动力煤选煤厂煤泥梯级提质及无量化研究

为了适应煤泥减量化的需求,以淮北桃园选煤厂动力煤为研究对象,基于煤泥粒度、密度和矿物组成分析,提出了三阶段煤泥减量化的技术路线,确定了粗煤泥重选和尾煤泥深度浮选的梯级降灰提质以及细煤泥新型压滤机降水提质方案。研究结果表明:粗煤泥分别采用干扰床分选机和螺旋分选机进行分选试验,以螺旋分选粗精煤产率更高,产率为88.82%,灰分为23.05%;尾煤泥采用一次浮选回收,当药剂用量为0.45kg/t,入料浓度为90g/L时,精煤产率为41.31%,灰分为15.74%,发热量可提高到20.97MJ/kg。经过粗煤泥分选、尾煤泥浮选以及细煤泥脱水,粗精煤和精煤泥的发热量分别提高了23.50%,65.30%,煤泥经降水后可全部回掺,其掺混后商品煤发热量为21.32MJ/kg,实现了动力煤选煤厂的煤泥无量化。

全入洗动力煤选煤厂煤泥降灰技术研究

以大同煤矿集团麻家梁选煤厂煤泥回收系统为对象,对分级旋流器溢流、尾煤高频筛筛下水、加压过滤机煤泥进行了粒度分析,讨论了煤泥灰分偏高的原因。针对其压滤煤泥,进行了水介旋流器重选降灰试验研究;针对其原生煤泥,进行了多种药剂的浮选效果对比研究。通过分析研究,给出了降低全入洗动力煤选煤厂降低细煤泥灰分的三种技术途径,即高灰煤泥单独压滤、煤泥重选和高效药剂支持下的煤泥浮选。

微粉煤摩擦电选脱硫降灰试验研究

火电厂燃煤造成的SO2污染日益严重,应用摩擦电选技术,结合火电厂自身制粉系统的工艺特点进行燃前在线脱硫降灰是一项工艺合理、低成本的高效脱硫技术。文章对摩擦电选机操作参数对分选效果的影响进行了大量的试验研究。

碳热还原-磁选-酸浸法去除粉煤灰中的杂质

粉煤灰中除含有分子筛所需要的硅铝相之外,还含有大量的莫来石、石英相、磁铁矿、赤铁矿、石膏等杂质,不但影响分子筛的色泽,更对分子筛的合成、吸附、催化等性能有严重影响.在合成分子筛之前需要对粉煤灰进行除杂处理.本文首先以碳热还原的方法降低粉煤灰中铁的价态,该过程同时将硫酸钙还原为氧化钙,然后用磁选的方法去除部分磁性铁,最后用盐酸酸洗将剩余铁以及氧化钙溶于酸中,过滤除去.实验结果表明,最佳还原条件为:48μm粉煤灰、碳-氧摩尔比2.0,氩气气氛,在1 000℃下反应1 h;经过碳热还原和盐酸酸洗后,粉煤灰中Si O2和Al2O3的质量比达到5.65,TFe含量质量分数达到0.49%,Ca O含量质量分数达到2.08%.基本达到下一步合成的要求.

广东某锡矿选矿工艺研究

针对广东某锡矿原矿主要有价矿物为锡石,及含少量硫化矿的矿石性质,采用"先浮选脱硫,再重选锡"的原则流程回收锡.在原矿锡品位1.28%的条件下,通过全工艺流程试验获得锡精矿品位65.74%、回收率71.99%的指标.

湖南某石煤钒矿选煤选钒的探索试验

研究了采用重选脱硫-浮选选煤-浮选选钒工艺处理湖南某石煤钒矿的效果。结果表明:该石煤钒矿在磨矿细度为-0.074mm矿粒占90%条件下,通过重选脱硫-一粗二扫选煤的试验流程,得到含固定碳20.61%、钒0.57%(即V2O5品位约1.02%)、硫2.57%的煤精矿,其发热值是原矿的2.57倍;选煤尾矿经浮选得到含钒0.62%(即V2O5品位约1.11%)的钒精矿。该石煤钒矿经过脱硫-选煤-选钒工艺处理后,固定碳、钒均可得到一定程度的富集,但富集比均较低,属于难选石煤钒矿。

