浮選入料預先脫泥及浮選試驗研究

鄭忠宇

(1.中煤科工集團沈陽研究院有限公司；2.煤礦安全技術國家重點實驗室，遼寧 撫順 113122)

煤炭作為我國最主要的能源和工業原料[1-6]。隨著我國經濟發展和環保意識的增強，強調煤炭在洗選加工過程中的集約性、高效性和綠色性尤為重要[7-10]。我國現存煉焦煤中共、伴生異質細泥的含量較多，很多選煤廠受限于原煤性質復雜和分選工藝等因素，導致精煤回收率低，煤泥中精煤含量較高[11-13]。為解決此問題，各位學者積極探索回收煤泥技術和相關研究。李毅紅等[14]利用正交試驗和響應面模擬對煤泥再選結果進行模擬，得出影響可燃體回收率的因素中，礦漿濃度>葉輪轉速>充氣量；邊炳鑫等[15]對浮選礦漿進行磁化處理，結果顯示，磁化處理能引起浮選礦漿含氧量、pH值和煤泥表面電位的變化，提高煤泥的浮選效率。蔡璋等[16]介紹了選擇性絮凝對煤中可燃體和非可燃體進行分離的分選方法，試驗結果得出對極細粒煤泥分選，可燃體回收率達到90%以上。綜上所述，煤泥再選研究主要針對改善浮選環境，未對煤泥進行浮選前的預處理，本試驗通過水力旋流器預先脫除高灰細泥，以此改變浮選礦漿粒度及礦物組成，改善浮選環境。

1 試驗部分

1.1 浮選入料性質研究

取煤泥干礦樣200 g，通過0.5～0.045 mm標準套篩進行篩分試驗，對篩分后各粒級產物烘干、稱重，計算產率，通過馬弗爐測試灰分，完成篩分試驗。

浮沉試驗重液按1.3 g/cm3、1.4 g/cm3、1.5 g/cm3、1.6 g/cm3、1.7 g/cm3、1.8 g/cm3密度配制，首先將煤泥稱重，放入離心管內，然后通過臺式離心機使其分層，分層時間3 min，用撈勺按一定方向撈取浮物，待浮物撈出后，再用木棒撈取沉物。用同樣方法逐次按密度順序進行，最后分別計算各密度級產物的產率和測定灰分[17]。

礦物組成分析：首先對煤泥烘干，然后用瑪瑙研缽將其研磨至小于200目。測試設備：X射線衍射儀，D8 ADVANCE。測試條件：靶型Cu靶、電壓40 kV、電流40 mA、起始角5°、終止角80°、步長0.02°、速度0.5 s/步。

1.2 水力旋流器脫泥分選試驗研究

分級脫泥試驗，設置礦漿濃度10%，預先攪拌30 min，通過調整旋流器的回流控制入料壓力，設置入料壓力分別為0.15 MPa、0.2 MPa、0.25 MPa。通過接取旋流器小樣計算和測定其產率及灰分，入料組成不變的前提下，確定最佳入料壓力后，對φ75 mm旋流器的礦漿濃度進行條件試驗，設置礦漿濃度為10%、15%、20%，通過接取小樣分別計算和測定底流和溢流的產率及灰分[18-19]。

1.3 脫泥后煤泥可浮性試驗研究

將φ75 mm水力旋流器底流產品和原浮選煤泥分別進行浮選試驗，浮選機為XFD單槽浮選機，工藝流程為一次粗選和一次掃選，分別得到精煤1、精煤2和尾煤1。浮選工藝試驗條件為：浮選機轉速1 800 r/min，充氣量0.3 m3/(m2·min)，煤泥質量分數 20%，捕收劑柴油用量450 g/t，起泡劑仲辛醇用量80 g/t，刮板轉速20 r/min，刮泡時間3 min。

2 試驗結果與討論

2.1 粒度組成分析

浮選入料的濕法小篩分試驗結果見表1，依據篩分試驗煤泥的篩上及篩下累積產率繪制粒度特性曲線，結果如圖1所示。

表1 浮選入料小篩分試驗結果

由表1對比分析各粒級煤泥的產率可知，小于0.045 mm粒度級的產率達到61.14%，是此浮選入料的主導粒度級，煤泥灰分為53.87%，比上一粒級煤泥灰分提高了15.40%，同時超過平均灰分4.29%，說明此煤泥中含有大量高灰細泥，若不經預先處理直接進行浮選將導致浮選效率下降，產生機械夾帶的現象，大幅度提高精煤的灰分，同時降低精煤產率，所以，應對此高灰細泥進行預先脫除，才能提高后續浮選精煤的產率。

由圖1可知，煤泥的正、負粒度累積曲線相交于0.05 mm左右，并且正累積曲線在前期急速下降呈現明顯的下凹狀，表明此浮選入料的主導粒級為細粒級，在煤泥中占比較大，因此，為有效提高精煤回收的產率，必須對煤泥進行預先脫泥處理。

