选煤厂：提高浮选产品质量实践

新郑精煤公司浮选系统不稳定,产品质量不易控制。结合浮选系统,通过对设备的改造、参数的调节,保证了产品质量稳定,创造巨大的经济和社会效益。     

能量输入对煤泥浮选过程的影响

为研究煤泥浮选指标与能量输入的关系,针对细粒级为主导的难选煤泥,建立浮选能量输入测试系统,设计在浮选机轴转速分别为1 500,1 800和2 100 r/min时的浮选速度试验,并对不同浮选能量输入条件下的产品进行粒度分析、密度分析和扫描电镜分析。研究结果表明:随着浮选的进行,煤泥的可浮性越来越差,单位精煤可燃体回收率上浮所需要的能量越来越大;当转速为1 500 r/min,精煤灰分含量(质量分数)为13.27%,可燃体回收率为73.35%时,需消耗能量0.18 W;在相同的精煤灰分含量下,当转速为2 100 r/min时,精煤可燃体回收率为81.01%时需消耗能量0.73 W;在低转速下单位能耗所获取的精煤可燃体回收率比高转速下的高,但在相同浮选时间内,高转速下能获得更高的精煤可燃体回收率;在相同条件下,增加浮选过程能量输入能够提高精煤质量或可燃体回收率;在低能量输入条件下,损失的精煤主要是粗粒级的煤岩连生体,粗颗粒连生体和煤岩解离较好的微细粒煤粒需在高能量输入条件才能回收,但同时伴随着异质细泥对精煤的污染。     

调整浮选入料组成提高精矿回收率

<正>钱营孜选煤厂年入洗能力240万吨,主要工艺流程为:50~300mm块煤动筛分选,0.75~50mm有压两产品重介旋流器组再选,粗粒煤泥RC1800煤泥分选机分选,细煤泥浮选,浮选精煤加压过滤机回收,浮选尾煤压滤机回收。钱营矿选煤厂总煤泥含量占总入洗原煤量的13%左右,由于浮选入料浓度偏高且细粒含量较多,导致加压过滤机排料时间长,浮选精矿桶溢流,精矿回收率较低,尾矿跑煤,煤     

选煤厂技术改造总体方案构想

针对屯兰矿选煤厂现行问题，对选煤工艺改造方案，即三产品重介工艺、毛煤动筛排矸、浮选精煤加压过滤机回收改造进行了可行性分析。     

浮选精煤脱水研究与实践

通过对淮南望峰岗选煤厂浮选精煤的特性分析和对国内采用的脱水设备的技术和经济分析,论述了采用加压过滤机对浮选精煤进行脱水,可保证浮选精煤产品的水分(小于22%),能有效降低生产成本,为安徽两淮矿区选煤厂浮选精煤脱水设备的选择提供了更为切实可行的办法.     

低品位难选钼中矿的选别试验

在研究福建省某钼矿厂难选低品位钼中矿性质基础之上,通过高效捕收剂、组合抑制剂的优化配伍,结合浮选与重选技术,实现了该钼矿物的高效综合利用,得出合理的浮选流程结构与药剂制度和最佳的重选工艺参数.浮选钼精矿产品品位为45.14%,回收率达到64.7%,钼浮选尾矿由重选可分别获得硫精矿和重选钼精矿,其中重选钼精矿产品品位为3.17%,回收率达到17.2%,整个流程中钼总回收率达到81.9%.     

石墨浮选精矿单体解离特性研究

国内现行电碳石黑生产工艺，由于石墨单体解离度不高，几乎全部采用浮选精矿多磨多选的方法。本文通过对浮选精矿单体解离特性的研究，发现造成精矿品位低的根本原因是机械夹杂，而不是连生体的存在     

有效降低精煤水分的技术措施

本文结合大柳塔洗煤厂（以下简称大洗）现有精煤产品脱水系统的生产实际，从大洗的工艺流程、粒度组成、细泥含量、日常煤质管理以及煤的润湿性等几个方面分析了精煤产品水分波动的原因，针对上述可能引起精煤水分超标的原因，提出了拉大破碎机齿辊与齿辊间距、在精煤脱水筛上加装缓冲条、更换精煤脱水筛上层筛板、以及通过改造溜槽来改变粗煤泥以及捞坑末煤的流向等措施有效降低精煤水分的技术途径。     

