CN112844811A - 一种煤炭脱泥分选的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于煤炭技术领域,特别涉及一种煤炭脱泥分选的方法。本发明提供的煤炭脱泥分选的方法,采用三锥角水介质旋流器对煤泥进行分选处理,降低了细粒级物料在分选过程中发生错配,然后对溢流和底流分别进行分级或筛分处理,保证了各粒度物料的良好分离,降低了精煤中煤泥的含量,提高了分选精度,有效减少了精煤背灰的发生,高效地实现了对煤泥的脱泥分选处理。
Description
技术领域
本发明属于煤炭技术领域,特别涉及一种煤炭脱泥分选的方法。
背景技术
目前我国选煤主要采用的工艺流程为:一种是原煤不脱泥无压三产品重介旋流器+煤泥回收工艺;另一种是跳汰粗选+重介旋流器精选工艺。近年来,随着机械化采煤程度的提高,原煤中细粒级物料的含量不断增大,加之原煤破碎后产生大量次生煤泥,原有选煤工艺中重介质旋流器对原煤中细粒级入料的分选效果较差,分选精度低,尤其是在小于1mm粒级物料含量较高的情况下,细粒级物料在分选过程中会发生一定程度的错配,导致煤炭中煤泥含量过高。煤泥含量过高,一方面会反作用影响重介质旋流器的处理能力,导致细粒级煤泥分选精度下降,形成恶性循环,造成主洗精煤存在背灰问题;另一方面,中煤泥含量过高,由于细粒煤与介质粉、循环水充分混合后,粘稠度大大提高,造成脱介困难,磁选机入料浓度和粘度增加,导致磁选效率降低、分选精度降低。
发明内容
有鉴于此,本发明的目的在于提供一种煤炭脱泥分选的方法,本发明提供的方法工艺简单,具有分选精度高的特点,有效减少精煤背灰的发生。
为了实现上述发明的目的,本发明提供以下技术方案:
本发明提供了一种煤炭脱泥分选的方法,包括以下步骤:
利用三锥角水介质旋流器,对煤泥进行分选处理,得到溢流和底流;所述三锥角水介质旋流器的分选压力为0.04~0.1MPa;
对所述溢流进行分级处理,得到第一粗粒径物和第一细粒径物,所述第一粗粒径物为第一精煤,所述第一粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第一细粒径物的粒径小于0.5mm;
对所述底流进行筛分处理,得到第二粗粒径物和第二细粒径物;所述第二粗粒径物为煤炭颗粒,导入重介系统,所述第二粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第二细粒径物的粒径小于0.5mm;
将所述第一细粒径物和所述第二细粒径物进行浮选,得到第二精煤和尾煤,所述尾煤为煤泥渣。
优选的,所述煤泥的粒径≤5mm。
优选的,所述分级处理采用的设备为旋流器、深锥分级机、弧形筛或高频振动筛。
优选的,所述筛分处理采用的设备为高频振动筛。
优选的,所述浮选采用的设备为浮选柱或机械搅拌式浮选机。
优选的,所述浮选包括:
将第一细粒径物、第二细粒径物和水混合得到待浮选浆料,所述待浮选浆料的质量浓度为50~120g/L;
将所述待浮选浆料进行浮选。
优选的,所述浮选中浮选的药剂的质量相对于待浮选浆料的质量为0.6~1.5kg/t。
优选的,所述重介系统为有压入料重介系统或无压入料重介系统;
优选的,所述浮选后,还包括将所述第二精煤进行固液分离,得到固态的第二精煤;将所述尾煤依次进行依次浓缩和固液分离,得到煤泥渣。
本发明提供了一种煤炭脱泥分选的方法,包括以下步骤:利用水介质旋流器,对煤泥进行分选处理,得到溢流和底流;所述水介质旋流器的分选压力为0.04~0.1MPa;对所述溢流进行分级处理,得到第一粗粒径物和第一细粒径物,所述第一粗粒径物为第一精煤,所述第一粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第一细粒径物的粒径小于0.5mm;对所述底流进行筛分处理,得到第二粗粒径物和第二细粒径物;所述第二粗粒径物为煤炭颗粒,导入重介系统,所述第二粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第二细粒径物的粒径小于0.5mm;将所述第一细粒径物和所述第二细粒径物进行浮选,得到第二精煤和尾煤,所述尾煤为煤泥渣。
