粗煤泥分选新工艺的试验研究

发布于:2021-06-20 14:11:33

第 5期 2009年 10月

选煤技术 COAL PR EPARAT ION TECHNOLOGY

No 5 O ct 2009

文章编号: 1001- 3571 ( 2009) 05- 0020- 04
粗煤泥分选新工艺的试验研究

金 雷 1, 付晓恒1, 杨毛生2, 刘长跃 1 ( 1 中国矿业大学 ( 北京 ) 化学与环境工程学院, 北京 100083;
2 山西汾西矿业集团 新阳矿选煤厂, 山西 吕梁 032306)

摘要: 提出了一种新的粗煤泥的分选方法, 即首先把粗煤泥粉碎到普通的泡沫浮选能够获得精度

分选的粒级, 然后采用泡沫浮选进行分选。磨煤试验和显微镜分析表明: 粗煤泥经过粉碎后, 其

中的无机矿物得到了一定程度的解离, 有利于提高精煤的产率。粗煤泥经磨碎至 d50 为 82 57 m

后, 采用普通的泡沫浮选, 可使浮选精煤产率达到 70 00% 以上, 而精煤灰分低于 11 00% 。与

目前采用的重选方法处理粗煤泥的工艺相比, 该工艺分选效果有了显著的提高。

关键词: 粗煤泥; 分选; 磨矿; 解离; 浮选

中图书分类号: TD94

文献标识码: A

粗煤泥是指粒度接*于煤泥, 通常在 0 5 ( 0 3) mm 以上, 不宜采用浮选处理的细粒煤, 粒 度上限约在 2mm 左右 [ 1] 。因为粗煤泥这种特殊的 粒度范围, 因而在重选和浮选中都难以获得高精度 的分选 [ 2~ 4] 。尤其是在炼焦煤选煤厂中, 由于粗煤 泥的灰分高于总精煤的灰分, 难以作为合格精煤产 品销售, 因而浪费了炼焦煤资源, 从而影响了选煤 厂的经济效益。

收稿日期: 2009 - 04- 28

作者简介: 金 雷 ( 1965- ), 男, 北京人, 工 程师, 1987年 毕业

于北京钢铁 学院 选矿 工程专 业, 现 就职于 中国 矿业 大学 (北 京 )

化学与环境工程学院, 主要从事矿物加工和相关专业的教学及科研

工作, E - ma i:l jin le i0806 @ s ina com, 联 系 电 话:

( 010 )

62331238, 13901212570。

在加药顺序上, 因为细泥表面带有负电, 颗粒 之间存在静电斥力, 故应先加凝聚剂以中和其表面 负电荷, 降低 - 电位, 使颗粒与颗粒之间可以相 互靠*; 之后, 再加入絮凝剂, 使其分子结构中的 活性基团与颗粒发生作用, 形成絮团, 加快沉降速 度, 并且可使生成的固体沉淀物相对比较密实, 对 后续处理有利。所以, 针对东河矿选煤厂煤泥水体 系应先加凝聚剂, 后加絮凝剂。
3 结论
通过对东河矿选煤厂煤泥水性质的测定, 有针 对性地选用几种常用药剂进行用量的选择与药剂的 组合试验, 可得到以下结论:

1 粗煤泥分选现状
目前, 国内外都在积极开发粗煤泥的分选工艺 和设备, 比 如 煤 泥 重 介 质旋 流 器、水 介 质 旋 流 器 [ 5, 6] 、螺旋分选机 [ 7] 、干扰床和摇 床等。但 是, 这些设备都没有得到广泛应用。
煤泥重介质旋流器对粗煤泥 有一定的分选效 果, 但其不足之处在于: 生产中需要一套单独的介 质净化系统, 系统复杂, 调节困难, 密度波动大; 而且, 在运行中会产生大量煤泥; 此外, 煤泥重介 质旋流器运行需使用微细粒加重质, 这不仅会增加 介质费用, 也增加了介质回收难度, 导致介质消耗 增高, 生产成本增大 [ 8] 。
水介质旋流器分选粗煤泥, 虽然工艺简单, 生产成本低, 单台处理量大, 但它的分选 精度远
( 1) 高泥化煤泥水固体物沉 降速度较低的主 要原因为悬浮固体颗粒粒度小及颗粒表面带有大量 负电荷。
( 2) 单独使用絮凝剂, 对高灰细泥的 絮凝作 用较差, 澄清液残余浓度高; 单独使用凝聚剂时, 颗粒沉降速度缓慢。絮凝剂与凝聚剂的单独使用均 达不到良好的沉降效果。
( 3) 两者配合使用, 加药顺序为先加凝聚剂, 后加絮凝剂。当凝聚剂用量为 240g /m3、絮凝剂用 量为 10g /m3 时, 在保证颗粒有较快沉降速度的同 时, 还能够得到浓度低于 0 1 g /L 的澄清液, 处理 效果完全可以满足工业生产的要求。

