TBS尾煤再选试验研究

为提高炼焦煤资源的利用率,以某炼焦煤选煤厂TBS尾煤为研究对象,研究了不同磨矿时间下各产品的粒度、密度组成,并对磨矿产品进行浮选试验,确定最佳磨矿试验条件。结果表明:煤浆质量分数30%,磨机转速50 r/min,介质填充率40%,磨矿时间12 min时,适宜浮选粒度0.075~0.250mm产率最高为64.39%,+0.250 mm粗粒和-0.045 mm细粒含量较少;1.40~1.60 g/cm3密度级产率为28.25%,-1.40 g/cm3密度级产率为40.32%,解离效果较好。一次粗选一次精选后,12 min磨矿产物具有最高的精煤产率和浮选完善指标,分别为33.89%和24.30%,精煤灰分较低为12.93%。因此,试验煤样最佳磨矿时间为12 min,此时产物粒度、解离度、可浮性均较好。     

小锥角水力旋流器在煤泥预先抛尾中的应用

分析了临江选煤厂煤泥性质,说明煤泥中大量细粒、高灰非煤矿物进入浮选系统,是高灰煤泥难以浮选的主要原因。为降低煤泥灰分,减小浮选处理量,通过理论计算和试验应用研究了小锥角水力旋流器在煤泥预先抛尾工艺中应用的可行性。结果表明:150 mm小锥角水力旋流器在给料质量分数15%,给料压力0.25 MPa的条件下,可实现-0.038 mm煤泥的初步分级分选;煤泥经150、75、50 mm小锥角水力旋流器底流串联预处理后,可实现连续降灰。与原煤泥直接浮选相比,煤泥经150 mm小锥角水力旋流器预先抛尾后,其合格精煤泥产率、可燃体回收率和浮选完善指标分别提高6.03%、7.28%和9.99%;入浮煤泥可浮性等级也由难浮提至中等可浮。因此150 mm小锥角水力旋流器用于选煤厂预先抛尾具有可行性。     

唐家河选煤厂煤泥水系统改造

分析了唐家河选煤厂煤泥水系统工艺流程,并在此基础上进行了煤泥水采样试验研究。结果表明:中矸煤泥水灰分高于原生煤泥灰分,直接进入浓缩机会造成精煤损失,降低尾煤灰分;进入中煤和矸石段的悬浮液较多,悬浮液中-0.3 mm粒级未得到有效分选;浮选尾矿灰分高于压滤煤泥灰分;中矸浓缩旋流器溢流、中矸高频筛筛下水直接进入浓缩机是造成唐家河选煤厂尾煤灰分偏低的主要原因。通过将中矸浓缩旋流器溢流、中矸高频筛筛下水导入浮选系统,在浮选机原有一、二室通道基础上增加通过面积,即一、二室小流量短路改造,实现了尾煤灰分、精煤产率和入浮煤泥量的提高。改造后,在精煤灰分相近的情况下,唐家河选煤厂浮选尾煤灰分提高了7.28%,每年增加精煤销售收入555.98万元。     

浮选尾煤脱泥再选及其可浮性评价

为了解决开滦集团公司某选煤厂浮选尾煤产量大、灰分低、异质细泥含量多的问题,采用φ150、φ75、φ50、φ10 mm串联小锥角水力旋流器组进行脱泥试验研究,通过顺序评价试验,对旋流器组脱泥前后和各级底流煤泥进行可浮性评定。结果表明:各级底流灰分均低于原煤泥灰分,其中φ10mm旋流器底流与溢流灰分差值为11.15%;小于0.015 mm的高灰细泥脱除量占全级的19.73%,脱泥后煤泥灰分降低2.73%,说明小锥角旋流器组脱泥有效。原煤泥可浮性为极难浮,脱泥后提升为难浮,其中φ75 mm与φ50 mm混合底流、φ10 mm底流为较难浮,在精煤灰分不大于11.50%时,脱泥后入浮精煤产率较脱泥前(19.21%)提高8.91%,各级底流单独入浮精煤产率和为31.48%,较脱泥前提高12.27%,说明脱泥后煤泥可浮性得到有效改善。     

提高西曲选煤厂浮选尾煤灰分的措施

针对西曲选煤厂浮选尾煤灰分偏低的问题,通过对尾煤进行筛分及浮沉试验,分析了其中的原因。通过对分级旋流器分级效果影响因素的分析以及粗煤泥分选回收工艺流程的优化,提出了通过调整分级旋流器结构和操作参数以及优化粗细煤泥分级、分选工艺流程,来合理调整粗、细煤泥进入粗煤泥分选系统和浮选系统的比例,降低浮选入料的粒度上限,提高浮选尾煤的灰分。     

MJ复合药剂浮选法制备细粒超纯煤研究

对原料煤首先进行磨矿处理,然后以MJ复合药剂作浮选药剂进行浮选试验.试验结果表明,用MJ复合药剂进行浮选分离制超纯煤的方法是可行的;超纯煤灰分随精选段数的增加而降低的量是有限的;即使浮选精煤灰分不能达到超纯煤的要求,但还是远远低于入料灰分的.     

