一种中煤物理破碎解离再洗选工艺

摘要

本发明涉及一种中煤物理破碎解离再洗选工艺，包括以下步骤：中煤来料进行一级破碎解离，破碎解离后的中煤经1.0mm隔粗筛隔粗，筛上物进入二级破碎，经过二级破碎的中煤加水混合后再次打入1.0mm隔粗筛进行隔粗；筛下物加水形成中煤悬浮液，然后打入0.1mm筛孔分级筛；打入0.1mm筛孔分级筛进行分级的筛上物进入水力旋流器，筛下物进入浮选系统；经水力旋流器进行二次分级的溢流进入水介旋流器，底流进入浮选系统；水介旋流器的溢流部分经高频精煤筛脱水后产生精煤；水介旋流器的底流进入0.5mm中矸筛，筛上物产出中矸，筛下物进入浮选系统。本发明将浮选系统与旋流器分级结合，不仅提高了精煤产率使精煤得到全面回收，也减小了环境污染，取得了较好的社会效益。

权利要求

1.一种中煤物理破碎解离再洗选工艺，其特征在于：包括以下步骤：步骤一、中煤来料进行一级破碎解离，破碎解离后的中煤经1.0mm隔粗筛隔粗，粒度大于1.0mm的筛上物进入二级破碎，经过二级破碎的中煤加水混合后再次打入1.0mm隔粗筛进行隔粗；粒度小于1.0mm的筛下物加水形成中煤悬浮液，然后将中煤悬浮液打入0.1mm筛孔分级筛；

中煤悬浮液的浓度不超过400g/l；经过二级破碎的中煤加水至浓度为200g/l后再次打入1.0mm隔粗筛进行隔粗；

步骤二、经0.1mm筛孔分级筛分级的1.0‑0.1mm的筛上物配水后，进入多级水力旋流器进行二次分级，粒度小于0.1mm的筛下物进入浮选系统；

步骤三、多级水力旋流器分别进行0.1mm‑0.2mm、0.2mm‑0.3mm、0.3mm‑0.4mm、0.4mm‑

0.5mm、0.5mm‑0.75mm、0.75mm‑1mm的粒度分级，分级产生0.1mm‑0.2mm、0.2mm‑0.3mm、

0.3mm‑0.4mm、0.4mm‑0.5mm、0.5mm‑0.75mm、0.75mm‑1mm粒度矿浆，分别进入各自矿浆桶，然后分别在泵的作用力下进入水介旋流器，多级水力旋流器的底流进入浮选系统；

步骤四、每个水介旋流器的溢流精矿进入高频精煤筛，脱水后产生末精煤；水介旋流器的底流进入中矸筛；

步骤五、中矸筛的筛孔为0.5mm，其筛上物为中矸，筛下物与0.1mm分级筛筛下物混合，进入浮选系统；

进入浮选系统的煤料依次经过扫选、粗选和精选三次浮选最终得到精煤，具体步骤如下：

a.进入浮选系统的煤料经过扫选，其精矿进入扫选精矿桶，尾矿经浓缩机沉降后再经尾煤压滤机压滤得到煤泥；

b.扫选精矿进入粗选浮选机，粗选的精矿进入粗选精矿桶，尾矿进入第一深锥收集斗，第一深锥收集斗的溢流部分进入扫选，底流经深锥收集斗下放料，产出高灰中煤；

c.粗选精矿进入精选浮选机，精选的精矿进入精选精矿桶，经精煤压滤机产出浮精煤，尾矿进入第二深锥收集斗，第二深锥收集斗的溢流进入粗选，底流经深锥收集斗下放料，产出低灰中煤；