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第 5期

金 雷等: 粗煤泥分选新工艺的试验研究

2009年 10月 25日

不如重介质旋流器, 分选下限高, 而且溢流若不 经脱泥处理则无法达到精煤灰分要求。

2 煤样与试验

螺旋分选机分选粗煤泥本身不需动力, 无运动 2 1 煤样

部件, 是一种简易有效的粗煤泥分选设备, 入料粒

该粗煤泥煤样采自某一炼焦煤选煤厂, 该厂工

度 范 围 是 3 0 ~ 0 25mm 左 右, 但 其 分 选 密 度 高 [ 2, 9] , 比较适用于动力煤的排矸, 不适合炼焦煤

艺是全重介 - 浮选流程。试验煤样为该厂重介选前 脱泥筛筛下水经过旋流器和粗煤泥回收筛回收的粗

的精选。

煤泥。在该选煤厂中, 回收的这部分粗煤泥是掺入

干扰床 ( TBS) 分选粗煤泥采用的是干扰沉降 原理, 它利用上升水流的作用使物料流态化, 从而 实现入*疵芏冉蟹植 [ 10] 。但是, 粒群的干扰

中煤作为动力煤销售, 粒度分析表明, 其粒度上限 为 3 0mm, 粒度分布如表 1所示。
表 1 粗煤泥的粒度分布

沉降末速不仅与颗粒的密度有关, 还取决于颗粒的 粒度, 因而导致粒群难以达到按密度精确分层。因 此, 干扰床入料范围较窄, 入料的粒度上下限之比 以 4为宜 [ 1 ] 。为了使干扰床能有效工作, 必须使干 扰床层悬浮液的*均相对密度保持稳定, 要求入料 悬浮液浓度以 40% ~ 60% 为宜, 而且用于分选细 粒煤时, 溢流产品一般还须经过脱泥才能达到灰分 要求。
水力旋流器加上粗煤泥回收筛回收粗煤泥, 不 经过分选直接掺入中煤作为动力煤销售, 这是目前 使用得比较多的粗煤泥处理方法, 但是, 该方法没 有充分利用炼焦煤资 源, 造成了炼 焦煤资源的浪 费。
鉴于此, 文章提出了一种粗煤泥分选的新 工艺: 通过磨矿改变粗煤泥的粒度组成, 使经 过 粉碎的粗 煤泥 可 以通 过 普通 的 泡沫 浮 选 实现 分 选。

粒级 /mm 产率 /%

灰分 /%

筛上累计 产率 /% 灰分 /%

> 2 00 2 00~ 1 43 1 43~ 0 90 0 90~ 0 45 0 45~ 0 30 0 30~ 0 125 0 125~ 0 09
< 0 09