本发明采用三锥角水介质旋流器对煤泥进行分选处理,物料通过入料管沿切线方向给入圆筒体,在筒体内形成螺旋流,在离心力和重力的双重作用下,高密度重产物进入外螺旋流,低密度轻产物进入内螺旋流;由于不同密度、粒度的颗粒形成阻碍沉降层,细颗粒充填于床层孔隙间,低密度粗颗粒在高密度粗颗粒的阻碍下位于床层上部,随后随液体从溢流管排出;由于部分床层没有明显失去成层特性,随着物料的不断给入,其被迫进入二段锥体,此时中间密度物料层露出,并在再循环作用下按密度分为两部分,其中轻的中间密度颗粒在内螺旋上升流作用下由溢流管排出,重的中间密度颗粒被迫进入三段锥体;由于干扰床层被破坏,混杂在高密度粗颗粒间的低密度细颗粒继续在内螺旋上升流的作用下由溢流管排出,其余高密度颖粒则随外螺旋下降流运动,在重力和挤压作用下,最终从旋流器底流口排出。三锥角水介质旋流器对煤泥进行分级处理有效降低了细粒级物料在分选过程中的错配率,然后对得到的溢流进行分级、对底流进行筛分,保证了各粒度物料的良好分离,降低了精煤中煤泥的含量,提高了分选精度,有效减少了精煤背灰的发生,高效地实现了对煤泥的脱泥分选处理。
附图说明
图1为本发明实施例提供的煤炭脱泥分选的方法流程图;
图2为重介系统中有压两产品重介系统流程图;
图3为重介系统中无压三产品重介系统流程图;
图1~3中,“+”表示经过当前步骤后所得的粗粒径物料,“-”表示经过当前步骤后所得的细粒径物料。
具体实施方式
本发明提供了一种煤炭脱泥分选的方法,包括以下步骤:
利用三锥角水介质旋流器,对煤泥进行分选处理,得到溢流和底流;所述三锥角水介质旋流器的分选压力为0.04~0.1MPa;
对所述溢流进行分级处理,得到第一粗粒径物和第一细粒径物,所述第一粗粒径物为第一精煤,所述第一粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第一细粒径物的粒径小于0.5mm;
对所述底流进行筛分处理,得到第二粗粒径物和第二细粒径物;所述第二粗粒径物为煤炭颗粒,导入重介系统,所述第二粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第二细粒径物的粒径小于0.5mm;
将所述第一细粒径物和所述第二细粒径物进行浮选,得到第二精煤和尾煤,所述尾煤为煤泥渣。
图1为本发明实施例提供的煤炭脱泥分选的方法的流程图,下面按照图1对本发明提供的煤炭脱泥分选的方法进行说明。
本发明利用三锥角水介质旋流器,对煤泥进行分选处理,得到溢流和底流;所述三锥角水介质旋流器的分选压力为0.04~0.1MPa。
在本发明中,所述煤泥的来源优选为由原煤经分级脱泥获得。在本发明中,所述分级脱泥优选为湿法分级脱泥。在本发明中,所述湿法分级脱泥中原煤颗粒与水的质量比优选为1:(1~2),更优选为1:(1.2~1.8)。在本发明中,所述分级脱泥的设备优选为分级脱泥筛,更优选为直线振动筛。在本发明中,所述分级脱泥筛的筛孔尺寸优选为1~5mm,更优选为2~4mm。本发明对所述原煤没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的原煤即可。本发明以分级脱泥后分级脱泥筛的筛下物为煤泥。在本发明中,所述煤泥的粒径优选≤5mm。经分级脱泥,本发明还获得煤炭颗粒;所述煤炭颗粒导入重介系统。
在本发明中,所述三锥角水介质旋流器的分选压力为0.04~0.14MPa。在本发明中,所述三锥角水介质旋流器的分选粒径优选为0.15~6mm。在本发明中,所述溢流中颗粒物料的粒径优选≤3mm;所述底流中颗粒物料的粒径优选≤3mm。
得到溢流后,本发明对所述溢流进行分级处理,得到第一粗粒径物和第一细粒径物,所述第一粗粒径物为第一精煤,所述第一粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第一细粒径物的粒径小于0.5mm。
