CN113310852B - 浮选效果的评价方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种浮选效果的评价方法,属于煤粉浮选技术领域,包括:利用多次最小加药量,通过对入料煤样、浮选精煤和浮选尾矿分别进行可浮性试验,得到三者的灰分组成;计算得到浮选精煤正配效率和浮选尾矿正配效率;将浮选精煤正配效率EC%与浮选尾矿正配效率ET%乘积,得到浮选总效率E。本发明是具体浮选条件下获得的精煤和尾矿的数量、质量、错配程度的综合反映,物理意义明确,对生产、科研有明确的指导作用。
Description
技术领域
本发明属于煤粉浮选技术领域,具体涉及一种浮选效果的评价方法。
背景技术
正确评价一个选分过程的效率高低是一个具有普遍意义的问题。对浮选过程而言,不管是选矿还是选煤,时至今日这个问题却没有得到很好的回答。
在选矿方面,众多学者试图解决分选效率的评价问题。目前,对评定分选过程技术效果的几个典型公式如下:汉考克公式、弗莱明公式、道格拉斯公式、分选效率矩阵式,这些分选效率公式在理论基础、推导方法、存在问题、应用条件等方面都不同程度地存在着缺陷,使用范围都非常狭窄;而且一些学者认为混杂作用对粗粒级的影响是不可忽略的,并试图对计算分级效率的方法进行改进,提出利用最优化方法和逐步回归分析对实验数据进行拟合,建立分级过程的错配数学模型。
在选煤方面,国家标准(新老标准MT180-1988、GB/T 34164-2017)规定,评定不同煤之间分选效果采用浮选精煤数量效率,评定同一煤时采用完善指标即汉考克公式:
式(1)中的γj为实际浮选精煤产率,γj’在老标准MT180中规定为“与实际浮选精煤灰分相同时的标准浮选精煤产率”,意为在给定的一组人为设定的“标准条件”下,通过分步释放试验获得的精煤灰分-产率曲线上查得的具体值,称为“标准浮精产率”而非理论浮精产率;由于无法保证在“标准条件”之外的其他参数条件下,浮精产率未必没有更大值,因此浮精产率ηwf有高于100%的现象发生。
式(2)是汉考克效率公式的变形,但“同一煤”与“不同煤”的划分没有严格的定义。同一个煤矿的不同煤层、不同工作面也应不属于“同一煤”,即使因选煤厂工艺、设备变动带来的浮选入料性质的改变也应不属于“同一煤”。另外,同一煤、不同工艺条件下分选效果评定为何不能用数量效率,这一点虽在MT180/88中有提及但也缺乏支持的理由,实际上反映的是选煤界对上述二公式的一种无奈妥协。
总之,“错配”作用是一个选分过程效率评价不可或缺的因素,需要有确切的表述才能准确反映其综合效率。
目前,中国、美国、国际标准化组织ISO等均采用汉考克公式评价浮选效率,R.T.Hancock给出的分选效率SE(Separation Efficiency)指的是“入料中有用矿物在精矿中的回收率减去入料中脉石矿物在精矿中的回收率”,即:
SE=(RV,C-Rg,C)×100-------------------(3)
其中RV,C为精矿中有用矿物含量与入料中有用矿物含量之比,Rg,C则为精矿中脉石含量与入料中脉石含量之比;当精矿产率用YC表示、精矿品位用β表示、入料品位用α表示、入料产率用F表示(F=100)时,则有:
式(3)和式(4)是针对选矿系统而言的,对选煤而言,当用Ay、Aj、rj分别表示浮选入料和浮选精煤灰分和产率时,因为有α=100-Ay、β=100-Aj,则式(3)表示为:
式(5)即为浮选效率美国选煤标准和国际标准化组织规定的浮选效率,也即国内选煤标准中的“完善指标”。式(5)中的第一项即是我们称作的“可燃体回收率”、第二项即为精煤中的灰分回收率。
