CN113019679B - 用于液化用煤重介质旋流分选的方法与系统 - Google Patents

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Abstract

用于液化用煤重介质旋流分选的方法和方法,方法包括在制备用于分选的重介质悬浮液时加入蒙脱石粉。系统包括相连通的脱泥筛、分级旋流器、混料桶、预备桶、合格介质桶、煤泥重介质旋流器、第一/二介质回收装置、第一/二脱水装置,分别用于对原煤脱泥、对脱泥筛筛下物分级、制备蒙脱石悬浮液、制备重介质悬浮液、对分级旋流器的第一底流和合格介质桶的重介质悬浮液混合得混合料、对混合料旋流分选得到第二溢流和第二底流、对第二溢流介质回收和脱水得富镜质组精煤、对第二底流介质回收和脱水得电煤。该方法和系统,能够得到稳定的低密度重介质悬浮液,实现对粗煤泥的低密度稳定分选,且提高所得精煤产品的镜质组含量。

Description

用于液化用煤重介质旋流分选的方法与系统
技术领域
本发明属于选煤领域,具体涉及用于液化用煤重介质旋流分选的方法与系统。
背景技术
我国原油对外依存度已然超过70%。石油资源匮乏和国内石油供应不足已成为中国能源发展的一个严峻现实。充分利用我国丰富的煤炭资源解决石油短缺问题并保证能源安全供给,是我国能源安全战略的一条有效而又可行的途径。其中,发展煤制油产业可有效缓解因富煤缺油给我国能源安全带来的挑战,对保障国家能源安全具有重要的战略意义。不仅如此,煤液化作为煤炭高效清洁加工与利用的技术手段之一,对保证我国能源可持续、绿色发展也具有重要的价值。
在现有的煤制油技术中,煤直接液化技术具有工艺简单、成本低、效率高的特点,原理为:在高温高压条件下,将煤在氢气和催化剂作用下通过加氢裂化转变为液体燃料。其中,原料煤的特性,尤其是煤岩显微组成特性,直接影响了油收率及产品品质。适合直接液化的煤种为高变质程度的褐煤和年轻烟煤,较为理想的指标为:干燥无灰基挥发分>35wt%,干燥无灰基碳含量为82-84wt%,H/C原子比大于0.8,且煤有机显微组分中镜质组、壳质组含量越高越好。据文献研究报道,原料煤的镜质组含量每提高10个百分点,直接液化的油收率可提高4个百分点。因此,进一步提高产品的镜质组含量,对煤的高效液化具有重要的意义和价值。
然而,煤有机显微组分,特别是镜质组与惰质组性质接近,分离难度非常大。研究表明,纯镜质组与纯惰质组的密度差异仅0.1g/cm3左右,且组分的视在密度仅1.3g/cm3左右。要实现这样的组分分离过程,必须实现低密度条件下的高精密度分选。但是,目前已开展的生产实践中,生产原煤主要来源于我国西部矿区低灰分的低阶煤,基本上是采用重介质分选工艺进行简单排矸后的产品直接给入煤制油工艺环节。这种方法采用的分选密度一般在1.45g/cm3左右,其精煤产品灰分约在5-8wt%左右,镜质组含量一般在60-68wt%之间,普遍存在镜质组含量低的问题。而为了进一步提高产品镜质组含量,则必须降低分选密度。但直接降低分选密度,将导致重介质悬浮液中固体含量降低,使其稳定性下降,从而恶化分选效果。
对此,CN 109395121 A通过将精煤产品进行细磨强化解离,通过细磨矸石泥调整悬浮液稳定性,最终通过小直径重介质旋流器进行分选。尽管这种方法基本实现了高稳定性分选,但由于原料来源于经过分选的精煤产品,必然不可避免地造成部分精煤损失,而且对于原生产工艺中的入选原煤中<3mm粒级的物料(即粗煤泥)仅进行了螺旋分选回收,并作为电煤产品,未能实现该部分物料的进一步提质加工。
综上所述,现有的技术并不能对液化用煤进行合适分选,不能实现对原生粗煤泥的精加工利用以及对该部分物料的高价值利用。
对于原煤中粒径<3mm粒级的粗煤泥而言,受现有分选工艺及设备手段限制,很难将镜质组含量进一步提高。其主要技术问题在于:
(1)采用重介质分选方法时(如重介质旋流器),由于分选密度低,重介质悬浮液稳定性差,造成实际分选过程中重介质过度堆积于设备内壁附近,不仅难以实现分选过程的稳定生产,而且可能分选失效;但若通过提高重介质悬浮液中煤泥(粒径<0.5mm的煤泥)含量的方法强制降低重介质悬浮液的旋流沉降速度,则会造成体系表观黏度急剧提高,严重干扰颗粒的分离过程;
