CN101869877A

CN101869877A - 一种煤矸石的分选工艺

Info

Publication number: CN101869877A
Application number: CN201010195059A
Authority: CN
Inventors: 何青松; 唐联松; 杨江清; 罗骏; 李善业
Original assignee: NANTONG COAL SEPARATING PLANT OF CHONGQING NANTONG MINE CO Ltd
Current assignee: NANTONG COAL SEPARATING PLANT OF CHONGQING NANTONG MINE CO Ltd
Priority date: 2010-06-09
Filing date: 2010-06-09
Publication date: 2010-10-27
Anticipated expiration: 2030-06-09
Also published as: CN101869877B

Abstract

一种煤矸石的分选工艺，包括将煤矸石破碎、分级磨碎进入选硫分选系统等步骤分离煤矸石，其特征在于：所述选硫分选系统是包括采用旋流器分选步骤分离煤矸石；所述旋流器的锥角为70度～90度。通过本发明工艺生产的硫精矿产品为：4～0mm，硫分≥28.40％，主要用于化工厂；生产的沸腾煤灰分可小于70％，硫分小于4.0％，主要供电厂(与重介系统排出的电煤及煤泥合并)，系统全硫回收率≥70％；生产的高岭土粗矿灰分大于80％，可以作为生产氧化铝、硫酸铝或碱式氯化铝的原料；上述以质量百分数计。

Description

一种煤矸石的分选工艺

技术领域

本发明涉及一种煤矸石的分选工艺，具体涉及一种旋流器分选煤矸石的工艺。

背景技术

煤矸石是一种煤矿分选加工后的副产品，由于其含硫量高而不能直接作为燃料使用，因此要对其进行再次加工利用后综合利用。目前煤矸石的分选系统大都用梯跳、摇床或螺旋分选机为主的分选工艺从而将煤矸石分选成沸腾煤、硫精矿等产品，上述的处理工艺存在处理量小、分选精度差，尤其分选细颗粒(小于1mm)时，细颗粒煤矸石易混入沸腾煤中引起沸腾煤含硫量高。对于摇床选硫工艺，其工艺流程是：洗煤矸石经破碎机破碎后，由分级筛进行分级，大于4mm的矸石进入棒磨机磨碎至4mm以下，随同筛下小于4mm的矸石进入选硫分选系统，是由主、再选摇床将物料分选成硫精矿产品和轻产物，硫精矿经产品仓进一步脱水后外销，轻产物经筛子脱水后与电煤产品一同销售，轻产物筛下水经浓缩旋流器浓缩后入扫选摇床再选，进一步降低轻产物的硫分。

该工艺存在以下主要问题：

(1)、处理能力低，占地面积大。由于单台设备处理量太低，摇床单位面积处理能力只有0.3-0.5t/h.m²，造成使用设备多，占地面积太大。

(2)、摇床对粒度范围较宽的物料分选时分选效果差。特别是为了保证粗粒度分选，细粒度很容易直接进入沸腾煤中，造成沸腾煤硫分高，给电厂的脱硫系统运行控制SO₂的排放造成很大的困难(根据目前低热值煤电厂炉内固硫及烟气脱硫设施运行情况，要求燃料硫分要小于4.5％)。

其尾砂(沸腾煤)粒度组成见表1

表1 尾砂粒度组成表

因此探索新的选硫工艺，在基本不增加厂房面积的情况下实现煤矸石的全部加工并实现高效分选、充分降低沸腾煤的硫分已成为选硫工艺改进的必然方向。

发明内容

本发明的目的在于提供一种煤矸石的分选工艺，具体是提供一种以自生重介质旋流器为核心分选设备分选煤矸石的工艺，该分选工艺分选精度高、占地面积小。旋流器在选煤工艺中也用到过，如唐山天雄科技有限公司生产的选煤旋流器，但将旋流器用于煤矸石的分选工艺中还没有公开报道过。

本发明目的是这样实现的：

一种煤矸石的分选工艺，是包括将煤矸石破碎、分级磨碎进入选硫分选系统等步骤分离煤矸石，其特征在于：所述选硫分选系统是包括采用旋流器分选步骤分离煤矸石；所述旋流器的锥角为70度～90度。