筛网旋流器分级效果影响因素研究

针对泉店选煤厂粗煤泥回收系统中浓缩旋流器分级效果差,高灰细泥污染粗精煤等问题,采用筛网旋流器代替浓缩旋流器+高频筛组合对选煤厂进行改造,研究了筛网旋流器直径、入料口尺寸、溢流管直径、入料压力、入料浓度等因素对筛网旋流器分级效果的影响,并进行了筛网旋流器的工业应用试验。结果表明,筛网旋流器入料灰分高达19.78%,0.125 mm粗颗粒产率为70.90%,粗颗粒比例大,浓度高,浓缩旋流器无法满足粗煤泥回收要求。改造后筛网旋流器底流中0.125 mm粗颗粒产率为86.90%,灰分达到10.47%。筛网溢流和筛下水灰分分别为20.92%和21.56%,其中0.5 mm浮选难以回收的粗颗粒仅占0.30%,有利于浮选机的回收。     

中灰分煤解离浮选试验研究

为了探索中灰分煤解离浮选脱硫降灰的可行性，利用磨矿方法对1.4～1.5 kg/L密度级煤样进行解离试验，并对各解离程度的煤样进行浮选分步释放试验。试验结果表明：磨矿可以使煤样充分解离，低灰物料累计产率可达78%,随着解离程度的提高，解离后1.4～1.5 kg/L密度级物料的灰分显著降低；浮选方法很难高效地将小于200网目低灰物料回收，且无机硫易污染低灰煤炭；煤样磨矿至小于120网目最有利于浮选，灰分为12%时，理论浮选精煤产率约为32%,理论浮选精煤硫分约为1.10%。中灰煤磨矿解离浮选有助于提高精煤产率。     

浮选尾煤再选的试验研究

浮选尾煤具有高黏度、高灰分且粒度较小的特征,对尾煤进行再选可提高煤炭的利用率。进行了浮选尾煤再选的试验,分析了不同参数对浮选尾煤再选效果的影响程度。认为浮选所用的煤油用量应该控制到600g/mL,煤油用量为120g/L,磨矿时间应该控制在3min。试验发现,对尾煤进行再选得到了较高产率的精煤。     

霍尔辛赫选煤厂改扩建分选工艺设计

为满足霍尔辛赫矿井产能提升需求,对选煤厂进行改扩建分选工艺设计。分析了原煤可选性,分选密度为1.70 g/cm3时,块精煤和末精煤灰分分别为13.56%、11.60%。在分析选煤厂原工艺流程的基础上,对选煤厂进行改扩建,原煤分级粒度由13 mm增至18 mm,块煤分选系统不变,增加一套末煤分选系统和一套浮选系统,并计算得出改造后产品组成为:块精煤产率21.12%,灰分12.90%;末精煤产率51.02%,灰分10.48%;中煤产率7.79%,灰分35.85%。以技术先进、性能可靠、高效低耗为原则对主要设备进行选型,新增了末煤重介旋流器、分级旋流器、螺旋分选机、浮选柱等设备,并详细分析了设备布置情况。改扩建后,选煤厂生产能力由3.0 Mt/a提升至5.0 Mt/a,提高了系统对煤质的适应性,增强了末煤产品的灵活性。     

钱家营矿选煤厂浮选尾煤回收工艺改造

钱家营矿选煤厂针对浮选尾煤原回收工艺存在的问题进行了改造,采用旋流器对浮选尾煤进行预先分级,粗粒煤泥由筛网沉降离心机脱水后掺入中煤销售;细粒煤泥及筛网沉降离心机的离心液进入浓缩机浓缩后,再由压滤机回收,实现了洗水闭路循环,提高了选煤厂经济效益。     

采用多次精选工艺浮选焦渣未燃煤的研究

由于经高炉高温燃烧后的高温焦渣和低温焦渣灰分均在46%以下,根据分步释放实验流程,设计了一次粗选多次精选的浮选工艺流程对焦渣进行分选,通过产品掺配能回收不同灰分指标的精煤;由于0.074 mm以下粒级含量的影响,高温焦渣浮选效果好于低温焦渣。     

海口磷矿擦洗尾矿浮选试验研究

为了实现磷矿擦洗尾矿资源化利用,开展了擦洗尾矿粒度筛析、直接浮选、分级浮选实验室实验以及50 t/d工业试验。擦洗尾矿中P_2O_5主要赋存于0.025 mm粒级中,≤0.025 mm粒级中R_2O_3含量较高,影响浮选效果,是选矿抛尾的主要粒级;验证了擦洗尾矿利用技术路线的可行性,即擦洗尾矿第一次分级脱除0.150 mm颗粒进现有单反工艺,0.150 mm颗粒进行第二次分级脱除≤0.025 mm颗粒后进行正浮选工艺,最终精矿w(P_2O_5)27.0%,综合产率约45%。     