(2)采用干扰床或螺旋分选机时,虽然这两种方法本身结构简单易于维护,但由于这两种方法的分选过程并非精确按照密度进行,在要求分选密度低时,两种设备很难实现有效分选,而极容易造成所需产品产率大幅度下降;
(3)若采用CN 109395121 A中将使用细磨矸石泥作为重介质悬浮液稳定性的调整手段时,由于粗煤泥的密度组成远比细磨精煤复杂,且矸石的组分和密度处于不可知状态,引入粗煤泥的旋流分选体系中时相当于额外增加了大量性质不稳定的高灰物质,将提高粗煤泥本身的分选难度,从而降低分选效果。
发明内容
本发明的第一个目的在于提供一种用于液化用煤重介质旋流分选的方法,该方法能够对原生粗煤泥进行低密度稳定分选;
本发明的第二个目的在于提供一种利用前述方法进行液化用煤重介质旋流分选的系统,该系统结构简单,能够对原生粗煤泥进行低密度稳定分选。
为实现本发明的目的,采用以下的技术方案:
一种用于液化用煤重介质旋流分选的方法,包括在制备用于分选的重介质悬浮液时加入蒙脱石粉。
本领域技术人员理解,磁铁矿粉是重介选煤的分选介质,在重介质悬浮液中容易沉降,为了阻碍其沉降、提高分选效果,一般重介质悬浮液中固体的量较大,从而使得用于分选的重介质悬浮液密度大,且由于并不能很好地阻碍磁铁矿粉沉降,使得用于分选的重介质悬浮液的状态也并不稳定,这就无法实现对原煤的低密度稳定分选,造成分选所得精煤产品的镜质组含量较低,从而使得其利用价值也较低。
而蒙脱石密度为2.5-2.8g/cm3,高于选煤厂的原煤,且具有强吸水膨胀性,充分吸水后其表观体积可膨胀40倍以上。因此,在制备用于分选的重介质悬浮液时加入蒙脱石粉,仅需要很少的蒙脱石用量就能够使重介质悬浮液中形成稳定的空间结构,从而很好地阻碍磁铁矿粉的沉降。正是由于这种作用,蒙脱石的加入可以减少重介质悬浮液中其他非磁性物(如粗煤泥)的用量,进而使得整个重介质悬浮液中固体悬浮物的体积浓度降低,这既能够保证重介质悬浮液的稳定性条件,又能够保证重介质悬浮液的表观黏度不提高甚至降低,从而使得其中的固体悬浮物不会对粗煤泥颗粒的分离运动产生阻碍,进而保证了分选过程的顺利进行。
本领域技术人员理解,本发明的蒙脱石粉也可以替换为其他含有蒙脱石、以蒙脱石为主要组成、或者其中的蒙脱石起主要作用的物质,比如膨润土、黏土矿物等。
本发明用于液化用煤重介质旋流分选的方法,能够利用蒙脱石粉提高低密度分选介质的稳定性,实现粗煤泥的低密度稳定分选。
优选地,所述方法包括以下步骤:
(1)将原煤输入脱泥筛进行脱泥处理,得到筛上物和筛下物;
(2)将步骤(1)得到的筛下物输入分级旋流器进行分级,得到第一溢流和第一底流;
(3)将蒙脱石粉和水混合制备蒙脱石悬浮液;
(4)将步骤(2)得到的部分第一溢流和步骤(3)得到的蒙脱石悬浮液混合,并加入磁铁矿粉、水和回收介质后混合均匀,得到重介质悬浮液;
(5)将步骤(2)得到的第一底流和步骤(4)得到的重介质悬浮液混合后,输入煤泥重介质旋流器进行分选,得到第二溢流和第二底流;
(6)将步骤(5)得到的第二溢流依次进行介质回收和脱水,得到第一回收介质和富镜质组精煤;
(7)将步骤(5)得到的第二底流依次进行介质回收和脱水,得到第二回收介质和电煤;
其中,步骤(6)和步骤(7)脱除的煤泥水回用于步骤(1)中作为所述脱泥筛的喷淋水;
步骤(4)中加入的回收介质为步骤(6)所得第一回收介质和步骤(7)所得第二回收介质。
本领域技术人员理解,原煤在输入脱泥筛进行脱泥处理前,需要进行一些准备工作,比如对原煤进行预排矸、筛分、破碎作业等。
本领域技术人员理解,步骤(1)得到的筛上物进入其他分选系统进行分选,比如本领域常用的重介质旋流器,步骤(2)所得的第一溢流一部分用于步骤(4)中制备重介质悬浮液,剩余部分可以输入煤泥水系统进行处理。本领域技术人员理解,步骤(3)中在将蒙脱石粉和水混合时需要搅拌,优选地,至少搅拌20min,比如25min、30min以使蒙脱石粉均匀分散于水中并充分吸水膨胀,有利于在后续制备重介质悬浮液时形成稳定的低密度重介质悬浮液,从而提高对粗煤泥的分选效果,提高分选所得精煤的镜质组含量。
本领域技术人员理解,步骤(2)所得的第一溢流也可以部分先与蒙脱石粉和/或水一起制备蒙脱石悬浮液,然后再向其中加入磁铁矿粉、水和回收介质后混合均匀,制备重介质悬浮液,其与本发明前述的步骤(3)和步骤(4)并没有本质区别。