煤泥水处理技术与实践

针对选煤厂煤泥水处理内容,结合田庄选煤厂具体实践和探索,就相关技术问题提供了可资借鉴的思路和经验,特别是在优化改造粗煤泥分级系统、采取直接浮选和浓缩过滤工艺、研制双流态微泡浮选机、加强浮选精煤脱水、浮选尾煤的浓缩澄清、煤泥水的闭路循环和煤泥产品的加工利用等方面的做法,有其独到之处。     

细粒煤泥溶气浮选实验

针对细粒煤泥浮选效率低的问题,设计了一种新型溶气浮选装置。以七台河煤样为研究对象,进行了溶气压力、矿浆浓度和药比为主要影响因素的溶气浮选正交实验,确定总用药量为1.8 kg/t、溶气压力为0.4 MPa、矿浆浓度为20 g/L、药比为3∶1的最优操作条件;进行溶气浮选与传统浮选的对比实验,分析两种不同浮选产品的粒度组成。结果表明:相同的浮选实验条件下,溶气浮选与传统浮选相比,精煤灰分降低了0.42%,浮选精煤产率、浮选完善指标、可燃体回收率分别提高了4.70%、5.18%、6.12%。细粒煤泥的溶气浮选效果优于传统浮选。     

煤焦油捕收剂在煤泥浮选中的应用研究

采用洗油作为煤泥浮选的捕收剂进行实验研究，通过洗油和轻柴油作捕收剂对肥煤进行浮选对比试验，结果证明洗油的捕收能力要高于轻柴油，且有一定的起泡能力，洗油做捕收剂相对于轻柴油活性要高，选择性要低。     

Comprehensive recovery of gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore

The comprehensive recovery of small amounts of valuable minerals such as gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore was investigated. The following treatment strategy was applied to a sample of this ore: gold flotation–gold concentrate leaching–lead and zinc flotation from the gold concentrate leaching residue. Closed-circuit trials of gold flotation yielded a gold concentrate that assayed at 40.23 g·t-1 Au with a recovery of 86.25%. The gold concentrate leaching rate was 98.76%. Two variants of lead-zinc flotation from the residue—preferential flotation of lead and zinc and bulk flotation of lead and zinc—were tested using the middling processing method. Foam from the reflotation was returned to the lead rougher flotation or lead–zinc bulk flotation, whereas middlings from reflotation were discarded. Sulfur concentrate was a byproduct. The combined strategy of flotation, leaching, and flotation is recommended for the treatment of this kind of ore.     

高硫煤浮选脱硫抑制剂的研究

在选择适合高硫煤特点抑制剂的基础上，在浮选过程中添加抑制剂，以达到浮选脱硫的目的。同时讨论各种抑制剂对浮选精煤产率、降硫率、灰分、完善指数的影响。结果表明，在所选浮选抑制剂中以石灰的效果最为理想。     

新型煤泥浮选促进剂CG的制备与作用机理

针对选煤厂浮选过程存在的问题,对浮选药剂进行改进,探讨一种新型煤泥浮选促进剂CG的制备工艺,将促进剂CG与柴油按比例配制成新捕收剂,进行浮选实验研究和相关机理分析。通过红外光谱发现新捕收剂与煤样作用后,在2 325 cm-1附近出现新的羧基吸收峰,表明新捕收剂与煤样表面发生了化学吸附;通过Zeta电位分析,发现新捕收剂对煤样的吸附使煤粒表面Ze-ta电位减小,表明促进剂CG的极性基与煤表面亲水的含氧官能团发生氢键吸附,除去了含氧官能团对煤浮选的不利影响,使煤粒表面的疏水性增大。结果表明,使用新捕收剂比之柴油可以较大幅度地提高精煤产率。     

Study on the Sedimentation Capability of Bauxite Flotation Concentrate

The sedimentation behaviors of bauxite flotation concentrates were investigated at different pH values and floceulant dosages. The effects of three types of flocculants （ cationic, anionic and non-ionic polyacrylamide floceulants） as well as the molecular weight of anionic flocculants on the sedimentation of concentrate were studied. It is shown from the experimental results that at the pH 7.0, best sedimentation capability is reached when anionic polyacrylamide flocculant （molecular weight 14 million） is added and the optimal dosage is 30 g/t.     