上述旋流器锥角的锥比为0.6～0.9∶1。

上述旋流器的进料密度控制在1.60kg/l以上，优选进料密度为1.60kg/l～1.70kg/l；压力在0.2～0.25Mpa之间。

上述旋流器的入料口直径优选为d_i＝0.2～0.3D，其溢流口直径d_o＝0.35～0.52D，其底流口直径d_o＝0.21～0.3D，圆柱体高度L＝1.3～1.6D，D代表旋流器的直径。

为了增加煤矸石的分选效率，采用上述旋流器进行至少一级以上的分选，每级分选是先采用主洗旋流器分选，再采用再洗旋流器分选。

上述采用旋流器分选优选为采用旋流器进行两级分选，具体是先用一段主洗旋流器分选、再采用一段再洗旋流器分选，然后采用二段主洗旋流器分选、最后用二段再洗旋流器分选。

上述主洗旋流器的锥角为70度～90度，锥角比为0.6～0.9∶1。

为了进一步增加分选效率，上述再洗旋流器为两级复锥结构，第一个锥角度数为100度～130度，第二个锥角度数为70度～90度，其锥角比为0.4～0.5∶1。

上述一段主洗旋流器的进料密度控制在1.60kg/l以上，优选进料密度为1.60kg/l～1.70kg/l；压力在0.2～0.25Mpa。

上述一段主洗旋流器的入料口直径优选为d_i＝0.2～0.3D，其溢流口直径优选为d_o＝0.35～0.52D，其底流口直径优选为d_o＝0.21～0.3D，圆柱体高度优选为L＝1.3～1.6D，D代表旋流器的直径。

一种煤矸石的分选工艺，具体地说，首先煤矸石经破碎机和棒磨机解离至8～0mm，经弧形筛脱水后，筛下物经浓缩旋流器1分级，其底流和弧形筛筛上物一起经泵输送到进料密度为1.60kg/l～1.70kg/l、压力在0.2～0.25Mpa、锥角为70度～90度、锥角比为0.6～0.9∶1的主洗旋流器，主洗旋流器的溢流经弧形筛和沸腾煤筛脱介后，筛上物作为沸腾煤，弧形筛下的合格悬浮液分流一部分和沸腾煤脱介筛下的悬浮液一起回到主介混料桶，另一部分和沸腾煤脱介筛下的稀介质以及浓缩旋流器1的溢流一起到浓缩分级旋流器2分级，主洗旋流器的底流进入第一个锥角度数为100度～130度、第二个锥角度数为70度～90度、其锥角比为0.4～0.5∶1的再洗旋流器分选；再洗旋流器底流经硫精砂脱介筛脱介后筛上物作为硫精矿，筛下物作为合格悬浮液流回到主介混料桶，溢流再进入棒磨机进一步磨碎解离到小于4mm后进入锥角为70度～90度、锥角比为0.6～0.9∶1的二段主洗旋流器，溢流进入沸腾煤弧形筛，底流进入第一个锥角度数为100度～130度、第二个锥角度数为70度～90度、其锥角比为0.4～0.5∶1的二段再洗旋流器，其底流进入硫精砂脱介筛，其溢流进入弧形筛和高岭土脱介筛，筛上物作为高岭土粗矿，弧形筛下和脱介筛下的大部分合格悬浮液到主介混料桶，一部分分流到硫精砂压滤机回收；浓缩分级旋流器2的溢流到粗矿泥回收筛，筛上物作为粗矿泥产品，筛下物和浓缩旋流器2的溢流一起到浓缩分选旋流器3，其底流到硫精砂压滤机回收，作为硫精砂产品或用于补充主介混料桶的介质，溢流经耙式浓缩机浓缩后再用压滤机回收。(上述工艺中所采用的浓缩旋流器是选煤工艺中采用的一般性旋流器，如唐山天雄科技有限公司生产的选煤用旋流器)

