CN109967226B - 一种末精煤的回收利用方法 - Google Patents

一种末精煤的回收利用方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109967226B
CN109967226B CN201910368040.4A CN201910368040A CN109967226B CN 109967226 B CN109967226 B CN 109967226B CN 201910368040 A CN201910368040 A CN 201910368040A CN 109967226 B CN109967226 B CN 109967226B
Authority
CN
China
Prior art keywords
coal
overflow
clean coal
underflow
screen
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201910368040.4A
Other languages
English (en)
Other versions
CN109967226A (zh
Inventor
段建忠
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Shanxi Xinchang Coal Preparation Technology Co ltd
Original Assignee
Shanxi Xinchang Coal Preparation Technology Co ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Shanxi Xinchang Coal Preparation Technology Co ltd filed Critical Shanxi Xinchang Coal Preparation Technology Co ltd
Priority to CN201910368040.4A priority Critical patent/CN109967226B/zh
Publication of CN109967226A publication Critical patent/CN109967226A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN109967226B publication Critical patent/CN109967226B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B7/00Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • B03B9/005General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets specially adapted for coal

Landscapes

  • Solid Fuels And Fuel-Associated Substances (AREA)
  • Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)

Abstract

本发明提出了一种末精煤的回收利用方法,其采用脱泥筛、喷淋装置对原煤进行脱泥,然后采用TBS干扰床、锥形桶、螺旋分选机进行分选,最后得到末精煤。与采用跳汰选煤或重介质选煤工艺相比,产率提高了2%以上。能耗、起泡剂用量降低40%,补收剂用量降低38%,絮凝剂用量降低48%,产生的污染物降低50%。且得到的末精煤产品质量稳定,精度提高。