某浮选尾煤脱泥后可浮性试验研究

采用Ф25 mm小锥角水力旋流器对煤泥进行预先脱泥,通过顺序评价试验对旋流器脱泥前后煤泥进行可浮性评定。结果表明:煤泥脱泥前,当精煤灰分定为12%时,精煤产率为13.68%,可燃体回收率为17.94%,可浮性为极难选;经过Ф25 mm水力旋流器脱泥后,底流合格精煤产率为36.47%,可燃体回收率为42.44%,可浮性为难选。顺序评价试验结果表明,各产品灰分均减小,说明旋流器预先脱泥对后续浮选有效,煤泥可浮性得到有效改善。     

磨矿效率与分级效率共赢关系的研究与应用

溢流细度升值是指溢流细度与给矿细度之差,称多少个百分点,俗称几个。浮选厂磨矿机与旋流器两种设备构成闭路流程时,传统的溢流细度升值大约为18~25个。本文将溢流细度升值范围扩大到50个,利用50个溢流细度升值来研究提高磨矿效率和分级效率,以水力旋流器分级设备为中心,用分级效率带动磨矿效率,找到磨矿分级系统中磨矿效率和分级效率双高的共赢点,以解决沉砂夹细高、分级效率低等技术问题。     

浅谈田庄选煤厂技术改造的实践

田庄选煤厂针对主要设备老化、部分洗选设备效率偏低的问题 ,采用了具有国际先进水平、高产高效的进口分选、脱介、脱水、介质回收等设备 ,对末煤处理系统进行了技术改造 ;同时采用微泡浮选机改造了煤泥水处理系统 ,并通过分级、超细磨矿、絮团浮选、细粒尾煤制浆、滤饼破碎干燥等处理工艺 ,对煤泥进行了二次开发利用 ,彻底解决了浮选尾煤附加值低、销售困难以及对环境产生二次污染等问题     

太西洗煤厂二次清洗型水力分级旋流器的试验研究

为解决分级旋流器底流夹细的问题,太西洗煤厂对二次清洗型水力旋流器进行了工业试验;通过3因素7水平的均匀实验,探索了底流管直径、给料压力和清洗水压力对旋流器分级效率的影响;最佳工况条件为:底流管直径50 mm,给料压力250 kPa,清洗水压力40 kPa时,水力旋流器的分级效率达到了75.97%,此结果可作为工业生产的首选条件。     

沙特不同含泥量磷矿石双反浮选试验研究

沙特乌木乌尔磷矿选矿厂设计处理原矿量为1 550万t/a,为目前世界最大的单体磷矿选矿装置,采用原矿脱泥后的双反浮选工艺流程,脱除碳酸盐和硅酸盐类脉石矿物;由于磨矿分级脱泥作业不稳定,入选矿浆含泥量变化较大,导致双反浮选作业调控困难,浮选指标波动很大,因此进行了矿浆含泥量分别为0、10%、20%、35%、50%的浮选试验,结果表明,浮选矿浆中总矿泥(-38μm)量以不超过30%为宜。建议在保证精矿质量指标的情况下,尽量减少脱泥水力旋流器脱除的矿泥量。     

孟南庄选煤厂工艺制定及生产实践

阐述了孟南庄选煤厂的工艺流程及工艺特点。针对选煤厂存在的主要问题,从煤泥水沉降、干扰床床层稳定、底流管堵塞、精煤带矸4个方面提出了相应的技改措施。实践证明,技改后明显改善了旋流器分选效果,脱介效率高,介耗明显降低,干扰床分选机精煤灰分稳定,浮选精煤灰分在10％以下,浮选尾煤灰分在50％以上,达到了预定效果。     

沁新氧化煤难浮机理及可浮性改善研究

以沁新选煤厂氧化煤浮选入料为研究对象,从工业性质、表面含量官能团、表面亲疏水性等方面分析研究氧化煤的难浮机理,结果表明,氧化煤浮选入料与非氧化煤浮选入料相比,灰分、水分较高,固定碳含量下降,表面亲水性增加,浮选效率下降。沁新选煤厂通过优化氧化煤浮选药剂制度,对浮选系统进行工业调试,结果表明,与原药剂制度下的氧化煤浮选效果相比,调试后的尾煤灰分提高了31.76%,精煤灰分降低了1.14%,精煤产率提高了21.61%,优化后的浮选药剂制度对氧化煤的浮选效果有明显提高,可增加选煤厂的经济效益。