陕北子长煤重选脱硫降灰技术研究

重选脱硫降灰具有污染低、工艺设备简单的优势,但该技术的瓶颈在于不够高效,脱硫降灰效果有限。为了提高煤炭重选的脱硫降灰效果,以陕北子长中硫煤为研究对象,基于原煤粒度、密度特性,通过摇床、离心分选试验,开展了重力-离心力耦合力场下的煤炭脱硫降灰研究,考察了摇床、离心分选工作参数及摇床-离心联合分选对煤炭脱硫降灰效果的影响。试验结果表明:摇床分选对粗粒级煤的降灰效果较好,而离心分选对细粒级煤的脱硫效果较好;摇床-离心联合分选可获得产率为30.36%、灰分为19.33%、硫分为1.63%的精煤产品。相较于单一设备分选,摇床-离心联合分选脱硫降灰效果得到了显著提升。

煤气化细渣炭灰分离研究进展

煤气化技术作为煤炭清洁高效利用的核心技术应用广泛,煤气化细渣是煤气化过程产生的一种由铝硅酸盐等灰成分和残炭组成的固体废弃物。目前对气化细渣的处理方式主要为堆存和填埋,不仅污染环境,还造成资源浪费。炭灰分离是实现气化细渣分质高值利用的基础,而物理分选是实现炭灰分离的重要途径。在对气化细渣组成及结构特性分析总结的基础上,综述了当前对气化细渣进行炭灰分离的研究进展,总结了各分选技术的优点及存在的主要问题,展望了未来气化细渣炭灰分离的发展方向。具体地,浮选法在气化细渣炭灰分离中的研究最广泛,但存在药剂消耗量大、新型浮选药剂成本高等缺点;重选法对细粒级气化细渣的分选效果不佳;电选法对气化细渣样品含水率要求苛刻;干法分选技术对气化细渣的炭灰分离效果较好,但受制于其脱水困难而未能推广;疏水-亲水双液分离方法的分选效果优于浮选,但其分选成本高且潜在危害性较大。在未来对气化细渣炭灰分离的研究中应加强气化细渣组成结构性质的基础研究,加强新型浮选药剂及浮选技术的研发,探讨通过多场多工艺耦合提高炭灰分离的实现路径,构建气化细渣分选产品的新型分类标准,为其精细化分质高值利用提供借鉴。

高硫无烟煤降灰脱硫可行性试验研究

重点分析了王河煤矿高硫无烟煤的煤质特征、可选性及降灰脱硫的可行性。研究表明:简单地利用现有的物理分选方法很难将该矿区高硫无烟煤精煤硫分降到1%以下,而且精煤理论产率很低;如果将精煤硫分控制在1.2%～1.3%,并采用配煤等技术,可使精煤产率达到一个相对合理的水平;可以从高硫煤洗矸中选出硫精矿,实现资源的综合利用;也可考虑发展煤化工项目。

硫酸渣与高炉灰共还原-磁选回收铁试验研究

验证了以高炉灰为还原剂时硫酸渣与高炉灰共还原-磁选回收铁工艺的可行性,考察了还原剂种类及用量、还原温度、还原时间、磨矿细度、磁场强度对还原铁指标的影响。结果表明,采用共还原-磁选工艺能够充分利用高炉灰中碳资源的还原性,实现硫酸渣与高炉灰中铁资源的回收,且不同种类高炉灰对共还原-磁选所得还原铁指标影响不同,以G4高炉灰为还原剂时还原铁中铁品位和铁回收率较好,在G4用量50%、还原温度1 200℃、还原时间60 min、磨矿细度-74μm粒级占47.93%、磁场强度0.10 T条件下可获得铁品位91.96%、铁回收率91.62%的直接还原铁,该工艺可为硫酸渣和高炉灰的综合利用提供参考。