显然,汉考克效率公式中的前后两项均为非负值,因此,第一项“可燃体回收率”越高同时第二项“精煤中的灰分回收率”越低,代表其差值分选效率SE越高。但在实际生产、科研中,若要追求SE尽量大甚至达到或接近100时,则只有一种可能,即第二项必须尽量小甚至接近或等于零,对某一入料而言,第二项的分母入料灰分AY看作一个固定值,此时,要么rj接近或等于0,这等于没有分选,不在考虑之列;要么Aj尽量小甚至接近或等于零,而这又是不可能的,毕竟“内灰”是客观存在,因此,按此公式进行浮选效果评价则SE永远不可能达到或接近100%。
SE非但不可能接近100%,而且对选煤而言,几乎不可能出现接近70%以上的数据,而不管实际分选效果好与坏。例如,某选煤厂采用浮选柱分选,当浮选入料灰分仅为15.02%而实际精煤灰分为9.11%(满足精煤质量要求)时,浮选精煤产率rj高达91.49%,尾矿灰分达到可以直接废弃的78%,可燃体回收率达到97.84%,分选很充分,但此时由于公式中第二项的分母很小而分子很大、其值也高达55.50%,两项相减的SE仅为42.35%,与实际生产效果完全相悖,这明显是错误的。
问题的核心是,该公式把“浮选精煤灰分等于零”作为分选效率等于100%的基准,而没有考虑精煤组成中小于基元灰分的部分是“合理的存在”,或者说煤炭的“内灰”是不可能仅凭浮选环节就能去除的,因此,汉考克公式将可燃体回收率与灰分回收率直接相减作为分选效率是不合适的、没有意义的,这即是汉考克公式对浮选效果评价的局限性所在,汉考克公式也只有在入料灰分很高,而同时精煤灰分要求很低这种特殊情况下才是较恰当的。
综上所述,汉考克效率公式不适应于浮选效果评定,其核心在于没有表述分选过程中的错配程度。
发明内容
本发明实施例提供一种浮选效果的评价方法,能够明确得到浮选产品的错配情况,提高浮选效果评价的准确性。
为实现上述目的,本发明采用的技术方案是:提供一种浮选效果的评价方法,包括以下步骤:
利用多次最小加药量,通过煤粉可浮选试验,获得入料煤样、浮选精煤和浮选尾矿的三者的灰分组成;
利用公式(6)和公式(7),对浮选结果进行验证;
YC+YT=100---------------(6)
YC,T+YT,T=100---------------(7)
利用公式(8)计算浮选精煤正配效率;
利用公式(9)计算浮选尾矿正配效率;
将浮选精煤正配效率EC%与浮选尾矿正配效率ET%乘积或求和,得到两种浮选效率E,公式如下(10)、(11);
上述两种计算方法得到的浮选效率E%正相关,因此,采用EC%和ET%的乘积,即公式(10)作为浮选的总效率,该总效率包括了产品中的错配情况,既考虑了精煤中的污染,也考虑到了尾矿中的损失;公式(10)和(11)的本质是一样的,反应了一定操作参数下,浮选入料中精煤质量的浮选综合分选效率;
公式中;
YC,浮选精煤的实际产率,%;
YC,T,浮选精煤的理论产率,%,为浮选入料灰分组成中小于对应精煤灰分的基元灰分部分的含量;
YT,浮选尾矿的实际产率,%;
YT,T,浮选尾矿的理论产率,%,为浮选入料灰分组成中大于对应精煤灰分的基元灰分部分的含量;
Ec,浮选精煤正配效率,%,即浮选精煤灰分组成中小于基元灰分部分的产率与精煤理论产率之比的百分数;
ET,浮选尾矿正配效率,%,即尾矿灰分组成中大于基元灰分部分的产率与尾矿理论产率之比的百分数;
MC,浮选精煤中的错配物含量,也即浮选精煤中的污染物含量,是浮选精煤灰分组成中大于基元灰分部分占入料的百分数,%;
MT,浮选尾矿中错配物含量,也即浮选尾矿中的精煤损失含量,是浮选尾矿灰分组成中小于基元灰分部分占入料的百分数,%。
本发明提供的浮选效果的评价方法,与现有技术相比,有益效果在于:利用“多次最小加药量”方法,可以对浮选入料、浮选精煤、浮选尾矿进行接近理想分选的可浮性试验,从而获得三者的灰分组成,进而可以通过计算得到浮选精煤正配效率和浮选尾矿正配效率,将这两个正配效率的乘积用于描述浮选效率是恰当的。