在本发明中,所述分级处理采用的设备优选为旋流器、深锥分级机、弧形筛或高频振动筛。
在本发明中,当所述分级处理采用的设备是旋流器时,所述旋流器优选为分级旋流器。在本发明中,所述分级旋流器的锥角优选为10°~20°,更优选为12°~18°。
在本发明中,当所述分级处理采用的设备是弧形筛时,所述弧形筛的筛缝尺寸优选为0.35~0.75mm,更优选为0.4~0.7mm。在本发明中,所述弧形筛的脱水处理时间优选为20~40s,更优选为25~35s。在本发明中,所述弧形筛的脱水处理时间指物料在弧形筛筛面上划过的时间。在本发明中,所述弧形筛的安装角度优选为5°~10°,更优选为6°~9°。
在本发明中,当所述分级处理采用的设备是高频振动筛时,所述高频振动筛的筛孔孔径优选为0.1~0.3mm,更优选为0.15~0.25mm。在本发明中,所述高频振动筛的振动频率优选为1500~2800次/min,更优选为1600~2700次/min。在本发明中,所述高频振动筛的筛分效率优选为75~95%,更优选为80~95%。
分级处理后,本发明得到第一粗粒径物和第一细粒径物。在本发明中,所述第一粗粒径物为第一精煤。在本发明中,所述第一粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第一细粒径物的粒径小于0.5mm。
得到第一粗粒径物后,本发明优选将所述第一粗粒径物进行固液分离;所述固液分离优选为离心处理。在本发明中,所述离心处理的设备优选为离心机。离心处理后,本发明得到离心液和固态的第一精煤。本发明对所述离心没有特殊限定,以能够实现固液分离为准。在本发明的实施例中,所述离心机的型号优选为通用FC1200型,筛篮缝隙为0.35mm。在本发明中,所述离心液优选作为液态介质回用于利用水介质旋流器对煤泥进行分选处理的过程中。
得到底流后,本发明对所述底流进行筛分处理,得到第二粗粒径物和第二细粒径物;所述第二粗粒径物为煤炭颗粒,导入重介系统,所述第二粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第二细粒径物的粒径小于0.5mm。
在本发明中,所述筛分处理采用的设备优选为高频振动筛。在本发明中,所述高频振动筛的筛孔孔径优选为0.1~0.3mm,更优选为0.15~0.25mm。在本发明中,所述高频振动筛的振动频率优选为1500~2800次/min,更优选为1600~2700次/min。在本发明中,所述高频振动筛的筛分效率优选为75~95,更优选为80~95%。
筛分处理后,本发明得到第二粗粒径物和第二细粒径物。在本发明中,所述第二粗粒径物为煤炭颗粒,导入重介系统。在本发明中,所述第二粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第二细粒径物的粒径小于0.5mm。
得到第一细粒径物和/或所述第二细粒径物后,本发明将所述第一细粒径物和所述第二细粒径物进行浮选,得到第二精煤和尾煤,所述尾煤为煤泥渣。
在本发明中,所述浮选采用的设备优选为浮选柱或机械搅拌式浮选机。在本发明中,所述浮选优选包括:将第一细粒径物、第二细粒径物和水混合得到待浮选浆料;将所述待浮选浆料进行浮选。在本发明中,所述待浮选浆料的质量浓度优选为50~120g/L,更优选为60~110g/L。本发明对所述浮选中的药剂没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的浮选药剂即可。在本发明中,所述浮选中浮选的药剂的药剂相对于待浮选浆料的质量优选为0.6~1.5kg/t,更优选为0.7~1.4kg/t。
经过所述浮选,本发明分别得到呈现固液混合形态的第二精煤和呈现固液混合形态尾煤。本发明优选将呈现固液混合形态的第二精煤进行固液分离,得到固态的第二精煤和压滤液;所述固液分离优选为压滤。在本发明中,所述压滤的设备优选为压滤机。在本发明中,所述压滤机优选为隔膜快开式压滤机。在本发明中,所述压滤液优选作为循环水回用于本发明所述的煤炭脱泥分选方法中。
