聚合氯化铝对选择性聚团法制备超纯煤的影响

为探索选择性聚团法制备超纯煤的工艺条件,以太西无烟煤为研究对象,分析了太西无烟煤的性质和矿物质的种类。采用选择性聚团法对超细粉碎后的煤粉进行分选实验,研究了研磨时间、煤油用量、仲辛醇用量和聚合氯化铝用量对精煤灰分和收率的影响,并对比了氯化铝、26%和29%的聚合氯化铝对分选效果的影响。通过Zeta电位仪测定添加不同用量的聚合氯化铝的煤样Zeta电位,利用光学接触角测量仪测定不同聚合氯化铝用量下的太西煤样和人工矿物表面的润湿性,采用DLVO理论计算揭示聚合氯化铝对煤中异类矿物质颗粒间相互作用机制。结果表明,当煤油用量为1.19 kg/t、仲辛醇用量为0.40 kg/t、聚合氯化铝用量为50 g/t、研磨时间为30 min时,分选出的超纯煤灰分达到0.64%,精煤产率为68.91%。相同药剂用量下,添加聚合氯化铝比氯化铝的浮选精煤产率高,与未添加聚合氯化铝分选效果相比,精煤灰分降低了0.18%,精煤产率提高了19.38%。当26%和29%聚合氯化铝用量为50 g/t时,两者精煤产率都达到最大,分别为68.91%和75.00%,精煤灰分分别为0.64%和0.71%,添加26%聚合氯化铝比29%聚合氯化铝脱灰效果好。随着聚合氯化铝用量的增加,煤的Zeta电位值不断增加,由-28.7 mV增加到-20.63 mV。添加聚合氯化铝后煤的接触角增加,疏水性增强,人工矿物表面亲水性增加,煤与人工矿物表面差异性增大。随着聚合氯化铝用量的增加,煤表面Zeta电位值不断增加,由-28.7 mV增加到-20.63 mV。添加聚合氯化铝后煤接触角增加,然而,人工矿物接触角减少,由于煤的疏水性和人工矿物亲水性增加,导致两者表面性质差异增大。根据DLVO理论计算,聚合氯化铝增强了煤与蒙脱石颗粒之间斥力作用,同时增加了煤中无机矿物质的团聚效果,减少了无机矿物质对煤颗粒表面罩盖和异质细泥夹带作用,降低了精煤灰分。聚合氯化铝和氯化铝对煤中矿物质脱除具有促进作用,低用量条件下聚合氯化铝分选效果优于氯化铝。     

难浮煤泥选择性聚团工艺试验研究

利用选择性聚团工艺处理难浮煤泥,首先确定难浮煤泥解离度为-0.074mm含量为86.85%,然后进行搅拌速度、搅拌时间、分散剂用量及非极性油用量的条件探索试验。结果表明:选择性聚团工艺,最佳条件为XHF-D高速分散器搅拌速度和搅拌时间分别为8000r/min、20min;六偏磷酸钠的用量为1500g/t,煤油为790g/t;此时得到精煤产率为58.72%,精煤灰分为10.69%,精煤可燃体回收率为68.42%,分选效果较为理想。     

超细粉碎对煤表面性质及超净煤分选的影响

为探讨超细粉碎对煤表面性质及絮团和超净煤分选的影响，选取淮南气煤(HN)和太西无烟煤(TX)2种不同变质程度的煤样，利用傅里叶红外光谱仪（FTIR）、ζ电位仪、比表面分析仪、微量热仪分析了不同超细粉碎时间后煤颗粒表面官能团、电位以及润湿性的变化，分别研究了粒度、表面电位和润湿性对絮团形成的影响，结合超净煤的分选结果，综合探讨了超细粉碎、表面性质变化、絮团形成以及超净煤分选的关系。结果表明：超细粉碎改变了煤粒表面的亲水基和疏水基的比例；随着粒度的减小，太西煤的电动电位绝对值先减小后增大，在粒度8.30 μm时电负性最弱，润湿热出现小的峰值，搅拌过程中形成的大尺度絮团较多，在乳化柴油用量67.62 kg/t时，分选出的超净煤灰分0.68%，产率高达97.26%；而淮南煤随着粒度的减小，电负性逐渐增强，润湿热单调递减，润湿性逐渐减弱，在相同搅拌强度下，细颗粒形成的大尺度絮团减少，分选出的超净煤产率降低；分散剂的加入有效地降低了淮南气煤分选出超净煤的灰分，粒度越小，灰分减小愈明显。     

