高灰難選煤泥分級浮選降灰實驗研究

盧天燊，鄧政斌，劉志紅，程偉

（貴州大學礦業學院，喀斯特地區優勢礦產資源高效利用國家地方聯合工程實驗室，貴州省非金屬礦產資源綜合利用重點實驗室，貴州 貴陽 550025）

浮選是高灰細粒煤泥最廣泛、經濟和有效的分選方法，是選煤領域研究的熱點與難題，也是選煤流程中一個重要環節[1]。高灰細粒煤泥在浮選分離時，很難同時獲得高產率和低灰分的精煤[2]。在浮選分離時，高灰細泥容易使精煤產品夾灰，污染精煤的質量[3]。細泥與煤顆粒形成的絮凝物被氣泡夾帶進入精煤中，細泥隨著溢流水一起逸出浮選槽進入精煤中，細泥也會在氣泡表面形成覆蓋層，隨著氣泡逸出而進入精煤中，導致精煤產率和灰分增加[4]。在浮選時，細粒級比粗粒級更容易被水夾帶到泡沫產品中。細粒煤泥罩蓋將導致粗粒吸附藥劑量不足，疏水能力得不到顯著提高，粗粒煤泥難以附著到氣泡上，損失在尾煤中[5]。當細泥含量達到一定量時會對煤泥浮選效果造成負面影響，隨著細粒煤泥含量的增加，煤泥浮選效果變差，浮選煤泥的入浮粒級越寬,細粒煤泥對煤泥浮選的影響越顯著[6]。浮選入料粒級越寬，低灰粗粒煤泥在浮選尾煤中損失，高灰細泥隨泡沫產品進入浮選精煤[7]。適宜的浮選入料粒度，既能增大煤泥浮選速率，又能提高精煤的質量，入選粒度太粗或太細都不利于煤泥浮選[8]。分級浮選是提高入浮煤泥分選精度有效方法[9]。在不同粒級煤泥浮選時，調整合適的礦漿濃度、藥劑用量、充氣量和葉輪轉速，可以在很大程度上降低高灰細泥對精煤質量的污染[10]。基于以上的研究，本文將對煤泥粒度組成、物相組成、煤泥全粒級及分粒級浮選時各粒級的礦漿濃度、捕收劑用量、起泡劑用量、葉輪轉速以及浮選工藝流程進行分析。根據不同因素的影響規律優化煤泥各粒級的較優浮選條件，在較優的浮選條件下進行浮選工藝流程實驗，得出各粒級的精煤產率和灰分指標。

1 實驗樣品

1.1 煤樣的制備

實驗煤樣采自貴州某選煤廠煤泥樣品的工業分析及粒度分析結果見表1，XRD 分析見圖1。

圖1 煤泥XRD 圖譜Fig.1 XRD pattern of coal slime

由表1 可知，煤泥的水分為1.85%，灰分為39.75%，揮發分為16.62%，固定碳為41.78%。由表2 可知，各粒級的灰分含量隨著粒徑的逐漸減小而逐漸增加[11]。-0.074 mm 粒級的產率為54.18%，灰分為40.30%，-0.045 mm 粒級的產率為40.37%，灰分為40.79%，比+0.045 mm 粒級加權平均灰分高2.49%。由此可以得出該廠的煤泥屬于高灰細粒難選煤泥。高灰細泥比表面積大，浮選藥耗大，且容易進入浮選精煤[12]。浮選時需要采用合適的分選方法才能達到精煤的分選指標。-0.25 mm 粒級的產率為84.55%，占該煤泥的絕大部分，灰分為39.60%也比較高，-0.5+0.25 mm 粒級的產率為15.45%占少部分，灰分為36.79%。因此本論文對煤泥進行了分粒級：-0.5+0.25 mm、-0.25+0.074 mm、-0.074 mm 粒級及全粒級：-0.5 mm 粒級浮選實驗研究。

表1 煤泥的工業分析結果Table 1 Industrial analysis results of coal slime

表2 原煤泥篩析結果Table 2 Sieve analysis results of coal slime

由圖1 可知，該煤泥的主要礦物成分為石英、珍珠陶土、高嶺石和二重高嶺石等，其中珍珠陶土、高嶺石和二重高嶺石屬黏土礦物極易泥化，導致浮選藥劑耗量大，且容易混入浮選精煤中，使精煤灰分增大。

2 結果與討論

2.1 浮選實驗研究

2.1.1 礦漿濃度實驗

各粒級煤泥在相同的浮選條件下：捕收劑用量為600 g/t，起泡劑用量為100 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間為3 min，礦漿濃度浮選實驗結果見圖2。

