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。     

浮选精煤中杂质矿物含量变化规律研究

为研究煤泥浮选时精煤中杂质矿物含量在不同粒度随浮选时间的变化规律,本文选取平朔3#弱粘煤(-0.5mm)作为试样,用X射线荧光光谱分析煤样中主要氧化物质为Al_2O_3、SiO_2及CaCO_3,用X射线衍射仪对各粒级入料煤样及精煤中不同浮选时间的4种产品的杂质矿物分别进行了定性及RIR定量分析,并根据烧灰前后发生的化学变化及质量守恒定律计算烧灰前矿物实际含量。结果表明:平朔3#弱粘煤(-0.5mm)煤样中矿物质主要由高岭石、方解石及石英3种组成,其中0.125~0.074mm、0.250~0.125mm、0.500~0.250mm粒度级中高岭石含量均在70%以上,且该煤样中高岭石含量随粒度的增大而增加,石英、方解石含量则随粒度的增大而减少。在有效浮选3分钟内,随着浮选时间增加,粒度级为0.500~0.250mm、0.250~0.125mm时矿物质含量变化规律相似,即高岭石、方解石的含量均为先减小后增大,石英含量则先增大后减小。粒度级为0.125~0.074mm、-0.074mm时,高岭石含量先增大后减小,石英、方解石含量则没有明显变化规律。     

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。     

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.     

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。     

细粒煤泥分级浮选试验探讨

入浮煤泥中细粒级含量高容易对分选效果产生不良影响,混合浮选工艺分选粒度范围宽,精煤产率低且灰分高。针对试验样品进行分级浮选探讨,提出+0.125 mm粒级的煤泥采用浮选机分选,-0.125 mm粒级的煤泥采用旋流-静态微泡浮选柱分选的方案。试验结果表明,柱机联合分级浮选方案较全粒级分选具有较大优势。     

高灰难选煤泥分级浮选试验研究

针对开滦集团以高灰细粒级为主的难选煤泥,为降低精煤灰分,提高精煤质量和精煤产率,进行了分级浮选试验,以0.125 mm为分级粒度,分别进行了粗粒级和细粒级的分步释放浮选试验和浮选速度试验。试验结果表明,在灰分为11%左右时,分粒级浮选的精煤产率比全粒级浮选的精煤产率高约9个百分点,分粒级浮选的尾煤灰分比全粒级浮选的尾煤灰分高约6.5个百分点,分粒级浮选在精煤产率和尾煤灰分方面均优于全粒级浮选,从而说明了开滦高灰难选煤泥分级浮选的可行性。     

新阳选煤厂煤泥分级浮选特性的试验研究

为优化煤泥的分选,采用先分级、再浮选的方法对新阳选煤厂不同粒级煤泥进行了试验研究,结果表明:各粒级煤泥的浮选效果存在明显的差异,且浮选入料的粒度越粗,浮选药剂用量就越大;0.5~0.25mm粒度级煤泥的可浮性最好;0.125mm粒度级的煤泥浮选精煤产率低,灰分高,可浮性较差。     

东鞍山含菱铁矿赤铁矿石分级浮选试验研究

东鞍山烧结厂矿石铁品位为32.45%,具有贫铁、高硅的特点,主要铁矿物为赤铁矿,主要脉石矿物为石英,同时含有少量的菱铁矿和磁铁矿,是一种含菱铁矿赤铁矿石。对磨矿细度为-0.074 mm占70%的产品筛分分析表明,随着粒度的增加,各粒级铁品位逐渐增大,铁矿物单体解离度逐渐减小。在该磨矿细度下进行分级浮选闭路试验,-0.074 mm粒级以柠檬酸为分散剂、氧化钙为活化剂、淀粉为抑制剂、KS-Ⅲ为捕收剂,+0.074 mm粒级以淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂,可获得精矿铁品位63.30%和铁回收率71.32%的浮选指标。与全粒级浮选相比,分级浮选可减弱微细粒矿物的黏附罩盖,提高浮选指标。     

煤泥自载体浮选

粒度组成细、高灰细泥含量大的煤泥浮选时,浮选精煤易于超灰且精煤产率低、生产操作困难。针对这些问题,在总结载体浮选理论的基础上,研究了以浮选精煤作为自载体改善煤泥浮选效果的作用和机理。结果表明:用浮选出的精煤作自载体可显著改善煤泥的浮选效果。随自载体量的增加,精煤产率、浮选完善指标、尾煤灰分均提高,浮选精煤灰分降低。乌海煤泥采用该工艺浮选时,确定出最佳自载体用量为入浮煤泥的10%,加入自载体经4次循环后即可达到稳定的浮选效果,浮选精煤产率提高7.11%、灰分降低1.14%,浮选完善指标提高7.25%。EDLVO理论的计算研究表明,精煤本身的疏水性和捕收剂在煤粒表面吸附产生的疏水力,促使细煤粒黏附于粗颗粒载体,细颗粒间也会发生疏水絮凝,改善了浮选环境和浮选效果。     

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。     

浮选机孔径大小对煤泥浮选试验的影响

为了探究浮选机孔径大小对煤泥浮选试验的影响,通过煤泥颗粒与气泡的碰撞概率及粘附作用,适当调节叶轮转速,求得不同条件下精煤产率、精煤灰分、尾煤灰分以及可燃体回收率等值,验证浮选机孔径变化的影响效应。结果表明,增大浮选机进气管孔径,矿浆内大直径的气泡较多,与粗煤泥的携载作用增大,与细粒煤泥碰撞概率降低,部分矿粒无法粘附;减小浮选机进气管的孔径,其作用与上述情况恰好相反。两种条件下选取适当且相同的叶轮转速,试验后可以看出,气泡孔径的大小对粗细煤泥作用影响不同,但究其综合因素较复杂,增加或减小气泡尺寸对试验结果无较大影响。     

