CN110193421B - 一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺 - Google Patents

一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，属于粗煤泥分选领域。本发明主要将粗煤调配成矿浆，之后通过水力分级设备，进行初步分级，之后再通过对粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品，分别进行在进一步的精细处理，该种工艺方案可以有效的对粗煤泥，进行处理，并且在第一步进行分离，可以减少精细加工的难度与消耗，在之后的精细处理中强化物料按密度分选作用，减少了高密度细颗粒和低密度粗颗粒的错配，可提高精选作业在宽粒级范围内的分选精度，大大提高了粗精煤的回收率。同时也延伸了浮选工艺的处理粒度范围，对细颗粒的分选效果提高，可以降低浮选分选的有效分选粒度上限，减少进入浮选的煤泥量，降低浮选成本。

Description

一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺
技术领域
本发明涉及粗煤泥分选领域，尤其涉及一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺。
背景技术
目前大多数选煤工艺采用不分级重选+粗煤泥分选+浮选相结合的工艺，粗煤泥根据国标GB/T718-1998一般指2mm-0.25mm的煤粒，位于重选和浮选分选粒度界限的附近，这部分煤泥一般采用煤泥重介旋流器、螺旋分选机和液固流化床粗煤泥分选机分选，采用煤泥重介旋流器分选粗煤泥时，受大直径旋流器的工作状况影响大，分选效果差，并且设备入料压力大，设备磨损严重。螺旋分选机分选粗煤泥时，分选密度高并且不可调，分选出精煤灰分高。
发明内容
本发明的目的是为了解决现有分选粗煤泥时，分选密度高并且不可调，分选出精煤灰分高的问题，而提出的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺。
为了实现上述目的，本发明采用了如下技术方案：
一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，包括以下步骤；
S1、粗煤泥配成浓度为60g/L-200g/L的矿浆，将所述矿浆给入搅拌槽，经搅拌后的矿浆给入水力分级设备，经水力分级后分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品；
S2、将S1中的水力分级设备的细粒级产品进入脱泥斗，脱泥斗的溢流产品为高灰细泥，底流产品进入环形摇床经两段分选，中矿顺序返回，得到细粒级精煤及尾煤；
S3、将S1中的水力分级设备的粗粒级产品进入螺旋选矿机经两段分选，中矿顺序返回，得到粗粒级精煤及尾煤；
S4、将S1中的水力分级设备的中粒级产品给入搅拌装置，搅拌一定时间后加入起泡剂，再搅拌一定时间给入浮选机进行粗选，浮选机的泡沫产品给入精选作业装置，底流产品为浮选尾煤；
S5、将S4中的泡沫产品给入精选作业装置，精选作业采用反浮选工艺，浮选过程中加入抑制剂，搅拌一定时间后加入捕收剂，搅拌一定时间再加入起泡剂，搅拌一定时间后进行反浮选，浮选的泡沫产品为精选作业的尾煤产品，浮选的底流产品为精选作业的精煤产品；
S6、将S2得到的所述细粒级精煤、S3得到的粗粒级精煤和S5得到的精选作业精煤产品合并作为精煤产品，S2得到的所述高灰细泥与尾煤、S3得到的粗粒尾煤产品、S4得到的浮选尾煤以及S5得到的所述精选作业浮选尾煤合并作为尾煤产品。
优选地，所述S1中的水力分级设备为云锡式分级箱，云锡式分级箱共有两个槽体，槽体呈串联连接。
优选地，所述S1中的粗粒级、中粒级以及细粒级分别为0.2-0.3mm、0.3-0.074mm以及0.074mm以下。
优选地，所述S2中的脱泥斗的底流产品给入环形摇床I，环形摇床I的轻产物再自流给入环形摇床II，环形摇床II的轻产物为细粒精煤产品，环形摇床的中矿产品按顺序返回，环形摇床I及环形摇床II的重产物产品为细粒尾煤。
优选地，所述S3中的粗粒级产品给入螺旋选矿机I，螺旋选矿机I的轻产物再给入螺旋选矿机II，螺旋选矿机II的轻产物为粗粒精煤产品，螺旋选矿机的中矿产品按顺序返回，螺旋选矿机I及螺旋选矿机II的重产物产品为粗粒尾煤；
优选地，所述S3中的螺旋选矿机断面形状为椭圆的1/4，槽体为5-6圈，且从第2圈开始槽内安装截料器，槽体由4个螺旋槽组装在一起，距径比为0.7。
优选地，所述S4中的调浆装置为双向推流搅拌桶，搅拌时间为1-3min。
