提高炼焦用煤分选效率方法研究

2017-11-22 02:12嘉,崔
露天采矿技术 2017年11期
关键词:重介处理量旋流器

刘 嘉,崔 婷

(中煤科工集团沈阳设计研究院有限公司,辽宁 沈阳 110015)

提高炼焦用煤分选效率方法研究

刘 嘉,崔 婷

(中煤科工集团沈阳设计研究院有限公司,辽宁 沈阳 110015)

选取南方某选煤厂作为研究对象,通过缩分、制样、小浮沉等一系列试验及对相关洗选设备的改造,通过试验数据确定各参数对该炼焦煤选煤厂分选效率的影响,从而确定该选煤厂提高炼焦用煤分选效率的方法。

炼焦煤;分选效率;浮沉试验

0 引 言

随着煤炭资源的日益开采,我国煤炭资源量逐渐降低,而在煤炭资源中,焦煤资源更加稀缺。因此,如何提高焦煤资源入洗分选效率,成为了近年来业界比较关注的课题。

1 研究思路与方法

选取南方某选煤厂作为研究对象,该选煤厂采用3GDMC1300/920A无压三产品重介分选+煤泥重介+浮选回收焦精煤工艺,产品主要有以下几部分组成:①重选精煤+13 mm块煤,该部分产品直接经脱介筛脱水成为精煤产品;②重选精煤-13 mm末煤,该部分经离心机脱水后成为精煤产品;③精煤泥经对斗弧形筛初步脱水后经卧式离心脱水机脱水;④精煤对斗弧形筛筛下经沉降过滤式脱水机脱水产品;⑤二次浮选精煤经快开式压滤机脱水后成为精煤产品;⑥二次浮精除杂筛筛上产品直接作为精煤产品。

由于三产品重介旋流器直径较大,有分选粒度下限较低,导致细颗粒产品选别作用较差,部分细粒精煤进入中煤当中,造成精煤损失,同时些许高灰细泥进入精煤当中,造成精煤“背灰”,虽然通过煤泥重介旋流器进一步脱泥,但具体脱泥效果有待试验说明。所以如何提高细粒煤的分选效率成为了提高整体经济收入的关键点。

1.1 整体思路

研究主要依据是物质数质量守恒,原煤入料组成为xi,经旋流器分选后溢流和底流组成分别为yi和zi,溢流产率和底流产率分别为n溢和n底根据物质质量守恒可得方程组:

式中:xi为原煤入料组成,%;n溢为溢流产率,%;yi为分选后溢流组成,%;n底为底流产率/%;zi为分选后底流组成,%。

根据上述方程组,采用Matlab软件处理,便可以得到溢流和底流的产率,然后可以计算得到设备的数量效率等其他指标。

1.2 原煤煤样采制

该选煤厂入洗原煤主要是A矿煤与B矿煤,原煤配比比例为3:1,现按采样方法从入洗胶带上采取煤样,每隔0.5 h使用铲子从胶带全断面铲取煤样,每次至少采样15 kg,连续采样5 h;采样后将煤样晾干,然后过1 mm筛网,将筛下产品进行堆积、缩分、留样。将所得样品过0.500、0.250、0.125 mm筛子,将筛上物料分别称重并进行小浮沉试验。

1.3 3GDMC1300/920A旋流器-1 mm分离效率

保证分选密度不变,采用绳索将铁桶送入精煤集料箱,每0.5 h取1桶物料,每次取10 L,将所取物料分别过1.000 mm与0.125 mm筛子,将1.000~0.125 mm粒级物料冲洗干净留下,将所得物料烘干堆积,缩分,留样,将样品过 0.500、0.250、0.125 mm筛子,筛上物分别称重并做小浮尘试验。

中煤和矸石料筒采用同样的方法取样、制样。

1.4 煤泥重介分选效率

采用同样的分选密度,用铁桶从煤泥桶中每隔0.5 h取料,连续取料5 h,将取得的料液过1.000 mm和0.125 mm筛子,将1.000~0.125 mm所得物料冲洗干净,然后烘干、缩分、取样,做小筛分试验,并将筛上物进行小浮沉试验。

同样采用铁桶分别从煤泥旋流器溢流和底流口中取料,取料间隔为30 min,连续取样5 h,将所得物料分别过1.000 mm和0.125 mm筛子,将1.000~0.125 mm物料冲洗干净,烘干缩分取样,将样子进行小筛分,将筛上物料做小浮沉试验。

1.5 降低处理量

降低处理量可以减少重选系统中煤泥量的进入,降低悬浮液黏度,增加磁性物介质的含量,使得细颗粒受到向心浮力运动过程中所受到的黏滞阻力减少,增加了颗粒的选别作用,可以适当提高分选效率,过分降低处理量,原煤系统中煤泥含量过低,造成悬浮液稳定性下降,旋流器内介质分层严重,稳定性差,影响精煤产品的分选,降低了精煤产品的分选效率。