11 24 12 73 14 74 25 91
15 04 12 73 3 65
3 96 100 00

24 95 27 05 25 69 26 75
28 27 29 67 33 71
48 64 28 15

11 24 23 97 38 71 64 62 79 66 92 39 96 04 100 00

24 95 26 07 25 93 26 26 26 64 27 06 27 31 28 15

由表 1的粗煤泥的粒度分布可见, 各粒级的灰

分比较高且均匀, > 0 45mm 粒级占 64 62% , 这

部分粗煤泥如果直接给入浮选, 则浮选难以处理,

而这部分粗颗粒直接进入尾煤, 则会降低尾煤的灰

分, 造成资源浪费。

煤样粉碎前的密度组成见表 2。由该粗煤泥的

密度组成可见, 当精煤灰分要求为 10 33% 时, 其

理论产率可以达到 61 64% 。

表 2 粉碎前粗煤泥的浮沉试验结果

密度 / g cm - 3
< 1 20 1 20~ 1 30

产率 /%
3 51 21 79

灰分
A d /% 3 80 6 18

浮物累计 /%

Ad

3 51

3 80

25 30

5 85

沉物累计 /%

Ad

100

28 15

96 49

29 88

分选密度 0. 1含量

密度 /g cm - 3 产率 /%

1 20

25 30

1 30

41 15

1 30~ 1 40

19 36

8 73

44 66

7 10

74 70

36 80

1 40

32 42

1 40~ 1 50

13 06

15 02

57 72

8 89

55 34

46 61

1 50

16 98

1 50~ 1 60 1 60~ 1 70

3 92

31 53

61 64

10 33

42 28

56 37

1 60

3 71

36 79

65 35

11 83

38 36

58 91

1 70

7 63 9 05

1 70~ 1 80

5 34

40 65

70 69

14 01

34 65

61 28

1 80

34 65

> 1 80

29 31

62 25

10 0

28 15

29 31

62 25

合计

100 00 28 15

2 2 磨煤及其解离 磨矿浓度: 30% , 磨后 煤样粒度 上限要 求 <

可见, 当磨 矿时间 控制 在 20m in 时, d50 为 82 57 m, 粒度上限 基本控制在 < 0 5mm。这是基于两

0 5mm, 磨矿 时间设定 为: 20、 30、 40、 50、 60、 方面考虑: 一是这样的粒度范围可以在泡沫浮选过

90m in。 采用 M a lvern 激 光 粒 度 仪, 对 磨 矿 时 间 为
20m in煤样的粒度进行分析, 结果见表 3。由表 3

程中得到有效的分选, 二是尽量减少过度粉碎, 节 省能 耗、降 低药 剂 耗量 和 减 小浮 选 精 煤脱 水 负 荷 [ 11] 。

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选煤技术

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表 3 磨矿 20m in对应的粒度分布

粒级 /mm

产率 /%

累 计产率 /%

0 500~ 0 332

6 58

6 58

0 332~ 0 224

10 20

16 78

0 224~ 0 151

12 80

29 58

0 151~ 0 083

20 67

50 52

0 083~ 0 045

15 89

66 14

0 045~ 0 021

14 66

80 80

< 0 021

19 20

100 00

合计

100 00

为了考察粗煤泥粉碎后密度组成的变化, 也即 无机矿物的解离情况, 用磨矿时间 20m in的煤样做 小浮沉试验, 结果见表 4。
由表 4可见, 磨矿 20m in后, 粗煤泥不仅粒度 组成发生了变化, 而且密度组成也发生了变化, 煤 颗粒中的无机矿物得到了一定的解离。对照表 2和 表 4可见, 磨矿前精煤灰分 10 33% 对应的精煤理 论产率为 61 64% , 磨矿后精煤灰分 10 43% 对应 的精煤理论产率达到 65 99% 。在精煤灰分接*的 情况下, 精煤理论产率增加了 4 35个百分点。

表 4 磨矿时间 20m in对应的粗煤泥浮沉试验结果

密度 / g cm - 3
< 1 20 1 20~ 1 30 1 30~ 1 40 1 40~ 1 50

产率
/% 3 78 23 14 22 82 11 76

灰分 A d /%
3 71 6 10 8 98 15 21

浮物累计 /%

3 78

Ad 3 71

26 92

5 76

49 74

7 24

61 50

8 76

沉物累计 /%

100 00

Ad 28 16

96 22

29 59

73 08

37 03

50 26

49 77

分选密度 0. 1含量 密度 /g cm - 3 产率 /%

1 20

26 92

1 30

45 96

1 40

34 58

1 50

16 25

1 50~ 1 60 1 60~ 1 70

4 49

33 18

65 99

10 43

38 50

60 32

1 60

8 65

4 16

38 79

70 15

12 11

34 01

63 91

1 70

10 30

1 70~ 1 80

6 14

45 65

76 29

14 81

29 85

67 41

1 80

29 85

> 1 80 合计

23 71 100 00

71 12 28 16

100 00

28 16

23 71

71 12

通过莱兹偏反光光学显微镜观察 [ 12 ] , 也证实 了粗煤泥经过磨矿后无机矿物的解离情况。图 1和 图 2分别表示了粗煤泥粉碎前后嵌布于煤粒中的无 机矿物石英和粘土的解离情况。