煤泥的选择性絮凝研究

介绍了用选择性絮凝对煤中可燃体和非可燃体进行分离的煤泥分选方法。在对大屯、八一、大武口等多个煤样进行大量试验后，得出选择性絮凝方法可用于制取超纯精煤和对极细粒煤泥进行分选，并且具有较好的选择性。制取超纯精煤时，灰分＜３％，可燃体回收率和产率均在９０％左右，最高分别为９５．８８％和９４％。对极细粒煤泥分选，精煤灰分一般为１２％～１３％，可燃体回收率可在９０％以上。因此，是一种较有前途的方法，可用于制取超纯精煤，并为煤泥分级浮选中，细粒部分的处理方法开辟了一条新途径。     

选择性絮凝-浮选法制备超纯煤的试验研究

在对煤样性质进行分析的基础上,提出了利用选择性絮凝-浮选法制备超纯煤的工艺,研究了分散剂的种类和用量、絮凝剂的种类和用量、矿浆浓度等因素对分选效果的影响,并通过正交实验,对矿浆浓度、分散剂用量、絮凝剂用量间的交互作用进行了探索性试验研究,得到了灰分为1.29、产率为41.26的超纯煤,为以后的超纯煤生产提供了依据。     

硅酸钠对高灰煤泥浮选影响研究

通过浮选试验、接触角测定和Zeta电位测试等手段,研究了硅酸钠在煤泥浮选中的降灰效果以及对细泥的抑制机理。试验结果表明:在硅酸钠用量为1000g/t时,对细泥的抑制和分散效果最好,精煤中细泥含量最少,精煤灰分降低了1.91个百分点;接触角测定结果显示,浮选中添加了硅酸钠后,浮选精煤的接触角增大,达到108.84°,显著提高了浮选精煤的疏水性;Zeta电位检测结果表明,pH值为中性时,与硅酸钠作用后,低灰煤泥和高灰细泥表面电位分别降低了7mV和16.9mV,增大了两者间的静电斥力,有效减弱了高灰细泥在低灰煤颗粒表面的吸附。     

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。     

煤的选择性聚团法深度脱灰研究

介绍了煤的高效选择性聚团法脱灰机理,并通过改变脱灰过程中的煤种、用油量、粒度、搅拌时间,进行了选择性聚团法脱灰实验。结果表明:变质程度较高的煤种更有利于团聚,随着油用量、原煤解离程度及搅拌时间的增加,以及团聚物的粒度增加,精煤的灰分降低。灰分为17.32%的原煤经过选择性团聚法脱灰后,精煤灰分可降低至3.03%。     

细粒煤选择性絮凝分选试验研究

介绍了选择性絮凝的分选机理,并选用相对分子质量300万的阳离子聚丙烯酰胺（CPAM300）为选择性絮凝剂对富含高灰细泥的煤泥进行了浮选试验和选择性絮凝分选试验。结果表明：加入选择性絮凝剂,可有效提高精煤产率和可燃体回收率,精煤产率最高可提高25%,可燃体回收率最大增加26.50%,浮选完善指标最大增加9.78%。选择性絮凝剂的用量增加,浮选完善指标先增加后减小,最佳值为10～20 g/t;捕收剂-絮凝剂-起泡剂的加药顺序优于絮凝剂-捕收剂-起泡剂。     

焦化废水中主要污染物对煤可浮性的影响及机理分析

开发利用洗煤厂洗水闭路循环系统实现焦化废水大循环零排放新工艺,需考察焦化中水对浮选有无不良影响。单元浮选试验表明：随着洗水中污染物浓度提高,浮选精煤灰分和产率均升高,通过调整药剂制度,能保证浮选精灰分合格,但产率下降;用焦化中水洗煤,污染物浓度低于污水综合排放标准二级限值时,对煤泥浮选的影响可忽略。用油水润湿速度比(ROH)、Zeta电位、红外光谱表征研究煤粉吸附焦化中水主要污染物氨氮、苯酚、喹啉和微生物后,煤表面电性、表面疏水性、可浮性变化趋势,揭示其污染机理。污染物吸附改变了煤浆的Zeta电位,变化显著：未吸附时Zeta电位为-1727 mV,吸附后依次为吸附硝化菌-2188～-2662 mV、喹啉-2521～-2947 mV、苯酚-2739～-3258 mV、氨氮-3213～-3853 mV、反硝化菌-3880～-4340 mV。煤吸附疏水性硝化菌及喹啉,煤表面疏水性提高;氨氮、苯酚在吸附量分别达到一定量后,对煤表面疏水性的负面影响显现;亲水性反硝化菌吸附使煤表面疏水性明显变差。红外光谱分析表明,污染物对煤粉表面疏水性的影响主要取决于吸附质本身所表现的亲、疏水性官能团。     

