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新景礦選煤廠粗煤泥洗選回收工藝的優化設計

2020-03-23 09:28:02韓國秀
2020年3期

韓國秀

(陽泉煤業集團 新景礦選煤廠,山西 陽泉 045000)

眾所周知,我國屬于煤炭資源豐富且消耗量大的國家[1]。煤炭經洗選加工后分為精煤、中煤和矸石,在洗選加工過程中因工藝的問題,使得部分精煤混入中煤,精煤回收率較低,造成精煤資源的浪費[2-3],并且精煤與中煤銷售價格相差懸殊,使企業的經濟效益受到直接影響。因此改進洗選工藝和方法,提高精煤回收率,不僅可以提高企業經濟效益,同時,對于解決精煤資源短缺問題也有十分重要的意義。在傳統的煤炭洗選加工過程中,將粒度介于2~0.2 mm的煤泥稱為粗煤泥,而粗煤泥的洗選加工也一直是制約精煤產率的重要問題。一般選煤廠多采用“跳汰選礦或重介分選+細粒煤浮選+粗煤泥回收”工藝,然而實際生產過程中,跳汰選礦或重介分選的粒度為1~3 mm,浮選工藝的粒度要求為0.25 mm,這樣在跳汰選礦和浮選工藝間存在粒度間隙,導致粗煤泥分選效果不佳,精煤產率較低,成為制約企業經濟效益的重要因素[4-5]。新景礦選煤廠屬于礦井型選煤廠,經改擴建后生產能力達850萬t/a,主要的洗選工藝為塊煤淺槽重介質分選機+末煤無壓三產品重介質旋流器+粗煤泥螺旋分選機+尾煤壓濾的聯合工藝。原煤中粉煤可浮性較差,TBS分選機精度不高,理論設計入洗煤泥-0.5 mm的煤泥含量占10%,而實際生產中高達30%,因此,需對原煤泥洗選工藝進行適當的改進,以期提高粗煤泥回收率及精煤產率,為企業創造更大的利潤。

1 實驗部分

1.1 煤泥篩分試驗

準確稱取一定量的干燥煤泥樣品,將套篩放置在天平上記錄原始重量并按照孔徑大小疊好,裝上篩底,將稱好的煤樣倒入最上層篩上,加蓋篩蓋。人工震動拍打15 min后依次取下每層篩子,取出篩盤,稱量各篩上物與底盤中煤樣及篩子總質量。確保誤差不超過2,否則重新試驗。

1.2 煤泥小浮沉試驗

煤泥小浮沉試驗按照煤炭行業標準MT57-93《煤粉浮沉試驗方法》進行。準確稱取一定質量的試驗煤樣倒入離心管內,并加入密度為1.3 g/cm3的重液,邊加重液邊用玻璃棒攪拌均勻,使得煤樣完全浸濕,當重液高度達到離心管85%的位置后,將重液及煤樣置于離心機上開始離心,離心速度達到要求速度后開始計時,然后沉降。依次按照上述步驟加入不同密度的重液,然后將不同密度重液離心后的浮沉物沖洗過濾,干燥后測其灰分等指標。

1.3 煤泥浮選試驗

浮選試驗采用140 mL的掛槽浮選,浮選礦漿濃度為100 g/L,捕收劑煤油用量為1 000 g/t干煤泥,起泡劑仲辛醇用量為120 g/t干煤泥。將待浮選煤樣置于浮選槽內,攪拌2 min使其充分潤濕,加入煤油捕收劑,1 min后再加入起泡劑仲辛醇,10 s后開始重啟刮泡,刮泡3 min 后將浮選精煤和液槽內的尾煤分別抽濾、洗滌、烘干、稱重并計算精煤及尾煤產率。分別稱取定量的精尾煤按國標 GB/T212-2001 進行燒灰實驗,確定精尾煤的灰分含量。

1.4 試驗儀器

本試驗采用的儀器有LW-250型臥式離心機,轉速設定為3 000 r/min,離心管:4×250 cm3;離心泵:極限真空度0.05 Pa;自制恒溫保濕箱,溫度50~200 ℃;AUY系列電子天平;自制白鐵皮棋盤格,200 mm×200 mm;BMZ-1型三輥四筒棒磨機,購于市冶金機械有限公司;通用燒杯、量筒、滴管、下口瓶、漏斗等玻璃器皿。