Description

一种末精煤的回收利用方法
技术领域
本发明涉及煤炭加工技术领域,具体涉及一种末精煤的回收利用方法。
背景技术
末精煤为粉末状的精煤,是原煤经过洗煤,除去煤炭中矸石得到的。通常通过跳汰选煤和重介质选煤的方式对末精煤进行分选。
其中,跳汰选煤是指在垂直脉动的介质中按颗粒密度差别进行选煤过程。跳汰选煤的介质是水或空气,个别的也用悬浮液。目前,选煤中以水力跳汰的最多。常用的设备为跳汰机,是利用跳汰分选原理将入选原料按密度大小分选为精煤、中煤和矸煤(氧化钙)等的产品设备。
重介质选煤是用密度大于水,并介于煤和矸石之间的重液或重悬浮液作介质实现分选的一种重力选煤方法。按照所用介质不同,可分为重液选煤和重悬浮液选煤两大类。重液是指某些无机盐类的水溶液和高密度的有机溶液。重悬浮液是由加重质(高密度固体微粒)与水配制成具有一定密度呈悬浮状态的两相流体。当原煤进入充满这种悬浮液的分选机后,小于悬浮液密度的煤上浮,大于悬浮液密度的矸石(或中煤)下沉,实现按密度分选。重液选煤因介质腐蚀性大,回收难,成本高,工业上未能应用。目前,生产中广泛应用的是重悬浮液选煤,通称重介质选煤。
然而,当原煤中粒径<0.5mm的末精煤含量>12%时,这两种选煤方式都具有精煤成品率降低,精煤灰分稳定性差,尾矿灰分低,变相造成污染物增多,成本增加的缺陷。如采用重介质选煤,还存在磁矿粉损失率大,设备磨损率加大的问题。因此需要提供一种提高精煤成品率的选煤方式。
鉴于此,特提出本发明。
发明内容
本发明的目的在于提供一种末精煤的回收利用方法。
为实现上述目的,本发明的技术方案如下:
本发明涉及一种末精煤的回收利用方法,所述方法包括以下步骤:
(1)将原煤破碎后送入脱泥筛进行脱泥,得到筛上物料和筛下物料;
优选地,所述原煤中粒径在0.5mm以下的末精煤含量>12%。
优选地,所述脱泥筛筛网的孔径为1.5mm。
优选地,所述脱泥筛上方还设有缓冲仓。
(2)所述脱泥筛的筛上物料进入跳汰洗煤机或重介质旋流器进行选煤,得到矸石、中煤和精煤;
优选地,通过高压喷淋装置将所述脱泥筛的筛上物料冲入跳汰洗煤机或重介质旋流器中。
(3)所述精煤进入精煤脱水筛或精煤脱介筛,得到筛上物料和筛下物料;
(4)所述脱泥筛的筛下物料,以及所述精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛下物料进入旋流器组,得到底流和溢流;
优选地,所述旋流器组的底流中主要含有中煤和矸石,其粒径为0.25~1.5mm。
优选地,所述旋流器组的溢流中主要含有末精煤,其粒径<0.25mm。
(5)所述旋流器组的底流进入TBS干扰床,得到底流和溢流,所述底流中含有中煤和中矸,所述溢流中含有精煤;
(6)所述旋流器组的溢流进入锥形桶,自然沉降后得到底流和溢流;
(7)所述锥形桶的底流进入螺旋分选机,得到溢流和尾流,所述溢流中含有精煤,尾流中含有中煤和矸石;
(8)所述螺旋分选机分离得到的矸石,以及所述TBS干扰床分离得到的中煤和矸石进入中矸回收筛,得到中矸和底流;
(9)所述中矸回收筛的底流进入煤泥池;
(10)所述TBS干扰床的溢流和所述螺旋分选机的溢流进入煤泥回收筛,得到筛上物料和筛下物料;
(11)所述精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛上物料,以及所述煤泥回收筛的筛上物料进入离心机,离心分离得到末精煤产品。
优选地,所述煤泥回收筛的筛下物料也进入煤泥池。
优选地,还包括步骤(12):对所述锥形桶的溢流和所述煤泥池中的液体进行一次浮选,得到底流和溢流;
(13)所述一次浮选的底流浓缩后进入尾煤压滤机,得到中矸和循环水;所述一次浮选的溢流进行二次浮选,得到底流和溢流;
(14)所述二次浮选的底流进入煤泥池,所述二次浮选的溢流进入精煤压滤机,得到末精煤产品和循环水。
本发明的有益效果:
本发明提供了一种末精煤的回收利用方法,与采用跳汰选煤或重介质选煤工艺相比,产率提高了2%以上。能耗、起泡剂用量降低40%,补收剂用量降低38%,絮凝剂用量降低48%,产生的污染物降低50%。且得到的末精煤产品质量稳定,精度提高。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1是本发明末精煤的回收利用方法的流程图。
具体实施方式
