浮选精煤中杂质矿物含量变化规律研究

郭明明，董宪姝，乌鹏飞

（太原理工大学矿业工程学院，山西太原030024）

浮选精煤中杂质矿物含量变化规律研究

郭明明，董宪姝，乌鹏飞

（太原理工大学矿业工程学院，山西太原030024）

为研究煤泥浮选时精煤中杂质矿物含量在不同粒度随浮选时间的变化规律，本文选取平朔3#弱粘煤（-0.5mm）作为试样，用X射线荧光光谱分析煤样中主要氧化物质为Al2O3、SiO2及CaCO3，用X射线衍射仪对各粒级入料煤样及精煤中不同浮选时间的4种产品的杂质矿物分别进行了定性及RIR定量分析，并根据烧灰前后发生的化学变化及质量守恒定律计算烧灰前矿物实际含量。结果表明：平朔3#弱粘煤（-0.5mm）煤样中矿物质主要由高岭石、方解石及石英3种组成，其中0.125～0.074mm、0.250～0.125mm、0.500～0.250mm粒度级中高岭石含量均在70%以上，且该煤样中高岭石含量随粒度的增大而增加，石英、方解石含量则随粒度的增大而减少。在有效浮选3分钟内，随着浮选时间增加，粒度级为0.500～0.250mm、0.250～0.125mm时矿物质含量变化规律相似，即高岭石、方解石的含量均为先减小后增大，石英含量则先增大后减小。粒度级为0.125～0.074mm、-0.074mm时，高岭石含量先增大后减小，石英、方解石含量则没有明显变化规律。

浮选试验；杂质矿物；粒级；XRF；XRD

煤炭在我国的一次能源结构中约占70%［1］，随着机械化开采程度的提高，入洗原煤中煤泥含量越来越高。浮选作为精选细粒煤的最常用方法，在选煤中所占比例呈增大趋势［2-4］。煤泥浮选是基于煤与矸石表面润湿性的差异实现的，煤中的高岭石、方解石及石英等矿物具有较强的亲水性，煤泥中杂质矿物的组成、种类及其含量对煤的表面疏水性有直接的影响［5-8］。国内对精煤中矿物含量随浮选时

间变化情况的相关研究。本文通过XRD对平朔3#弱粘煤原煤样各粒级及精煤中不同浮选时间的4种产品中的矿物进行了定性、定量分析，通过灰分测定结果与原煤样所含矿物含量之间的关系，计算原煤样中各矿物的实际含量，在此基础上对原煤样各粒级浮选时精煤中杂质矿物含量随浮选时间的变化规律进行研究，探讨粒级物料与不同浮选速率条件的杂质矿物关系。

1 实 验

1.1 煤样分析

试验用煤样选取平朔3#弱粘煤（-0.5mm），将其记为PS3#，煤样按照GBT212-2008《煤的工业分析》进行工业分析。煤样按照GB/T 477—2008《煤炭筛分试验方法》中的规定，采用0.500mm，0.250mm，0.125mm，0.074mm的标准套筛对PS3#（-0.5mm）进行小筛分试验。采用X射线荧光光谱分析仪荷兰帕纳克Epsilon1对原煤及各粒级煤样中氧化物含量进行了测定。

1.2 浮选试验

选用1.5L的XFD型单槽浮选机，叶轮转速定为1800r/min，充气量为0.15m3/h，浮选矿浆质量浓度为100g/L，捕收剂煤油（试验级）用量为1000g/t，起泡剂仲辛醇（试验级）用量为200 gt。试验操作按照选煤实验室单元浮选试验方法GB4757-2013标准进行，矿浆搅拌时间为2min，捕收剂煤油调浆时间为1min，起泡剂仲辛醇调浆时间为10s，浮选阶段分为Ⅰ（0～0.5min）、Ⅱ（0.5～1.0 min）、Ⅲ（1.0～2.0 min）、Ⅳ（2.0～3.0 min），依次得到5个产品，分别为精煤1、精煤2、精煤3、精煤4和尾煤。浮选结束后，将各产品过滤、烘干后称重，烧灰，并计算矿物的产率以及灰分。

1.3 煤样表征

利用日本理学MiniFlex600型X射线衍射仪对PS3#原煤样各粒级及各粒级浮选产品中的无机矿物进行定性、定量分析，扫描方式采用θ-2θ连续扫描，衍射条件为Cu靶Kα辐射，管电压40k V，管电流15m A，衍射角度为5～85°，扫描速度为8°/min，采样步宽取0.02°。根据煤中主要矿物的PDF卡片标准数据对图谱进行标记，其中各物的形态归属是依据国际性组织“粉末衍射联合会”（JCPDS）所属的国际中心（ICDD）提供的各种纯物的标准衍射数据。