由圖2(a)可知，-0.5 mm 粒級給料隨著礦漿濃度的逐漸增加，精煤灰分先逐漸增加后緩慢升高，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，礦漿濃度為100 g/L 時達到較優值，精煤灰分為17.62%，產率為60.51%，可燃體回收率為86.37%。由圖2(b)可知，-0.5+0.25 mm 粒級給料隨著礦漿濃度的逐漸增加，精煤灰分有上升趨勢，精煤產率和可燃體回收率先緩慢增加后逐漸下降，礦漿濃度為120 g/L 時達到較優值，精煤灰分為18.18%，產率為68.77%，可燃體回收率為88.56%。由圖2(c)可知，-0.25+0.074 mm 粒級給料隨著礦漿濃度的逐漸增加，精煤灰分逐漸升高，精煤產率和可燃體回收率先升高后下降，礦漿濃度為100 g/L時達到較優值，精煤灰分為16.35%，產率為75.11%，可燃體回收率為98.10%。由圖2(d)可知，-0.074 mm 粒級給料隨著礦漿濃度的逐漸增加，精煤灰分逐漸升高，精煤產率和可燃體回收率先升高后下降趨于平緩，礦漿濃度為60 g/L 時達到較優值，精煤灰分為17.15%，產率為58.35%，可燃體回收率為79.92%。由圖2 可知：當礦漿濃度從40 g/L增加到140 g/L 時,可燃體回收率的變化規律是-0.25+0.074 mm 粒級給料的可燃體回收率較大，其次是-0.5+0.25 mm 粒級給料，再次是-0.5mm 粒級給料，最后是-0.074 mm 粒級給料。

圖2 礦漿濃度對精煤灰分、產率和可燃體回收率的影響Fig.2 Effect of slurry concentration on ash content,yield and combustible gas recovery of clean coal

提高礦漿濃度會增加氣泡與顆粒碰撞的幾率，促進顆粒對氣泡的附著，從而提高精煤的產率和灰分。但是濃度過高煤漿黏度會增大，氣泡難以在礦漿中分散，導致精煤產率下降而精煤灰分還是上升趨勢。在本實驗中細粒煤泥的礦泥含量比較多且易泥化浮選時需較稀的礦漿濃度，粗粒煤泥礦泥含量較少需較濃的礦漿濃度。

2.1.2 浮選捕收劑用量實驗

各粒級煤泥給料浮選結果隨捕收劑用量變化見圖3。

由圖3(a)可知，-0.5 mm 粒級給料在礦漿濃度為100 g/L，起泡劑用量為100 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min的條件下，隨著捕收劑用量的逐漸增加，精煤灰分先逐漸升高后緩慢升高，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，當捕收劑用量為400 g/t 時達到較優值，精煤灰分為17.73%，產率為64.56%，可燃體回收率為87.68%。由圖3(b)可知，-0.5+0.25 mm 粒級給料在礦漿濃度為120 g/L，起泡劑用量為100 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著捕收劑用量的逐漸增加，精煤灰分逐漸升高，精煤產率和可燃體回收率先緩慢升高后下降，當捕收劑用量為600 g/t 時達到較優值，精煤灰分為18.18%，產率為68.77%，可燃體回收率88.56%。由圖3(c)可知，-0.25+0.074 mm 粒級給料在礦漿濃度為100 g/L，起泡劑用量為100 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著捕收劑用量的逐漸增加，精煤灰分逐漸增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，當捕收劑用量為300 g/t 時達到較優值，精煤灰分為18.06%，產率為73.35%，可燃體回收率97.91%。由圖3(d)可知，-0.074 mm 粒級給料在礦漿濃度為60 g/L，起泡劑用量為100 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著捕收劑用量的逐漸增加，精煤灰分逐漸增加，精煤產率和可燃體回收率先升高后下降，當捕收劑用量為500 g/t 時達到較優值，精煤灰分為17.97%，產率為58.52%，可燃體回收率79.36%。由圖3 可知：當捕收劑用量從200 g/t增加到700 g/t 時,可燃體回收率的變化規律是-0.25+0.074 mm 粒級給料的可燃體回收率最大，其次是-0.5+0.25 mm 粒級給料，再次是-0.5 mm 粒級給料，最后是-0.074 mm 粒級給料。

圖3 捕收劑用量對精煤灰分、產率和可燃體回收率的影響Fig.3 Effect collector dosage on ash content,yield and combustible gas recovery of clean coal

