四种不同煤的可浮性研究

在确定煤样的理论可浮性和实际可浮性的基础上,从中间密度含量和基元灰分出发,对不同煤化程度的４种煤样进行了分析,提出了理论可浮性、中间密度含量及基元灰分对４种煤样实际可浮性不同程度的影响,为开发４种煤样所用的浮选剂及工艺操作提出了指导原则。     

灵石煤泥可浮性分析及选别试验研究

对灵石煤泥的可浮性进行了评价,并对该煤泥可浮性差的潜在原因进行了分析。采用药剂乳化的方法,利用实验室旋流-静态微泡浮选柱作主体分选设备对其进行选别,结果表明,对该难浮煤泥进行乳化柴油浮选柱选别可以显著的降低捕收剂用量,提高精煤可燃体回收率。乳化柴油浮选柱选别是处理该难浮煤泥的有效途径,用药量少,浮选指标好,经济效益显著。     

连生密度对细粒煤可浮性的影响

对煤中连生体颗粒进行了分类,分析了煤粒可浮性与连生度的关系,并用煤岩定量分析和密度分析的方法考察了不同的连生度和密度的颗粒在浮选中的行为。     

解离对于提高难浮煤泥可浮性的研究

以庞庞塔矿选煤厂难浮煤泥为研究对象,通过小浮沉试验和分步释放浮选试验,得出其可浮性差的原因是中间密度物含量较高。该煤泥不同程度解离后的浮选试验结果表明,在磨煤时间为7 min(平均粒度11.75μm)时,可取得最佳浮选效果,精煤产率达到74.37%,比未经磨煤时提高了6.05个百分点;灰分为9.52%,比未经磨煤时降低了6.08个百分点。     

自然氧化对黄铁矿可浮性的影响及其机理研究

为了弄清黄铁矿在自然条件下的氧化规律及黄铁矿表面氧化对浮选的影响。研究了自然氧化条件下氧化时间对黄铁矿单矿物可浮性的影响,黄铁矿的回收率随着氧化时间的延长而降低。X射线光电子能谱分析(XPS)结果显示,氧化后的黄铁矿表面新出现了硫单质、硫酸铁和氢氧化铁等物质的相关特征峰,且黄铁矿氧化过程以氢氧化铁覆盖其表面为终止。浮选过程中,氧化后黄铁矿表面的氢氧化铁等亲水性物质改变了黄铁矿的表面性质,阻碍了捕收剂的吸附,降低了黄铁矿的可浮性。研究结果可以为硫化矿浮选中降低黄铁矿可浮性以实现其与贵金属等的浮选分离提供参考。     

黄铁矿的氧化特性及氧化对其可浮性的影响

黄铁矿普遍存在于有色金属硫化矿中。黄铁矿易氧化,氧化后矿物表面的物理化学性质发生改变,进而影响矿物的可浮性。采用氧化试验、浮选试验及检测分析,研究黄铁矿的氧化特性及氧化对其可浮性的影响。单矿物氧化试验结果表明,黄铁矿在空气、水、过氧化氢或高锰酸钾水溶液中的氧化程度随着时间的延长而逐渐增大,矿物在过氧化氢和高锰酸钾水溶液中,氧化程度比在水和空气中大;单矿物氧化前后的浮选试验结果表明,黄铁矿在空气、水及过氧化氢水溶液中氧化后,回收率有升有降,在高锰酸钾水溶液中氧化后,回收率降低;黄铁矿与石英的人工混合矿(石英占比为1/3)浮选试验结果与单矿物试验结论相似;采用红外光谱(FTIR)、Zeta电位及X射线光电子能谱(XPS)等检测分析,研究了黄铁矿氧化及与丁基黄药作用机理,机理分析结果表明,丁基黄药在黄铁矿表面产生化学吸附作用,黄铁矿氧化后零电点向电位较低的方向偏移,与丁基黄药作用后零电点小幅偏移,黄铁矿中铁及硫均发生氧化作用。试验研究结果可为调控黄铁矿的可浮性、改善含黄铁矿矿石的浮选工艺提供参考。     

难浮煤泥浮选试验研究

选择多种调整剂 ,并对它们对煤泥浮选的作用进行了大量的对比试验。结果表明 :无机电解质中的FeCl3 ·6H2 O可明显提高氧化煤浮选的精煤产率、可燃体回收率和浮选完善指标等。     

煤实际可浮性的新评价方法

对 4种煤样进行了可浮性测试 ,采取的分步释放试验方法是按原煤炭部行业标准的规定进行的 ,根据得到的实验数据 ,利用模糊数学中隶属函数和隶属度的关系理论 ,将其可浮性量化 ,提出了关于煤实际可浮性一种新的评价方法。     

浮选中氧化还原电极的特性以及与矿物可浮性的关系

在粗选和精选中对四种不同的氧化还原敏感电极（螺旋状金电极、铂黑电极、黄铜矿电极、方铅矿电极）的特性进行实验并给出与浮选响应的关系。结果表明，溶液电位（由铂电极给出的）不同于矿浆电位（由螺旋状金电极给出的），并与浮选响应只有微弱的关系。另一方面，螺旋状金电极和两种矿物电极测得的电位与浮选响应有关。在加入浮选调整剂期间金电极和矿物电极的瞬态特性曲线可表明使浮选的矿物上浮或抑制所需的调整时间。     

