125 ～0.074 mm粒级;细粒级(＜0.074 mm)天然可浮性差,但由于其比表面积大,在实际分选过程中可优先吸附药剂,可浮性得到增强,浮选速度变快,因而造成了精煤中高灰细泥夹带.     

高灰难选煤泥分级浮选降灰实验研究

针对贵州某煤泥中-0.074 mm粒级的产率为54.19%，灰分为40.55%，并含有大量的珍珠陶土、高岭石和二重高岭石等黏土矿物，极易泥化的高灰难选煤泥。采用分级浮选方式，分别确认了-0.5+0.25 mm、-0.25+0.074 mm、-0.074 mm粒级浮选的矿浆浓度、捕收剂用量、起泡剂用量、叶轮转速及工艺流程等较优浮选条件并和-0.5 mm全粒级进行对比；结果表明:各粒级的较优药剂用量和工艺参数均不同，在较优浮选条件下，分粒级的精煤产率高于全粒级，灰分低于全粒级；分粒级的尾煤产率低于全粒级，灰分高于全粒级，即分粒级浮选对该煤泥有显著的意义。      

马达加斯加某三水铝土矿磨矿浮选脱硅工艺试验研究

铝土矿试验矿样来自马达加斯加Sofia地区,Al₂O₃含量为32.06%,SiO₂含量为34.06%。矿石中含铝矿物主要为三水铝石;含硅矿物主要为石英,其次为高岭石。三水铝石以微晶聚合体形式存在,微细粒的其他矿物以包体形式嵌布在其中,矿样粒级越细聚合体中杂质矿物含量越高。矿样中-0.028 mm粒级产率约占30%,高杂质含量的三水铝石聚合体占比超过95%,反浮选或正浮选几乎没有脱硅效果。石英的嵌布粒度集中于0.1～0.8 mm,原矿矿样常规破碎磨矿产品中SiO₂在0.074 mm以上粗粒级富集,富含石英矿物的矿粒过粗,采用反浮选无法脱除。研究提出了便于工业化实施的脱泥、分级、分别磨矿合并反浮选工艺流程,未破碎原矿矿样用2 mm的筛子筛分,+2 mm粒级矿样单独破碎磨矿,-2 mm粒级矿样脱泥、沉砂单独磨矿,两种磨矿产品合并进入反浮选脱硅,获得铝硅比大于10、Al₂O₃回收率大于40%的精矿。     

六偏磷酸钠对浮选中煤泥与黏土颗粒间相互作用的影响

通过浮选试验、Zeta 电位测试、吸附量试验和扩展的DLVO理论计算,考察六偏磷酸钠对浮选中煤泥与黏土颗粒间相互作用的影响,研究六偏磷酸钠的作用机理。结果表明:高岭石含量较多时会对煤泥浮选产生不利影响,高岭石含量达到20%,精煤回收率降低18.70%;低用量的六偏磷酸钠会抑制高岭石上浮而对煤影响较小,高用量的六偏磷酸钠会失去选择抑制性;六偏磷酸钠用量为1000g/t时,能使煤和高岭石的Zeta电位分别从-25mV、-39mV移至-32mV、-57mV,增强了颗粒间静电排斥作用;同时,六偏磷酸钠水解形成的大分子吸附于高岭石表面,当颗粒相互靠近时产生较强的排斥力,增强了颗粒之间的空间稳定化作用能。     

酵母菌对锡石、方解石和石英的浮选特性影响研究

针对微细粒锡石难以浮选回收的问题, 以酵母菌为捕收剂, 系统研究了锡石、方解石、石英纯矿物一元体系和二元体系的浮选规律。结果表明, 一元体系下, 在培养时间24 h、pH=6、酵母菌浓度1.25 g/L、作用时间15 min条件下, 锡石回收率为78.83%。酵母菌浓度0.125 g/L时, 锡石和方解石二元混合体系中锡金属回收率为85.66%, 锡石和石英二元混合体系中锡金属回收率为90.71%。测试结果表明, 酵母菌可以大量吸附-5 μm粒级锡石, 但对+38 μm粒级方解石和石英相互作用较小。酵母菌与锡石之间的吸附以化学作用为主。     

煤泥浮选过程中的细泥夹带与罩盖机理

选用开滦矿区钱家营矿的高灰难选煤泥和大同塔山选煤厂煤系高岭石,通过单矿物和混合矿物浮选试验研究了影响高灰细泥夹带和罩盖的主要因素。研究发现：影响高灰细泥夹带的主要因素为细泥粒度、起泡剂用量和矿浆浓度,捕收剂用量对其影响较小;矿浆pH值接近8时,可燃体回收率最大。EDLVO理论计算发现：微细粒的高岭石与煤粒间存在着“能垒”,当颗粒间距约为30 nm时,“能垒”达到最大值;高岭石的粒度越细,“能垒”越低。外界能量输入可以打破“能垒”,使细泥颗粒发生罩盖。试验表明：强烈的机械搅拌使混合煤样的精煤产率和可燃体回收率分别降低10.87%和13.16%。     