X80钢在干湿交替阴极电位下的应力腐蚀行为

通过电化学和慢应变速率拉伸试验,研究了X80钢在干湿交替海洋环境中不同阴极电位下的应力腐蚀开裂(SCC)机理。结果表明：-850 mV电位降低了钢的腐蚀电流密度,电流密度随外加电位的减小而增大,由于应变的作用,阴极保护效果逐渐降低。与不加电位相比,钢在-850 mV电位下的SCC敏感性降低了14.28%,而在-1 200 mV电位下的敏感性提高了71.42%,从韧性断裂转变为脆性断裂。外加电位的保护作用是通过抑制钢的阳极溶解来实现的,随着电位的降低,引发剧烈的析氢反应,导致SCC敏感性升高。     

磁化处理对微细粒赤铁矿絮凝的影响

以赤铁矿纯矿物作为研究对象, 通过沉降试验来考察不同方式的磁化处理作用对赤铁矿絮凝沉降行为的影响。结果表明:矿浆和药剂在经过磁化处理后, 絮凝效果明显优于未经过磁化处理的絮凝效果, 且磁场强度越高絮凝效果越好; 在矿浆磁化和药剂磁化为60 min时赤铁矿沉降率达到最大值, 分别为73.9%和72.7%, 磁化矿浆比磁化药剂对赤铁矿絮凝的效果好; 磁化矿浆和磁化药剂两种不同磁化处理方式下的赤铁矿颗粒Zeta电位测量结果表明, 磁化处理会改变赤铁矿颗粒的Zeta电位, 分别从-50.765 mV减小至-43.538 mV和-44.006 mV; 磁化处理降低了赤铁矿颗粒间双电层排斥力, 降低颗粒间的势能垒, 使赤铁矿颗粒更易于聚团, 絮凝效果增强; 赤铁矿与淀粉红外光谱研究结果表明, 赤铁矿与淀粉分子间存在着化学吸附和氢键作用。      

硫代硫酸盐法浸出墨西哥某低品位、难处理含铜金矿石的研究

研究了硫代硫酸盐法浸出墨西哥一难处理、含铜、低品位氧化矿石中的金 ,在低用量和低成本条件下 ,金的浸出率可以达到 75 .73% ,而硫代硫酸盐用量小于 3kg/t。研究还发现 ,浸出矿浆的合适ORP值在 35～ 40mV ,不会发生对浸出过程有害的化学沉淀 ,这一新发现与他人的研究结果不一致。浸出贵液的放置时间和盛装容器材料、硫代硫酸盐试剂的流量、pH和ORP值等对浸出过程和试验结果有很大的影响。     

超声波气体流量计数控AGC电路设计

针对超声波气体流量计接收信号幅度动态变化范围大的问题,提出了一种数控AGC电路,增益控制范围-14~86 dB,输出信号幅度范围500~1 000 mV,采样速率50 MSPS,数据存储容量2 MB。经过试验验证,200 kHz的超声波收发信号在距离20~900 mm条件下,增益在6~36 dB范围内自动调节实现了信号幅度范围500~1 000 mV输出,具有调控范围大、控制精度高、稳定性好的特点。     

磁化对油酸钠溶液物化性质和矿物浮选的影响

对油酸钠溶液进行磁化处理，探究磁化对溶液的pH值、吸光度、表面张力和电导率等物化性质的变化，并研究磁化处理对矿物浮选结果的影响。试验结果表明：在磁感应强度320 mT、磁化时间10 min条件下，磁化处理油酸钠溶液后，溶液的pH值、吸光度和电导率较未磁化时分别提高了0.53、0.113和1.7 μS/cm，表面张力下降了14.44 mN/mT；方解石、萤石的Zeta电位绝对值较未磁化时分别降低了2.90 mV和7.41mV；方解石、萤石的浮选回收率较未磁化时分别提高了19.77%、12.81%；方解石、萤石表面的油酸钠吸附量较未磁化时分别增加了0.236 mg/g、0.189 mg/g。     