本发明带来了以下的有益效果：

1、通过本发明工艺生产的硫精矿产品为：4～0mm，硫分≥28.40％，主要用于化工厂；生产的沸腾煤灰分可小于70％，硫分小于4.0％，主要供电厂(与重介系统排出的电煤及煤泥合并)，系统全硫回收率≥70％；生产的高岭土粗矿灰分大于80％，可以作为生产氧化铝、硫酸铝或碱式氯化铝的原料；上述以质量百分数计。

2、对分选的煤矸石，8～0.5mm物料，一段自生重介旋流器Ep≤0.13，二段自生重介旋流器Ep≤0.15；对4～0.5mm物料，二级一段自生重介旋流器Ep≤0.15，二段自生重介旋流器Ep≤0.18。(Ep表示分选精度，单位：公斤/升)

3、本发明分选煤矸石工艺占地面积小，处理能力大。一台φ680mm/φ450mm旋流器就可取代30多台摇床。(摇床处理能力0.3～0.5t/h.m²)

4、本发明分选煤矸石工艺分选精度高，降低了沸腾煤中的硫分含量，提高了硫精矿产品的回收率。现有技术摇床选硫工艺生产的沸腾煤硫分达到5％(以质量百分含量计)以上，无法满足沸腾煤电厂对尾砂硫分的要求，本发明工艺生产的沸腾煤含硫量可控制在4.0％以内，能够达到电厂要求的硫分质量指标，从而有效利用了资源，提高了企业的经济效益。

5、本发明分选煤矸石工艺中专用的分选设备主、再洗旋流器能够较好地满足细矿泥分选的需要，可最小分选到粒度为0.1～0.3mm的细矿泥，不会因为细颗粒物料易混入沸腾煤中而引起沸腾煤含硫量高，提高了煤矸石的分选精度，有效降低了沸腾煤的含硫量，使该煤矸石用于燃料燃烧中大大降低了SO₂的排放量，为我国节能减排作出了相应的贡献。

附图说明

附图1：为煤矸石分选工艺流程图，图中M代表矿泥水，H代表合格悬浮液，X代表稀悬浮液。

具体实施方式

下面通过实施例对本发明进行具体的描述，有必要在此指出的是以下实施例只用于对本发明进行进一步说明，不能理解为对本发明保护范围的限制，该领域的技术人员可以根据上述本发明内容对本发明作出一些非本质的改进和调整。

实施例1

一种煤矸石的分选工艺(参照附图1)，首先煤矸石经破碎机和棒磨机解离至8～0mm，经弧形筛筛分脱水后，筛下物经浓缩旋流器1分级，其底流和弧形筛筛上物一起经泵输送到主洗旋流器(锥角为80度、锥角比为0.7∶1、其进料密度为1.70kg/l，压力为0.23Mpa)，主洗旋流器的溢流经弧形筛和沸腾煤筛脱介后，筛上物作为沸腾煤，弧形筛下的合格悬浮液分流一部分和沸腾煤脱介筛下的悬浮液一起回到主介混料桶，另一部分和沸腾煤脱介筛下的稀介质以及浓缩旋流器1的溢流一起到浓缩分级旋流器2分级，主洗旋流器的底流进入再洗旋流器分选(复锥结构，第一个锥角为100度、第二个锥角80度，锥角比为0.4∶1)；再洗旋流器底流经硫精砂脱介筛脱介后筛上物作为硫精矿，筛下物作为合格悬浮液流回到主介混料桶，溢流再进入棒磨机进一步磨碎解离到3mm以下后进入二段主洗旋流器(锥角为80度、锥角比为0.7∶1、压力为0.1Mpa)，溢流进入沸腾煤弧形筛，底流进入二段再洗旋流器(复锥结构，第一个锥角为100度、第二个锥角80度，锥角比为0.4∶1)，其底流进入硫精砂脱介筛，其溢流进入弧形筛和高岭土脱介筛，筛上物作为高岭土粗矿，弧形筛下和脱介筛下的大部分合格悬浮液到主介混料桶，一部分分流到硫精砂压滤机回收；浓缩分级旋流器2的溢流到粗矿泥回收筛，筛上物作为粗矿泥产品，筛下物和浓缩旋流器2的溢流一起到浓缩分选旋流器3，其底流到硫精砂压滤机回收，作为硫精砂产品或用于补充主介混料桶的介质，溢流经耙式浓缩机浓缩后再用压滤机回收。