跳汰粗精煤浮选脱硫降灰试验研究

为降低山东鲁村矿选煤厂跳汰粗精煤硫含量和灰分,在最佳浮选和磁选试验条件基础上,采用浮选、磨矿-浮选、磨矿-磁选、先磁选后浮选、先浮选后磁选、两段磁选工艺对粗精煤脱硫降灰效果进行研究,以确定最佳分选工艺。试验结果表明:煤样破碎至<0.5 mm后,在矿浆浓度为110 g/L、抑制剂用量为1.75 kg/t、捕收剂用量为600 g/t、起泡剂用量为68 g/t、浮选时间为2 min的条件下,浮选脱硫降灰效果较好;此时,浮选精煤产率为88.48%,灰分为3.02%,硫含量为1.78%,降灰率为48.40%,精煤脱硫率为31.26%,硫化铁硫脱除率为54.89%。

云南某硫精矿提硫除砷试验研究及应用

对云南某硫精矿进行了提硫除砷试验研究。采用磁选工艺,分别研究了高梯度磁选给矿量、磁场强度、冲次等因素对提硫除砷效果的影响。结果表明,在粗选磁场强度1.1 T、精选磁场强度0.9 T条件下,获得的硫精矿硫品位27.65%、含砷0.38%,硫回收率81.62%、除砷率90%以上,基本达到硫精矿制酸要求。

高锂粉煤灰磁选除铁实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。本研究以贵州某电厂粉煤灰为研究对象,综合运用多种测试手段对粉煤灰进行矿物组成及元素含量测定。结果表明,粉煤灰中主要矿物为莫来石、石英和铁矿物(5.46%的磁铁矿以及4.77%的赤铁矿),主要化学成分为SiO_(2)、Al_(2)O_(3)和Fe_(2)O_(3),含量分别达到36.88%、20.89%和14.58%。此外,原灰中锂的含量高达307 g/t,显示出一定的综合利用价值。粒度分析表明,粉煤灰75μm以下累积产率高达83.4%,整体颗粒较细,且锂和铁主要富集在-75μm的粒级中。采用还原焙烧的方法将粉煤灰中弱磁性的赤铁矿转化为强磁性的磁铁矿,再采用湿式磁选方法对粉煤灰进行除铁研究。结果表明:以粉煤灰中的残碳为还原剂,焙烧温度为700℃,焙烧时间为45 min,磁场强度为240 mT的条件下,采用“一次粗选-两次扫选”的磁选工艺,粉煤灰中铁去除率达到63.27%,同时锂的回收率达到80.31%,实现了铁杂质的选择性脱除。

高硫高灰煤炉前分选试验研究

针对西南地区高硫高灰煤,开展了炉前脱硫脱灰小型试验。试验中选取了两个有代表性的煤种,经过分选后可实现约20%的脱硫脱灰效率,采用该方案,可增加燃煤电厂高硫煤的使用量,并给后续烟气处理设施留有一定的裕量,可以作为超低排放工艺路线的一种选择。

高炉瓦斯灰氯化焙烧脱除有害元素及回收铁试验

包钢高炉瓦斯灰由于受白云鄂博铁矿石成分复杂性的影响,其含铁量低、有害元素碱金属氧化物K2O、Na2O和Pb、Zn氧化物含量高。通过利用瓦斯灰中的碳、或在瓦斯灰中配入氯化钙,采用还原-蒸发-磁选、氯化-挥发的方法,使其中的钾、钠、铅和锌氧化物转变为易蒸发的单质或转化为易挥发的氯化物,从而达到与瓦斯灰分离的目的。还原-蒸发-磁选试验结果表明:在温度为1 000℃,反应时间为2 h时,Na、Pb、Zn的去除率可达到94.21%、98.53%、91.98%,而K不能通过碳还原去除;以950℃、反应2.0 h的还原-蒸发产物为原料进行磁选,当磁选电流为0.6 A时,铁的回收率达90.24%。氯化-挥发试验结果表明:当温度为1 000℃时,Pb、Zn的去除率分别为99.62%、85.56%;Na、K的去除受温度影响不大,在试验条件下,均可达到98%以上,K的去除是通过氯化反应进行的,而Na的去除是碳的还原和氯化反应同时进行的结果,但氯化反应更易发生。