该浮选效率公式含义丰富,是具体浮选条件下获得的精煤和尾矿的数量、质量、错配程度的综合反映,物理意义明确,对生产、科研有明确的指导作用。
附图说明
图1为本发明实施例提供的浮选效果的评价方法中公式(10)、(11)两个的结果在多个现场浮选效果评价时得到的对应关系曲线;
图2为本发明实施例提供的可浮性试验方法的爆炸流程图;
具体实施方式
为了使本发明所要解决的技术问题、技术方案及有益效果更加清楚明白,以下结合附图及实施例,对本发明进行进一步详细说明。应当理解,此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明,并不用于限定本发明。
现对本发明提供的浮选效果的评价方法进行说明。所述浮选效果的评价方法,包括以下步骤:
步骤一,利用多次最小加药量,通过煤粉可浮性试验,获得入料煤样、浮选精煤和浮选尾矿的三者的灰分组成;
步骤二,利用公式(6)和公式(7),对浮选结果进行验证;
YC+YT=100---------------(6)
YC,T+YT,T=100---------------(7)
步骤三,利用公式(8)计算浮选精煤正配效率;
利用公式(9)计算浮选尾矿正配效率;
步骤四,如前所述,浮选效率E(%,Separation efficiency of flotation)的准确表述需要考虑产品中的错配情况,即,既要考虑精煤中的污染也要考虑尾矿中的损失,因此,可以用浮选精煤正配效率EC%与浮选尾矿正配效率ET%乘积或求和,得到两种浮选效率E,公式如下(10)、(11);
上述两种计算方法得到的浮选效率E%正相关,因此,采用EC%和ET%的乘积,即公式(10)作为浮选的总效率,该总效率包括了产品中的错配情况,既考虑了精煤中的污染,也考虑到了尾矿中的损失;公式(10)和(11)的本质是一样的,反应了一定操作参数下,浮选入料中精煤质量的浮选综合分选效率;
公式中;
YC,浮选精煤的实际产率,%;
YC,T,浮选精煤的理论产率,%,为浮选入料灰分组成中小于对应精煤灰分的基元灰分部分的含量;
YT,浮选尾矿的实际产率,%;
YT,T,浮选尾矿的理论产率,%,为浮选入料灰分组成中大于对应精煤灰分的基元灰分部分的含量;
Ec,浮选精煤正配效率,%,即浮选精煤灰分组成中小于基元灰分部分的产率与精煤理论产率之比的百分数;
ET,浮选尾矿正配效率,%,即尾矿灰分组成中大于基元灰分部分的产率与尾矿理论产率之比的百分数;
MC,浮选精煤中的错配物含量,也即浮选精煤中的污染物含量,是浮选精煤灰分组成中大于基元灰分部分占入料的百分数,%;
MT,浮选尾矿中错配物含量,也即浮选尾矿中的精煤损失含量,是浮选尾矿灰分组成中小于基元灰分部分占入料的百分数,%。
本实施例提供的浮选效果的评价方法,与现有技术相比,利用“多次最小加药量”方法,可以对浮选入料、浮选精煤、浮选尾矿进行接近理想分选的可浮性试验,从而获得三者的灰分组成,进而可以通过计算得到浮选精煤正配效率和浮选尾矿正配效率,将这两个正配效率的乘积用于描述浮选效率是恰当的。
该浮选效率公式含义丰富,是一具体浮选条件下获得的精煤和尾矿的数量、质量、错配程度的综合反映,物理意义明确,对生产、科研有明确的指导作用。
图1是公式(10)(11)两个的结果在多个现场浮选效果评价时得到的对应关系曲线,和的效率与乘积效率一一对应,为线性关系,相关系数的平方接近1。可以看出,公式(10)书写更简单、明了,因此推荐浮选精煤正配效率EC与浮选尾矿正配效率ET之积作为浮选效率,其物理意义在于:
完全分选时,MC=0,MT=0,YC=YC,T,YT=YT,T,EC=100,ET=100,E=100;