本领域技术人员理解,磁铁矿粉也可以不加在步骤(4)中,而是加在步骤(3)中,但是本申请将磁铁矿粉加在步骤(4)中,而不在步骤(3)中加,可以在步骤(3)得到分散充分的蒙脱石悬浮液,有助于后续制备得到稳定的重介质悬浮液,对原煤的分选效果相对也好一些。
本领域技术人员理解,蒙脱石粉也可以不先与水混合制备蒙脱石悬浮液,而是直接与步骤(2)得到的部分第一溢流,以及加入的磁铁矿粉、水和回收介质混合制备重介质悬浮液,但是蒙托石粉按照如本申请步骤(3)先与水混合制备蒙脱石悬浮液,再将蒙脱石悬浮液按照步骤(4)与步骤(2)得到的部分第一溢流,以及加入的磁铁矿粉、水和回收介质混合制备重介质悬浮液,能够在步骤(3)得到浓度可控的蒙脱石悬浮液,有助于后续制备得到稳定的重介质悬浮液,对原煤的分选效果相对也好一些。
本发明步骤(4)在制备重介质悬浮液时,向其中加入部分第一溢流,有助于利用其中的细煤泥与蒙脱石粉配合形成相对稳定的结构空间,否则,蒙脱石粉会与磁铁矿粉产生一定的凝聚,不利于阻碍磁铁矿粉的沉降。
本发明的方法,利用蒙脱石的强吸水膨胀性,使得制得的重介质悬浮液体系内形成空间结构,延缓磁铁矿粉介质的沉降,从而能够调控重介质悬浮液的稳定状态,并控制重介质悬浮液的表观黏度,最终优化煤泥重介质旋流器的工作环境,实现对粗煤泥的高品质分选,从而获得高镜质组含量的精煤产品。
在一种实施方式中,步骤(1)中,所述脱泥筛的筛孔孔径为1-6mm,比如2mm、3mm、4mm和5mm,以便于进料至分级旋流器进行分级,以筛分出粒度大于筛孔孔径的筛上物和粒度小于筛孔孔径的筛下物,从而实现脱泥目的。
在一种实施方式中,步骤(2)中,所述分级旋流器的分级粒度为0.25-0.5mm,比如0.3mm、0.35mm、0.4mm和0.45mm,以得到粒度小于分级粒度的第一溢流和粒度大于分级粒度的第一底流(即粗煤泥)。
在一种实施方式中,步骤(3)中,所述蒙脱石粉的粒径≤0.1mm,比如0.01mm、0.02mm、0.03mm、0.04mm、0.05mm、0.06mm、0.07mm、0.08mm和0.09mm,从而使其具有较高的吸水性、分散性和膨胀性;优选所述蒙脱石粉中蒙脱石的含量≥80wt%,比如82wt%、85wt%、87wt%、90wt%和95wt%,从而有利于在加入较少量蒙脱石粉的情况下获得状态稳定的重介质悬浮液,进而使所获得的重介质悬浮液中的固体悬浮物含量和体积浓度较小,从而使重介质悬浮液的表观黏度较小,有利于实现对粗煤泥的低密度稳定分选,提高对粗煤泥的分选效果和分选所得精煤的镜质组含量。
优选地,步骤(3)中,所述蒙脱石悬浮液中所述蒙脱石粉的含量为5-40wt%,比如10wt%、15wt%、20wt%、25wt%、30wt%和35wt%。
在一种实施方式中,步骤(4)中,所述重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物的含量为10-40wt%,比如15wt%、20wt%、25wt%、30wt%和35wt%,以使得重介质悬浮物的状态更稳定,放低其中磁铁矿粉的沉降速度;优选所述非磁性物中蒙脱石的含量为10-80wt%,比如15wt%、20wt%、25wt%、30wt%、35wt%、40wt%、45wt%、50wt%、55wt%、60wt%、65wt%、70wt%和75wt%。本领域技术人员理解,重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物中蒙脱石的含量,是根据非磁性物中煤泥的灰分来调整的,非磁性物中煤泥的灰分低时,需要提高蒙脱石粉的加入量,即提高非磁性物中蒙脱石的含量;反之依然。
在一种实施方式中,所述步骤(4)中,所述磁铁矿粉的粒径为D90<75μm,比如70μm、65μm和60μm;优选所述磁铁矿粉中磁性物质的含量>98wt%,比如98.5wt%、99wt%和99.5wt%。