1.4 原煤样中矿物含量计算

假设原煤样中矿物总量为t，则各矿物实际含量分别为x1t、x2t、x3t、x4t…（x1、x2、x3、x4……分别为原煤样中各矿物质百分含量，该值依据XRD中 RIR法得到，且x1+x2+x3+x4+……=100%）。煤在灰化过程中发生的化学反应主要见式（1）～（3）。

高岭石：

方解石：

对于（3）式而言，反应中没有挥发分产生，原煤中检测到的P2O5固体在815℃高温下升华为气体，同时，SO4固体转变成SO2气本。当原煤样矿物质中主要为高岭石、方解石、石英时，对于（1）、（2）式依据质量守恒定律可以得到式（4）。

式中：x1、x2、x3分别为原煤样中高岭石、石英、方解石占矿物总含量的比例，A为精煤灰分，均是准确通过取1.0000g煤样进行烧灰后所得。将x1、x2、x3的数值代入方程，即可求得t，然后依次求得原煤样中高岭石、石英、方解石的实际含量。

2 结果与讨论

2.1 煤样分析

选取PS3#煤样作为浮选入料，其工业分析和粒度组成分析结果见表1、表2。

由表1工业分析试验数据可知PS3#煤样灰分为39.38%，属于中高灰煤；挥发分为23.68%，属于中等挥发分烟煤；固定碳含量为34.08%，为特低固定碳煤。

表1 PS3#（-0.5mm）煤样的工业分析

表2 PS3#（-0.5mm）粒度组成分析

由表2可知，PS3#煤样（-0.5mm）中-0.074mm粒级产率为25.09%，灰分为43.47%，0.250～0.074mm范围内颗粒约占30.44%。

从图1可以看出PS3#各粒级煤样在浮选时间

3分钟内，入料粒度为0.250～0.125mm与0.125～0.074mm的煤样的浮选可燃体回收率比入料粒度为0.500～0.250mm、-0.074mm的浮选可燃体回收率高，可见有效浮选粒度为0.250～0.074mm，并且各粒度级煤样的浮选可燃体回收率在3min后基本保持不变。

从表3～7中，可以得知PS3#原煤及各粒级煤样中Al2O3、SiO2及CaCO3三者含量总和分别为82.471%（-0.500mm）、79.826%（0.500～0.250mm）、79.811%（0.250～0.125mm）、81.211%（0.125～0.074mm）、81.238%（-0.074mm）。

图1 可燃体回收率与浮选累积时间之间的关系

表3 PS3#原煤（-0.500mm）XRF分析结果

表4 PS3#煤样（0.500～0.250mm）XRF分析结果

表5 PS3#煤样（0.250～0.125mm）XRF分析结果

表6 PS3#煤样（0.125～0.074mm）XRF分析结果

表7 PS3#煤样（-0.074mm）XRF分析结果

2.2 煤样表征

2.2.1 PS3#原煤样各粒级矿物组成特征

为分析PS3#原煤样各粒级中矿物质的组成，采用X射线衍射仪对粒度级分别为0.500～0.250mm、0.250～0.125mm、0.125～0.074mm、-0.074mm的煤样进行了XRD物相分析［9］，将各粒度级煤样的XRD图谱与PDF卡片中的各矿物的纯物质的标准衍射数据进行比对，结果见图2，从图中可得出各粒级煤样中包含的无机物质分别为高岭石、方解石、石英［10-12］。

从表8可知，PS3#中高岭石含量从-0.074mm时的29.0%增加至0.500～0.250mm时的81.0%，石英、方解石的百分含量则分别从-0.074mm时的58.6%、12.4%减小至0.500～0.250mm时的18.3%、0.7%。从表中可以看出粒度级为-0.074mm时石英百分含量高达58.6%，这与-0.074mm时原煤样灰分为43.47%的结果吻合，因为石英在灰化的前后含量维持不变，而高岭石灰化后则有15.65%的水分损失，方解石灰化后则有高达44%的CO2生成。

图2 X射线衍射仪物相定性分析结果

表8 各粒度级煤样中主要矿物含量

2.2.2 浮选精煤中矿物质的变化规律

为了探索PS3#在不同入料粒度下精煤中3种矿物质（高岭石、方解石及石英）含量随浮选时间的变化情况，对各粒级浮选精煤中的矿物质进行了XRD定性、RIR定量分析，结合方程（1）求得实际矿物含量，结果见图3。

