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。     

煤泥磨矿分级浮选及高岭土回收试验研究

为提高浮选精煤质量和产率,充分利用煤系伴生矿物,通过对林西矿选煤厂浮选入料进行磨矿解离和浮选试验研究,制定了“浮选入料磨矿+旋流器分级脱泥+旋流器底流浮选+旋流器溢流磁选”提纯回收高岭土工艺流程。该工艺控制浮选入料磨矿细度为>0.0374 mm占60%,对解离后的浮选入料依次采用Ф150、Ф75、Ф50、Ф10 mm的小锥角旋流器进行分级脱泥,旋流器底流进行浮选,旋流器溢流进行1.3 T高梯度磁选提纯,并对提纯产物采用980℃温度煅烧。试验结果表明:采用该工艺方法,既可以使煤泥中细粒级黏土得到有效分离,为煤泥浮选创造有利的条件,提高煤泥浮选效率和精煤质量,又可回收高岭土,从而为高灰超细煤泥的综合利用提供了一种新的技术途径。     

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。     

脱泥浮选与精煤精选工艺试验研究

针对上海庙中心型选煤厂3层煤泥高灰细泥含量高,浮选精煤灰分不达标的问题,探索脱泥浮选工艺与精煤精选工艺对高灰细泥含量大煤泥的适用性,将煤泥中-0.045mm粒级按不同占比与+0.045mm混合模拟脱泥浮选工艺,与精煤精选工艺进行试验对比,结果表明,脱泥浮选工艺与精煤精选工艺均可降低浮选精煤灰分,但脱泥浮选工艺的实质是增加了较粗粒级煤泥的入浮占比,对较细粒级煤泥的浮选效果没有明显改善;而精煤精选工艺在保证了精煤灰分合格的情况下,提高了较细粒级煤泥的浮选效果,得到了较高的精煤回收率。     

高灰难选煤浮选降灰试验研究

针对内蒙古乌海矿区高灰难选煤浮选精煤灰分高的问题,在煤泥分步释放浮选试验的基础上,分析调浆时间、泡沫层厚度对浮选精煤灰分的影响,并对磨矿-浮选工艺的降灰效果进行研究。试验结果表明:高灰细泥与中间密度级连生体的非选择性上浮是造成浮选精煤灰分高的重要原因,高紊流流态对矿粒的擦洗效应并未改善浮选选择性,而厚泡沫层可有效抑制高灰细粒级对精煤的污染。磨矿-浮选可使煤泥得到更好的分选,在磨矿时间为0.5 min、入浮矿浆浓度为80 g/L、搅拌强度为1 800 r/min、柴油用量为600 g/t、仲辛醇用量为100 g/t、充气量为0.25 m3/(m2·min)的条件下,通过浮选可获得灰分为14.98%、产率为61.02%的精煤。     

旋流器提纯煤泥伴生高岭土及底流浮选试验研究

针对河北唐山地区煤泥伴生高岭土矿物含量高,以林西选煤厂的主焦煤煤泥浮选入料为研究对象,原矿经磨矿采用串联Φ150 mm、Φ75 mm、Φ50 mm、Φ10 mm水力旋流器进行提纯高岭土,Al2O3的含量在Φ10 mm旋流器溢流中得到富集,为36.34%,高岭石富集效果显著,采用高梯度磁选机对Φ10 mm旋流器溢流产品磁选,磁选精矿Fe2O3含量降低至1.07%,煅烧后白度为82.34%,对Φ150 mm、Φ75 mm、Φ50 mm旋流器底流产品进行混合浮选试验研究,在保证精煤质量的前提下,精煤产率提高率达到8.90%。     

浮选尾煤再选试验研究

以钱家营选煤厂浮选尾煤为对象,进行再选试验研究。对煤样进行粒度分析,发现高灰细泥含量很高,决定采用反浮选预先脱泥,并探索了药剂用量对反浮选效果的影响;脱泥后的产品进行磨矿再选,工艺流程为:"反浮选─磨矿─再选"流程,最终得到了灰分为13.96%,产率为25.96%的精煤,采用该流程处理浮选尾煤可提高选煤厂经济效益。     

三产品煤泥分选分级机处理浮选尾煤的试验研究

以曙光选煤厂的浮选尾煤为研究对象,采用自行研制的三产品煤泥分选分级机,在6种不同结构的锥段下进行了煤泥分选试验。试验结果表明:三产品煤泥分选分级机可以回收浮选尾煤中的粗粒低灰精煤,同时还产生一个细粒溢流和高灰底流;在处理该浮选尾煤时,2号锥段优于其他锥段。     