本发明优选将呈现固液混合形态的尾煤依次进行浓缩和固液分离;所述固液分离优选为压滤。在本发明中,所述浓缩的设备优选为浓缩机。在本发明中,所述压滤的设备优选为压滤机。在本发明中,所述浓缩产生的浓缩液和压滤产生的压滤液优选作为循环水回用于本发明所述的煤炭脱泥分选方法中。
通过对所述煤泥的处理,本发明降低了精煤中含有的煤泥,有效降低了了精煤背灰问题的发生。
本发明将分级脱泥所得煤炭颗粒和筛分处理所得第二粗粒径物导入重介系统,进行后续煤炭处理。在本发明中,所述重介系统优选为有压入料重介系统或无压入料重介系统,更优选为有压两产品重介系统、有压三产品重介系统或无压三产品重介系统。本发明对所述有压入料重介系统和无压入料重介系统没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的有压入料重介系统或无压入料重介系统即可。下面以有压两产品重介系统和无压三产品重介系统为例,分别进行说明。
图2为重介系统中有压两产品重介系统流程图,下面结合图2对本发明提供的重介系统进行说明。
本发明将所述待重介系统处理的煤炭颗粒物料经过主洗混料桶用泵打入主洗两产品重介旋流器进行分选,得到主洗两产品重介旋流底流和主洗两产品重介旋流溢流。
本发明将所述主洗两产品重介旋流底流进入弧形筛进行第一脱水处理得到第一筛上物和第一合格介质;将所述第一筛上物进入脱介筛进行第一脱介处理得到矸石和矸石稀介质。
本发明将所述主洗两产品重介旋流溢流进入弧形筛进行第二脱水处理得到第二筛上物和第二合格介质,所述第二筛上物进入脱介筛进行第二脱介处理得到中间产物稀介质和中间产物;所述第二合格介质通过分流得到两部分合格介质,将一部分第二合格介质和第一合格介质以及矸石稀介质进入矸石磁选机进行磁选得到矸石磁尾和合格介质;将所述矸石磁尾依次经过浓缩旋流器和离心机浓缩脱水处理,得到矸石;所述浓缩旋流器底流和离心机产生的离心液回用于尾煤浮选过程;将所述中间产物稀介质经磁选得到中间产物磁尾和合格介质,合格介质和剩余第二合格介质回用于主洗混料桶形成闭合回路。在本发明中,所述浓缩旋流器中底流的固液比优选为300~700g/L,更优选为350~650g/L。在本发明中,所述磁选的磁场强度优选为80~400A/m,更优选为100~350A/m。在本发明中,所述磁选的设备优选为磁选机。
得到中间产物后,本发明将所述中间产物通过再洗混料桶用泵打入再洗两产品重介旋流器再次分选,得到再洗两产品重介旋流底流和再洗两产品重介旋流溢流。
本发明将所述再洗两产品重介旋流底流经过弧形筛进行第三脱水处理得到第三筛上物和第三合格介质;将所述第三筛上物经脱介筛进行第三脱介处理,得到中煤和中煤稀介质。
本发明将所述再洗两产品重介旋流溢流经过弧形筛进行第四脱水处理,得到第四筛上物和合格介质;将所述第四筛上物经脱介筛进行第四脱介处理,得到精煤稀介质和呈现固液形态的精煤;将所述呈现固液形态的精煤经离心机脱水得到固态的精煤和精煤离心液;将所述精煤稀介质经精煤磁选机磁选得到精煤磁尾和合格介质。在本发明中,所述第四合格介质进行分流得到两部分合格介质,一部分第四合格介质和第三合格介质以及中煤稀介质进入中煤磁选机进行磁选,得到中煤磁尾和合格介质;合格介质和剩余第四合格介质进入返回到再洗系统形成闭合回路;所述中煤磁尾依次经中煤浓缩旋流器和离心机浓缩脱水处理后,得到中煤和中煤离心液。在本发明中,所述中间产物磁尾、中煤浓缩旋流器产生的中煤浓缩旋流器底流、中煤离心液、精煤磁尾和精煤离心液均返回脱泥分选系统再次分选。在本发明中,所述合格介质均作为液态介质回用于重介系统中。本发明中,所述浓缩旋流器中底流的固液比优选为300~700g/L,更优选为350~650g/L。在本发明中,所述磁选的磁场强度优选为80~400A/m,更优选为100~350A/m。
图3为重介系统中无压三产品重介系统流程图,下面结合图3对本发明提供的重介系统进行说明。
本发明将所述待重介系统处理的煤炭颗粒物料直接进入无压三产品重介旋流器,分选出精煤混料、中煤混料和矸石混料。