针对PS3#煤样（-0.5mm）煤泥浮选，在3min中内，随着刮泡时间的增加，对于入料粒度级为

0.500～0.250mm、0.250～0.125mm时，高岭石含量分别从0.5min时的0.1156g、0.1638g减小到0.0698g、0.0985g后增加到3.0min时的0.1728g、0.2086g，方解石含量分别从0.5min时的0.0128g、0.0198g增大到0.0493g、0.0601g后减小到3.0min时的0.0098g、0.0402g，而石英含量则从0.5min时的0.0128g、0.0198g增大到0.0493g、0.0601g后减小到3.0min时的0.0098g、0.0290g，。可能原因分析：在浮选起始阶段，矿浆中捕收剂浓度虽然最大，但不是改善煤表面疏水性的最佳浓度，随着刮泡的继续进行，捕收剂浓度有所降低，但这时可能为最适宜浓度，可以最大程度地提高煤的表面疏水性，从而使煤与气泡大量结合，更多的精煤被刮出，高岭石、方解石尽可能多地留在了尾煤中，随后捕收剂浓度进一步降低，煤表面疏水性的改善程度逐渐减弱，这时黏土类矿物高岭石在浮选中可能易造成细泥夹带，亲水性矿物方解石附着在煤表面，增加了浮选分离的难度［4］，两者被夹带的含量不断增大。对于入料粒度级为0.125～0.074mm、-0.074mm时，高岭石含量分别从0.5min时的0.1989g、0.2469g增大到2.0min时的0.2307g、0.2809g后减小到0.1145g、0.2523g，可能原因是随着捕收剂浓度逐渐降低，高岭石随着气泡被夹带出，在Ⅳ（2.0～3.0min）时尽管捕收剂浓度已经很低但起泡剂浓度也减小到不足以夹带更多高岭石浮出［7］。

图3 精煤中杂质矿物含量与浮选时间的关系

3 结 论

1）平朔3#弱粘煤及各粒级煤样中主要氧化物为Al2O3、SiO2及石灰岩，通过XRD定性分析，结果显示煤样中主要含有高岭石，方解石和石英三种无机矿物质，高岭石主要集中在粒度0.500～0.074mm的煤样中，含量高达70%以上，而粒度级为0～0.074mm的煤样中石英含量则最多，高达58.6%。

2）推导出一种计算原煤样中各矿物实际含量的方法，即在RIR定量分析的基础上，依据烧灰前后发生的化学变化及质量守恒定律得出方程等式，见式（4）。

3）在浮选时间0～3.0min内，对于浮选入料粒度级为0.500～0.250mm、0.250～0.125mm时高岭石含量随着刮泡时间的增加先减小后增大，方解石含量则先增大后减小，而石英含量没有明显的变化规律。对于浮选入料粒度级为0.125～0.074mm、-0.074mm时，高岭石含量随着刮泡时间的增加先增大后减小。随着刮泡的进行，矿浆中捕收剂及起泡剂用量的合理调节是控制精煤中矿物质含量的关键因素。

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Study on rule changing of entrainment of mineral content in clean coal with the flotation time

GUO Ming-ming，DONG Xian-shu，WU Peng-fei
（College of Mining Engineering，Taiyuan University of Technology，Taiyuan 030024，China）

In this paper，the authors use the Pingshuo3#weakly caking coal（-0.5 mm）as experimental coal sample，which study the change rule of minerals content from clean coal with the flotation accumulation time under the condition of different flotation particles.The analysis of XRF indicats main oxides in coal consists of Al2O3，SiO2and CaCO3.The qualitative and quantitative analysis on minerals in the coal sample of grain sizes and all clean coals from flotation speed test were done with XRD.The results show that the main minerals in the coal samples of grain sizes are kaolinite，calcite and quartz and the content of kaolinite raised with the increase of particle size，however，the content of quartz and calcite lessened with the increase of particle size.The contents of kaolinite have the similar change rule that they raised and then lessened with the flotation time when the grain sizes were 0.500～0.250mm and 0.125～0.074mm，however，the content of kaolinite lessened and then raised with the flotation time when the grain sizes were 0.250～0.125mm and-0.074mm.

flotation experiment；entrainment of mineral；grain sizes；XRF；XRD

TD925

A

1004-4051（2016）09-0123-04

2016-01-20

山西省自然科学基金项目“粘性煤泥多场耦合脱水的粒群运动模拟及水分迁移规律研究”资助（编号：201601D101056）；山西省社发攻关项目“煤泥处理成套工艺、技术和关键设备研究与应用”资助（编号：20130313001-2）

郭明明（1989-），硕士研究生，主要从事煤炭浮选药剂方面的研究。E-mail：791825715@qq.com。

董宪姝（1964-），教授，博导，研究方向为煤炭高效分选提质工艺与设备及应用化学。E-mail：dxshu520@163.com。