CN104258975B - 一种煤岩显微组分的电浮选分离方法 - Google Patents

一种煤岩显微组分的电浮选分离方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，该方法为：一、将经破碎磨矿至粒度小于0.074mm的原料煤加水调浆，得到浓度为20g/L～50g/L的煤浆；二、向煤浆中加入盐酸至pH值为2.0～4.0，然后加入捕收剂搅拌均匀；三、将加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，然后向浮选管内的正电极和负电极通电，控制电流密度为1A/dm2～5A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，实现煤岩显微组分的分离。本发明是一种兼有电解氧化、电解凝聚和浮选的方法，能有效控制惰质组和镜质组的可浮性，使惰质组尽可能多地沉降于沉物中，镜质组富集于浮物中，达到煤岩镜质组和惰质组的有效分离。

Description

一种煤岩显微组分的电浮选分离方法
技术领域
本发明属于煤岩显微组分分离技术领域，具体涉及一种煤岩显微组分的电浮选分离方法。
背景技术
中国的煤炭资源以低煤化度煤为主，研究发现这些煤的惰质组分含量普遍较高。例如，神府煤的惰质组含量一般为30％～70％、彬长煤的惰质组含量为44％～89％、黄陇煤24％～63％、灵武煤30％～69％、华亭煤30％～50％、靖远煤30％～47％、大通煤40％～57％、哈密煤平均40％左右，大同煤的惰质组含量也在30％～45％之间。
煤岩显微组分对煤炭的工业应用有重要影响。如煤中惰质组含量较高会影响煤的加工利用性能，导致煤的粘结性较差，难于较大比例的用于配煤炼焦。煤中镜质组和惰质组的含量对水煤浆成浆性和流变性的影响显著，惰质组分较高易造成煤的成浆性差，难于制得高浓度水煤浆；煤中的壳质组和镜质组是煤加氢液化的有益组分，而惰质组则难以液化，所以惰质组分含量较高，也是引起该煤液化性能总体上变差，出油率变低的基本原因；此外，惰质组分含量较高，还导致煤的燃点较低，易于自燃，然而，惰质组也有其高的应用价值，如富惰质组分煤可作为制备碳素材料或燃料的优质原料。
煤岩显微组分的分离方法主要有手选、重选、浮选等，其中，基于煤岩组分表面润湿性和动电性差异的泡沫浮选法被认为是最有可能实现工业化的一种方法。然而，传统浮选用于煤岩显微组分的分离时效果较差，主要原因是由于煤岩各显微组分的可浮性差异较小；同时，由于原料煤须破碎至<0.074mm时才能保证各显微组分的彼此解离，原料煤粒度较细也为浮选增加了一定难度。为了提高煤岩显微组分的浮选分离效果，获得纯度较高的煤岩显微组分富集物，有学者(Honaker R Q,Mohanty M K,Crelling J C.Coal maceralseparation using column flotation.Minerals Engineering[J],1996,9(4):449-464；Hower J C,Kuehn K W,Parekh B K,Peters W J.Macerals and microlithotypebeneficiation in column flotation at the Powell Mountain Coal MayflowerPreparation Plant,Lee County,Virginia [J].Fuel Processing Technology,2000,67:23-33；Shu X,Wang Z,Xu J.Separation and preparation of macerals in Shenfucoals by flotation[J].Fuel,2002,81(4):495-501)尝试采用微泡浮选柱代替传统浮选机，将一段浮选改为多级浮选，如此可在一定程度上提高某一煤岩单组分的富集率。但这些方法在提高富集率的情况下，往往降低了浮选收率，且多段浮选工艺较繁琐，效果却不够明显。
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术的不足，提供一种煤岩显微组分的电浮选分离方法。该方法是一种兼有电解氧化、电解凝聚和浮选的方法，能有效控制惰质组和镜质组的可浮性，使惰质组尽可能多地沉降于沉物中，镜质组富集于浮物中，达到煤岩镜质组和惰质组的有效分离。
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，该方法包括以下步骤：
步骤一、将经破碎磨矿至粒度小于0.074mm的原料煤加水调浆，得到浓度为20g/L～50g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为10℃～30℃，然后加入盐酸至煤浆的pH值为2.0～4.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为乳化煤油、油酸、硬脂酸或腐植酸，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入250g～1000g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，然后向浮选管内的正电极和负电极通电，控制电流密度为1A/dm2～5A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极位于沉物出口上方，负电极位于正电极上方；所述电浮选的时间为10min～50min。
上述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤二中所述捕收剂的加入量为每吨原料煤加入500g～800g捕收剂。
上述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤三中所述正电极和负电极均为网孔尺寸为3mm～5mm的平板网状铝电极。
上述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤三中所述正电极和负电极之间的距离为5cm～20cm。
上述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤三中控制电流密度为2A/dm2～4A/dm2。
上述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤三中所述电浮选的时间为20min～40min。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
1、本发明的电浮选分离方法是一种兼有电解氧化、电解凝聚和浮选的方法。该方法通过对煤浆进行电解，在正电极和负电极产生大量的氧气和氢气泡。另外，在正电极上电离形成的氢氧化物可起到混凝剂的作用。煤岩显微组分中，惰质组分与镜质组分相比，其表面zeta电位更偏向于负电性，且惰质组的亲水性较强，表面的极性官能团含量较多，且孔隙结构发达，更易与阳离子的氢氧化物混凝而发生沉降。
2、本发明优选平板网状铝电极作为正电极和负电极，正电极电解形成的氢氧化物在添加氯化氢的酸性条件下，可反应生成氯化铝，氯化铝对惰质组和镜质组的表面可浮性有着重要的调节作用，可明显提高惰质组的润湿性和沉降性，从而提高镜质组和惰质组的浮选分离效果。
3、本发明电浮选过程中产生的气泡直径很小，仅为5μm～20μm，这比机械式、气动力式浮选机及真空浮选法所获得的气泡小1～2个数量级，且气泡的分散度和浓度高，可显著提高煤岩组分的浮选分离效率。
4、本发明能有效控制惰质组和镜质组的可浮性，使惰质组尽可能多地沉降于沉物中，镜质组富集于浮物中，达到煤岩镜质组和惰质组的有效分离。
下面结合实施例和附图，对本发明的技术方案做进一步的详细说明。
附图说明
图1为本发明浮选管的结构示意图。
1—正电极； 2—负电极； 3—浮物出口；
4—沉物出口； 5—浮选管本体； 6—入料口。
具体实施方式
本发明以陕西某煤矿煤样为试验对象，该煤样的显微组分组成为镜质组52.18wt％，惰质组34.13wt％，壳质组10.08wt％，矿物质3.61wt％。
本发明所用浮选管的结构如图1所示，包括浮选管本体5，所述浮选管本体5的下端开设有沉物出口4，浮选管本体5上部开设有浮物出口3，所述浮选管本体5内位于沉物出口4的上方设置有正电极1，所述正电极1的上方设置有负电极2，所述浮选管本体5的上部侧壁设置有入料口6。
实施例1