为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将对本发明的技术方案进行详细的描述。显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动的前提下所得到的所有其它实施方式,都属于本发明所保护的范围。
本发明实施例涉及一种末精煤的回收利用方法,其流程图如图1所示,该方法包括以下步骤:
(1)将原煤破碎后送入脱泥筛进行脱泥,得到筛上物料和筛下物料。
如背景技术中所述,当原煤中末精煤含量较高时,直接采用跳汰选煤或重介质选煤具有精煤成品率降低,精煤灰分稳定性差,尾矿灰分低的缺陷,因此需要增加脱泥工艺。特别地,本发明的方法是针对粒径在0.5mm以下的末精煤含量>12%的原煤进行。
在本发明的一个实施例中,针对原煤中末精煤含量较高的特点,将脱泥筛筛网的孔径设计为1.5mm。这样可以将粒径在1.5mm以上的中煤和矸石有效地排出,进而使得到的末精煤中灰分降低,提升末精煤的质量和等级。
在本发明的一个实施例中,脱泥筛上方还设有缓冲仓,以起到贮备、缓冲与均化的作用。原煤经过分级破碎车间后得到块煤,然后块煤进入缓冲仓后从脱泥筛中落下。
(2)脱泥筛的筛上物料进入跳汰洗煤机或重介质旋流器进行选煤,得到矸石、中煤和精煤;
由于原煤经脱泥筛后已经发生筛分分级,但中煤和矸石不可能与精煤完全分离。因此,在脱泥筛的筛上物料中仍然存在少量粒径在1.5mm以下的末精煤,因此需要通过跳汰洗煤机或重介质旋流器进行选煤。可通过高压喷淋装置将脱泥筛的筛上物料冲入跳汰洗煤机或重介质旋流器中,进而将矸石和中煤(下文中简称中矸)与精煤分开。
(3)由跳汰洗煤机或重介质旋流器进行选煤得到的精煤(含有80%以上原煤中粒径在1.5mm以下的煤粉),接下来进入精煤脱水筛或精煤脱介筛,得到筛上物料和筛下物料。如步骤(2)中采用跳汰洗煤机,则步骤(3)中采用精煤脱水筛。如步骤(2)中采用重介质旋流器,则步骤(3)中采用精煤脱介筛;
(4)脱泥筛的筛下物料,以及精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛下物料进入旋流器组,得到底流和溢流;
本发明采用水力旋流器,是利用离心力来加速矿粒沉降的分级设备。物料在压力作用下,沿给矿管给入旋流器内,随即在圆筒形器壁限制下作回转运动。粗颗粒因惯性离心力大而被抛向器壁,并逐渐向下流动由底部排出成为底流。细颗粒向器壁移动的速度较小,被朝向中心流动的液体带动由中心溢流管流出,成为溢流。旋流器组是由两台或者两台以上的旋流器串联或者并联的组合。本发明旋流器组的底流中,主要含有中矸,粒径为0.25~1.5mm。旋流器组的溢流中主要含有末精煤,粒径<0.25mm。
(5)旋流器组的底流进入TBS干扰床,得到底流和溢流,底流中主要含有中矸,溢流中主要含有精煤;
TBS干扰床的全程为干扰床分选机,也叫CSS粗煤泥分选机,主要用于粗煤泥分选,分选下限可达0.15mm,分选上限至2~3mm。实践证明,用TBS分选粗粒级煤泥能取得较好的分选效果,该机分选密度小于1.50g/cm,产品灰分可降低10%以下。
(6)旋流器组的溢流进入锥形桶,自然沉降后得到底流和溢流;
由于旋流器组是在高速旋转条件下对中矸和精煤进行分离,因此旋转过程中会使部分细颗粒夹带进入溢流中。通过锥形桶的自然沉降,可以将粗颗粒和细颗粒完全分离。锥形桶的溢流中主要含有末精煤,底流中主要含有中矸。
(7)锥形桶的底流进入螺旋分选机,得到溢流和尾流,溢流中含有精煤,尾流中含有中煤和矸石;
螺旋分选机是一种依靠液流特性,在重力和离心力的作用下实现不同密度矿物分离的分选设备,用于分选3~0.15mm级粗煤泥。入料自螺旋分选机上端给入,沿螺旋槽做回转运动。液流在螺旋槽的回转运动过程中,沿槽的内侧至外侧,水层密度逐渐增大,矸石等重产物逐渐移入下层,煤等轻矿物浮于液流上层,形成了以重产物为主的下部流动层和以轻产物为主的上部流动层。颗粒群实现分层后,由于重产物位于下层,与槽体接触,又受到上层液流的压力,运动阻力加大,与轻产物形成一个速度差。轻产物受到螺旋液流的作用向槽的外缘运动,重产物在重力、流体动压力、摩擦力和惯性离心力的作用下向槽的内缘运动,中间密度物料则占据中间带。在螺旋分选机的底部,轻、重产物分别由不同的溜槽收集,从而实现轻重产物的分离。
(8)螺旋分选机分离得到的矸石,以及TBS干扰床分离得到的中煤和矸石进入中矸回收筛,得到中矸和底流;也可以说成螺旋分选机的尾流,以及TBS干扰床的底流进入中矸回收筛。
(9)中矸回收筛的底流直接进入煤泥池,准备进行下一步的浮选;