隨著捕收劑用量的增加，煤泥表面越來越疏水，藥劑在高灰細泥表面的粘附量逐漸增加，會使選擇性差的高灰細泥進入浮選精煤中，導致精煤產率和灰分升高。在全粒級浮選時，加入少量藥劑時，由于細粒煤泥比粗粒煤泥更容易吸附藥劑，導致粗粒煤藥劑吸附不足，損失在尾煤中。藥劑用量過量時，會產生團聚，煤粒表面會形成反向吸附層，導致浮選精煤的產率逐漸下降。在浮選過程中主要考慮是降灰問題，所以分級浮選能為精煤降灰起一定的作用。

2.1.3 浮選起泡劑用量實驗

各粒級煤泥隨起泡劑用量變化的實驗結果見圖4。

由圖4(a)可知，-0.5 mm 粒級給料在礦漿濃度為100 g/L，捕收劑用量為400 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min的條件下，隨著起泡劑用量的逐漸增加，精煤灰分先保持平穩后增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，當起泡劑用量為75 g/t 時達到較優值，精煤灰分為17.85%，產率為62.68%，可燃體回收率85.02%。由圖4(b)可知，-0.5+0.25 mm 粒級給料在礦漿濃度為120 g/L，捕收劑用量為600 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著起泡劑用量的逐漸增加，精煤灰分有增加趨勢，精煤產率和可燃體回收率先緩慢增加后下降，當起泡劑用量為150 g/t 時達到較優值，精煤灰分為20.39%，產率為68.81%，可燃體回收率86.21%。由圖4(c)可知，-0.25+0.074 mm 粒級給料在礦漿濃度為100 g/L，捕收劑用量為300g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著起泡劑用量逐漸的增加，精煤灰分緩慢增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，當起泡劑用量為75 g/t 時達到較優值，精煤灰分17.63%，產率為72.60%，可燃體回收率98.13%。由圖4(d)可知，-0.074 mm 粒級給料在礦漿濃度為60 g/L，捕收劑用量為500 g/t，葉輪轉速為1800 r/min，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著起泡劑用量的逐漸增加，精煤灰分逐漸增加，精煤產率和可燃體回收率先逐漸增加后下降，當起泡劑用量為100 g/t 時達到較優值，精煤灰分為16.51%，產率為56.96%，可燃體回收率為78.61%。由圖4 可知：當起泡劑用量從50 g/t 增加到175 g/t 時,可燃體回收率的變化規律是-0.25+0.074 mm 粒級給料的可燃體回收率最大，其次是-0.5+0.25 mm 粒級給料，再次是-0.5 mm 粒級給料，最后是-0.074 mm 粒級給料。

圖4 起泡劑用量對精煤灰分、產率和可燃體回收率的影響Fig.4 Effect of frother dosage ash content,yield and combustible gas recovery of clean coal

當捕收劑用量一定時，隨著起泡劑用量的逐漸增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降。隨著起泡劑用量的逐漸增加，液相的表面張力逐漸減小，形成了大量的細小氣泡，疏水的精煤顆粒會附著氣泡上進入泡沫產品中，增加精煤產率。同時脈石礦物也會隨泡沫水夾帶進入精煤產品中導致精煤灰分增加。起泡劑用量過多時，起泡劑易出現絮凝，導致精煤產率減少，嚴重污染精煤質量[13]。

2.1.4 浮選葉輪轉速實驗

各粒級煤泥隨調漿葉輪轉速變化的實驗結果見圖5。

圖5 葉輪轉速對精煤灰分、產率和可燃體回收率的影響Fig.5 Effect of mixing speed on the ash content,yield and combustible gas recovery of clean coal

由圖5(a)可知，-0.5 mm 粒級給料在礦漿濃度為100 g/L，捕收劑用量為400 g/t，起泡劑為75 g/t，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著葉輪轉速的逐漸增加，精煤灰分逐漸增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，當葉輪轉速為2000 r/min 時達到較優值，精煤灰分為19.82%，產率為66.28%，可燃體回收率87.75%。由圖5(b)可知，-0.5+0.25 mm 粒級給料在礦漿濃度為120 g/L，捕收劑用量為600 g/t，起泡劑為150 g/t，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著葉輪轉速的逐漸增加，精煤灰分逐漸增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后緩慢下降，當葉輪轉速為1800 r/min 時達到較優值，精煤灰分為19.00%，產率為69.77%，可燃體回收率88.94%。由圖5(c)可知，-0.25+0.074 mm 粒級給料在礦漿濃度為100 g/L，捕收劑用量為300 g/t，起泡劑為75 g/t，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著葉輪轉速的逐漸增加，精煤灰分緩慢增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，當葉輪轉速為2000 r/min 時達到較優值，精煤灰分為17.44%，產率為75.26%，可燃體回收率為97.02%。由圖5(d)可知，-0.074 mm 粒級給料在礦漿濃度為60 g/L，捕收劑用量為500 g/t，起泡劑為100 g/t，充氣量為0.06 m3/h，刮泡時間3 min 的條件下，隨著葉輪轉速的逐漸增加，精煤灰分逐漸增加，精煤產率和可燃體回收率先增加后下降，當葉輪轉速為2200 r/min 時達到較優值，精煤灰分為19.30%，產率為67.22%，可燃體回收率89.68%。由圖5 可知：當葉輪轉速從1600 r/min 增加到2600 r/min 時,各粒級最優葉輪轉速下可燃體回收率的大小是：-0.25+0.074 mm 粒級給料最大，其次是-0.074 mm 粒級給料，再次是-0.5+0.25 mm 粒級給料，最后是-0.5 mm 粒級給料。