二氧化碳对煤的可浮性和脱灰性能的影响：大同煤,万端煤和伊利诺斯煤场合

这项研究是以三个不同地方的煤为对象。通过浸润时间的测定，评价了煤表面（使用１００￣２００目煤）的湿润度。在分别采用空气、氮气和二氧化碳气体情况下，进行了浮选试验。将这些气体分散于煤浆之后，对煤浆进行了化学分析。在浮选和化学分析时，采用的是细煤（平均粒度为３０μｍ）。在实验之前，一些煤用压力为０．６ｋｇｆ／ｃｍ＾２的二氧化碳气体进行了处理。所用捕收剂为：大同煤用煤油作捕收剂，另两种煤用重油作捕收剂。     

淮南望峰岗选煤厂煤泥可浮性试验研究

为提高望峰岗选煤厂精煤产率,从煤泥的粒度组成、可浮性两方面出发,对望峰岗选煤厂入浮煤泥进行全面试验分析,并对浮选药剂进行选择试验。试验结果表明:当矿浆浓度为100 g/L时,以柴油为捕收剂、ZA21为起泡剂,且用量分别为800 g/t、60 g/t时,浮选效果最好。采用柴油、ZA21复合药剂比单纯使用CMC降灰效果更好,且经济适用,有效简化了望峰岗选煤厂浮选工艺流程。     

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.     

旋流微泡浮选柱提高精煤回收率的试验研究

针对煤炭试样细粒级含量高的特性,依据浮选机试验确定的最优试验工艺条件,利用旋流微泡浮选柱进行了提高精煤回收率的试验,取得了精煤灰分7.78％、产率70.78％的良好分选指标.比较柱浮选和常规浮选试验,结果表明,在精煤灰分相接近的情况下,柱浮选的精煤产率要高9.32％.     

司马选煤厂煤泥可浮性的研究

针对司马选煤厂浮选精煤产率较低的问题,通过试验分析,研究了司马选煤厂煤泥的可浮性,并预测了浮选系统改造后的效果。     

百善煤的结构特征及可浮选性研究

针对百善选煤厂浮选精煤产率严重下降的问题,采用红外光谱(FTIR)分析了该煤的内部结构特征及变质程度,通过浮选试验,研究了药剂制度,矿浆浓度,部分细泥脱除和添加分散剂等工艺措施对浮选精煤产率的影响,并提出了改善浮选效果的工艺方案。     

Development of an index for the floatability of Indian coal fines

Batch flotation experiments were carried out on four different Indian bituminous coal samples in the size -74 μm at various levels of variables. It has been noticed from the results that at any flotation time, the yield of concentrate Y (t) follows a linear relationship of the following form with the amount of water W(t) reporting to the concentrate. Y(t)=F_w(t)+E_w(t)·W(t)The intercept value F_y(t) which is termed as the true flotation component of yield when hypothetically no water reports to the concentrate has been found to increase with flotation time as given by the equation F_w(t)=F_w(∞)·[1−exp(−k_w·t)]Based on these observations, an index called “floatability index (FI)” has been proposed to quantify the response of coals towards froth flotation. This index is defined as The floatability index varies from 0 to 100. Consequently, the higher the value of the index for any coal, the better is its response towards flotation. The floatability index has been found to be specific for a given coal and is independent of process variables like reagent dosages, solid content of feed slurry and flotation time.     

煤系黄铁矿晶格缺陷与可浮性机理研究

为脱除煤中的黄铁矿,分析煤系黄铁矿中碳质的存在形式及其与可浮性的关系机理具有重要的意义。以中国典型矿区的矿系黄铁矿和煤系黄铁矿为研究对象,采用先进仪器分析手段,对矿系黄铁矿和煤系黄铁矿的元素组成、矿物构成及表面性质进行系统分析。研究发现煤系黄铁矿表面存在碳元素掺杂。在此基础上,采用密度泛函理论(DFT)平面波赝势方法模拟了碳元素对煤系黄铁矿表面性质的影响规律,并进行了接触角的测量及浮选试验。模拟计算结果表明：含碳掺杂缺陷的煤系黄铁矿表面亲水性减弱、可浮性增强,在煤泥浮选过程中更易上浮,接触角的测量及浮选试验结果与模拟结果吻合。从量子化学的角度揭示了煤系黄铁矿晶格缺陷与可浮性关系的机理。     

提高烧结矿转鼓强度试验

为了探究原料碱度、水分、配碳量对提高烧结矿转鼓强度的影响以及得到较好烧结指标的烧结矿。在制粒时间6 min,点火温度1050℃,点火时间2 min,点火负压6 kpa,烧结负压10 kpa的试验条件下进行了单因素多水平正交烧结杯试验。研究结果表明:碱度对烧结矿转鼓强度有较大的影响,随着碱度的增加,烧结原料中CaO含量增多,生成的烧结矿中的铁酸钙晶体含量变多,转鼓强度得到提高。配碳量提高过程中转鼓强度呈现先增加后降低趋势,配碳量过高,烧结过程中Fe_2O_3被大量还原,铁酸钙晶体含量降低,鼓强度降低。水分添加过程中,转鼓强度也呈现先增加后降低,水分含量适当时,烧结料层透气性较好,转鼓强度得到提高,水分含量过高,料层透气性变差,烧结阻力增大,转鼓强度降低。综合各试验条件,在碱度配比1.98,配碳量5.5%,水分6.5%时,可得转鼓强度79.5%,成品率86.5%,TFe 56.4%,FeO 8.78%的优质烧结矿。相比原配料制度,在保证TFe品位下,转鼓强度提高5.5%,成品率提高6.0%,FeO含量也得到降低。