(10)TBS干扰床的溢流和螺旋分选机的溢流进入煤泥回收筛,得到筛上物料和筛下物料;
(11)精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛上物料,以及煤泥回收筛的筛上物料进入离心机,离心分离得到末精煤产品。离心得到的末精煤颗粒的粒径为0.3~0.5mm。
进一步地,本发明还包括对煤泥中的末精煤的回收步骤。具体地,将煤泥回收筛的筛下物料引入煤泥池进行后续操作。在步骤(11)后进行步骤(12)。
(12)将锥形桶的溢流,以及煤泥池中的液体用浮选上料泵抽出,合并进入浮选机进行一次浮选,得到底流和溢流;末精煤主要存在于溢流的气泡中,中矸主要存在于底流中。
浮选是指采用能产生大量气泡的表面活性剂-起泡剂。当在水中通入空气或由于水的搅动引起空气进入水中时,表面活性剂的疏水端在气-液界面向气泡的空气一方定向,亲水端仍在溶液内,形成了气泡;另一种起捕集作用的表面活性剂(一般都是阳离子表面活性剂,也包括脂肪胺)吸附在固体矿粉的表面。这种吸附随矿物性质的不同而有一定的选择性,其基本原理是利用晶体表面的晶格缺陷,而向外的疏水端部分地插入气泡内,这样在浮选过程中气泡就可能把指定的矿粉带走,达到选矿的目的。浮选中常用的浮选药剂有捕收剂、起泡剂、抑制剂、活化剂、pH调整剂、分散剂、絮凝剂等。其中,捕收剂是改变矿物表面疏水性,使浮游的矿粒黏附于气泡上的浮选药剂,主要为煤油或柴油。起泡剂主要为羟基化合物类,醚及醚醇类,吡啶类和酮类。絮凝剂包括无机絮凝剂和有机高分子絮凝剂。
(13)一次浮选的底流进入浓缩池进行浓缩,然后进入尾煤压滤机,得到中矸和循环水;为了彻底回收一次浮选底流中的末精煤,本发明还对一次浮选的溢流进行二次浮选,得到二次浮选的底流和溢流;
(14)二次浮选的底流进入煤泥池,后续可循环作为一次浮选的原料。二次浮选的溢流进入精煤压滤机,得到末精煤产品和循环水。这部分末精煤的粒径为0.07~0.5mm。
实施例1
(1)原煤通过分级破碎车间进入缓冲仓,缓冲仓下安装筛缝为1.5mm的脱泥筛,得到筛上物料和筛下物料。
(2)通过高压喷淋装置(压力为0.3MPa)将脱泥筛的筛上物料冲入跳汰洗煤机或重介质旋流器中进行选煤,得到矸石、中煤和精煤;
(3)其中,精煤进入精煤脱水筛或精煤脱介筛,得到筛上物料和筛下物料;
(4)脱泥筛的筛下物料,以及精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛下物料通过渣浆泵进入旋流器组进行分级,粒径在0.25~1.5mm的颗粒进入底流,粒径<0.25mm的粉煤进入溢流;
(5)旋流器组的底流进入TBS干扰床,得到底流和溢流,底流中含有中煤和中矸,溢流中含有精煤;
(6)旋流器组的溢流进入锥形桶,进行沉淀分离得到底流和溢流;
(7)锥形桶的底流进入螺旋分选机,得到溢流和尾流,溢流中含有精煤,尾流中含有中煤和矸石;
(8)螺旋分选机分离得到的矸石,以及TBS干扰床分离得到的中煤和矸石进入中矸回收筛,得到中矸和底流;
(9)中矸回收筛的底流进入煤泥池;
(10)TBS干扰床的溢流和螺旋分选机的溢流进入煤泥回收筛,得到筛上物料和筛下物料;
(11)精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛上物料,以及煤泥回收筛的筛上物料进入离心机,离心分离得到末精煤产品,煤泥回收筛的筛下物料进入煤泥池;
(12)将锥形桶的溢流,以及煤泥池中的液体用浮选上料泵抽出后,进行一次浮选,得到底流和溢流;
(13)一次浮选的底流进入浓缩池浓缩后,进入尾煤压滤机,得到中矸副产品和循环水;一次浮选的溢流进行二次浮选,得到底流和溢流;
(14)二次浮选的底流进入煤泥池,二次浮选的溢流进入精煤压滤机,得到末精煤产品和循环水。
对比例1
采用与实施例1相同的原料,依次进行跳汰选煤和一次浮选。
对比例2
采用与实施例1相同的原料,依次进行重介质选煤和一次浮选。
相应的能耗和末精煤产率见表1。
表1
Figure BDA0002048889490000081
以上所述,仅为本发明的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,可轻易想到变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此,本发明的保护范围应以所述权利要求的保护范围为准。