細粒煤泥浮選時，足夠的調漿機械能使煤顆粒活化實現高效率分選。調漿強度過低產生的剪切力不能破壞顆粒間的疏水引力，細粒煤泥及脈石礦物會罩蓋在粗粒表面，導致精煤產率和灰分增加。調漿強度過高有利于形成小氣泡，但是難以形成穩定的泡沫層。過高的調漿強度會使已經接觸的煤顆粒與藥劑分離，同時也會使已經團聚的煤顆粒松散開來，造成精煤產率下降。因此，對于不同粒級煤泥需要適宜的調漿強度，才有利于提高精煤可燃體回收率。即粗粒級需較低的調漿強度，細粒級需較高的調漿強度。

2.2 煤泥全粒級給料及分粒級給料浮選工藝流程實驗

由上述浮選實驗結果可知，-0.5 mm 粒級給料的浮選較優條件為：礦漿濃度100 g/L、捕收劑400 g/t、起泡劑75 g/t、葉輪轉速2000 r/min；-0.5+0.25 mm 粒級給料的浮選較優條件為：礦漿濃度120 g/L、捕收劑600 g/t、起泡劑為150 g/t、葉輪轉速1800 r/min；-0.25+0.074 mm 粒級給料的浮選較優條件為：礦漿濃度為100 g/L、捕收劑為300 g/t、起泡劑為75 g/t、葉輪轉速2000 r/min；-0.074 mm 粒級給料的浮選較優條件為：礦漿濃度60 g/L、捕收劑500 g/t、起泡劑100 g/t、葉輪轉速2200 r/min；充氣量都固定為0.06 m3/h。

在各粒級給料較優的浮選條件下，探究一次粗選一次掃選兩次精浮選工藝流程的降灰效果，浮選工藝流程見圖6。

圖6 浮選工藝流程Fig.6 Flotation process flow chart

各粒級煤泥給料浮選獲得的精煤、中煤和尾煤實驗結果見表3。

由表3 可以得出，分粒級-0.5+0.25 mm、-0.25+0.074 mm 和-0.074 mm 給料浮選獲得的精煤產率分別為35.42%、36.25%和35.45%，灰分分別為9.72%、8.76%和9.22%；尾煤產率分別為27.43%、21.39%和24.46%，灰分分別為84.59%、85.60%和87.47%。全粒級-0.5 mm 給料浮選獲得的精煤產率為32.64%、灰分為10.06%；尾煤產率為31.59%、灰分為80.78%。即分粒級給料浮選獲得的精煤產率高于全粒級給料，灰分低于全粒級給料；分粒級給料浮選獲得的尾煤產率低于全粒級，灰分高于全粒級，所以煤泥分級浮選有顯著的意義。

表3 各粒級煤泥給料浮選獲得的精煤、中煤和尾煤實驗結果Table 3 Test results of various grades of slime clean coal,middling coal and tailings

3 結論

（1）在該廠煤泥中，煤泥-0.07 4mm 粒級的產率為54.18%，灰分為40.30%，-0.045 mm 粒級的產率為40.37%，灰分為40.79%，即該煤泥屬于高灰難選煤泥。

（2）細粒煤泥的礦泥含量比較多且易泥化浮選時需較稀的礦漿濃度，粗粒煤泥礦泥含量較少需較濃的礦漿濃度。對于不同粒級煤泥需要適宜的調漿強度，才有利于提高精煤可燃體回收率，即粗粒級需較低的調漿強度，細粒級需較高的調漿強度。

（3）通過該浮選工藝流程浮選，浮選指標有明顯的變化。分三個粒級給料浮選獲得的精煤產率高于全粒級，灰分低于全粒級；分粒級的尾煤產率低于全粒級，灰分高于全粒級。