完全没有分选时,可以看作浮选入料全部进入了尾矿,YC=0,YT=100;MC=0,MT=YC,T,YT,T=100-YC,T;EC=0,ET=100,E=0。
其中,按推荐浮选效率公式对13个现场浮选效果进行评价的数据列于表4。可见,随着浮选效率由小到大,尽管由现行国标计算的数量效率变化趋势相同,但多数情况偏离度较大,这就是其没有反映错配的结果,而完善指标变化则毫无规律可循,再次说明了汉考克公式的不适应性。
作为本实施例步骤一的实施方式,参见图2,所述煤粉可浮性试验,包括如下步骤:
STEP1,粗选:将一定质量的入料煤样倒入浮选槽内搅拌均匀,一次性加入一定质量的浮选药剂进行粗选试验,获得浮选粗选精煤泡沫和尾矿矿浆,以备进行精选与扫选;
STEP2,扫选:采用多次加药,每次加药以最小加药量Rmin或以最小加药量Rmin的整数倍为单位进行,对浮选槽中的尾矿矿浆进行扫选,直至无浮物产生,依次获得多个浮选尾矿产品;
STEP3,精选:分为两个阶段,第一阶段,将粗选获得的浮选粗选精煤泡沫放入浮选槽内搅拌,在不加药条件下,通过控制刮泡时间,多次刮出,依次获得多个浮选精煤产品,直至无浮物产生;第二阶段,采用多次加药,每次加药以最小加药量Rmin或最小加药量Rmin的整数倍为单位进行,直至无浮物产生,依次获得多个浮选精煤产品;
STEP4,干燥研磨:将上述获得的浮选尾矿产品和浮选精煤产品依次放入不同的容器,并标记,干燥后研磨,获得浮选尾矿产品的质量和浮选精煤产品的质量,分别进行灰分化验,获得各产品对应的灰分质量;
STEP5,试验结果分析:根据入浮的煤样质量,计算浮选精煤和浮选尾矿的产率,分析各产率对应的灰分结果。
本实施例提供的获得煤粉可浮性的试验方法,与现有技术相比,采用最小加药量,通过实验室多次浮选,获得每次浮选产品的灰分组成,将浮选获得的产品按照灰分高低排序,计算累计产率与累计灰分,得到入料煤样的灰分组成,即为入料煤样的可浮性;利用多次最小加药量进行多次浮选,获得足够多试验产品,实现最细化的灰分组成,能够提高可浮性的评判的准确性、完整性及客观性。
表1-3为一现场采样后在实验室进行可浮性试验的结果。现场采样时同时采集浮选精煤和浮选尾矿,采集的水样在烘箱直接烘干后分别进行浓度为60g/L的理想分选试验,浮选精煤经过19次精选、浮选尾矿经过13次扫选获得表2和表3数据,将表2和表3数据合并后排序得到表1数据。根据此结果,可以方便地计算得到以下信息:
精煤灰分9.11%,符合规定要求,此时精煤实际产率77%、理论产率80.01%、理论精煤灰分8.13%、灰分误差0.98%、基元灰分(即浮选入料中的分界灰分)37.33%、尾矿灰分72.47%,由此计算出产品中的“错配物”为:精煤中的污染0.94%、尾矿中的损失4.53%、数量效率96.24%、完善指标即汉考克效率62.08%,同时还可计算得到浮选入料中精煤实际灰分左右各1.0%即γAj±1.0的含量为4.57%。
至此,浮选过程的错配作用得以明确表述,同时,在得到了浮选入料、浮选精煤、浮选尾矿的可浮性数据后,能够一览整个浮选过程的实质。
本试验在实验室进行,采用矿浆容积为3L或1.5L的实验室用机械搅拌式浮选机,充气量0.25m3/h,搅拌电机转速2100rpm;矿浆浓度:粗选试验的矿浆浓度为60g/L,此后的多次精选与扫选的矿浆浓度为精(扫)选产物稀释后的实际矿浆浓度。
在STEP1,粗选中,选用的煤样的粒度上限为0.5mm,质量不少于2kg。
作为粗选步骤中的一种改进实施方式,粗选中加入的浮选药剂为捕收剂与起泡剂,两者的质量比为4.5-5:1。具体地,药剂粗选时,采用一次性加药方式,捕收剂采用正十二烷,药量为450g/t干煤泥,起泡剂采用MIBC或仲辛醇,药量为捕收剂的五分之一,即90g/t干煤泥,药比5:1。也可自行确定加药量和药比,基本原则为以精煤产率约为50%为目标来确定,目的是将入料煤样粗选后分为精煤和尾矿。
