浮选尾煤脱泥再选及其可浮性评价

为了解决开滦集团公司某选煤厂浮选尾煤产量大、灰分低、异质细泥含量多的问题,采用φ150、φ75、φ50、φ10 mm串联小锥角水力旋流器组进行脱泥试验研究,通过顺序评价试验,对旋流器组脱泥前后和各级底流煤泥进行可浮性评定。结果表明:各级底流灰分均低于原煤泥灰分,其中φ10mm旋流器底流与溢流灰分差值为11.15%;小于0.015 mm的高灰细泥脱除量占全级的19.73%,脱泥后煤泥灰分降低2.73%,说明小锥角旋流器组脱泥有效。原煤泥可浮性为极难浮,脱泥后提升为难浮,其中φ75 mm与φ50 mm混合底流、φ10 mm底流为较难浮,在精煤灰分不大于11.50%时,脱泥后入浮精煤产率较脱泥前(19.21%)提高8.91%,各级底流单独入浮精煤产率和为31.48%,较脱泥前提高12.27%,说明脱泥后煤泥可浮性得到有效改善。     

亿成选煤厂浮选尾煤可浮性研究

基于亿成选煤厂浮选尾煤粒度较细、粘度较大、成分较复杂等特点,分析了亿成选煤厂1、2、3号浮选尾煤矿物成分、煤质特性,以及浮选尾煤的粒度组成、密度组成,确定了3种浮选尾煤的主导粒度级皆为小于0.045 mm,主导密度级皆为大于1.8 g/cm³,泥化现象严重,煤与黏土类矿物未能充分解离,单纯通过浮选难以回收合格精煤,需考虑结合脱泥及解离工艺,为后续选煤厂浮选尾煤的分选奠定基础。     

浮选入料预先脱泥及浮选试验研究

某炼焦煤选煤厂煤泥存在产量大、灰分高、其中高岭石和地开石含量多等问题,为有效解决上述问题,首先通过筛分试验、浮沉试验和矿物组成分析试验,计算各粒级和密度级煤样的产率和灰分等质量指标,分析煤泥的可选性和矿物组成。采用?75 mm水力旋流器预先脱泥进行压力试验,结果表明：最佳入料压力0.20 MPa,矿浆质量浓度15%,此时底流产率26.27%、灰分39.21%;溢流产率73.73%、灰分52.33%,底溢流灰分差为13.12%,说明水力旋流器具备脱泥降灰的能力。煤泥经预先脱泥处理后,将?75 mm旋流器底流产物进行浮选,设计浮选试验工艺流程为一次粗选和一次扫选。浮选试验结果表明：旋流器底流浮选的精煤产率为41.38%、可燃体回收率为61.30%,与原煤泥直接进行浮选相比精煤产率和可燃体回收率分别提高了11.14%和7.64%。说明经过水力旋流器预先脱泥可有效提高煤泥可浮性。     

某炼焦煤选煤厂浮选尾煤再选的试验研究

结合某炼焦煤选煤厂生产实际,综合分析了浮选入料和浮选尾煤的性质,发现浮选入料中有部分大于0.5 mm粒级的低灰分颗粒混入,尾煤中含有较多低灰细粒煤可以回收;利用正交试验和响应面模拟的方法对浮选尾煤再选结果进行了研究模拟,得出在矿浆浓度为60 g/L,叶轮转速1 800 r/min,充气量为100 m~3/(m~2·min)时,尾煤再选可燃体回收率可达到79.93%;在影响可燃体回收率的因素中,矿浆浓度>叶轮转速>充气量。     

浮选尾煤再选的试验研究

浮选尾煤具有高黏度、高灰分且粒度较小的特征,对尾煤进行再选可提高煤炭的利用率。进行了浮选尾煤再选的试验,分析了不同参数对浮选尾煤再选效果的影响程度。认为浮选所用的煤油用量应该控制到600g/mL,煤油用量为120g/L,磨矿时间应该控制在3min。试验发现,对尾煤进行再选得到了较高产率的精煤。     