本发明将所述精煤混料经过弧形筛脱水处理得到第五筛上物和第五合格介质;将所述第五筛上物经脱介筛进行第五脱介处理,得到精煤稀介质和呈现固液形态的精煤。在本发明中,所述第五合格介质分流得到两部分合格介质,一部分第五合格介质和精煤稀介质进入精煤磁选机进行磁选,得到精煤磁尾和合格介质;剩余第五合格介质回用于重介系统。本发明将所述呈现固液形态的精煤进行离心机脱水处理,得到固态的精煤和精煤离心液。在本发明中,所述磁选的磁场强度优选为80~400A/m,更优选为100~350A/m。
本发明将所述中煤混料经过弧形筛进行第六脱水处理,得到第六筛上物和合格介质,所述第六筛上物经脱介筛进行第六脱介处理,得到中煤稀介质和呈现固液形态的中煤。本发明将所述呈现固液形态的中美进行离心处理,得到固态的中煤和中煤离心液。在本发明中,所述中煤稀介质进入中煤磁选机磁选得到中煤磁尾和合格介质,所述中煤磁尾进入浓缩旋流器浓缩,溢流采用离心机进行脱水处理得到中煤。在本发明中,所述精煤离心液、精煤磁尾、中煤离心液和浓缩旋流器产生的浓缩旋流底流返回到脱泥分选系统再次分选。本发明中,所述浓缩旋流器中底流的固液比优选为300~700g/L,更优选为350~650g/L。
本发明将所述矸石混料经弧形筛进行第七脱水处理,得到第七筛上物和合格介质;将所述第七筛上物经脱介筛进行第七脱介处理,得到矸石稀介质和呈现固液形态的矸石;采用磁选机将所述矸石稀介质进行磁选,得到矸石磁尾和合格介质;所述矸石磁尾进入浓缩旋流器进行浓缩,所得浓缩旋流溢流进行离心机脱水处理,得到矸石和矸石离心液;将所述呈现固液形态的矸石进入离心机进行离心,得到矸石和矸石离心液。本发明将所述浓缩旋流器的底流和矸石离心液进入尾煤浓缩机进行浓缩。在本发明中,所述磁选的磁场强度优选为80~400A/m,更优选为100~350A/m。
为了进一步说明本发明,下面结合实施例对本发明提供的一种煤炭脱泥分选的方法进行详细地描述,但不能将它们理解为对本发明保护范围的限定。显然,所描述的实施例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前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
实施例1
采用筛孔为1mm直线振动筛对原煤进行分级脱泥,得到煤泥;利用三锥角水介质旋流器,对煤泥进行分选处理,得到溢流和底流;所述三锥角水介质旋流器的分选压力为0.07MPa;
采用筛缝为0.6mm的弧形筛对所述溢流进行分级处理,得到第一粗粒径物和第一细粒径物,所述第一粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第一细粒径物的粒径小于0.5mm,采用筛篮缝隙为0.35mm的通用FC1200型煤泥离心机将所述第一粗粒径物进行离心,得到第一精煤;
采用高频振动筛对所述底流进行筛分处理,得到第二粗粒径物和第二细粒径物,所述第二粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第二细粒径物的粒径小于0.5mm;所述第二粗粒径物为煤炭颗粒,导入有压两产品重介系统;
采用通用XJM16-5的浮选机将所述第一细粒径物和所述第二细粒径物进行浮选:待浮选浆料的质量浓度为50~120g/L,所述浮选中浮选的药剂的药剂相对于待浮选浆料的质量为0.6~1.5kg/t,得到呈现固液混合形态的第二精煤和呈现固液混合形态尾煤,采用隔膜快开式压滤机将呈现固液混合形态的第二精煤进行压滤,得到第二精煤,将呈现固液混合形态的尾煤依次进行浓缩和压滤,得到尾煤,所述尾煤为煤泥渣。
经多批次实施,采用本发明提供的煤炭脱泥分选的方法对煤泥进行分选,年处理原煤300万吨炼焦煤选煤厂的选煤介耗由原来的3.5kg/t降为1.5kg/t,选煤厂每年经济效益提高600万元;此外,原煤入洗量由600t/h提高700t/h,在保证精煤灰分条件下,精煤产率提高0.5个百分点,企业经济效益显著提高。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明原理的前提下,还可以做出若干改进和润饰,这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (9)
