烟煤煤岩组分解离特性及分选研究

以钱家营矿肥煤为研究对象,利用显微镜下观察法,研究了不同破碎粒度下煤岩组分的分布和解离特性,确定了不同破碎粒度下煤岩组分的单体解离度,并研究了不同破碎粒度下煤岩组分的离心分选效果。煤岩组分分布与解离特性表明,不同破碎粒度下,随着粒级降低,镜质组含量先缓慢增加,后迅速增加,惰质组含量先缓慢减小,后迅速减小;当破碎粒度为0.074mm时,镜质组单体解离度为90.77%,惰质组单体解离度为61.78%,说明镜质组比惰质组解离更彻底;不同破碎粒度下煤岩组分离心分选结果表明:当破碎粒度为0.074mm,分选密度为1.33kg/L时,可获得镜质组含量为89.77%,镜质组回收率为61.19%的富镜质组产品;若要提高惰质组单体解离度和惰质组脱除率,则需更深程度的破碎。     

煤岩显微组分的选择性絮凝浮选分离试验研究

以神府煤为研究对象,通过浮选分离富集煤岩显微组分,将絮凝和浮选过程相结合,以提高煤岩组分的浮选分离效果。试验探索了捕收剂和絮凝剂类型对煤岩组分的浮选分离效果,进一步考察了捕收剂和絮凝剂相结合对煤岩组分浮选分离效果的影响。研究结果表明:以阳离子型捕收剂为浮选药剂时,浮选分离效果较好,其中以十二胺为捕收剂时,浮物镜质组富集率和沉物惰质组富集率最高,分别可达83.29%和47.44%;以聚合氯化铝为絮凝剂进行絮凝浮选时,浮选分离效果较好,当以十二胺为捕收剂、聚合氯化铝为絮凝剂时,浮物镜质组富集率和沉物惰质组富集率分别可达到93.29%和50.79%。     

低阶烟煤煤岩组分解离特性及其分选

为研究低阶烟煤煤岩显微组分的分选,以高惰质组含量的神东长焰煤为研究对象,利用偏光显微镜Leica DM4500P,分析了不同破碎程度下煤岩显微组分的分布形态和解离规律,确定了煤岩组分的最佳解离粒度,并对比了不同破碎程度下煤岩显微组分的重力分选结果。煤岩显微组分的解离特性表明,随着破碎粒度的降低,镜质组含量先基本不变,后逐渐降低,而惰质组含量先基本不变,后逐渐增加;当破碎粒度为0.125 mm时,镜质组单体解离度为91.77%,惰质组单体解离度为86.77%,连生体含量为8.05%;不同破碎程度下的煤岩显微组分重力分选结果表明,将煤样破碎至-0.125 mm,当分选密度为1.33 kg/L时,可获得镜质组含量为89.05%、镜质组回收率为58.72%的富镜质组富集物。     

AlCl3对煤岩组分浮选分离的影响

为揭示浮选分离过程中煤岩组分的可浮性差异及其与药剂的相互作用机制,研究了AlCl3对煤岩组分浮选分离的影响,探讨了AlCl3添加量对分离效果的影响,通过表面润湿性、表面Zeta电位、沉降性能等的测试,揭示了AlCl3对镜质组和惰质组在浮选分离过程中的作用机制。结果表明,当AlCl3添加量为200 mg/L时,浮选分离效果较好,浮物镜质组含量可达82.68%,沉物惰质组含量达到64.55%;AlCl3可增大镜质组和惰质组表面润湿性差异,且两组分表面Zeta电位到达零电点时,所对应的AlCl3添加量不同,当AlCl3用量介于两者之间时,浮选效果较好;AlCl3扩大了镜质组和惰质组的沉降速率和可浮性差异。     

煤岩组分浮选捕收剂的优选试验研究

为了获得煤岩组分分离的最佳药剂制度,以神木王家沟煤为研究对象,分别采用调整剂HCl和NaOH、AlCl_3溶液调节煤岩单组分的表面电位,并添加不同捕收剂进行浮选试验。试验结果表明:当镜质组与惰质组的表面电位相反,捕收剂用量分别为20、60 mg/L时,CTAB对煤岩单组份的分离效果最好;将某一煤岩组分表面电位调至零电点时,添加浓度为100 mg/L的DTAB,可使镜质组与惰质组的富集率分别达到77.71%和73.56%,实现二者的高效分离。     

浮选法分离富集新疆煤煤岩组分的实验研究

煤中惰质组含量较高会影响煤的加工利用性能,煤岩组分分选是促进煤炭综合、高效利用的有效途径。以新疆煤为原料,用浮选槽对煤岩组分的富集和选别进行研究,并进行煤岩组分浮选富集的单因素和正交试验,并对浮选结果进行表征。结果表明：当进气量140 L/h、起泡剂0.08 g/L、捕收剂1.3 g/L、转速1 800 r/min、十六烷基三甲基溴化铵0.16 g/L时为最佳工艺条件,能较好地分选出壳质组和镜质组,此时浮物产率为64.35%,其中镜质组含量接近70%,比原煤中镜质组含量提高了将近34%。沉物中惰质组含量接近85%,比原煤中惰质组含量提高了近20%。     