优选地，所述S4中的浮选起泡剂为醇类起泡剂，起泡剂用量为0.2-2kg/t，加入起泡剂搅拌时间为1-4min。
优选地，所述S5中的抑制剂为糊精或淀粉或两者复配合成药剂，药剂用量为0.4-1.0kg/t，捕收剂为胺类捕收剂，药剂用量为0.4-1.8kg/t，起泡剂为醇类起泡剂，起泡剂用量为0.2-2kg/t，搅拌时间分别为1-3min、1-4min和1-4min。
与现有技术相比，本发明提供了一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，具备以下有益效果：
1．本发明主要将粗煤调配成矿浆，之后通过水力分级设备，进行初步分级，之后再通过对粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品，分别进行在进一步的精细处理，该种工艺方案可以有效的对粗煤泥，进行处理，并且在第一步进行分离，可以减少精细加工的难度与消耗，在之后的精细处理中强化物料按密度分选作用，减少了高密度细颗粒和低密度粗颗粒的错配，可提高精选作业在宽粒级范围内的分选精度，大大提高了粗精煤的回收率。同时也延伸了浮选工艺的处理粒度范围，对细颗粒的分选效果提高，可以降低浮选分选的有效分选粒度上限，减少进入浮选的煤泥量，降低浮选成本。
附图说明
图1为本发明提出的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺的精选作业装置整体结构示意图；
图2为本发明提出的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺的精选作业装置整体结构示意图；
图3为本发明提出的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺的精选作业装置部分结构示意图；
图4为本发明提出的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺的精选作业装置部分结构示意图。
图中标号：
101主体外壳、102防水保护外壳、103升降槽、104升降门、201转动轴、、202转动棘轮、203转动齿轮、204搅拌扇叶、301限位轴、302移动丝杆、303转动轮组、304传动轴、305传动齿轮、401传动内齿链、402传动内齿轮、403转动丝杆、404移动块、405连接轴、406浮选块。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，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。
在本发明的描述中，需要理解的是，术语“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“顶”、“底”、“内”、“外”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。
实施例1：
参考图1、2、3和4，S5中的精选作业装置，包括：主体外壳101、防水保护外壳102和升降槽103，主体外壳101前侧上下两端设置有升降槽103，升降槽103内部活动套接有升降门104，主体外壳101前侧中部固定安装有防水保护外壳102，防水保护外壳102内部固定安装有驱动搅拌机构，驱动搅拌机构后侧与升降机构固定啮合连接，升降机构与升降门104下端一侧固定连接，驱动搅拌机构与浮选机构固定连接。
驱动搅拌机构包括：转动轴201、转动棘轮202、转动齿轮203和搅拌扇叶204，转动轴201前端设置在防水保护外壳102内部，转动轴201上从前向后依次与转动棘轮202和转动齿轮203轴心固定连接，转动棘轮202与浮选机构啮合连接，转动齿轮203与升降机构啮合连接，转动轴201后端与多个搅拌扇叶204轴心固定连接，转动轴201前端与外部伺服电机固定连接，转动轴201后端与主体外壳101内壁活动连接。
升降机构包括：限位轴301、移动丝杆302、转动轮组303、传动轴304和传动齿轮305，转动齿轮203上下两侧都与传动齿轮305啮合连接，传动齿轮305轴心与传动轴304下端固定连接，传动轴304上端与防水保护外壳102内壁活动连接，传动轴304上侧与转动轮组303轴心固定连接，转动轮组303靠外一侧轴心与移动丝杆302一端固定连接，移动丝杆302一端与防水保护外壳102内壁活动连接，移动丝杆302另一端螺纹套接在升降门104内部，升降门104另一侧内部活动套接有限位轴301，限位轴301另一端与升降槽103内壁固定连接。