由图 1和图 2可见: 煤 ( 为白色或灰白色 ) 中无 机矿物主要成分是黏土 ( 灰色细粒状 )、石英 ( 深灰 色颗粒状 ) 和方解石等, 其中以粘土矿物为主, 石英 和方解石次之。在有机组分中, 多呈分散状或条带 状、凸镜状聚集体存在, 也可见充填有机组分胞腔存 在。图 1表示了粉碎前无机矿物粘土、石英与有机 物连生情况, 图 2表示了粉碎后无机矿物粘土、石英 从有机物中的 解离情况。无 机矿物的粒度 都比较 细, 尤其是粘土矿物, 一般都在 3 m 以下。
根据有关资料, 如果分选超净煤, 要使无机矿 物得到比较好的解离, 需要把粗煤泥粉碎到很细, 对于通常的煤样, 一般都要粉碎到 10 m 以下 [ 13] , 但考虑到粉碎成 本 [ 14] 和泡沫浮选的分选下 限 [ 11] , 此处仅需要把 粗煤泥 粉碎 到刚 好 < 0 5mm 即 可, 此时无机矿物可以获得部分解离。
由粉碎前后粗煤泥样和漆片制备成镜下磨片, 经抛光后, 在光学显微镜下观测磨片中无机矿物的 嵌布状态并测出其点数含量, 得到如表 5所示的粗 煤泥粉碎前后无机矿物解离的统计数据。由表 5可 见, 有机 单 体在 煤 粒中 所 占 的比 例 由 粉碎 前 的 23 3% 增加到 53 8% , 有机 连粘土的比例 由粉碎 前的 63 4% 下降到 30 5% 。可见, 粗煤泥粉碎后 无机矿物获得了一定程度的解离, 为精煤灰分的降

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第 5期

金 雷等: 粗煤泥分选新工艺的试验研究

2009年 10月 25日

低和精煤产率的增加提供了先决条件。
表 5 粗煤泥磨前、磨后 (磨矿 20m in) 煤中 无机矿物类型统计

成分
有机单体 有机连粘土 有机连黄铁矿 有机连方解石 有机连石英
粘土 黄铁矿 方解石 石英 总计

磨前

点数 含量 /%

94

23 3

25 6

63 4

-

-

1

03

10

25

24

59

3

07

3

07

13

32

40 4

100

磨后

点数 含量 /%

288

53 8

163

30 5

2

04

1

02

43

80

21

39

1

02

-

-

16

30

535

1 00

2 3 分选试验 选取磨煤 20m in 的粗煤泥煤样, 使用 XFD -
1 0浮选机, 在不同捕收剂用量下进行了浮选分选 试验, 结果见表 6。试验矿浆浓度 100g /L , 起泡 剂用量为吨煤 64g。
表 6 磨煤 20m in粗煤泥煤样的浮选结果

吨煤捕收剂 用量 /kg 0 83 1 04 1 14 1 24

精煤 产率 /% 灰分 /%
70 26 10 23 73 36 10 47 74 28 10 52 74 31 10 68

尾煤 产率 /% 灰分 /%
29 74 70 54 26 84 76 26 25 72 79 10 25 69 78 68

粗煤泥经过粉碎后, 粒度分布 ( 45~ 300 m 约占 60% ) 适合浮选入料要求; 同时, 由于煤粒 中有机矿物、无机矿物得到了进一步的解离, 新鲜 界面增多, 使煤粒的疏水性得到了提高, 改善了浮 选条件 [ 15] 。

由浮选试验结果 ( 表 6) 可见, 捕收剂用量在 吨煤 0 83~ 1 24kg 时, 精煤灰分最高为 10 68% , 精煤产率达到 74 31% 。如果采用重选方法, 当灰 分达到 10 68% 时, 通过表 2绘制的可选性曲线可 以查得对应的理论精煤产率仅为 62 88% 。同比, 精煤产率提高了 11 43百分点, 效果十分显著。

3 结论

( 1) 文章提出了一种分选粗煤泥的新工艺, 即 把粗煤泥粉碎后再采用浮选分选。该工艺为炼焦煤 选煤厂粗煤泥的分选提供了一条新的途径。
( 2) 粗煤泥粉碎 后, 无机矿物 在粉碎过程中 得到了一定程度的解离, 由粉碎前后的浮沉试验资 料可知, 磨矿前精煤灰分 10 33% 对应的精煤理论