Claims (7)

1.一种末精煤的回收利用方法,其特征在于,所述方法包括以下步骤:
(1)将粒径在0.5mm以下的末精煤含量>12%的原煤破碎后送入脱泥筛进行脱泥,得到筛上物料和筛下物料,所述脱泥筛筛网的孔径为1.5mm;
(2)所述脱泥筛的筛上物料进入跳汰洗煤机或重介质旋流器进行选煤,得到矸石、中煤和精煤;
(3)所述精煤进入精煤脱水筛或精煤脱介筛,得到筛上物料和筛下物料;
(4)所述脱泥筛的筛下物料,以及所述精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛下物料进入旋流器组,得到底流和溢流;
(5)所述旋流器组的底流进入TBS干扰床,得到底流和溢流,所述底流中含有中煤和中矸,所述溢流中含有精煤;
(6)所述旋流器组的溢流进入锥形桶,自然沉降后得到底流和溢流;
(7)所述锥形桶的底流进入螺旋分选机,得到溢流和尾流,所述溢流中含有精煤,尾流中含有中煤和矸石;
(8)所述螺旋分选机分离得到的矸石,以及所述TBS干扰床分离得到的中煤和矸石进入中矸回收筛,得到中矸和底流;
(9)所述中矸回收筛的底流进入煤泥池;
(10)所述TBS干扰床的溢流和所述螺旋分选机的溢流进入煤泥回收筛,得到筛上物料和筛下物料;
(11)所述精煤脱水筛或精煤脱介筛的筛上物料,以及所述煤泥回收筛的筛上物料进入离心机,离心分离得到末精煤产品;
(12)对所述锥形桶的溢流和所述煤泥池中的液体进行一次浮选,得到底流和溢流;
(13)所述一次浮选的底流浓缩后进入尾煤压滤机,得到中矸和循环水;所述一次浮选的溢流进行二次浮选,得到底流和溢流;
(14)所述二次浮选的底流进入煤泥池,所述二次浮选的溢流进入精煤压滤机,得到末精煤产品和循环水。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)中,所述脱泥筛上方还设有缓冲仓。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(2)中,通过高压喷淋装置将所述脱泥筛的筛上物料冲入跳汰洗煤机或重介质旋流器中。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述旋流器组的底流中主要含有中煤和矸石,其粒径为0.25~1.5mm。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述旋流器组的溢流中主要含有末精煤,其粒径<0.25mm。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(10)中,所述煤泥回收筛的筛下物料也进入煤泥池。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(11)中,离心机分离得到的末精煤粒径为0.3~0.5mm;步骤(14)中,精煤压滤机,得到的末精煤粒径为0.07~0.5mm。
CN201910368040.4A 2019-05-05 2019-05-05 一种末精煤的回收利用方法 Active CN109967226B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910368040.4A CN109967226B (zh) 2019-05-05 2019-05-05 一种末精煤的回收利用方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910368040.4A CN109967226B (zh) 2019-05-05 2019-05-05 一种末精煤的回收利用方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN109967226A CN109967226A (zh) 2019-07-05
CN109967226B true CN109967226B (zh) 2021-03-19

Family

ID=67072752

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201910368040.4A Active CN109967226B (zh) 2019-05-05 2019-05-05 一种末精煤的回收利用方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109967226B (zh)

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111013808A (zh) * 2019-11-05 2020-04-17 乌拉特中旗毅腾矿业有限责任公司 一种脱泥筛筛下水处理工艺
CN112225431B (zh) * 2020-10-28 2022-11-01 昭仕(厦门)新材料有限公司 一种煤泥处理方法及煤泥处理复合制剂
CN113769884B (zh) * 2021-08-27 2023-10-03 杨高灵 一种洗选煤工艺
CN115390460B (zh) * 2022-10-28 2023-01-10 四川节之源环保工程有限公司 一种重介旋流器的控制系统