圖1 煤泥粒度特性曲線

2.2 密度組成分析

浮選入料浮沉試驗所用重液的密度配比見表2，浮沉試驗結果如表3所示。

表2 有機溶液不同密度配比

表3 浮選入料小浮沉試驗結果

分析表3可知，此浮選入料主導密度級為大于1.80 g/cm3密度級，產率為46.52%，灰分為61.59%，高出平均灰分12.05個百分點，該部分煤泥主要是高灰細泥，因此為提高精煤浮選再選的效率，應對這部分煤泥進行預先脫泥處理。小于1.5 g/cm3密度級產率為5.57%，綜合灰分8.98%，該部分煤泥產率少，可見直接通過浮選工藝很難產出合格精煤，因此必須進行預先脫泥處理。

2.3 礦物組成

分析浮選入料的礦物組成可掌握煤泥中礦物成分，為選擇預先處理工藝和改善浮選環境提供重要依據，分析結果如圖2所示。

圖2 浮選入料XRD

由圖2可知，此浮選入料中含有的非煤礦物組成以石英、高嶺石、鐵白云石、地開石為主。并且高嶺石和地開石對浮選效率影響較大，因為它們屬于粘土類的高嶺石族礦物，具有親水性強、粘性大、粒度細等特點，吸水后易泥化浮選煤漿，同時，在浮選礦漿中粘性較強，極易附著在煤顆粒的表面，通過刮板隨煤粒一同進入精煤槽，提高精煤的灰分，影響精煤的質量，因此，針對此煤泥，僅通過磁化和選擇性絮凝等方法改善浮選環境，將無法大量分選出質量合格的精煤。為有效提高精煤產率，降低精煤灰分，本試驗通過水力旋流器預先脫泥工藝脫除煤泥中的粘土類礦物，有利于降低進入浮選工藝的煤泥灰分，降低高灰粘土類的高嶺石族礦物含量，從而有效改善煤泥的礦物組成和浮選環境[20-21]。

2.4 脫泥試驗研究

2.4.1 入料壓力試驗

為確定水力旋流器分級脫泥工藝的最佳入料壓力，進行旋流器入料壓力試驗研究，結果如表4所示。通過對不同壓力條件下旋流器的底流進行小篩分試驗以評定其分選效果，試驗結果如圖3所示。

表4 不同壓力對φ75 mm旋流器脫泥試驗結果

分析表4可知，隨著旋流器入料壓力逐漸增大，φ75 mm旋流器底流產率的增長趨勢較為平緩，底流灰分先降低后增高，溢流灰分先增高后降低，灰分差值則先加大后減小，當入料壓力為0.2 MPa時各項分選指標最佳，水力旋流器脫除高灰細泥的效果最佳，因此，通過入料壓力試驗確定水力旋流器的最佳入料壓力為0.2 MPa。

圖3 不同壓力對φ75 mm旋流器底流分級的影響

分析圖3可知，隨入料壓力增加，φ75 mm旋流器底流產品中大于0.125 mm粒級產率變化幅度較小，這是由于分選煤泥中大于0.125 mm粗顆粒含量較少。0.125～0.045 mm粒級產率隨壓力增加先增加后減少，小于0.045 mm粒級產率先減少后增加，其原因是當入料壓力為0.15 MPa時，φ75 mm旋流器內未形成有效分級，細粒級顆粒大量沉入底流，造成底流灰分高，但當入料壓力提高到0.25 MPa時，旋流器的分選精度有所提高，一些密度大的細粒煤泥也沉入底流，導致底流細粒級含量有所增加。

結合表4和圖3發現，入料壓力為0.20 MPa時φ75 mm旋流器分選效果最佳，此時底流中0.125～0.045 mm粒級產率最高，達到54.89%。由原始資料可知，該粒級煤泥灰分最低，是回收精煤的重要來源。綜上確定φ75 mm旋流器入料壓力為0.20 MPa，此時，底流產率為24.65%，灰分為41.61%；溢流產率為75.35%，灰分為52.18%；灰分差為10.57%，說明旋流器實現了預先脫除非煤類礦物，有效降低了煤泥灰分，提高了浮選效率，并且在入浮選之前通過旋流器預處理能夠簡化工藝，并且通過物理分選粘土類高嶺石族礦物，能夠較大程度降低成本。