本发明中,粗选、扫选及精选,采用的浮选药剂均为:捕收剂:正十二烷起泡剂:MIBC或仲辛醇,且均为分析纯。
本实施例基于上述的粗选的基础上,在STEP2进行扫选,最小加药量Rmin,为称重天平最小分度值的整数倍,其中,捕收剂与起泡剂的比例为2:1。煤粉浮选时每次加药量越小、加药次数越多,获得的组分级数就越多,越有利于描述出煤粉的灰分组成,也即能够提高可浮性试验的准确性。
具体地,STEP2的扫选中,捕收剂为0.0012g,起泡剂为0.0006g,所述最小加药量Rmin1=0.0012g+0.0006g。例如,扫选浮选药剂为“正十二烷+仲辛醇=0.0012+0.0006g。
扫选具体示例如下:对浮选槽中的尾矿进行扫选,采用多次加药的方式,每次以“最小加药量Rmin”或其整数倍为单位进行。第一次加药以一个Rmin开始,第二次仍以一个Rmin开始,依次进行直至浮物产物低于上一次时则再加入Rmin的整数倍(具体由操作人员根据浮物量确定),依次进行直至无浮物产生时结束,每次加药后的浮物收集至不再有浮物刮出为止,共获得8个浮选尾矿产品。
最小加药量Rmin的确定如下:采用微升级专业微量进样器在万分之一电子天平上称量,由于中国煤矿常配电子天平实际分度值为0.000 1g、检定分度值0.001g,本文以型号为METTLER AL204的电子天平为例,起泡剂的用量又是捕收剂的几分之一到几十分之一不等,因此首先规定用量少的起泡剂添加量为0.000 6g,这是基于电子天平称量时重复性误差(0.000 1)和线性度(±0.0003)所能实现的几乎最小加药量。
根据多次不同最小加药量浮选试验数据分析,为确保产品级数,捕收剂与起泡剂之比也不宜过大,一般精选和扫选药比为1.5或2时,获得的组分数目即能在20以上,因此精选、扫选的捕收剂每次添加量可确定为0.000 9g和0.0012g,精选每次加药量为“正十二烷+仲辛醇=0.000 9g+0.000 6g”,扫选每次加药量为“正十二烷+仲辛醇=0.001 2g+0.0006g”。为便于描述,称此加药量为“最小加药量”或者“单元加药量”,用Rmin表示。Rmin是绝对加药量而非单位加药量,与矿浆中物料浓度无关。
本实施例中STEP3的精选,精选中的最小加药量Rmin,为称重天平最小分度值的整数倍,其中,捕收剂与起泡剂的比例为3:2。具体示例如下:精选过程分为两个阶段,第一阶段为不加药进行释放,这个阶段,由于粗选残留的药剂作用,因此,精选开始时首先进行“不加药释放”,在不加药的条件下,利用刮泡时间来控制每次产率的高低,此阶段以获得多个产品数并且每个产品的产率尽量一致为操作原则,每次的刮泡时间由试验人据此自行控制。此释放阶段待无浮物可刮出时即进入多次加药的第二阶段;第二阶段的加药方式与扫选一致,只是精选的Rmin调整为“正十二烷+MIBC=0.0009+0.0006g”。
具体地,所述精选中,捕收剂为0.0009g,起泡剂为0.0006g,最小加药量Rmin=0.0009g+0.0006g。
本实施例中,精矿与尾矿产品分析为尽量减小试验误差,干燥研磨中,所有浮选精煤和浮选尾矿均不进行过滤,使用不锈钢托盘直接烘干至空气干燥状态后,研磨至粒度在0.2mm以下。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已,并不用以限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
表4浮选效率与各参数之间的对应关系
厂别 | 浮选效率% | 数量效率% | 浮精正配% | 尾矿正配% | 完善指标% |
1 | 19.47 | 98.22 | 98.01 | 19.87 | 45.03 |