d.第一深锥收集斗和第二深锥收集斗下放料得到的高灰中煤和低灰中煤经过中煤压滤机得到中煤。

说明书

一种中煤物理破碎解离再洗选工艺

技术领域

[0001] 本发明涉及选煤工艺技术领域，具体涉及一种中煤物理破碎解离再洗选工艺。

背景技术

[0002] 中煤是从原煤中分离出来的煤矸石和精煤的混合物，是原煤洗煤中介于精煤和矸石之间的混合物。全球煤炭储量中，炼焦煤是一种稀缺资源，炼焦煤经洗选加工后，主要用
作炼焦及冶金，具有很高的经济价值，通常炼焦煤的价格是普通动力煤的两到三倍。在当前
的炼焦煤洗选中，产生主产品精煤和副产品中煤、尾煤、矸石。目前中煤在洗选中产率占有
比例在6％以上。煤分选时，分选密度的±0.1含量大于30％时称为不易选煤，常规的洗选方
法很难洗选，只能将这部分炼焦煤当做动力煤使用，造成很大的资源浪费。从煤的形成上分
析，一是中煤为植物成煤时受到环境污染，经上亿年的地热、地压作用，使污染物和煤通过
物理方法致密结合，形成了密度高于煤低于矸石的中间物；二是煤被矸石夹带，可选性降
低，经济性变差。面对现在全球炼焦煤资源枯竭，必须减少资源浪费，提高中煤中精煤的回
收率，从而提高资源利用率，因此如何提高炼焦中煤的可选性和优化洗选工艺成为中煤深
加工的关键。

发明内容

[0003] 本发明的目的是为解决上述技术问题及不足，提供一种中煤物理破碎解离再洗选工艺。

[0004] 本发明为解决上述技术问题的不足，所采用的技术方案是：一种中煤物理破碎解离再洗选工艺，包括以下步骤：

[0005] 步骤一、中煤来料进行一级破碎解离，破碎解离后的中煤经1.0mm隔粗筛隔粗，粒度大于1.0mm的筛上物进入二级破碎，经过二级破碎的中煤加水混合后再次打入1.0mm隔粗
筛进行隔粗；粒度小于1.0mm的筛下物加水形成中煤悬浮液，然后将中煤悬浮液打入0.1mm
筛孔分级筛；

[0006] 步骤二、经0.1mm筛孔分级筛分级的1.0‑0.1mm的筛上物配水后，进入多级水力旋流器进行二次分级，粒度小于0.1mm的筛下物进入浮选系统；

[0007] 步骤三、多级水力旋流器分别进行0.1mm‑0.2mm、0.2mm‑0.3mm、0.3mm‑0.4mm、0.4mm‑0.5mm、0.5mm‑0.75mm、0.75mm‑1mm的粒度分级，分级产生0.1mm‑0.2mm、0.2mm‑
0.3mm、0.3mm‑0.4mm、0.4mm‑0.5mm、0.5mm‑0.75mm、0.75mm‑1mm粒度矿浆，分别进入各自矿
浆桶，然后分别在泵的作用力下进入水介旋流器，多级水力旋流器的底流进入浮选系统；

[0008] 步骤四、每个水介旋流器的溢流精矿进入高频精煤筛，脱水后产生末精煤；水介旋流器的底流进入中矸筛；

[0009] 步骤五、中矸筛的筛孔为0.5mm，其筛上物为中矸，筛下物与0.1mm分级筛筛下物混合，进入浮选系统；

[0010] 进入浮选系统的煤料依次经过扫选、粗选和精选三次浮选最终得到精煤，具体步骤如下：

[0011] a.进入浮选系统的煤料经过扫选，其精矿进入扫选精矿桶，尾矿经浓缩机沉降后再经尾煤压滤机压滤得到煤泥；

[0012] b.扫选精矿进入粗选浮选机，粗选的精矿进入粗选精矿桶，尾矿进入第一深锥收集斗，第一深锥收集斗的溢流部分进入扫选，底流经深锥收集斗下放料，产出高灰中煤；

[0013] c.粗选精矿进入精选浮选机，精选的精矿进入精选精矿桶，经精煤压滤机产出浮精煤，尾矿进入第二深锥收集斗，第二深锥收集斗的溢流进入粗选，底流经深锥收集斗下放
料，产出低灰中煤；