本领域技术人员理解,本发明的方法,可以通过控制用于制备重介质悬浮液的蒙脱石悬浮液的质量浓度和流量、细粒物料(即第一溢流)的流量和质量浓度、回收介质的介质质量和流量、磁铁矿粉的质量以及水的质量和流量,来控制制得的重介质悬浮液的密度和固体物悬浮物组成,实现对重介质悬浮液的密度和稳定性的调控。在实际生产时,可以通过对试验用原煤进行煤质分析,测出由其分选出镜质组含量达到要求的精煤时所需要的分选密度,然后根据该分选密度调节蒙脱石悬浮液的质量浓度和流量、细粒物料(即第一溢流)的流量和质量浓度、回收介质的介质质量和流量、磁铁矿粉的质量以及水的质量和流量,从而调整所得重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物的含量以及非磁性物中蒙脱石的含量,使得制得的用于分选的重介质悬浮液在稳定的同时达到所需密度(本领域技术人员了解,用于分选的重介质悬浮液的密度比分选密度稍低)。
在一种实施方式中,步骤(4)中,所述重介质悬浮液中固体悬浮物的体积浓度为5-25v%,比如7v%、10v%、12v%、15v%、17v%、20v%和22v%,以使重介质悬浮液的表观黏度较低,避免其中的固体悬浮物对粗煤泥颗粒的分离运动产生阻碍,有利于后续的分选过程。
为实现本发明的第二个目的,本发明还提供一种利用前述方法对液化用煤进行重介质旋流分选的系统,所述系统包括通过物料管线相连通的脱泥筛、分级旋流器、混料桶、预备桶、合格介质桶、煤泥重介质旋流器、第一介质回收装置、第一脱水装置、第二介质回收装置和第二脱水装置;
所述脱泥筛用于对原煤进行脱泥处理,得到筛上物和筛下物;
所述分级旋流器的进料口连接至所述脱泥筛的底部出料口,用于对来自所述脱泥筛的筛下物进行分级,得到第一溢流和第一底流;
所述预备桶用于加入蒙脱石粉和水以混合制备蒙脱石悬浮液;
所述合格介质桶的进料口分别连接至所述分级旋流器的溢流出料口、所述预备桶的底部出料口、所述第一介质回收装置的出料口以及所述第二介质回收装置的出料口,用于接收来自所述分级旋流器的部分第一溢流、来自所述预备桶的蒙脱石悬浮液、来自所述第一介质回收装置的第一回收介质和来自所述第二介质回收装置的第二回收介质,以及水和磁铁矿粉,以混合制备重介质悬浮液;
所述混料桶的进料口分别连接至所述分级旋流器的底部出料口和所述合格介质桶的底部出料口,用于对来自所述分级旋流器的第一底流和来自所述合格介质桶的重介质悬浮液进行混合,得到混合料;
所述煤泥重介质旋流器的进料口连接至所述混料桶的底部出料口,用于对来自所述混料桶的混合料进行旋流分选,得到第二溢流和第二底流;
所述第一介质回收装置的入料口连接至所述煤泥重介质旋流器的溢流出料口,用于对来自所述煤泥重介质旋流器的第二溢流进行介质回收,得到第一回收介质和第一脱介物料;所述第一介质回收装置的介质出料口连接至所述合格介质桶的进料口;
所述第一脱水装置的入料口连接至所述第一介质回收装置的第一脱介物料出料口,用于对来自所述第一介质回收装置的第一脱介物料进行脱水,得到富镜质组精煤;
第二介质回收装置的入料口连接至所述煤泥重介质旋流器的底流出料口,用于对来自所述煤泥重介质旋流器的第二底流进行介质回收,得到第二回收介质和第二脱介物料;所述第二介质回收装置的介质出料口连接至所述合格介质桶的进料口;
第二脱水装置的入料口连接至所述第二介质回收装置的第二脱介物料出料口,用于对来自所述第二介质回收装置的第二脱介物料进行脱水,得到电煤;
所述第一脱水装置和所述第二脱水装置的液体出料口分别连接至所述脱泥筛的喷淋管线,用于将脱除的煤泥水作为喷淋水回用于脱泥筛。
本领域技术人员理解,水可以用管线自所述合格介质桶的进料口输入所述合格介质桶内,磁铁矿粉可以自所述合格介质桶的进料口加入所述合格介质桶内。
本领域技术人员理解,设备之间进行物料输送时,可能需要缓冲后再输送,也可能需要入料泵进行泵送以实现输送;比如,所述脱泥筛的底部出料口处依次设置有缓冲桶和入料泵,缓冲桶用于接收和缓冲来自所述脱泥筛的筛下物,入料泵用于将来自所述缓冲桶的筛下物泵送至所述分级旋流器;所述预备桶的底部出料口处设置有入料泵,用于将来自所述预备桶的蒙脱石悬浮液泵送至所述合格介质桶;所述合格介质桶的底部出料口处设置有入料泵,用于将来自所述合格介质桶的重介质悬浮液泵送至所述混料桶;所述混料桶的底部出料口出处设置有入料泵,用于将来自所述混料桶的混合料泵送至所述煤泥重介质旋流器。
在一种实施方式中,所述第一介质回收装置为精煤磁选机,所述第二介质回收装置为尾煤磁选机。
在一种实施方式中,所述系统还包括煤泥水处理单元,煤泥水处理单元的进料口连接至所述分级旋流器的溢流出料口。
本发明的有益效果在于:
本发明的用于液化用煤重介质旋流分选的方法和系统,能够得到稳定的低密度重介质悬浮液,实现对粗煤泥的低密度稳定分选,提高所得精煤产品的镜质组含量。
附图说明
图1为本发明的用于液化用煤重介质旋流分选的系统在一种实施方式中的结构示意图;
图2为本发明的用于液化用煤重介质旋流分选的系统在一种具体实施方式中的结构示意图。
具体实施方式
以下结合附图及具体实施方式对本发明的技术方案及其效果做进一步说明。以下实施方式仅用于说明本发明的内容,发明并不仅限于下述实施方式或实施例。应用本发明的构思对本发明进行的简单改变都在本发明要求保护的范围内。
如图1所示,本发明对液化用煤进行重介质旋流分选的系统,如图1所示,所述系统包括通过物料管线相连通的脱泥筛1、分级旋流器2、混料桶3、预备桶4、合格介质桶5、煤泥重介质旋流器6、第一介质回收装置、第一脱水装置、第二介质回收装置和第二脱水装置;
所述脱泥筛1用于对原煤进行脱泥处理,得到筛上物和筛下物;
所述分级旋流器2的进料口连接至所述脱泥筛1的底部出料口,用于对来自所述脱泥筛1的筛下物进行分级,得到第一溢流和第一底流;
所述预备桶4用于加入蒙脱石粉和水以混合制备蒙脱石悬浮液;
所述合格介质桶5的进料口分别连接至所述分级旋流器2的溢流出料口、所述预备桶4的底部出料口、所述第一介质回收装置的出料口以及所述第二介质回收装置的出料口,用于接收来自所述分级旋流器2的部分第一溢流、来自所述预备桶4的蒙脱石悬浮液、来自所述第一介质回收装置的第一回收介质和来自所述第二介质回收装置的第二回收介质,以及水和磁铁矿粉,以混合制备重介质悬浮液;
所述混料桶3的进料口分别连接至所述分级旋流器2的底部出料口和所述合格介质桶5的底部出料口,用于对来自所述分级旋流器2的第一底流和来自所述合格介质桶5的重介质悬浮液进行混合,得到混合料;
所述煤泥重介质旋流器6的进料口连接至所述混料桶3的底部出料口,用于对来自所述混料桶3的混合料进行旋流分选,得到第二溢流和第二底流;
所述第一介质回收装置的入料口连接至所述煤泥重介质旋流器6的溢流出料口,用于对来自所述煤泥重介质旋流器6的第二溢流进行介质回收,得到第一回收介质和第一脱介物料;所述第一介质回收装置的介质出料口连接至所述合格介质桶5的进料口;
所述第一脱水装置的入料口连接至所述第一介质回收装置的第一脱介物料出料口,用于对来自所述第一介质回收装置的第一脱介物料进行脱水,得到富镜质组精煤;
第二介质回收装置的入料口连接至所述煤泥重介质旋流器6的底流出料口,用于对来自所述煤泥重介质旋流器6的第二底流进行介质回收,得到第二回收介质和第二脱介物料;所述第二介质回收装置的介质出料口连接至所述合格介质桶5的进料口;
第二脱水装置的入料口连接至所述第二介质回收装置的第二脱介物料出料口,用于对来自所述第二介质回收装置的第二脱介物料进行脱水,得到电煤;
所述第一脱水装置和所述第二脱水装置的液体出料口分别连接至所述脱泥筛1的喷淋管线,用于将脱除的煤泥水作为喷淋水回用于脱泥筛。
本领域技术人员理解,水可以用管线自所述合格介质桶5的进料口输入所述合格介质桶5内,磁铁矿粉可以自所述合格介质桶5的进料口加入所述合格介质桶5内。
在一种实施方式中,如图2所示,所述第一介质回收装置为精煤磁选机,所述第二介质回收装置为尾煤磁选机。
本领域技术人员理解,脱水一般用高频筛或者离心机,即,所述第一脱水装置和所述第二脱水装置为高频筛或者离心机。
在一种实施方式中,所述系统还包括煤泥水处理单元,煤泥水处理单元的进料口连接至所述分级旋流器2的溢流出料口。
如图1所示,在一种实施方式中,本发明对液化用煤进行重介质旋流分选的系统的运行过程如下:
(1)将原煤经准备作业后,输入脱泥筛1进行脱泥处理,得到筛上物和筛下物;
(2)将步骤(1)得到的筛下物输入分级旋流器2进行分级,得到第一溢流和第一底流;
(3)将蒙脱石粉和水加入预备桶4中混合制备蒙脱石悬浮液;
(4)将步骤(2)得到的部分第一溢流和步骤(3)得到的蒙脱石悬浮液加入合格介质桶5中混合,并加入磁铁矿粉、水和回收介质后混合均匀,得到重介质悬浮液;
(5)将步骤(2)得到的第一底流和步骤(4)得到的重介质悬浮液加入混料桶3混合后,输入煤泥重介质旋流器6进行分选,得到第二溢流和第二底流;
(6)将步骤(5)得到的第二溢流输入所述第一介质回收装置中进行介质回收,得到第一回收介质和第一脱介物料;然后将第一脱介物料输入所述第一脱水装置进行脱水,得到富镜质组精煤和第一煤泥水;