低变质烟煤有机显微煤岩组分的润湿性

通过测定不同粒级镜质组和惰质组在二次去离子水中的浸湿热,分析了低变质烟煤有机显微煤岩组分的表面润湿性.结果表明:镜质组和惰质组均具有天然亲水性,润湿自发进行;镜质组的亲水性更强.结合煤岩组分的工业和元素分析、XPS分析及漫反射红外光谱分析认为：高含氧量和羟基基团是引起镜质组亲水性更强的决定因素;随粒度减小,有机煤岩组分的理论疏水性增强,其中镜质组的变化更显著;表面润湿性的差异是浮选分离煤岩组分的基础,但随着粒度减小,镜质组和惰质组的润湿性差别减小,煤岩组分浮选分离的选择性降低,分离难度增加.     

侏罗纪烟煤煤岩组分分离富集的研究进展

侏罗纪烟煤是一种理想的动力用煤和化工原料,但由于其惰质组含量高（多数>35%）,严重制约了侏罗纪煤的转化利用效率,并且由此产生严重的资源浪费和环境污染。煤炭精细加工与分质转化是提高侏罗纪烟煤转化效率与产品质量、减少废渣与二氧化碳排放的重要举措。针对该煤精细加工（煤岩组分分离富集）中存在的问题,从煤岩组分的表面结构和性质、选择性解离、常规分离富集方法等方面综述了近年的研究进展,分析了主要煤岩组分之间的表面结构和性质差异、最佳解离粒度的选择、常规分离富集方法的局限性,指出了基于油泡表面性质调控的油泡浮选方法可能成为煤岩组分高效分离富集的新方法。      

煤岩组分与高压电选关系的研究

通过对不同煤岩组分的介电性质及其在电选机上分选行为的研究,指出不同煤岩组分介电常数有较大差异,镜煤、亮煤及富含稳定组的暗煤介电常数较小,而富含惰性组和矿物质的暗煤和丝炭介电常数较大。由此可知,电选可以进行岩相选矿,除去煤中有害杂质丝炭,对煤炭产品深加工具有重要意义。     

汝箕沟矿区环保型煤炭的煤岩学特征

通过煤岩学的方法研究了宁夏回族自治区汝箕沟矿区环保型煤炭的煤岩学特征,结果显示汝箕沟矿区的环保型煤炭宏观煤岩组分以镜煤为主,少量暗煤和丝炭次之。显微煤岩特征具有高镜质组,低惰性组的特点。在此基础上着重分析了二煤的成煤环境,为该区煤炭的洗选、炼焦、液化、气化等方面提供有益参考。     

低煤阶煤的煤岩成分液化性能及实验研究

以西北侏罗纪煤中的镜煤和丝炭为研究对象,液化实验结果表明：同一变质程度的镜煤的液化转化率（9067%）、油产率（5888%）均高于丝炭;而不同变质程度的镜煤和丝炭,因其结构和性质的差异,随变质程度的增高,液化性能整体呈降低趋势。镜质组和惰质组分别作为镜煤和丝炭的主要物源,形成于截然不同的泥炭沼泽环境,致使结构和性质差异大。显微组分特征、红外光谱和分子结构模型分析表明：镜煤中活性组分含量高,H含量和脂肪氢含量高,大分子结构模型中21个单芳环,具有芳香性的吡咯环2个;丝炭中活性组分含量低于镜煤,含氧官能团多,碳含量和芳香氢含量高,大分子结构模型中14个单芳环、6个双芳环、1个三芳环,具有芳香性的吡咯环2个。     

丝炭和暗煤的顺磁共振特性研究

利用顺磁共振技术和模拟试验方法，对镜煤、丝炭和暗煤同木材、氧化木材、炭化木材和氧化草本泥炭的顺磁共振特性进行了对比研究，首次提出了氧化丝炭和暗煤的顺磁共振图谱。丝炭的谱线呈尖陡的双峰态；暗煤的谱线呈平缓的双峰态。丝炭和暗煤的顺磁共振图谱的差异，可能与它们的原始成煤物质的差异和沉积环境的影响有关，通过对丝炭成因的探讨，得出氧化成因丝炭和火焚成因丝炭的顺磁共振谱线特征明显不同的认识。     

Flotation characteristics of Shenfu coal macerals

The flotation characteristics of Shenfu coal macerals was researched. Taking flotation recovery and enrichment of macerals as the evaluation objects, the influence of the agent dosage, pulp concentration, impeller speed and aeration rate on the separating effect was investigated. And the optimum process conditions of flotation were confirmed. The results show that the agent dosage, pulp concentration, impeller speed and aeration rate have a significant impact on flotation recovery and enrichment of macerals. The float recovery was 73.28% and enrichment ratio of vitrinite was 83.89% when CTAB dosage of 1.0 kg/t, pulp concentration of 100 g/L, impeller speed of 1 700 r/min and aeration rate of 0.25 m³/(m²·min) were used. The tailings yield was 60.30% and enrichment ratio of inertinite was 61.44% when CTAB dosage of 0.5 kg/t, pulp concentration of 100 g/L, impeller speed of 1 700 r/min and aeration rate of 0.20 m³/(m²·min) were used.     