湖北某胶磷矿可浮选性试验研究

针对湖北宜昌地区某难选胶磷矿性质,对某新建浮选装置试车矿样进行全流程小试。结果表明,采用一粗一精一扫的闭路浮选流程可以获得的磷精矿指标为w(P2O5)30.51%、产率90.24%、回收率97.38%、w(MgO)0.64%,实现了磷矿物与碳酸盐脉石矿物的有效分离,达到了指导新装置工艺设计及试车调试的目的。     

云南某选煤厂尾煤泥浮选试验研究

为掌握云南某选煤厂尾煤泥的浮选性质,分析了尾煤泥的性质,进行了浮选参数和浮选流程试验,结果表明:该尾煤泥中高灰细泥含量高达51.31%,1.5~1.8 g/cm~3的含量仅为8.03%,小于1.5 g/cm~3的含量高达35%,具备分选的可能;试验范围内,浮选药比、药耗对精煤产率、灰分均影响显著,浓度对精煤灰分影响不大,对精煤产率影响显著。     

风化氧化对煤可浮性影响的试验研究

用试验方法研究风化氧化对山西静乐煤焦化公司两种性质不同的原生煤泥可浮性的影响。结果表明:风化氧化可降低煤的可浮性,但对不同煤的可浮性降低程度不同;不同煤风化氧化的难易程度不同。     

细粒煤浮选磁选联合脱灰脱铁试验研究

为获得满足工业硅生产所需的低灰低铁烟煤,以云南省某煤矿细粒煤泥为试验对象进行磁选、浮选单独脱铁脱灰试验研究,获得最佳磁选、浮选条件,并在此基础上进行浮选磁选联合脱灰脱铁试验。结果表明：磁场强度为1.701 T、煤泥粒度为-0.25 mm时,煤泥磁选、浮选效果较好,可获得相对较高的脱铁率和脱灰率。通过对比先浮选后磁选及先磁选后浮选2种试验流程及分选效果,最终选用先浮选后磁选试验流程,该流程中浮选精煤只需简单调浆即可直接用于磁选,省去了一次过滤,经济效益显著。控制精煤产率在62.08%时,能获得灰分5.94%、铁含量0.28%的合格精煤,达到了工业硅冶炼用烟煤灰分〈6%、铁含量〈0.3%的要求。     

低阶煤可浮性及浮选速率模型研究

针对低阶煤浮选困难的问题,采用煤质分析和筛分试验研究了低阶煤的可浮性。在此基础上进行了低阶煤浮选速度试验,并利用试验结果对低阶煤的浮选速率模型进行曲线拟合,经过MATLAB数值计算建立了最终的浮选速率模型。煤泥可浮性试验表明:低阶煤中挥发分、水分和O含量较高,亲水性强,可浮性很差。浮选速度试验表明,随着浮选时间的增加,精煤产率逐渐升高,尾煤产率逐渐降低,当精煤灰分为11.50%时,精煤产率仅为34.46%,尾煤产率高达65.54%,尾煤灰分仅为19.95%;2种浮选速率模型中,一级矩形分布模型计算误差较小,且相关系数平方R2更接近1,达到了很高的拟合精度,因此一级矩形分布模型是低阶煤最合适的浮选速率模型。     

某选煤厂浮选尾煤提灰技改实践

传统的煤泥浮选只出精煤、尾煤两种产品,往往存在保证了精煤灰分,尾煤灰分可能偏低的问题。某选煤厂煤泥灰分为55%,采用汽车运输销售,随着环保要求越来越严格,煤泥的运输销售已严重影响该厂正常生产。经过增加二次浮选系统,优化煤泥水处理系统等技术改造后,从煤泥中回收部分中煤,将煤泥灰分提高至75%以上,与水洗矸石一起进行综合利用,彻底解决煤泥滞销问题的同时,提高了经济效益。     