[0014] d.第一深锥收集斗和第二深锥收集斗下放料得到的高灰中煤和低灰中煤经过中煤压滤机得到中煤。

[0015] 作为本发明一种中煤物理破碎解离再洗选工艺的进一步优化，步骤一所述中煤悬浮液的浓度不超过400g/l。

[0016] 作为本发明一种中煤物理破碎解离再洗选工艺的进一步优化，步骤一所述经过二级破碎的中煤加水至浓度为200g/l后再次打入1.0mm隔粗筛进行隔粗。

[0017] 本发明具有以下有益效果：

[0018] 一、本发明先将中煤通过破碎解离后，煤与无机物或污染物达到一定程度的分离，可改变其可选性，使其变成易选煤或中等可选煤。然后破碎解离的中煤被洗选后，使资源回
收率得到提高，经济效益明显增加。

[0019] 二、本发明经过破碎解离的中煤筛上物进行二级破碎，二级破碎后的中煤再次隔粗，实现了破碎闭路，充分提高了可选性；将粒度小于0.1mm的破碎中煤经三级浮选(扫选、
粗选、精选)，选出精煤、中煤，并且进行精、中、尾的掺粗，使产品经压滤机快速脱水，提高生
产效率。

[0020] 三、本发明将粒度大于0.1mm的破碎中煤采用多级水力旋流器分级，分级后的不同粒度的中煤再分别进入水介旋流器进一步分级，采用多级分离能更准确的将精煤与中矸等
分离，有效提高分选效率。

[0021] 四、本发明的工艺将浮选系统与旋流器分级系统结合，不仅提高了精煤产率使精煤得到全面回收，也减小了环境污染，取得了较好的社会效益；通过改善中煤的可选性提高
炼焦煤资源利用率，从而延长炼焦煤资源使用年限，缓解未来炼焦煤资源枯竭问题。本发明
的工艺也适用于部分不宜选原煤的加工，先通过破碎解离后进行精煤洗选。

附图说明

[0022] 图1为本发明中煤闭路破碎解离工艺示意图；

[0023] 图2为本发明破碎解离后的中煤洗选工艺示意图。

具体实施方式

[0024] 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。

[0025] 实施例1

[0026] 一种中煤物理破碎解离再洗选工艺，包括以下步骤：

[0027] 步骤一、中煤来料进行一级破碎解离，破碎解离后的中煤经1.0mm隔粗筛隔粗，粒度大于1.0mm的筛上物进入二级破碎，经过二级破碎的中煤加水至浓度为200g/l后再次打
入1.0mm隔粗筛进行隔粗；粒度小于1.0mm的筛下物加水形成中煤悬浮液，中煤悬浮液的浓
度不超过400g/l，然后将中煤悬浮液打入0.1mm筛孔分级筛；

[0028] 步骤二、经0.1mm筛孔分级筛分级的1.0‑0.1mm的筛上物配水后，进入多级水力旋流器进行二次分级，粒度小于0.1mm的筛下物进入浮选系统；

[0029] 步骤三、多级水力旋流器分别进行0.1mm‑0.2mm、0.2mm‑0.3mm、0.3mm‑0.4mm、0.4mm‑0.5mm、0.5mm‑0.75mm、0.75mm‑1mm的粒度分级，分级产生0.1mm‑0.2mm、0.2mm‑
0.3mm、0.3mm‑0.4mm、0.4mm‑0.5mm、0.5mm‑0.75mm、0.75mm‑1mm粒度矿浆，分别进入各自矿
浆桶，然后分别在泵的作用力下进入水介旋流器，多级水力旋流器的底流进入浮选系统；