2 結果與討論

2.1 TBS尾礦粗煤泥磨礦解離可行性分析

取該礦的經TBS分選后的煤泥進行篩分和小浮沉試驗,試驗結果如圖1和圖2所示。

圖1 TBS尾礦煤泥篩分試驗

從圖1可以看出,入洗原煤、篩分后的精煤及尾煤中粒度為0.9~0.2 mm的煤泥產率高于其他粒度級的煤泥,產率最高值為精煤產率,接近35%左右,與入料產率相接近;篩分后精礦灰分較低,尾礦灰分高于原煤的灰分;且在煤泥粒度大于0.45 mm及小于0.125 mm的可燃體回收率較低,尤其是粒度大于0.9 mm粒級時,可燃體回收率僅為10%。

圖2 TBS尾礦煤泥小浮沉試驗

從圖2可以看出,密度級為-1.50 g/cm3的煤泥累計產率41.2%,灰分15.90%,同樣說明目前洗選加工過程中,TBS尾礦中大量的可燃體未被有效回收,“跑煤” 現象嚴重,精煤產率下降明顯。同時,入洗的原煤中,粒度在1~0.2 mm,密度級在1.4~1.5 g/cm3的煤泥表現出較難洗選的特性,這是因為在TBS分選過程中部分煤與矸石嵌布共生,形成一種煤矸伴生體富集于尾礦中,這樣精煤資源不能夠得到回收,精煤產率下降,煤炭資源浪費且企業經濟有所損失。因此,需將TBS尾礦煤樣磨礦解離后再分選以提高洗選目的[6]。

2.2 磨礦解離后TBS尾礦篩分及小浮沉試驗

取同樣干燥處理后且通過棒磨機磨礦12 min后的煤泥,對磨礦解離后的煤泥進行篩分及小浮沉試驗,試驗結果如圖3和圖4所示。

圖3 TBS尾礦棒磨12 min后煤泥的篩分試驗

圖4 TBS尾礦棒磨12 min后煤泥的小浮沉試驗

從圖3可以看出,棒磨機磨礦后的煤泥中99%是粒度級為-0.45 mm的煤泥,粒度級0.300~0.154 mm的煤泥占主要部分,將近全煤樣的43%左右,符合該礦最佳分選粒度范圍,磨礦效果較理想。圖4浮沉結果表明,密度級為-1.8 g/cm3的煤泥產率占全部煤泥的45%左右,灰分為21.28%,密度級為-1.5 g/cm3的煤泥產率為28%,灰分僅有8%左右,因此,當要求灰分為11.5%時,理論精煤產率為35%。

2.3 磨礦解離后TBS尾礦煤泥浮選試驗

對磨礦后的煤泥進行浮選分步釋放試驗,試驗結果如圖5所示。從試驗結果可以看出,分步釋放浮選過程中,精煤不斷富集,尾煤中的精煤產率逐漸降低,灰分及累計灰分也呈降低趨勢,最后的精煤產品中灰分最低,當灰分達到最低時,精煤產率最大;即磨礦后煤泥分步釋放浮選試驗得到的灰分為11%左右時,精煤產率為59%,相比于之前同樣灰分條件下,精煤產率比理論精煤產率上升了將近15%。這表明磨礦解離對于粗煤泥的再分選是有意義的且可行的。

圖5 磨礦后TBS煤泥分步釋放浮選試驗

3 結 語

1) 目前煤泥洗選加工過程中“跑煤” 現象嚴重,煤矸伴生體富集,精煤產率較低,洗選效果不佳;

2) 經棒磨后煤泥主導粒度的煤泥占43%,符合該廠的最佳分選范圍; 3) 粗煤泥磨礦解離后的篩分試驗表明,當灰分為11.5%時,精煤理論產率為35%;三次分步釋放浮選試驗表明,當灰分要求11.5%時,精煤實際產率可達59%;能為企業創造更高的經濟效益。

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