基于浮选-化学联合作用对高炭煤的深度脱灰效应研究

煤炭作为化工原材料的应用途径正逐步向精细化、高端化利用转变,将高炭煤深度脱除矿物质制备成超纯煤可以作为高附加值先进炭素材料的原料。以太西无烟煤为原料,采用自制的微泡浮选柱通过Box-Behnken试验设计方法优化浮选试验,借助XRF,XRD和SEM-EDS分析了最佳浮选条件下的浮选精煤,进一步明晰微泡浮选方法深度脱除矿物质的过程和不同矿物质对无烟煤深度脱矿的影响。同时也采用了NaOH-HCl方法深度脱除无烟煤中的矿物质,通过XRD,SEM-EDS分析脱矿样品的性质,明确无烟煤中矿物质的脱除机理以及限制深度脱矿的因素。微泡浮选试验表明,当捕收剂用量3.36 kg/t、起泡剂用量1.81 kg/t和调浆强度4 560 r/min时,浮选效果最佳,能得到灰分0.52%、产率66.25%的浮选精煤,由测试表征可知细泥罩盖和粒度小于2μm、有机质占95%以上的连生体颗粒是限制微泡浮选方法深度脱矿主要原因。NaOH-HCl脱灰试验表明,随着样品粒度减小,样品灰分显著降低,当样品的体积平均粒径为8.01μm时,脱矿效果最佳,能得到脱矿率86.81%、灰分0.36%的脱矿样品。而无烟煤中低反应活性的石英和伊利石以及被煤基质包裹的微细硅酸盐矿物影响太西无烟煤的化学深度脱灰。基于微泡浮选方法和NaOH-HCl方法在高炭煤深度脱矿过程中存在的极限问题,提出浮选-化学联合深度脱灰方法对太西无烟煤进一步深度脱灰,首先通过浮选预处理减少石英和伊利石等低反应活性的矿物质总量,再将浮选精煤中存在的矿物质与NaOH反应生成水溶性的硅酸钠和易溶于酸的硅铝酸钠而被脱除,并以此构建了浮选-化学联合方法深度脱灰历程描述模型,最终得到超低灰(0.12%)、高碳、高发热量能制备成高附加值炭材料的超纯煤样品。     

胶磷矿浮选泡沫稳定性研究

以贵州福泉氟磷灰石、石英、白云石和方解石纯矿物浮选泡沫为研究对象,分析胶磷矿浮选泡沫稳定性,通过泡沫稳定性测试、三相接触角测量和泡沫光学图像观察,研究胶磷矿中四种主要矿物在不同捕收剂浓度、矿物颗粒粒度和质量浓度下的浮选泡沫稳定性,并考察白云石和方解石溶解产生的Ca2+、Mg2+对泡沫稳定性的影响。研究结果表明：氟磷灰石、白云石和方解石分散体系的三相泡沫稳定性均随着十二胺浓度的增大而增加,接触角变化幅度不大。石英颗粒的泡沫稳定性先增加后降低,接触角在十二胺浓度1.5×10-4mol·L-1后大于90°,表现出极强的疏水性;四种矿物颗粒体系的三相泡沫稳定性均随着颗粒粒度的增大而逐渐减小,随着颗粒质量浓度增大而增加。通过泡沫图像发现,矿物颗粒黏附在泡膜表面,液膜变厚,提高了泡沫稳定性;白云石和方解石溶解产生的Ca2+、Mg2+对泡沫稳定性具有促进作用。     

小锥角水力旋流器对难浮煤泥脱泥浮选工艺试验研究

针对通化地区黏土含量大、主导粒级为高灰细粒级的难浮煤泥,采用小锥角水力旋流器进行高效脱泥探索,旋流器产物进行粒度和矿物组成分析,底流进行分步释放浮选试验。结果表明,采用Φ150 mm小锥角水力旋流器作为煤泥浮选前脱泥的主要设备;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器串联脱泥工艺中,0.045 mm粒级脱除率达到67.73%,灰分为50.10%,且高岭石、伊利石等黏土矿物在Φ75 mm旋流器溢流中实现富集;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器底流单独或混合入料浮选,精煤产率(占本级)及可燃体回收率均比原煤泥直接浮选提高了2~3倍。