实施例1的选硫分选效果：

一段筛分资料

二段筛分资料

选硫实验综合资料

其中，上述百分含量均指重量百分含量；上述Ad％指灰分的含量，St，d％指含硫量。

结论：从上表可以得出，硫精砂含硫量≥28.4％，同时低热值沸腾煤的硫分含量＜4.0％。

实施例1中二级旋流器分选试验情况

二级重介选硫试验测试统计表

用硫分平衡法和格式法计算：一段溢流产率为：20.51％，一段底流产率79.49％，二段溢流产率为53.24％，二段底流产率26.62％；Ep₁＝0.13，δ_p＝2.455；Ep₂＝0.14，δ_p＝2.805，二级重介旋流器全硫回收率达到61.80％×40％＝24.72％。一级和二级旋流器对+0.5mm的全硫回收率为：53.86+24.72＝78.58％。

实施例2-6按以下参数分选煤矸石，其他同实施例1：

实施例	一段主洗旋硫器	一段再洗旋硫器	二段主洗旋硫器	二段再洗旋硫器
实施例	一段主洗旋硫器	一段再洗旋硫器	二段主洗旋硫器	二段再洗旋硫器	2	锥角70度，锥角比0.6∶1，进料密度1.6kg/l，压力0.2Mpa	锥角70度，锥角比0.6∶1，进料密度1.6kg/l，压力0.2Mpa	第一个锥角100度，第二个锥角70度，锥角比0.4∶1	第一个锥角100度，第二个锥角70度，锥角比0.4∶1
3	锥角90度，锥角比0.9∶1，进料密度1.7kg/l，压力0.25Mpa	锥角90度，锥角比0.9∶1，进料密度1.7kg/l，压力0.25Mpa	第一个锥角130度，第二个锥角90度，锥角比0.5∶1	第一个锥角130度，第二个锥角90度，锥角比0.5∶1	2	锥角70度，锥角比0.6∶1，进料密度1.6kg/l，压力0.2Mpa	锥角70度，锥角比0.6∶1，进料密度1.6kg/l，压力0.2Mpa	第一个锥角100度，第二个锥角70度，锥角比0.4∶1	第一个锥角100度，第二个锥角70度，锥角比0.4∶1
3	锥角90度，锥角比0.9∶1，进料密度1.7kg/l，压力0.25Mpa	锥角90度，锥角比0.9∶1，进料密度1.7kg/l，压力0.25Mpa	第一个锥角130度，第二个锥角90度，锥角比0.5∶1	第一个锥角130度，第二个锥角90度，锥角比0.5∶1	4	锥角73度，锥角比0.8∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.23Mpa	锥角73度，锥角比0.8∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.23Mpa	第一个锥角115度，第二个锥角80度，锥角比0.45∶1	第一个锥角115度，第二个锥角80度，锥角比0.45∶1
5	锥角80度，锥角比0.65∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.21Mpa	锥角80度，锥角比0.65∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.21Mpa	第一个锥角120度，第二个锥角75度，锥角比0.48∶1	第一个锥角120度，第二个锥角75度，锥角比0.48∶1	4	锥角73度，锥角比0.8∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.23Mpa	锥角73度，锥角比0.8∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.23Mpa	第一个锥角115度，第二个锥角80度，锥角比0.45∶1	第一个锥角115度，第二个锥角80度，锥角比0.45∶1
5	锥角80度，锥角比0.65∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.21Mpa	锥角80度，锥角比0.65∶1，进料密度1.65kg/l，压力0.21Mpa	第一个锥角120度，第二个锥角75度，锥角比0.48∶1	第一个锥角120度，第二个锥角75度，锥角比0.48∶1	6	锥角85度，锥角比0.75∶1，进料密度1.68kg/l，压力0.24Mpa	锥角85度，锥角比0.75∶1，进料密度1.68kg/l，压力0.24Mpa	第一个锥角125度，第二个锥角85度，锥角比0.42∶1	第一个锥角125度，第二个锥角85度，锥角比0.42∶1