(7)将步骤(5)得到的第二底流输入所述第二介质回收装置中进行介质回收,得到第二回收介质和第二脱介物料;然后将第二脱介物料输入所述第二脱水装置进行脱水,得到电煤和第二煤泥水;
其中,步骤(4)中加入的回收介质为步骤(6)所得第一回收介质和步骤(7)所得第二回收介质;
步骤(6)得到的第一煤泥水和步骤(7)得到的第二煤泥水输送至步骤(1)中所述脱泥筛1的喷淋管线,以作为喷淋水回用于所述脱泥筛1;
第一溢流经步骤(2)用掉部分后剩余的部分输入煤泥水处理单元进行后续处理。
实施例1-5(S1-5)及对比例1-2(D1-2)
实施例1-5(S1-5)及对比例1-2(D1-5)中,所用原煤均来自神华煤制油选煤厂;原煤相关参数如下:灰分9.64wt%,镜质组含量61.16wt%;
脱泥筛1的筛孔孔径为3mm;分级旋流器2的分级粒度为0.25mm;所用原煤经脱泥筛1和分级旋流器2处理后所得粗煤泥(即第一底流)的相关参数为:灰分8.81wt%,镜质组含量65.27wt%;
所述蒙脱石粉购自益国膨润土厂新天汇牌,所述蒙脱石粉中蒙脱石的含量≥95wt%,蒙脱石粉的粒径≤0.1mm;
所述磁铁矿粉产自神东天隆公司,所述磁铁矿粉中磁性物的含量>98wt%,密度为4.7-5g/cm3,D90<75μm;
对所用原煤根据国标GB/T 478-2008煤炭浮沉试验方法进行煤质分析,得到分选所得精煤的镜质组含量达到至少为75wt%时的分选密度为1.37g/cm3,而根据经验,用于分选的重介质悬浮液的密度应该比分选密度稍低,因此,对所用原煤进行分选的重介质悬浮液的密度选用1.35g/cm3较为合适;
稳定性测试:采用重介质悬浮液颗粒的沉降速度来表示重介质悬浮液的稳定性;
稳定性测试的具体测试方法如下:
每次试验时均取200mL重介质悬浮液置于500mL沉降管中,观察并纪录界面层的位置和相应的时间,从而建立沉降时间与上清液高度之间的关系曲线,计算沉降速度v,单位为mm/s;取Z=1/v作为评价重介质悬浮液稳定性的指标,其值越大,表明重介质悬浮液的稳定性越好。
如图1所示,实施例1-5(S1-5)采用以下的方法对原煤进行重介质旋流分选:
(1)将原煤经准备作业后,输入脱泥筛1进行脱泥处理,得到筛上物和筛下物;
(2)将步骤(1)得到的筛下物输入分级旋流器2进行分级,得到第一溢流和第一底流;
(3)将蒙脱石粉和水加入预备桶4中混合制备蒙脱石悬浮液;
(4)将步骤(2)得到的部分第一溢流和步骤(3)得到的蒙脱石悬浮液加入合格介质桶5中混合,并加入磁铁矿粉、水和回收介质后混合均匀,得到重介质悬浮液;
(5)将步骤(2)得到的第一底流和步骤(4)得到的重介质悬浮液加入混料桶3混合后,输入煤泥重介质旋流器6进行分选,得到第二溢流和第二底流;
(6)将步骤(5)得到的第二溢流输入所述第一介质回收装置中进行介质回收,得到第一回收介质和第一脱介物料;然后将第一脱介物料输入所述第一脱水装置进行脱水,得到富镜质组精煤和第一煤泥水;
(7)将步骤(5)得到的第二底流输入所述第二介质回收装置中进行介质回收,得到第二回收介质和第二脱介物料;然后将第二脱介物料输入所述第二脱水装置进行脱水,得到电煤和第二煤泥水;
其中,步骤(4)中加入的回收介质为步骤(6)所得第一回收介质和步骤(7)所得第二回收介质;
第一溢流经步骤(2)用去部分后剩余的部分、步骤(6)得到的第一煤泥水和步骤(7)得到的第二煤泥水输入煤泥水处理单元进行后续处理。
其中,步骤(3)中,调节蒙脱石粉和水的加入量,使制得的蒙脱石悬浮液中所述蒙脱石粉的含量为a wt%;
步骤(4)中,调节第一溢流、蒙脱石悬浮液、磁铁矿粉、水和回收介质的加入量,使得重介质悬浮液满足以下条件:1)、重介质悬浮液的密度为1.35g/cm3;2)、重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物的含量为b wt%;3)、重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物中蒙脱石的含量为c wt%。
实施例1-5(S1-5)中各参数的值如表1所示。
表1 S1-5中各参数的值
a b c
S1 5 10 10
S2 20 20 20
S3 20 30 40