浮选机构包括：传动内齿链401、传动内齿轮402、转动丝杆403、移动块404、连接轴405和浮选块406，转动棘轮202与传动内齿链401中部啮合连接，传动内齿链401左右两侧内部与传动内齿轮402啮合连接，传动内齿轮402轴心与转动丝杆403前侧固定连接，转动丝杆403前端与防水保护外壳102内壁活动连接，转动丝杆403后端与主体外壳101内壁活动连接，转动丝杆403上螺纹套接有移动块404，移动块404上侧与连接轴405下端固定连接，连接轴405上端与浮选块406左右两侧固定连接。
实施例2：基于实施例1但有所不同的是；
一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，包括以下步骤；
S1、粗煤泥配成浓度为130g/L的矿浆，将所述矿浆给入搅拌槽，经搅拌后的矿浆给入水力分级设备，经水力分级后分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品；
S2、将S1中的水力分级设备的细粒级产品进入脱泥斗，脱泥斗的溢流产品为高灰细泥，底流产品进入环形摇床经两段分选，中矿顺序返回，得到细粒级精煤及尾煤；
S3、将S1中的水力分级设备的粗粒级产品进入螺旋选矿机经两段分选，中矿顺序返回，得到粗粒级精煤及尾煤；
S4、将S1中的水力分级设备的中粒级产品给入调浆装置，搅拌2min后加入醇类起泡剂，起泡剂用量为1.1kg/t，再搅拌2.5min给入浮选机进行粗选，浮选机的泡沫产品给入精选作业装置，底流产品为浮选尾煤；
S5、将S4中的泡沫产品给入精选作业装置，精选作业采用反浮选工艺，浮选过程中加入糊精或淀粉或两者复配合成药剂，药剂用量为0.7kg/t，搅拌2min后加入胺类捕收剂，药剂用量为1.1kg/t，搅拌2.5min再加入醇类起泡剂，起泡剂用量为1.1kg/t，搅拌3min后进行反浮选，浮选的泡沫产品为精选作业的尾煤产品，浮选的底流产品为精选作业的精煤产品；
S6、将S2得到的所述细粒级精煤、S3得到的粗粒级精煤和S5得到的精选作业精煤产品合并作为精煤产品，S2得到的所述高灰细泥与尾煤、S3得到的粗粒尾煤产品、S4得到的浮选尾煤以及S5得到的所述精选作业浮选尾煤合并作为尾煤产品。
实施例3：基于实施例1和2但有所不同的是；
一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，包括以下步骤；
S1、粗煤泥配成浓度为60g/L-200g/L的矿浆，将矿浆给入搅拌槽，经搅拌后的矿浆给入水力分级设备，经水力分级后分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品；
S2、将S1中的水力分级设备的细粒级产品进入脱泥斗，脱泥斗的溢流产品为高灰细泥，底流产品进入环形摇床经两段分选，中矿顺序返回，得到细粒级精煤及尾煤；
S3、将S1中的水力分级设备的粗粒级产品进入螺旋选矿机经两段分选，中矿顺序返回，得到粗粒级精煤及尾煤；
S4、将S1中的水力分级设备的中粒级产品给入搅拌装置，搅拌一定时间后加入起泡剂，再搅拌一定时间给入浮选机进行粗选，浮选机的泡沫产品给入精选作业装置，底流产品为浮选尾煤；
S5、将S4中的泡沫产品给入精选作业装置，精选作业采用反浮选工艺，浮选过程中加入抑制剂，搅拌一定时间后加入捕收剂，搅拌一定时间再加入起泡剂，搅拌一定时间后进行反浮选，浮选的泡沫产品为精选作业的尾煤产品，浮选的底流产品为精选作业的精煤产品；
S6、将S2得到的细粒级精煤、S3得到的粗粒级精煤和S5得到的精选作业精煤产品合并作为精煤产品，S2得到的高灰细泥与尾煤、S3得到的粗粒尾煤产品、S4得到的浮选尾煤以及S5得到的精选作业浮选尾煤合并作为尾煤产品。
进一步，优选地，S1中的水力分级设备为云锡式分级箱，云锡式分级箱共有两个槽体，槽体呈串联连接。
进一步，优选地，S1中的粗粒级、中粒级以及细粒级分别为0.2-0.3mm、0.3-0.074mm以及0.074mm以下。
进一步，优选地，S2中的脱泥斗的底流产品给入环形摇床I，环形摇床I的轻产物再自流给入环形摇床II，环形摇床II的轻产物为细粒精煤产品，环形摇床的中矿产品按顺序返回，环形摇床I及环形摇床II的重产物产品为细粒尾煤。
进一步，优选地，S3中的粗粒级产品给入螺旋选矿机I，螺旋选矿机I的轻产物再给入螺旋选矿机II，螺旋选矿机II的轻产物为粗粒精煤产品，螺旋选矿机的中矿产品按顺序返回，螺旋选矿机I及螺旋选矿机II的重产物产品为粗粒尾煤；
进一步，优选地，S3中的螺旋选矿机断面形状为椭圆的1/4，槽体为5-6圈，且从第2圈开始槽内安装截料器，槽体由4个螺旋槽组装在一起，距径比为0.7。
进一步，优选地，S4中的调浆装置为双向推流搅拌桶，搅拌时间为1-3min。
进一步，优选地，S4中的浮选起泡剂为醇类起泡剂，起泡剂用量为0.2-2kg/t，加入起泡剂搅拌时间为1-4min。