Claims

1.一种煤矸石的分选工艺，包括将煤矸石破碎、分级磨碎进入选硫分选系统等步骤分离煤矸石，其特征在于：所述选硫分选系统是包括采用旋流器分选步骤分离煤矸石；所述旋流器的锥角为70度～90度。

2.如权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述旋流器锥角的锥比为0.6～0.9∶1。

3.如权利要求1或2所述的工艺，其特征在于：所述旋流器的进料密度大于1.60kg/l；压力为0.2～0.25Mpa。

4.如权利要求1或2所述的工艺，其特征在于：采用所述旋流器进行至少一次以上的分选，每次分选是先采用主洗旋流器分选，再采用再洗旋流器分选。

5.如权利要求3所述的工艺，其特征在于：采用所述旋流器进行至少一级以上的分选，每一级分选是先采用主洗旋流器分选，再采用再洗旋流器分选。

6.如权利要求5所述的工艺，其特征在于：所述采用旋流器分选为两级分选，是先用一段主洗旋流器分选、再采用一段再洗旋流器分选，然后采用二段主洗旋流器分选、最后用二段再洗旋流器分选。

7.如权利要求6所述的工艺，其特征在于：所述主洗旋流器的锥角为70度～90度，锥角比为0.6～0.9∶1。

8.如权利要求6或7所述的工艺，其特征在于：所述再洗旋流器为两级复锥结构，第一个锥角度数为100度～130度，第二个锥角度数为70度～90度，其锥角比为0.4～0.5∶1。

9.如权利要求8所述的工艺，其特征在于：所述一段主洗旋流器的进料密度为1.60kg/l～1.70kg/l；压力在0.2～0.25Mpa。

10.如权利要求1所述的工艺，其特征在于：首先煤矸石经破碎机和棒磨机解离至8～0mm，经弧形筛脱水后，筛下物经浓缩旋流器1分级，其底流和弧形筛筛上物一起经泵输送到进料密度为1.60kg/l～1.70kg/l、压力在0.2～0.25Mpa、锥角为70度～90度、锥角比为0.6～0.9∶1的主洗旋流器，主洗旋流器的溢流经弧形筛和沸腾煤筛脱介后，筛上物作为沸腾煤，弧形筛下的合格悬浮液分流一部分和沸腾煤脱介筛下的悬浮液一起回到主介混料桶，另一部分和沸腾煤脱介筛下的稀介质以及浓缩旋流器1的溢流一起到浓缩分级旋流器2分级，主洗旋流器的底流进入第一个锥角度数为100度～130度、第二个锥角度数为70度～90度、其锥角比为0.4～0.5∶1的再洗旋流器分选；再洗旋流器底流经硫精砂脱介筛脱介后筛上物作为硫精矿，筛下物作为合格悬浮液流回到主介混料桶，溢流再进入棒磨机进一步磨碎解离到小于4mm后进入锥角为70度～90度、锥角比为0.6～0.9∶1的二段主洗旋流器，溢流进入沸腾煤弧形筛，底流进入第一个锥角度数为100度～130度、第二个锥角度数为70度～90度、其锥角比为0.4～0.5∶1的二段再洗旋流器，其底流进入硫精砂脱介筛，其溢流进入弧形筛和高岭土脱介筛，筛上物作为高岭土粗矿，弧形筛下和脱介筛下的大部分合格悬浮液到主介混料桶，一部分分流到硫精砂压滤机回收；浓缩分级旋流器2的溢流到粗矿泥回收筛，筛上物作为粗矿泥产品，筛下物和浓缩旋流器2的溢流一起到浓缩分选旋流器3，其底流到硫精砂压滤机回收，作为硫精砂产品或用于补充主介混料桶的介质，溢流经耙式浓缩机浓缩后再用压滤机回收。