2.4.2 礦漿濃度試驗

水力旋流器分級脫泥試驗結果見表5。對分選后的底流產品進行小篩分試驗，結果如圖4所示。

表5 不同礦漿濃度對φ75 mm旋流器脫泥試驗結果

圖4 不同礦漿濃度對φ75 mm旋流器底流分級的影響

分析表5可知，隨著旋流器礦漿入料濃度的逐漸加大，φ75 mm水力旋流器底流產率逐漸提高，底流灰分呈現先降低再增高的“V”字形變化趨勢，溢流—底流灰分先增大后減小。出現這種現象的原因是因為原料的兩端粒級灰分大，中間粒級灰分小，當旋流器礦漿濃度較低時，礦漿內粗細顆粒間的相互影響較小，旋流器分選效果較好，粗顆粒的富集提高了底流灰分，而當濃度提高后，旋流器分選效果變差，一些高灰細泥跟隨粗顆粒礦物進入底流，致使底流灰分再次提高。

分析圖4可知，隨著礦漿濃度的逐漸提高，φ75 mm旋流器底流產品中大于0.125 mm粒級產率和0.125～0.045 mm粒級產率呈現先增加后減小趨勢，而小于0.045 mm粒級產率則先減小后增大。這是因為當礦漿濃度提高到一定程度后，單位體積礦漿內固體物料含量會隨之增加，顆粒之間的相互干擾加大，將導致部分細粒級煤粒夾帶在粗煤粒間隨著旋流器的水流進入底流。當礦漿濃度為15%時，φ75 mm旋流器的分選效率最高。

綜上所述，最終確定φ75 mm水力旋流器的最佳入料壓力和礦漿質量濃度分別為0.20 MPa和15%。此時底流、溢流產率分別為26.27%、73.73%，灰分分別為39.21%、52.33%，灰分差為13.12%?？梢姳幻摮囊缌鳟a品中極細顆粒煤泥灰分高，這也說明水力旋流器具備脫泥降灰的作用，能夠實現脫泥預處理煤泥，既避免了大量高灰細粘土類礦物進入浮選，又簡化了磁化和選擇性絮凝等工藝，改善了浮選環境。

2.5 浮選試驗

將φ75 mm水力旋流器底流產品和原浮選煤泥在相同試驗條件下進行浮選試驗，試驗結果見表6。

表6 水力旋流器底流及原煤泥浮選指標

由表 6 可知，在滿足精煤灰分Ad不大于12.00% 的條件下，φ75 mm旋流器底流經過浮選后，浮選精煤產率為41.38%、可燃體回收率達到61.61%，與原煤泥未經脫泥處理直接進行浮選相比，精煤可燃體回收率提高8.03%，同時浮選后的尾煤灰分也有較大程度降低，說明通過旋流器預先分選能夠大量去除高灰細泥，實現了預處理后煤泥直接進行浮選工藝。與現研究成果相比，簡化了工藝流程，并且有效提高了浮選工藝的精度和效率，精煤產率提高了11.14%，灰分降低了1.09%，入浮煤泥可浮性大幅度提升。

浮選試驗結果驗證了水力旋流器預先脫泥工藝的效果，與其他學者的研究相比，本試驗工藝通過水力旋流器預先去除煤泥中的高灰細泥，在不改變浮選工藝的前提下，提高了精煤產率，簡化了浮選處理工藝，不必采取響應面模擬、磁化處理和選擇性絮凝等工藝在浮選過程中處理煤泥。同時與其他試驗方法相比，通過此工藝分選的浮選精煤灰分更低，精煤灰分僅為9.49%，灰分差更大，并且煤泥入浮的灰分降低了10.33%，有效提高了分選效率；另一方面水力旋流器為物理分選，生產成本低并且不產生二次污染，此工藝適用于大規模工業生產，因此，本試驗方法可實現浮選入料脫泥再選。

3 結 語

(1)通過浮選入料小篩分結果可知，煤樣主導粒度級別為小于0.045 mm，產率為61.14%；通過小浮沉密度試驗可知，浮選入料主導密度級為大于1.80 g/cm3密度級，產率為46.52%，煤泥泥化現象十分嚴重；通過對煤樣礦物成分分析可知，煤泥中含有高嶺土和地開石等粘土類礦物，直接進行浮選易使礦漿泥化，污染浮選環境。

(2)最終確定φ75 mm水力旋流器的最佳入料壓力為0.20 MPa，礦漿質量濃度為15%，此時底流、溢流產率分別為26.27%、73.73%，灰分分別為39.21%、52.33%，灰分差為13.12%?？梢姳幻摮囊缌鳟a品中極細顆粒煤泥灰分高，這也說明水力旋流器具備脫泥降灰的作用。

(3)φ75 mm旋流器底流浮選的精煤產率為41.38%、可燃體回收率達到61.30%，與原煤泥未經脫泥處理直接進行浮選相比，精煤產率提高11.14%、灰分降低1.09%、可燃體回收率提高7.64%，同時浮選后的尾煤灰分也較大程度降低，說明旋流器預先脫泥有效脫除了高灰細泥，改善了浮選環境，在相同的浮選條件下提升了精煤產率。