进一步，优选地，S5中的抑制剂为糊精或淀粉或两者复配合成药剂，药剂用量为0.4-1.0kg/t，捕收剂为胺类捕收剂，药剂用量为0.4-1.8kg/t，起泡剂为醇类起泡剂，起泡剂用量为0.2-2kg/t，搅拌时间分别为1-3min、1-4min和1-4min。
以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，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，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

Claims (8)

1.一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：包括以下步骤；
S1、粗煤泥配成浓度为60g/L-200g/L的矿浆，将所述矿浆给入搅拌槽，经搅拌后的矿浆给入水力分级设备，经水力分级后分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品；
S2、将S1中的水力分级设备的细粒级产品进入脱泥斗，脱泥斗的溢流产品为高灰细泥，底流产品进入环形摇床经两段分选，中矿顺序返回，得到细粒级精煤及尾煤；
S3、将S1中的水力分级设备的粗粒级产品进入螺旋选矿机经两段分选，中矿顺序返回，得到粗粒级精煤及尾煤；
S4、将S1中的水力分级设备的中粒级产品给入搅拌装置，搅拌一定时间后加入起泡剂，再搅拌一定时间给入浮选机进行粗选，浮选机的泡沫产品给入精选作业装置，底流产品为浮选尾煤；
S5、将S4中的泡沫产品给入精选作业装置，精选作业采用反浮选工艺，浮选过程中加入抑制剂，搅拌一定时间后加入捕收剂，搅拌一定时间再加入起泡剂，搅拌一定时间后进行反浮选，浮选的泡沫产品为精选作业的尾煤产品，浮选的底流产品为精选作业的精煤产品；
S6、将S2得到的所述细粒级精煤、S3得到的粗粒级精煤和S5得到的精选作业精煤产品合并作为精煤产品，S2得到的所述高灰细泥与尾煤、S3得到的粗粒尾煤产品、S4得到的浮选尾煤以及S5中得到精选作业的尾煤产品合并作为尾煤产品。
2.根据权利要求1所述的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：所述S1中的水力分级设备为云锡式分级箱，云锡式分级箱共有两个槽体，槽体呈串联连接。
3.根据权利要求1所述的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：所述S1中的粗粒级、中粒级以及细粒级分别为0.2-0.3mm、0.074-0.2mm以及0.074mm以下。
4.根据权利要求1所述的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：所述S2中的脱泥斗的底流产品给入环形摇床I，环形摇床I的轻产物再自流给入环形摇床II，环形摇床II的轻产物为细粒精煤产品，环形摇床的中矿产品按顺序返回，环形摇床I及环形摇床II的重产物产品为细粒尾煤。
5.根据权利要求1所述的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：所述S3中的粗粒级产品给入螺旋选矿机I，螺旋选矿机I的轻产物再给入螺旋选矿机II，螺旋选矿机II的轻产物为粗粒精煤产品，螺旋选矿机的中矿产品按顺序返回，螺旋选矿机I及螺旋选矿机II的重产物产品为粗粒尾煤；
所述S3中的螺旋选矿机断面形状为椭圆的1/4，槽体为5-6圈，且从第2圈开始槽内安装截料器，槽体由4个螺旋槽组装在一起，距径比为0.7。
6.根据权利要求1所述的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：所述S4中的调浆装置为双向推流搅拌桶，搅拌时间为1-3min。
7.根据权利要求1所述的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：所述S4中的浮选起泡剂为醇类起泡剂，起泡剂用量为0.2-2kg/t，加入起泡剂搅拌时间为1-4min。
8.根据权利要求1所述的一种重浮联合分选的粗煤泥选矿工艺，其特征在于：所述S5中的抑制剂为糊精或淀粉或两者复配合成药剂，药剂用量为0.4-1.0kg/t，捕收剂为胺类捕收剂，药剂用量为0.4-1.8kg/t，起泡剂为醇类起泡剂，起泡剂用量为0.2-2kg/t，搅拌时间分别为1-3min、1-4min和1-4min。
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