[0030] 步骤四、每个水介旋流器的溢流精矿进入高频精煤筛，脱水后产生末精煤；水介旋流器的底流进入中矸筛；

[0031] 步骤五、中矸筛的筛孔为0.5mm，其筛上物为中矸(高灰中煤)，筛下物与0.1mm分级筛筛下物混合，进入浮选系统；

[0032] 进入浮选系统的煤料依次经过扫选、粗选和精选三次浮选最终得到精煤，具体步骤如下：

[0033] a.进入浮选系统的煤料经过扫选，其精矿进入扫选精矿桶，尾矿经浓缩机沉降后再经尾煤压滤机压滤得到煤泥；

[0034] b.扫选精矿进入粗选浮选机，粗选的精矿进入粗选精矿桶，尾矿进入第一深锥收集斗，第一深锥收集斗的溢流部分进入扫选，底流经深锥收集斗下放料，产出高灰中煤；

[0035] c.粗选精矿进入精选浮选机，精选的精矿进入精选精矿桶，经精煤压滤机产出浮精煤，尾矿进入第二深锥收集斗，第二深锥收集斗的溢流进入粗选，底流经深锥收集斗下放
料，产出低灰中煤；

[0036] d.第一深锥收集斗和第二深锥收集斗下放料得到的高灰中煤和低灰中煤经过中煤压滤机得到中煤。

[0037] 实施例2

[0038] 1、针对不同地域、不同洗煤厂的中煤进行分析，找出精煤较多的粒度级(以平煤股份八矿洗煤厂为例，精煤较多的粒度级在0.5mm到1mm之间，其他洗煤厂可通过试验找出)。
选定破碎解离设备(可选择锤破与球磨相结合模式，将中煤研磨至1mm至200目)。

[0039] 2、设定研磨解离粒度。

[0040] 3、按照图1、图2工艺示意图确定工艺方案。也可设计建设或改造现有洗选系统。

[0041] 4、针对不宜选煤实施破碎解离，使煤和污染物分离，并进入相应洗选系统。

[0042] 表1：平煤股份八矿选煤厂中煤筛分数据(水分11.95％)

[0043]八洗中煤 +0.5mm 0.5mm—0.35mm 0.35mm—0.1mm ‑0.1mm
占百分比 67.50％ 25.66％ 4.14％ 2.70％

[0044] 表2：平煤股份八矿选煤厂中煤第一级破碎解离筛分数据(选择河南红星矿山机械有限公司HX‑1000立式复合破碎机，物料水分11.95％)

[0045]八洗中煤 +1.0mm 1.0mm—0.5mm 0.5mm—0.1mm ‑0.1mm
一次破碎 16.89％ 29.77％ 36.40％ 16.35％

[0046] 表3：平煤股份八矿选煤厂中煤经过1.0mm隔粗筛后筛上物二级破碎解离后筛分数据(选择河南红星矿山机械有限公司HX‑1000立式复合破碎机，物料水分13.35％)

[0047]八洗中煤 +1.0mm 1.0mm—0.5mm 0.5mm—0.1mm ‑0.1mm
二次破碎 7.23％ 12.72％ 41.75％ 38.30％

[0048] 表4：1.0mm隔粗筛下物的筛分数据

[0049]

[0050] 表5：+0.1mm的‑1.4浮尘实验数据(中煤灰分38.45％)

[0051]

[0052]

[0053] 小结：破碎粒度‑1.0mm时，满足多级水介质旋流器重选回收。

[0054] 表6为‑0.1mm小浮选机实验数据

[0055]

[0056] 表7：加权平均

[0057] 样品名称 克数 ‑1.4灰分 ‑1.4挥发分 硫分 ‑1.4产率0.5‑1.0mm 255 10.03 22.61 0.39 26.90％
0.5‑0.35mm 835 9.00 22.86 0.38 24.24％
‑0.35mm 766 21.91 23.35 0.42 82.11％
加权平均 1856 14.47 23.13 0.41 48.49％

[0058] 以上对本发明的具体实施例进行了描述。需要理解的是，本发明并不局限于上述特定实施方式，本领域技术人员可以在权利要求的范围内做出各种变形或修改，这并不影
响本发明的实质内容。