S4 20 40 60
S5 40 40 80
对比例1
相对于实施例3仅有如下不同:
1、不进行步骤(3),即不制备蒙脱石悬浮液;
2、在步骤(4)制备重介质悬浮液时,不加入蒙脱石悬浮液;
且制得的重介质悬浮液满足以下条件:1)、重介质悬浮液的密度为1.35g/cm3;2)、重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物的含量为30wt%。
对比例2
相对于对比例1仅有如下不同:
在步骤(4)制备重介质悬浮液时,既不加入蒙脱石悬浮液,也不加入第一溢流;
且制得的重介质悬浮液满足以下条件:重介质悬浮液的密度为1.35g/cm3
结果
对实施例1-5(S1-5)及对比例1-2(D1-2)中所得重介质悬浮液,采用前述测试方法进行稳定性测试,测试结果如表2所示。
表2 S1-5和D1-2中所得重介质悬浮液的稳定性测试结果
Z
S1 5.26
S2 8.33
S3 45.00
S4 48.65
S5 50.53
D1 1.79
D2 3.13
根据表2中对实施例1-5(S1-5)及对比例1-2(D1-2)中重介质悬浮液的稳定性数据可知,实施例1-5制得的重介质悬浮液的稳定性均优于对比例1-2,而实施例3-5制得的重介质悬浮液的稳定性相对于实施例1和2又有显著提高,这说明本申请在制备用于分析的重介质悬浮液时,通过加入蒙脱石粉能够获得稳定的低密度重介质悬浮液(相对于现有能达到的稳定分选密度1.45g/cm3来说);而调整重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物的含量为30-40wt%,非磁性物中蒙脱石的含量为40-80wt%时,所得低密度重介质悬浮液的稳定性更好。
对实施例1-5(S1-5)及对比例1-3(D1-3)中所得富镜质组精煤进行产率、灰分和镜质组含量分析,分析结果如表3所示。
表3 S1-5和D1-2中所得富镜质组精煤的分析结果
Figure BDA0002980307600000151
Figure BDA0002980307600000161
根据表3中对实施例3-5和对比例1-2的数据比较可知,在制备用于分选的重介质悬浮液时,通过加入由蒙脱石粉制得的蒙脱石悬浮液,且调整重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物的含量为30-40wt%,非磁性物中蒙脱石的含量为40-80wt%时,可以明显提高粗煤泥的分选效果和所得精煤的镜质组含量,并能够获得镜质组含量高达76.69wt%的富镜质组精煤,且所得富镜质组精煤的产率也高达76.31wt%,可能偏差Ep值0.034-0.037g/cm3也较小,即蒙脱石粉的加入,有助于制得稳定的低密度重介质悬浮液,提高对粗煤泥的分选效果,提高分选所得精煤的镜质组含量。虽然产率相对较低,但是得到了富镜质组精煤,提高了精煤的利用价值高。
本领域技术人员理解,所述实施例是针对了一家选煤厂的一种原煤情况,以及相应的一种实施目标(即,所得精煤的镜质组含量达到75wt%)的条件下开展的。本申请实施例所给出的设计指标并不一定适用于其他选煤厂的其他原煤。但基于本专利所给出的方法和指标范围内,通过实践可以获得适宜于其他原煤的指标设计值。
本领域技术人员理解,拟达到的镜质组含量目标应当与实际生产所选择的原煤煤质相适应,对低密度仍不能实现高镜质组含量精煤生产的情况,仅能表明该原煤本身的煤质不适于采用基于密度的分选方法,并不代表本专利所述方法对其他可以基于密度进行分选的原煤也是不适用的。

Claims (10)

1.一种用于液化用煤重介质旋流分选的方法,其特征在于,所述方法包括在制备用于分选的重介质悬浮液时加入蒙脱石粉;
所述方法具体包括以下步骤:
(1)将原煤输入脱泥筛进行脱泥处理,得到筛上物和筛下物;
(2)将步骤(1)得到的筛下物输入分级旋流器进行分级,得到第一溢流和第一底流;
(3)将蒙脱石粉和水混合制备蒙脱石悬浮液;
(4)将步骤(2)得到的部分第一溢流和步骤(3)得到的蒙脱石悬浮液混合,并加入磁铁矿粉、水和回收介质后混合均匀,得到重介质悬浮液;
(5)将步骤(2)得到的第一底流和步骤(4)得到的重介质悬浮液混合后,输入煤泥重介质旋流器进行分选,得到第二溢流和第二底流;