步骤一、将煤样经破碎磨矿至粒度小于0.074mm，然后加水调浆，得到浓度为30g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为20℃，然后加入盐酸(5mol/L)至煤浆的pH值为2.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为油酸(可采用乳化煤油、硬脂酸或腐植酸代替)，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入500g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，使正电极1和负电极2均处于煤浆内，然后向浮选管内的正电极1和负电极2通电，控制电流密度为3A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口3流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口4排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极1和负电极2均为网孔尺寸为5mm的平板网状铝电极；所述正电极1位于沉物出口4上方，负电极2位于正电极1上方10cm处；所述电浮选的时间为20min。
实施例2
步骤一、将煤样经破碎磨矿至粒度小于0.074mm，加水调浆，得到浓度为20g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为10℃，然后加入盐酸(2mol/L)至煤浆的pH值为3.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为乳化煤油(可采用油酸、硬脂酸或腐植酸代替)，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入1000g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，使正电极1和负电极2均处于煤浆内，然后向浮选管内的正电极1和负电极2通电，控制电流密度为2A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口3流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口4排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极1和负电极2均为网孔尺寸为3mm的平板网状铝电极；所述正电极1位于沉物出口4上方，负电极2位于正电极1上方15cm处；所述电浮选的时间为30min。
实施例3
步骤一、将煤样经破碎磨矿至粒度小于0.074mm，加水调浆，得到浓度为50g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为30℃，然后加入盐酸(5mol/L)至煤浆的pH值为4.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为硬脂酸(可采用乳化煤油、油酸或腐植酸代替)，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入750g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，使正电极1和负电极2均处于煤浆内，然后向浮选管内的正电极1和负电极2通电，控制电流密度为1A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口3流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口4排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极1和负电极2均为网孔尺寸为4mm的平板网状铝电极；所述正电极1位于沉物出口4上方，负电极2位于正电极1上方20cm处；所述电浮选的时间为50min。
实施例4
步骤一、将煤样经破碎磨矿至粒度小于0.074mm，加水调浆，得到浓度为30g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为25℃，然后加入盐酸(2mol/L)至煤浆的pH值为3.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为腐植酸(可采用乳化煤油、油酸或硬脂酸代替)，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入800g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，使正电极1和负电极2均处于煤浆内，然后向浮选管内的正电极1和负电极2通电，控制电流密度为5A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口3流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口4排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极1和负电极2均为网孔尺寸为5mm的平板网状铝电极；所述正电极1位于沉物出口4上方，负电极2位于正电极1上方5cm处；所述电浮选的时间为10min。
实施例5
步骤一、将煤样经破碎磨矿至粒度小于0.074mm，加水调浆，得到浓度为20g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为20℃，然后加入盐酸(5mol/L)至煤浆的pH值为3.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为油酸(可采用乳化煤油、硬脂酸或腐植酸代替)，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入250g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，使正电极1和负电极2均处于煤浆内，然后向浮选管内的正电极1和负电极2通电，控制电流密度为4A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口3流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口4排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极1和负电极2均为网孔尺寸为5mm的平板网状铝电极；所述正电极1位于沉物出口4上方，负电极2位于正电极1上方5cm处；所述电浮选的时间为20min。
实施例6
步骤一、将煤样经破碎磨矿至粒度小于0.074mm，加水调浆，得到浓度为25g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为25℃，然后加入盐酸(5mol/L)至煤浆的pH值为2.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为乳化煤油(可采用油酸、硬脂酸或腐植酸代替)，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入250g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，使正电极1和负电极2均处于煤浆内，然后向浮选管内的正电极1和负电极2通电，控制电流密度为2A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口3流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口4排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极1和负电极2均为网孔尺寸为5mm的平板网状铝电极；所述正电极1位于沉物出口4上方，负电极2位于正电极1上方15cm处；所述电浮选的时间为40min。
对比例1
将煤样经破碎磨矿至粒度小于0.074mm，通过XFD 0.75L单槽浮选机进行浮选试验，控制叶轮转速为1900±10r/min，刮板转速为20r/min，充气量为0.20±0.0125m3/(m2·min)，矿浆浓度为50g/L；以乳化煤油为捕收剂，捕收剂添加量为1.0kg/t原煤；以盐酸为调整剂，调节矿浆pH值为3；矿浆搅拌时间为1min，刮泡时间3min。
对比例2
按照对比例1的浮选条件，改变捕收剂为油酸进行浮选试验。
对比例3
按照对比例1的浮选条件，改变捕收剂为硬脂酸进行浮选试验。
对比例4
按照对比例1的浮选条件，改变捕收剂为腐植酸进行浮选试验。
分别回收本发明实施例1至实施例6以及对比例1至对比例4浮选分离的浮物和沉物，依次经洗涤、过滤、脱水和干燥后，分别检测浮选收率及浮物中镜质组含量和沉物中惰质组含量。结果列于下表：
表1煤岩组分电浮选分离结果
从表1中可以看出，与传统浮选方法相比，采用本发明的电浮选分离煤岩显微组分的方法可在保证回收率的前提下，明显地提高分选效果。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。