细粒煤磁选-浮选脱硫脱灰试验研究

为提高细粒煤的脱硫率和脱灰率,以甘肃中硫煤经跳汰机处理后的细粒煤为试验煤样,进行磨矿-磁选试验、高精度磁选试验和磁选精煤再浮选试验。结果表明,磁通密度1.57 T,脉冲强度25次/min,采用细网不加铜套聚磁介质时,煤泥磁选效果最好,精煤硫分为1.25%,精煤产率达到95%,煤样损失量最小。在最佳磁选条件下进行磁选精煤再浮选试验,Ca O用量1 kg/t,煤油用量1360 g/t时,煤泥浮选效果最好,得到硫分1.09%,灰分7.54%的精煤,精煤脱硫率为32.05%,脱灰率为45.63%,黄铁矿硫脱除率为50.55%。细粒煤磁选-浮选试验数质量流程表明,原煤经跳汰—破碎—筛析—磁选—浮选后,可获得产率86.03%,硫分1.09%,灰分7.54%的精煤产品,基本达到矿山要求。     

难浮煤泥浮选试验研究

为提高亿成选煤厂难浮煤泥浮选效果,分析了亿成选煤厂3号煤泥的矿物成分、煤质特性以及可浮性规律,通过煤泥浮选试验确定最佳浮选条件。结果表明,煤泥中Si O2和Al2O3含量分别为60.01%和25.14%,影响煤泥浮选效果。煤泥中0.074 mm为主导粒度级,占物料的51.11%,加权灰分为38.84%,说明该煤泥中高灰细泥含量较多,为难浮选煤泥。捕收剂柴油用量270 g/t,起泡剂仲辛醇用量60 g/t,浮选入料浓度120 g/t,叶轮转速1 750 r/min,充气量0.19 m3/(m2·min),刮板速度15 r/min,刮泡时间2 min时,煤泥浮选效果最好,此时浮选精煤产率可达34.57%,灰分为10.5%,符合出厂精煤灰分指标的同时提高了精煤产率。     

煤结构与可浮性的关系

从煤的组成与结构角度简述了煤的变质程度、元素组成、含氧官能团类型、表面电性等因素对煤可浮性的影响,概括了煤的结构特征与可浮性的关系;指出煤的孔隙率、煤中矿物与有机质的结合状态等物理结构亦是影响其可浮性的重要因素,应在今后的研究中予以考虑。     

邢台选煤厂煤泥可浮性试验研究

邢台选煤厂浮选精煤灰分偏高,通过分析入浮煤泥的粒度和密度,采用分步释放浮选、常规浮选和浮选柱进行分选试验;结果表明,浮选柱的分选效果优于小浮选机的分选效果,当精煤产率>60%时,灰分可以降到10%以下,达到了用户的要求。     

沁新氧化煤难浮机理及可浮性改善研究

以沁新选煤厂氧化煤浮选入料为研究对象,从工业性质、表面含量官能团、表面亲疏水性等方面分析研究氧化煤的难浮机理,结果表明,氧化煤浮选入料与非氧化煤浮选入料相比,灰分、水分较高,固定碳含量下降,表面亲水性增加,浮选效率下降。沁新选煤厂通过优化氧化煤浮选药剂制度,对浮选系统进行工业调试,结果表明,与原药剂制度下的氧化煤浮选效果相比,调试后的尾煤灰分提高了31.76%,精煤灰分降低了1.14%,精煤产率提高了21.61%,优化后的浮选药剂制度对氧化煤的浮选效果有明显提高,可增加选煤厂的经济效益。     

云南某中低品位风化胶磷矿脱泥—浮选工艺研究

对云南某中低品位风化胶磷矿采用脱泥—浮选工艺,在原矿P_2O_5品位为22.46%、R_2O_3质量分数为3.95%、磨矿细度为-200目质量分数占82.93%的条件下,获得了精矿P_2O_5品位为29.42%、R_2O_3质量分数为2.38%、精矿产率为60.45%、回收率为79.39%、精矿中R_2O_3的脱出率为63.31%的选矿指标。     

沙特某钙质磷矿不脱泥直接浮选的试验研究

用复合捕收剂对沙特某钙质磷矿石进行不经脱泥的直接浮选,一步反浮选后,精矿品位P2O5达32.57％,回收率为92.41％,达到设计要求,克服了原有捕收剂要求原矿脱泥处理后才能浮选的缺点.研究了磨矿细度、捕收剂用量、表面活性剂用量及选矿废水循环利用对浮选指标的影响.