1.一种煤炭脱泥分选的方法,其特征在于,包括以下步骤:
利用三锥角水介质旋流器,对煤泥进行分选处理,得到溢流和底流;所述三锥角水介质旋流器的分选压力为0.04~0.1MPa;
对所述溢流进行分级处理,得到第一粗粒径物和第一细粒径物,所述第一粗粒径物为第一精煤,所述第一粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第一细粒径物的粒径小于0.5mm;
对所述底流进行筛分处理,得到第二粗粒径物和第二细粒径物;所述第二粗粒径物为煤炭颗粒,导入重介系统,所述第二粗粒径物的粒径为0.5~3mm,所述第二细粒径物的粒径小于0.5mm;
将所述第一细粒径物和所述第二细粒径物进行浮选,得到第二精煤和尾煤,所述尾煤为煤泥渣。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述煤泥的粒径≤5mm。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述分级处理采用的设备为旋流器、深锥分级机、弧形筛或高频振动筛。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述筛分处理采用的设备为高频振动筛。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述浮选采用的设备为浮选柱或机械搅拌式浮选机。
6.根据权利要求1或5所述的方法,其特征在于,所述浮选包括:
将第一细粒径物、第二细粒径物和水混合得到待浮选浆料,所述待浮选浆料的质量浓度为50~120g/L;
将所述待浮选浆料进行浮选。
7.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述浮选中浮选的药剂的质量相对于待浮选浆料的质量为0.6~1.5kg/t。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述重介系统为有压入料重介系统或无压入料重介系统。
9.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述浮选后,还包括将所述第二精煤进行固液分离,得到固态的第二精煤;
将所述尾煤依次进行依次浓缩和固液分离,得到煤泥渣。
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CN202110022689.8A Withdrawn CN112844811A (zh) | 2021-01-08 | 2021-01-08 | 一种煤炭脱泥分选的方法 |
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2021
- 2021-01-08 CN CN202110022689.8A patent/CN112844811A/zh not_active Withdrawn
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PB01 | Publication | ||
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WW01 | Invention patent application withdrawn after publication |
Application publication date: 20210528 |
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