Claims (5)

1.一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，该方法包括以下步骤：
步骤一、将经破碎磨矿至粒度小于0.074mm的原料煤加水调浆，得到浓度为20g/L～50g/L的煤浆；
步骤二、调整步骤一中所述煤浆的温度为10℃～30℃，然后加入盐酸至煤浆的pH值为2.0～4.0，再加入捕收剂搅拌均匀；所述捕收剂为乳化煤油、油酸、硬脂酸或腐植酸，捕收剂的加入量为每吨原料煤加入250g～1000g捕收剂；
步骤三、将步骤二中加入捕收剂搅拌均匀后的煤浆加入浮选管内，然后向浮选管内的正电极(1)和负电极(2)通电，控制电流密度为1A/dm2～5A/dm2，对浮选管内的煤浆进行电浮选，煤浆中的浮物通过浮选管上部的浮物出口(3)流出，煤浆中的沉物通过浮选管下端的沉物出口(4)排出，实现煤岩显微组分的分离；所述正电极(1)位于沉物出口(4)上方，负电极(2)位于正电极(1)上方；所述电浮选的时间为10min～50min；所述正电极(1)和负电极(2)均为网孔尺寸为3mm～5mm的平板网状铝电极。
2.根据权利要求1所述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤二中所述捕收剂的加入量为每吨原料煤加入500g～800g捕收剂。
3.根据权利要求1所述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤三中所述正电极(1)和负电极(2)之间的距离为5cm～20cm。
4.根据权利要求1所述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤三中控制电流密度为2A/dm2～4A/dm2。
5.根据权利要求1所述的一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，其特征在于，步骤三中所述电浮选的时间为20min～40min。
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