2 | 53.67 | 61.27 | 58.07 | 92.42 | 39.87 |
3 | 66.99 | 77.62 | 74.77 | 89.59 | 52.03 |
4 | 68.33 | 76.41 | 74.74 | 91.43 | 55.03 |
5 | 69.03 | 74.53 | 72.50 | 95.21 | 53.93 |
6 | 71.65 | 79.07 | 76.69 | 93.43 | 56.07 |
7 | 73.96 | 78.98 | 75.98 | 97.34 | 36.71 |
8 | 77.55 | 88.72 | 85.61 | 90.59 | 79.97 |
9 | 81.34 | 89.21 | 86.75 | 93.76 | 62.64 |
10 | 83.69 | 99.31 | 99.25 | 84.32 | 42.35 |
11 | 86.53 | 92.16 | 89.45 | 96.74 | 38.96 |
12 | 87.43 | 97.68 | 95.56 | 91.49 | 59.61 |
13 | 87.80 | 96.24 | 95.06 | 92.36 | 62.08 |
Claims (1)
1.一种浮选效果的评价方法,其特征在于,包括以下步骤:
利用多次最小加药量,通过煤粉可浮性试验,获得入料煤样、浮选精煤和浮选尾矿的三者的灰分组成;
利用公式(6)和公式(7),对浮选结果进行验证;
YC+YT=100---------------(6)
YC,T+YT,T=100---------------(7)
利用公式(8)计算浮选精煤正配效率;
利用公式(9)计算浮选尾矿正配效率;
将浮选精煤正配效率EC%与浮选尾矿正配效率ET%乘积或求和,得到两种浮选效率E,公式如下(10)、(11);
上述两种计算方法得到的浮选效率E%正相关,因此,采用EC%和ET%的乘积,即公式(10)作为浮选的总效率,该总效率包括了产品中的错配情况,即既考虑了精煤中的污染也考虑到了尾矿中的损失;公式(10)和(11)的本质是一样的,反应了一定操作参数下,浮选入料中精煤质量的浮选综合分选效率;
公式中;
YC,浮选精煤的实际产率,%;
YC,T,浮选精煤的理论产率,%,为浮选入料灰分组成中小于对应精煤灰分的基元灰分部分的含量;
YT,浮选尾矿的实际产率,%;
YT,T,浮选尾矿的理论产率,%,为浮选入料灰分组成中大于对应精煤灰分的基元灰分部分的含量;
Ec,浮选精煤正配效率,%,即浮选精煤灰分组成中小于基元灰分部分的产率与精煤理论产率之比的百分数;
ET,浮选尾矿正配效率,%,即尾矿灰分组成中大于基元灰分部分的产率与尾矿理论产率之比的百分数;
MC,浮选精煤中的错配物含量,也即浮选精煤中的污染物含量,是浮选精煤灰分组成中大于基元灰分部分占入料的百分数,%;
MT,浮选尾矿中错配物含量,也即浮选尾矿中的精煤损失含量,是浮选尾矿灰分组成中小于基元灰分部分占入料的百分数,%;
公式(10)(11)两个的结果在多个现场浮选效果评价时得到的对应关系曲线,和的效率与乘积效率一一对应,为线性关系,相关系数的平方接近1;可以看出,公式(10)书写更简单、明了,因此推荐浮选精煤正配效率EC与浮选尾矿正配效率ET之积作为浮选效率,其物理意义在于:
完全分选时,MC=0,MT=0,YC=YC,T,YT=YT,T,EC=100,ET=100,E=100;
完全没有分选时,可以看作浮选入料全部进入了尾矿,YC=0,YT=100;MC=0,MT=YC,T,YT,T=100-YC,T;EC=0,ET=100,E=0。
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