从某氧化铜浮选尾矿中回收铜、钴的试验研究

为有效回收某氧化铜浮选尾矿中的铜钴矿物,在工艺矿物学研究的基础上,开展高梯度磁选试验,考察磁场强度等工艺参数对选别指标的影响,并开展浮-磁联合选矿试验,相比于单一浮选工艺,铜综合回收率达到了86.24%,提高了8.01%,钴综合回收率达到了86%,提高了23.70%。结合体视镜观察,对含铜6.56%,含钴0.36%的磁选精矿进行考察,明显可见磁选精矿中富集有假孔雀石、硅孔雀石、孔雀石以及含铜钴的硬锰矿,充分说明了浮选尾矿磁选作业对铜钴综合回收的效果。     

The effect of the design of a secondary grinding circuit on platinum flotation from a UG-2 ore

Platinum concentrator plants experience significant losses in their overall Platinum Group Elements (PGE) recoveries due to the inefficiencies of their secondary grinding circuits. This study involves an investigation of selective grinding of the platinum-bearing silicate particles present in UG-2 platinum ores found in the Bushveld Igneous Complex (BIC).Batch-scale laboratory test work was done to investigate the effect of a secondary milling circuit configuration, using a hydrocyclone underflow sample from a UG-2 concentrator plant as feed material. The envisaged secondary milling circuit consists of a conventional hydrocyclone to de-slime the feed followed by density separation with a spiral concentrator to separate the ore into lights (silicates-rich) and heavies (chromite-rich) fractions, followed by separate milling of the two fractions in parallel ball mills, and combined rougher flotation. A full-scale spiral was run in batch mode, followed by separate milling of samples in a 200 mm diameter mill and combined flotation in a 4.2 l cell. The milling energy inputs were re-distributed between the lights and heavies mills to determine the effect on the platinum mineral rougher flotation recovery and the Cr entrainment.The most promising results were found with 88% of the energy input to the lights mill and 12% to the heavies mill. The results indicated that under batch conditions, the secondary rougher flotation recovery (69% 4E) was similar to the conventional mill-float circuit (70%) however the Cr entrainment was significantly reduced by approximately 40% (2.3–1.4% Cr).This test work has confirmed the benefit of separate milling in the secondary milling circuit for a UG-2 ore. Spiral concentrators have shown potential as an effective density separating device to produce a silicate-rich and chromite-rich fraction for milling; further test work will be conducted to confirm its viability on an industrial scale.     

KR脱硫渣中鳞片石墨的回收

铁水脱硫过程中溶于铁水中的过饱和碳会以石墨的形式析出,本文针对铁水脱硫渣中含有石墨的特点,以煤油为捕收剂,2#油为起泡剂,采用浮选法进行回收,同时采用球磨、磁选对回收的石墨进行物理除杂,然后用盐酸、氢氟酸混酸进行化学提纯,制备得高纯鳞片石墨。研究表明:石墨回收率随着浮选剂投加量的增加先增加后减小,在煤油和2#油总投加量为1200 g/t、煤油∶2#油= 4∶1时,回收率超过97%;球磨使杂质从石墨表面剥离,磁选则降低石墨中的含铁物质,“球磨+磁选”处理可以使显著降低石墨中杂质含量,通过三次“球磨+磁选”后,石墨中的固定碳含量由58%提高到88%以上。混酸处理在较佳条件下可以将石墨的灰分降至0.03%,达到高纯石墨标准。扫描电镜分析表明回收的鳞片石墨与天然鳞片石墨在外形和结构上均无明显差异。      

湖南某高硫低品位铜矿选矿试验研究

对湖南某Cu品位0.11%、S品位12.85%的高硫低品位铜矿进行了选矿试验研究。采用磁选-浮选联合工艺,先磁选脱除大部分磁黄铁矿,降低其对后续铜回收的影响,再经过一粗一扫两精铜浮选,最终获得了铜品位25.48%、铜回收率71.31%的铜精矿。     

基于高浓度煤泥水的柱式主再浮试验研究

分析了目前重介质选煤工艺下选煤厂入浮煤泥水浓度升高对浮选柱分选作业带来的不利影响,提出采用柱式主再浮工艺解决高浓度煤泥水浮选的思想,通过试验验证了柱式主再浮工艺的可行性。柱式主再浮工艺通过主浮保质、再浮保量可保证浮选效果,解决了浓度高煤泥水浮选效果差的问题。通过正交试验研究影响柱式主再浮工艺分选效果的工艺参数,对精煤产率的影响程度大小为主浮压力>再浮压力>浓度;对精煤灰分的影响程度大小为主浮压力>浓度>再浮压力;对浮选完善指标影响程度大小为主浮压力>再浮压力>浓度。