难浮粗颗粒煤泥在浮选柱柱体轴向的脱附规律

粗颗粒煤泥易于脱附是限制粗颗粒煤泥浮选的主要因素,为了探究粗颗粒煤泥在柱体内轴向的脱附规律,运用一种可在浮选柱给料口上方不同轴向位置添加上升水流的自制流化床浮选柱使浮选柱给料口以上的上升水流表观流速大于粗颗粒粒群的最大沉降末速,从而将经气泡携带至给料口以上的粗颗粒带入泡沫产品,减少在给料口以上因粗颗粒脱附而引起的精煤损失。研究结果表明,难浮粗煤粒在柱体轴向的脱附率和柱体轴向高度之间成线性关系,且界面脱附约占总脱附率的40%,从而证明难浮粗颗粒的主要浮选缺陷是脱附概率大,通过在给料口以上添加上升水流或者降低给料口以上柱体高度可有效实现难浮粗颗粒的浮选。     

王楼煤矿选煤厂煤泥浮选试验研究

为解决王楼煤矿选煤厂煤泥水系统存在的问题,对该厂煤泥进行了粒度分析和浮选试验。研究结果表明:煤泥中高灰细泥含量高,影响浮选效果;在相同药剂制度下,浮选柱在降低精煤灰分和提高精煤产率方面优势明显。经预测,该厂浮选系统改造后每年可增加毛利润5 000万元,经济效益可观。     

超声波强化褐煤浮选及其作用机制探讨

为强化褐煤浮选,提出了在浮选矿浆中引入超声波的新型浮选方式,结果表明:超声浮选精煤产率比常规浮选精煤产率增加了20.31%,灰分降低了7.94%,其中-0.045 mm粒级产率增加了近2倍。采用筛分、扫描电镜、X射线光电子能谱、诱导时间测定仪等方法研究了超声波对煤泥粒度组成和表面性质的影响,并重点探讨了超声波强化褐煤浮选的回收机理。超声波对煤粒表面的清洗和破碎作用使颗粒表面细泥黏附减少,但并未改变煤粒表面疏水性与亲水性官能团含量。超声波可在浮选矿浆中产生大量微泡,既可吸附于褐煤表面增强其疏水性,又增加煤粒与气泡的碰撞/黏附效率。超声波产生的空化作用在一定程度上可使煤表面的水化膜变薄-不稳定-易破裂,进一步强化了褐煤的浮选回收。     

高灰细泥对煤泥浮选影响的试验研究

针对细粒级含量高的高灰难选煤泥,为考察0.074mm粒级微细粒的浮选选择性情况,对细粒煤泥进行了红外光谱分析、分步释放试验分析及浮选速度分析,并对不同细泥含量的煤泥进行了浮选试验。试验结果表明:细泥在浮选过程中对精煤质量产生了很大影响,细泥含量越大,其可燃体回收率越低,且精煤灰分越高,分析认为细粒煤质量小、尺寸小、捕收剂分散性差是造成细泥选择性差的主要原因。     

絮凝浮选氧化铅锌矿的理论与实践

研究了絮凝浮选分选细粒有用矿物的理论,包括分散细矿粒、加入有效絮凝剂、使氧化锌矿泥的粒度增大、可浮性增强;添加特效吸附捕收剂使矿粒表面疏水,强烈搅拌矿浆使有用矿粒选择性絮凝。根据试验结果讨论了影响絮凝浮选过程的参数,介绍了应用絮凝浮选分选细粒氧化铅锌矿的实践。     

煤泥絮团分选超净煤的试验研究

为探索处理动力煤选煤厂煤泥的新途径,以动力煤选煤厂煤泥为研究对象,分析了煤泥的性质、煤泥中矿物质的种类和嵌布特征,通过分步释放浮选试验考察了该煤泥的理论精煤产率和灰分,分析了煤泥经超细粉碎后分选超净煤的可行性。基于扩展DLVO（EDLVO）理论,论证了絮团浮选前采取高剪切搅拌的必要性,研究了高速搅拌对颗粒和药剂之间的促进作用。采用絮团浮选方法,对超细粉碎后的煤泥进行了超净煤分选试验,探讨了高剪切搅拌叶轮线速度、搅拌时间、煤泥粒度和非极性油用量与分选效果的关系。试验结果表明,只有在高速搅拌的情况下超细粉碎后的煤泥颗粒才能形成絮团,并且在与药剂作用后,降低了需要输入的搅拌功耗;高速搅拌还可以促进药剂的分散,从而增加药剂与煤颗粒的碰撞概率;若要达到较好的絮团分选效果,需要一定程度的搅拌强度和适当的搅拌时间。当粉碎平均粒度为4.70 μm、非极性油用量为135.24 kg/t、叶轮线速度为12.56 m/s、搅拌时间5 min时,分选出的超净煤灰分达到1.15%,产率为69.23%。     

浮选法脱除粉煤灰中未燃碳的研究

为提高粉煤灰资源化利用水平和有效保护环境,对广东坪石发电厂粉煤灰的粒度特性和未燃碳的粒级分布进行分析,并采用接触角测量仪分析未燃碳粒的表面疏水性,基于此进行浮选脱碳试验。试验结果表明:该粉煤灰粒度极细,<0.074 mm粒级产率约为89.81%,未燃碳粒接触角仅为21°,可浮性差;当柴油用量为10 kg/t、仲辛醇用量为3.5 kg/t时,浮选尾煤产率为73.85%,烧失量为4.89%,浮选精煤产率为26.15%,灰分为45.45%,发热量为14.34 kJ/kg,综合回收率较高。