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6599434B2 (en) * 2001-11-06 2003-07-29 Norman B. Mullins Fine coal recovering process
CN102211054B (zh) * 2011-05-30 2013-04-03 中国矿业大学 重介质液固流化床分选粗煤泥工艺
CN103143432B (zh) * 2013-02-28 2014-07-16 中国矿业大学 一种炼焦煤重选中煤的高效破碎和三段式分选方法
CN103464272B (zh) * 2013-09-02 2016-04-13 山东科技大学 一种粗煤泥两段水介分选方法
CN103920582B (zh) * 2014-04-29 2016-01-20 河南理工大学 一种适用于细粒煤分级的闭路分级工艺
CN104084293B (zh) * 2014-07-29 2017-02-15 四川达竹煤电(集团)有限责任公司石板选煤发电厂 重介质粗煤泥分选装置及分选工艺
CN104549710B (zh) * 2014-12-26 2017-03-08 中国矿业大学 一种粗煤泥三段开路组合分选工艺及系统
CN109331992A (zh) * 2018-10-10 2019-02-15 山东东山王楼煤矿有限公司 一种原煤全粒径分级分选方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN109967226A (zh) 2019-07-05

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109967226B (zh) 一种末精煤的回收利用方法
CN102211054B (zh) 重介质液固流化床分选粗煤泥工艺
CN101402063B (zh) 基于重力和界面力的粗煤泥干扰床分选设备及方法及应用
CN105127002B (zh) 一种有效减少精煤中高灰细泥污染的浮选工艺
CN110201790B (zh) 一种宽粒级煤泥的分选回收系统及分选回收工艺
CN104084293B (zh) 重介质粗煤泥分选装置及分选工艺
Jameson et al. Flotation of coarse coal particles in a fluidized bed: The effect of clusters
US20130284642A1 (en) Method of beneficiation of phosphate
CN109759241B (zh) 一种宽粒度级煤泥浮选的装置及方法
CN101757982A (zh) 一种煤泥浮选工艺
CN103480503B (zh) 沉降旋流微泡浮选柱分选设备及方法
CN106861891A (zh) 一种低品位黑白钨矿的分选方法
CN109225611B (zh) 三产品液固流化床分选粗煤泥系统及其工艺
CN212383872U (zh) 用于降低重介选煤过程中精煤泥灰分的系统
CN112024110B (zh) 一种针对伟晶岩型锂辉石的选矿方法
CN105126994A (zh) 一种针对高灰高泥高矸石煤的洗选设备
US20070075002A1 (en) System and method for beneficiating ultra-fine raw coal with spiral concentrators
US20080047880A1 (en) System and method for beneficiating ultra-fine raw coal with spiral concentrators
CN105772215A (zh) 一种从选别黄铁矿尾矿中分选硫精矿的选矿方法
CN110170370B (zh) 降低重介质选煤厂重选分选粒度下限的系统及工艺
CN110743696A (zh) 一种易选煤泥浮选工艺回收流程
CN114146812B (zh) 一种用于回收石油钻井加重剂的选矿方法
CN115646638A (zh) 一种气化渣精细分选工艺
Mankosa et al. Split-feed circuit design for primary sulfide recovery
CN112844810B (zh) 一种回收精煤的装置及其方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
CB02 Change of applicant information
CB02 Change of applicant information

Address after: 030600 500 m west of the entrance of Chongxian Village, Sanjiaxiang, Jiexiu City, Jinzhong City, Shanxi Province

Applicant after: Shanxi Xinchang Coal Preparation Technology Co., Ltd

Address before: 030600 500 m west of the entrance of Chongxian Village, Sanjiaxiang, Jiexiu City, Jinzhong City, Shanxi Province

Applicant before: JIEXIU XINCHANGYUAN COAL WASHING TECHNOLOGY POPULARIZATION SERVICE Co.,Ltd.

GR01 Patent grant
GR01 Patent grant