产率为 61 64% , 磨矿后精煤灰分 10 43% 对应的 精煤理论产率达到 65 99% , 在精煤灰分接*的情 况下, 精煤理论产率增加了 4 35个百分点。
( 3) 粗煤泥粉碎后, 使 粒度组成满足 了浮选 的要求, 发挥了泡沫浮选分选精度高的优势, 提高 了精煤产率, 降低了精煤灰 分, 当捕收剂 用量在 0 83~ 1 24kg 时, 精煤灰分均低于 11% , 精煤产 率均在 70% 以上, 可使粗煤泥的 分选效果得到显 著的改善。
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Study on Settlem ent Feature of H igh- arg illitization Coal Slurry in Donghe Colliery Coal P reparation P lant ………… ………………………………………………………………………………………… W ang L icheng et al ( 17)
An Expermi enta l Study on New T echnology for Separat ing Coarse Coa l Slmi e …………………… Jin Lei et al ( 20)
Abstrac:t Presents a new m ethod for separating coarse coal slmi e, that firstly coarse coa l slmi e to the size fraction that
can be sharply separated by fro th flotat ion, and then separated by flotation. Grinding test and m icro- ana lysis shows that
the inorganic m inera l w as liberated after the coarse coal slmi e crushed w itch facilitating increase yield of clean coa.l
W hen the coarse slmi e crushed to d50 , that is 82 57 m, the clean coal yield great than 70 00% but ash content o f
clean coal less than 11 00% w ith separated by traditional flotation process. The separat ion efficiency increased m arked ly
by th is process compared w ith separating coarse coa l slmi e by grav ity separation m ethod.
Key w ords: coarse coa l slmi e; separat ion; grinding; liberation; flotation
Research on Corrosion Inhib ition Behav ior of Po lyaspartic Ac id, Sodium L ignoslfonate and The irM ixtures in W ater System o f Coal Separation …………………………………………………………………………… L iu X in et al ( 24)
Techno logy and Experiences
Application o f FCSMC- 300 Vortex- static M icro- bubble F lotation Co lumn in No 2 Branch of T aix i Coal Preparation P lant……………………………………………………………………………………………… W ei Y inghua ( 28) Application o fW JG Rotary W ing Dryer in Yue liangtian Colliery Coal Preparation P lant ……… Fu Juqiang et al ( 30) Design and Application o f New Device forM edium Density Contro l and D iv iding ……… Zhang H ongquan et al ( 33) Enhance Process and Technology M anagem ent to Low er M edium Consumption ……………… Zhang Z iying et al ( 35) Research and Application of New Type Bu- E9801 Collector in Dawukou Coa l P reparation P lant ……………………
……………………………………………………………………………………………… Gao Yan et al ( 38) Techn ical Renovation of Coal S lmi e System in L iyazhuang Coa l P reparat ion P lant ……………… Duan Fushan ( 40)
Study on M easures Solv ing the P rob lem o f Reject H oled into Clean Coal of Dense M edium Cyclone Separat ion in YongChuan Coal Preparation P lant ……………………………………………………………………… Le i Benm in ( 42) Ana lysis o f Resu lt of Saving Em ulsified Co llector in Coal Preparation P lant ……………… W ang Jianping et al ( 44) Research on M ount ing Position of Belt Driv ing Dev ice of C ircular V ibrating Screen……………… Guo da i et al ( 46) Techn ical Renovation of PETERS DenseM edium D rag Separator ………………………………… Guo Jianping ( 48)
Issue D iscussion
Study on Renovation o fW ater and Slmi e System in L iuhuanggou Coal Preparation P lant …… Zhang Changm ing ( 51) Research on Separation T echno logy for D ifficult- to- flotat ion Coal ……………………………… X ing Yufeng ( 53)
Automa tion o f Coa l Preparation
Research on Optmi izing A lgorithm for Nonlinear Optmi izationM odel for Blending Pow er Coal ……………………… …………………………………………………………………………………………… Zhang H ai et al ( 57)
Research on Rem ote M onitoring and Contro l System for Preparing CoalW aterM ix ture Based on UDP ……………… ………………………………………………………………………………………… T ang X iao jiao et al ( 61)
Application o f Autom atic Reagent Feeding System in Gaozhuang Coal P reparation P lant …… Xing Y anhui et al ( 64)
Genera l
Research on Som e Coarse Coal Slmi e Separation Equipm ent ………………………………… T ang L iying et al ( 67)
Production management
Research on Coal Preparation P lant Specialized M anagem ent ……………………………………… Chen Yaw ei ( 70)
Monograph ic Study
A Large- scale Coal Quality and P reparat ion Computer Com prehensive M anagem ent System for Coa lM in ing D istrict ( Part 3) Study on Optmi ization A lgorithm of Gravity Separat ion Product Structure ……… W ang Zhangguo et al ( 72)
Abstrac:t In the light of the comp lex questions about opt mi ization of gravity separat ion product structure, the paper se-
lected four representat ively questions from smi ple to com plex for research one. In order to establish m athem atic model
easily, the four quest ions are analyzed and smi plified under the necessary conditions o f havem ake hypothesis and restric-
t ion. A ccord ing to the d ifferent o f optmi ization goal and constraint condition, the paper makes formula derivation and
m odel bu ilding separate ly for the questions, and finally gives out prelmi inary solving m ethods.
Key w ords: grav ity separation; product structure; optmi ization; PSO


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