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。     

稀缺肥煤浮选尾煤深度再选试验研究

以涡北选煤厂浮选尾煤为研究对象,分析了稀缺肥煤浮选尾煤深度再选的可行性。通过对浮选尾煤进行-0.045 mm的预先脱泥和螺旋抛尾处理后,将浮选尾煤与中煤的磁选尾煤混合,混合比例为10∶1,对混合后的尾矿进行磨矿试验和浮选试验,最终确定了混合后尾矿的深度再选流程。试验研究结果表明,当药剂配比为柴油∶仲辛醇为3∶1、药耗用量为0.52 kg/t干煤泥、脱泥和抛尾后磨矿细度为-0.074 mm粒级含量为61.23%时,可获得灰分为11.80%、占本级产率为33.61%的合格精煤;流程试验结果表明,混合后尾矿经过一次粗选、一次扫选、两次精选获得的精煤产品,灰分和占本级产率分别为10.88%和19.50%,扫选尾煤的产品灰分达到了70.67%。     

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%。     

煤泥深度浮选技术的研究

介绍了煤泥深度浮选的基本原理及其特点，首先采用常规的浮选分选出灰分较低的精煤和灰分尽可能高的尾煤，分选出的中间产物采用超细磨的方法磨至其中的煤和无机矿物充分解离，再采用絮团浮选的方法分选出其中的低灰精煤.分步释放浮选试验和中间产物的显微照片表明，中间产物以煤矸连生体为主.比较深度浮选和常规浮选试验的结果表明：在精煤灰分接近的情况下，深度浮选的精煤产率要高出46.06 ％，在精煤产率接近时，深度分选的精煤灰分要低1.78 %.深度分选的结果甚至优于分步释放浮选的理论结果.     

浮选入料脱泥池在潘一矿选煤厂的应用研究

为解决潘一矿选煤厂浮选入料中细泥含量高、灰分高的问题,采用浮选入料脱泥池对其进行选前脱泥。介绍了浮选入料脱泥池的结构、工作原理及特点,并对其底流量进行了优化试验。试验结果表明,脱泥池底流细泥产率与分选完善指标之间存在负相关关系,底流中细泥产率每降低一个百分点,分选完善指标就增加0.73个百分点;脱泥池入料灰分较低时,将底流流量控制在400 m3/h左右是合理的,当入料灰分在>40%时,更应该如此。     

煤泥“2+2”分选工艺的问题分析及优化试验

针对煤泥“2+2”分选工艺在工业应用中处理粗煤泥灰分较高和(或)高灰细泥含量大的煤泥时,存在粗精煤泥和二次浮选精煤灰分偏高、重介精煤“背灰”的问题,提出在该工艺中引入TBS分选粗煤泥和旋流微泡浮选柱作为二次浮选设备的工艺技术,通过试验进行了验证。试验结果表明：利用TBS不仅分选出合格的粗精煤泥,而且数量效率达85.01%,可能偏差Ep=0.069;旋流微泡浮选柱作为“2+2”分选工艺的二次浮选设备比常规浮选机优势明显,当煤油用量1 000 g/t,仲辛醇用量125 g/t时,浮选柱比浮选机的精煤灰分降低3.76%,精煤产率增加4.10%,浮选完善指标提高9.97%。     

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。     

临涣选煤厂粗煤泥回收工艺优化的实践应用

临涣选煤厂针对洗选过程中存在的精煤泥旋流器组溢流跑粗、精煤泥弧形筛筛下水跑粗、精煤泥弧形筛脱水效果较差等问题，重点开展精煤泥分级旋流器组入料分配不均匀、筛分错配物影响、弧形筛脱水效果的现场攻关和研究。现场大量试验表明:通过停止精煤泥旋流器组，增加精煤泥弧形筛数量、减小筛缝尺寸，改变精煤泥弧形筛击打，改用高频脱水筛等方式，从源头上解决了精煤泥分级旋流器组跑粗，明显改善了精煤泥弧形筛筛下水跑粗的问题，提高了精煤泥弧形筛分选效果。在降低介泥灰分、减少浮选过程中粗颗粒的含量、缓解浮选回收压力、降低降低浮选油耗、提高浮选精煤灰分、保证精煤产率、节约生产成本方面有实践意义。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。