微细粒混合磁选精矿分级—分散浮选试验研究

针对东鞍山混合磁选精矿进行了预先分级—强化分散浮选试验研究，同时结合沉降试验、动电位测试、浊度测试等分析了分选效果改善的原因.在最优条件下分级—分散浮选闭路试验可获得精矿铁品位66.24%、铁回收率79.47%的浮选指标，与单一分散浮选的闭路试验相比，精矿铁回收率提高了4.47%.沉降试验和浊度测试表明，分散剂柠檬酸及粒度组成均会影响赤铁矿-石英混合矿的分散特性，柠檬酸主要吸附在赤铁矿表面从而增大矿粒间的静电斥力，优化粒度组成实现窄级别浮选则会进一步减弱矿粒间的非选择性团聚(罩盖)，为后续浮选分离创造有利条件，这也与DLVO理论及团聚动力学的分析结果基本一致.     

MR系列煤用捕收剂的初步研究

制备了３种以煤油为基底的复合捕收剂ＭＲ－１,ＭＲ－２,ＭＲ－３,并与煤油捕收剂进行了对比实验,结果表明,复合捕收剂的较大幅度提高精度产率和可燃体抽出率,并能较大幅度加快浮选速率,其中以ＭＲ－２最佳。     

含钠光卤石分解-浮选过程中氯化钠对氯化钾的影响

目前,工业上广泛采用“分解-浮选”工艺生产KCl,但是在光卤石分解过程中NaCl对KCl晶体的影响尚不明确。在光卤石的分解结晶阶段,由于KCl和NaCl的明显聚集,使得两种颗粒在浮选阶段的分离效率较差。本文以NaCl掺杂光卤石为原料,开展了分解-浮选制备KCl实验。以NaCl的粒径和含量为变量,结合SEM-EDS图像,研究了NaCl的粒度和含量对精矿中KCl品位的影响。研究结果显示,掺杂的NaCl粒径对精矿中KCl的影响较大。当NaCl粒径在40-60目时,随着光卤石中NaCl含量的升高,浮选后精矿品位基本不变,K+平均含量为44.39 %;当NaCl粒径在60-80目和100目下时,随着光卤石中NaCl含量的升高,浮选后精矿中K+含量明显降低,K+含量分别降低至36.08 %、35.48 %,而Na+含量分别升至6.27 %和8.36 %。此外,SEM和EDS结果表明精矿中的杂质NaCl是以粘附或者嵌入的方式生长在KCl晶体上,从而导致浮选KCl的同时NaCl一起选出,使得精矿中K+含量降低。该研究结果成功揭示了盐田低钾光卤石矿生产钾肥过程中NaCl和KCl难分离的主要原因,为盐湖钾资源的高效利用提供了研究基础。     

Use of centrifugal-gravity concentration for rejection of talc and recovery improvement in base-metal flotation

The possibility of using a centrifugal-gravity concentrator to reject Mg-bearing minerals and minimize metal losses in the flotation of base metals was evaluated. Sample characterization, batch scoping tests, pilot-scale tests, and regrind-flotation tests were conducted on a Ni flotation tailings stream. Batch tests revealed that the Mg grade decreased dramatically in the concentrate products. Pilot-scale testing of a continuous centrifugal concentrator (Knelson CVD6) on the flotation tailings revealed that a concentrate with a low mass yield, low Mg content, and high Ni upgrade ratio could be achieved. Under optimum conditions, a concentrate at 6.7% mass yield was obtained with 0.85% Ni grade at 12.9% Ni recovery and with a low Mg distribution (1.7%). Size partition curves demonstrated that the CVD also operated as a size classifier, enhancing the rejection of talc fines. Overall, the CVD was capable of rejecting Mg-bearing minerals. Moreover, an opportunity exists for the novel use of centrifugal-gravity concentration for scavenging flotation tailings and/or after comminution to minimize amount of Mg-bearing minerals reporting to flotation.