白铅矿硫化浮选体系的电化学性质研究

针对白铅矿的硫化浮选体系, 研究了硫化钠用量、乙黄药用量、硫化时间、矿浆酸碱度、叶轮搅拌速度、加药方式等工艺参数对浮选回收率、矿浆电位和硫离子电极电位的影响。结果表明, 合适的硫化钠用量是实现白铅矿浮选的关键, 在矿浆电位为-380~-10 mV、硫离子电极电位为-640~-320 mV时, 白铅矿回收率可达90%以上。采用矿浆电位和硫离子电极电位监测白铅矿的硫化过程在理论上是可行的。     

铜冶炼污酸二级硫化分步除铜、砷工艺研究

为从污酸中二级硫化分步除铜、砷,以湖南某铜冶炼企业污酸为研究对象,在硫化沉淀理论指导下,考察了氧化还原电位(ORP)、硫化剂种类对污酸中铜、砷去除效率的影响。结果表明: 通过控制ORP可以优先选择性硫化沉淀铜。以H₂S为硫化剂,一级ORP为245 mV,二级ORP为10 mV,硫化沉淀后污酸中铜、砷含量分别为0.03 mg/L和0.22 mg/L; 而铜渣中铜、砷含量分别为3.09%和15.9%,砷渣中铜、砷含量分别为0.03%和23.90%,实现了二级硫化分步从污酸中除铜、砷。     

辽宁某铜铅锌硫化矿石电位调控优先浮选试验

辽宁某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用矿物嵌布关系复杂,嵌布粒度粗细不均。采用1次磨矿、电位调控优先浮选工艺对铜、铅、锌的选矿工艺条件进行了试验研究。结果表明,在电位约-35 mV、pH=9.1情况下,以SN-9#+苯胺黑药为捕收剂、Na₂SiO₃+ZnSO₄+CMC为铅锌及脉石矿物的抑制剂优先选铜,接着在电位为-225.6 mV、pH=11.4情况下,仍以SN-9#+苯胺黑药为捕收剂浮选铅,最后以硫酸铜为活化剂、乙基黄药为捕收剂选锌,最终获得了铜品位为23.68%、回收率为85.61的铜精矿,铅品位为51.26%、回收率为70.68%的铅精矿,锌品位为52.13%、回收率为82.13%的锌精矿。     

Removal of Phormidium sp. by positively charged bubble flotation

The objectives of this study were to investigate the behavior of Phormidium sp. during flocculation and negatively or positively charged bubble flotation in order to optimize algal removal processes and identify mechanisms underlying the efficiency of flotation with positively charged bubbles. The nuisance of Phormidium sp. significantly decreases water quality in natural watershed and clogs filter bed in water treatment plant. Although dissolved air flotation has been recently adopted for algae removal, the best method has not been fully investigated. According to theories on dissolved air flotation, the operational conditions affect removal of the process and in this study, the optimum bubble generations was also investigated for better algal removal. Bubbles were generated at two levels of saturated pressure and measured at different bubble concentrations (10%, 20% and 30%), in the absence and presence of coagulants. Bubbles forming at 6 bars and 3 bars were observed at zeta potentials of −30 mV to + 27 mV. The chain-like algae were cultured in the laboratory for 20 days. At the stationary phase, Phormidium sp. sizes ranged from 2 μm to 10 μm in diameter and about 100–200 μm in length. Over a pH range of 4.0–7.0 (increments of 0.5), the negative zeta potentials were −4 mV to −12 mV. Algal removal by flocculation was determined by jar tests and by the batch dissolved air flotation (BDAF) method with bubble generation and flotation. We obtained optimal Phormidium sp. removal with positively charged bubble flotation at a 30% bubble rate at >16 mV and a bubble formed at 6 bars, with removal of up to 85% and 93% of cells and chlorophyll a, respectively. We also demonstrated the efficacy of using positively charged bubbles to remove Phormidium sp. cells and the importance of positively charged bubbles in the rarely reported interaction between bubbles and chain-like algae.