(6)将步骤(5)得到的第二溢流依次进行介质回收和脱水,得到第一回收介质和富镜质组精煤;
(7)将步骤(5)得到的第二底流依次进行介质回收和脱水,得到第二回收介质和电煤;
其中,步骤(6)和步骤(7)脱除的煤泥水回用于步骤(1)中作为所述脱泥筛的喷淋水;
步骤(4)中加入的回收介质为步骤(6)所得第一回收介质和步骤(7)所得第二回收介质。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(3)中,所述蒙脱石粉的粒径≤0.1mm。
3.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述蒙脱石粉中蒙脱石的含量≥80wt%。
4.根据权利要求3所述的方法,其特征在于,步骤(3)中,所述蒙脱石悬浮液中所述蒙脱石粉的含量为5-40wt%。
5.根据权利要求1、2和4中任一项所述的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述重介质悬浮液中的固体悬浮物中,非磁性物的含量为10-40wt%。
6.根据权利要求5所述的方法,其特征在于,所述非磁性物中蒙脱石的含量为10-80wt%。
7.根据权利要求1、2、4和6中任一项所述的方法,其特征在于,所述步骤(4)中,所述磁铁矿粉的粒径为D90<75μm。
8.根据权利要求7所述的方法,其特征在于,所述步骤(4)中,所述磁铁矿粉中磁性物质的含量>98wt%。
9.一种利用如权利要求1-8中任一项所述方法对液化用煤进行重介质旋流分选的系统,其特征在于,所述系统包括通过物料管线相连通的脱泥筛(1)、分级旋流器(2)、混料桶(3)、预备桶(4)、合格介质桶(5)、煤泥重介质旋流器(6)、第一介质回收装置、第一脱水装置、第二介质回收装置和第二脱水装置;
所述脱泥筛(1)用于对原煤进行脱泥处理,得到筛上物和筛下物;
所述分级旋流器(2)的进料口连接至所述脱泥筛(1)的底部出料口,用于对来自所述脱泥筛(1)的筛下物进行分级,得到第一溢流和第一底流;
所述预备桶(4)用于加入蒙脱石粉和水以混合制备蒙脱石悬浮液;
所述合格介质桶(5)的进料口分别连接至所述分级旋流器(2)的溢流出料口、所述预备桶(4)的底部出料口、所述第一介质回收装置的出料口和所述第二介质回收装置的出料口,用于接收来自所述分级旋流器(2)的部分第一溢流、来自所述预备桶(4)的蒙脱石悬浮液、来自所述第一介质回收装置的第一回收介质和来自所述第二介质回收装置的第二回收介质,以及清水和磁铁矿粉,以混合制备重介质悬浮液;
所述混料桶(3)的进料口分别连接至所述分级旋流器(2)的底部出料口和所述合格介质桶(5)的底部出料口,用于对来自所述分级旋流器(2) 的第一底流和来自所述合格介质桶(5)的重介质悬浮液进行混合,得到混合料;
所述煤泥重介质旋流器(6)的进料口连接至所述混料桶(3)的底部出料口,用于对来自所述混料桶(3)的混合料进行旋流分选,得到第二溢流和第二底流;
所述第一介质回收装置的入料口连接至所述煤泥重介质旋流器(6)的溢流出料口,用于对来自所述煤泥重介质旋流器(6)的第二溢流进行介质回收,得到第一回收介质和第一脱介物料;所述第一介质回收装置的介质出料口连接至所述合格介质桶(5)的进料口;
所述第一脱水装置的入料口连接至所述第一介质回收装置的第一脱介物料出料口,用于对来自所述第一介质回收装置的第一脱介物料进行脱水,得到富镜质组精煤;
第二介质回收装置的入料口连接至所述煤泥重介质旋流器(6)的底流出料口,用于对来自所述煤泥重介质旋流器(6)的第二底流进行介质回收,得到第二回收介质和第二脱介物料;所述第二介质回收装置的介质出料口连接至所述合格介质桶(5)的进料口;
第二脱水装置的入料口连接至所述第二介质回收装置的第二脱介物料出料口,用于对来自所述第二介质回收装置的第二脱介物料进行脱水,得到电煤;
所述第一脱水装置和所述第二脱水装置的液体出料口分别连接至所述脱泥筛(1)的喷淋管线,用于将脱除的煤泥水作为喷淋水回用于脱泥筛。
10.根据权利要求9所述的系统,其特征在于,所述第一介质回收装置为精煤磁选机,所述第二介质回收装置为尾煤磁选机。
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