1.6 改变溢流管插入深度

改变溢流管插入深度,主要是调节二段旋流器溢流管插入深度,二段旋流器溢流管插入深度增加,二段排料压力提高,中煤灰分提高,一段与二段连接管进料压力提高,相当于一段排料压力提高,迫使部分物料从精煤溢流管排出,从而提高精煤产品回收率,但是灰分也相应提高,如果插入深度过大,造成一段排料困难,精煤产品分选效率严重影响,所以改变溢流管插入深度对细颗粒的分选效率有一定影响,采取上述方法取样制样,对结果进行分析。

2 试验结果及分析

2.1 原煤资料

通过对 -1 mm入洗原煤样子进行筛分浮沉实验,得到如下结果:

表1 入洗原煤1.000~-0.125 mm筛分组成

从表1中可以看出,1.000~0.125mm粒度的物料中0.500~0.125物料的含量约60%,所占比例特别大,该部分灰分较高,保持在35%左右,1.0~0.5 mm粒度精煤灰分较低,说明该部分颗粒中灰分较低的煤含量相对较多。根据原煤-1 mm筛分表1和浮沉组成表2,对原煤样进行综合得到表3。

表2 原煤粒度浮沉组成

由表3可以看出,1.000~0.125 mm粒度范围内,各个密度级物料的分配基本相差较小,但灰分相差较大,为了获得适当的精煤产品,分选密度应当控制在1.40 g/cm3左右,根据表3计算可得原煤1.000~0.125 mm粒度的累积数据,原煤累积计算见表4。

表3 原煤1.000~0.125mm浮沉综合数据

表4 原煤累积计算

根据表4可以绘制原煤1.000~0.125 mm粒度的可选性曲线如图1。

图1 原煤1.000~0.125 mm粒度可选性曲线

从图1中可以看出,洗选出灰分为11级精煤的产品理论产率为30%左右,可选性为难选,整体分选较难,分选密度在1.40 g/cm3左右。

2.2 3GDMC1300/920A分选效率

选用密度为1 470 g/cm3,入洗煤量为320 t/h左右,通过采样制样,分别得到精煤、中煤和矸石的筛分浮沉组成具体数据见表5—表8。

表5 精煤筛分组成

从表中可以看出,精煤1.000~0.500 mm粒度灰分较低,0.250~0.125 mm粒度的灰分偏高,导致精煤整体灰分提高,超出质量要求,矸石当中0.250~0.125 mm粒度灰分偏低,说明该粒度的选别性较差,部分高灰进入精煤当中,污染精煤,一些低灰精煤进入到了矸石当中。

根据质量守恒原则,采用Matlab软件中矩阵运算,可以得到精煤产率n精,中煤产率n中和矸石产率n矸,分别如下:n精=51.13%,n中=21.7%,n矸=27.17%。

表6 中煤筛分组成

表7 矸石筛分组成

表8 产品浮沉数据表

从原煤可选性曲线上可以查得精煤实际产率为N精;N精=58.3%

由此可得旋流器的数量效率为:

式中:n精为精煤产率,%;N精为精煤实际产率,%。

2.3 煤泥旋流器分选效率

根据对煤泥旋流器入料的采制样,得到煤泥旋流器入料的筛分与浮沉资料,绘制煤泥旋流器入料的可选性曲线,如图2。

图2 煤泥旋流器入料可选性曲线

从其可选性曲线上可以看出,为了洗出11%左右的精煤产品,分选密度应当在1.410 g/cm3左右,煤泥旋流器中入料基本上都是-0.5 mm,且灰分基本在25%左右,中间密度1.4~1.5 g/cm3密度含量较多,如何提高该部分煤炭的分选效率成为了提高精煤产品质量的关键。

对煤泥旋流器精煤和中煤产品分别采样,分别得到各自的产品浮沉组成见表9。

根据表9,利用物质量守恒,计算得到煤泥重介旋流器旋流器产品分部情况,煤泥旋流器产品质量分布见表10。

由旋流器入料煤炭可选性曲线可以查得精煤理论产率为33.4%,则煤泥重介的数量效率为:

根据产品的浮沉组成以及产品质量分布,可以综合得到煤泥重介旋流器计算表见表11及煤泥重介旋流器的分配曲线如图3。

根据图3,可以得到煤泥重介旋流器Ep值为:

3 提高分选效率措施

3.1 降低处理量

将原煤入洗煤量从320 t/h降低至300 t/h,原煤配比A矿:B矿=3:1不变,分选密度保持在1 470 g/cm3,降低处理量后,通过取样制样,得到各产品的浮沉组成见表12。

表9 煤泥旋流器产品浮沉组成

表10 煤泥旋流器产品质量分布

表11 煤泥重介旋流器计算表

图3 煤泥重介旋流器分配率曲线

依据质量守恒,利用Matlab矩阵运算,可以得到降低处理量之后的精煤、中煤和矸石产率,三产品旋流器产品组成见表13。

从原煤可选性曲线上可查得,精煤灰分16.35%时,精煤理论产率为44.7%,则降低处理量之后精煤 的质量效率为:

表12 降低处理量后产品浮沉组成

表13 三产品旋流器产品组成%

分选效率较煤泥量大时候提高了2个百分点,由此可以说明降低处理量可以提高精煤的分选效率,使得-1 mm粒度颗粒分选效率提高,降低了-1 mm部分精煤的灰分,减少产品“背会”,提高产品质量,为实现高精度分选提供可能。

同样降低处理量之后,煤泥旋流器入料中煤泥量降低,煤泥旋流器内泥量相对减少,磁性物含量相对增多,料液黏度降低,有利于分选。

根据质量守恒,采用Matlab软件利用矩阵运算,得到精煤产率N和中煤产率M。

从煤泥可选性曲线上查得,灰分12.07时,精煤理论产率约为30.5%,则降低处理量之后精煤产品数量效率为:

降低处理量后,对煤泥旋流器产品进行浮沉分析,得到浮沉计算表14。

表14 降低处理量后煤泥旋流器产品浮沉计算

根据表14可以绘制出降低处理量之后的煤泥重介旋流器分配率曲线如图4。

图4 降低处理量后分配率曲线

从图4中可以计算得到改变后的Ep值为:

通过对比降低处理量前后发现,煤泥旋流器Ep值从0.080降低至0.045,数量效率从85.2%提升至89.3%,分选精煤灰分从13.39降低至12.07,从各项指标来看降低处理量有利于精煤质量的提高,而且效果比较明显。从原煤可选性曲线来看,想得到精煤灰分为10%~11%的产品,煤泥重介密度应当控制在1.410~1.430 g/cm3,分选产品的回收率大致在25%左右。

3.2 改变三产品重介旋流器二段插入深度

3GDMC1300/920A三产品重介旋流器的分选效率与自身的结构参数都有很大关系,现阶段重控岗位司机可通过调节二段旋流器溢流管路插入深度来提高中煤产品灰分,防止矸石带煤发生,同样,改变二段旋流器溢流管插入深度,可以提高二段旋流器的分选密度,二段底流浓缩作用加强,底流浓度提高,旋流器排料压力提高,进而影响二段入料压力,相对提高,导致一段排料压力提高,迫使一段入料分选密度层改变,分选密度场等都有所变化,进而改变细颗粒的分选效率,由于该方法严重影响正常的岗位生产,现只做定性分析,具体的影响结果需要进一步实验验证。

3.3 提高旋流器入料压力

旋流器入料压力适当提高可以提高细颗粒物料的分选效率,现在我该选煤厂煤泥旋流器入料泵和三产品重介入料泵应采用变频技术,如果煤泥旋流器增加变频功能,选用大一点的煤泥重介泵,通过改变煤泥重介泵频率,从而改变入料流量和压力,通过控制适当的煤泥量,保证系统煤泥量的稳定性,同时控制煤泥旋流器的分选密度,保证煤泥旋流器的分选密度稳定性,这样可以更好的控制粗煤泥产品的质量,同时更好的适应易碎煤与易泥化煤导致系统洗选恶化情况的发生。如若更换煤泥泵大小,煤泥旋流器的大小适当的也应增加,现在该厂采用的350 mm煤泥旋流器,处理量有限,难以适应现在日益恶化的煤炭,如果提高旋流器的直径,旋流器的分选下线也有适当的提高,这样该部分粗煤泥的分选效率就难以提高,所以需要新型粗煤泥设备进行再次分选回收精煤,才能更好的保证精煤产品的回收率,提高产品质量,防止资源浪费。

3.4 将精煤脱介筛1段合介筛孔增加到0.75 mm

精煤脱介筛1段合介筛孔增加,提高了高灰细泥的脱除,进入煤泥旋流器当中,而且,从对三产品旋流器分选效果来看,1 300 mm直径对1 mm以下的分选效率欠佳,煤泥旋流器的分选效率有一定提高,将脱除的部分物料给入煤泥旋流器当中,可以通过煤泥重介的再次分选作用,将0.75 mm以下的高灰物料进一步脱除,保证精煤溢流产品灰分,减少三产品旋流器精煤产品背灰,但增加筛孔尺寸,增加了煤泥旋流器入料量,对于该厂现阶段的设备情况来说,该方法可能会到时煤泥重介桶经常漫料,煤泥旋流器底流浓度大,泵上料不稳等生产事故产生,如果提高泵的功率和处理能力,该方法个人认为应当有一定的可行性。

4 结论

1)采用A矿:B矿=3:1原煤煤量配比,原煤-1 mm粒度的可选性为难选,洗选出灰分为11级精煤的产品理论产率为30%左右,可选性为难选,整体分选较难,分选密度在1.40 g/cm3左右;

2)煤量控制在320 t/h左右,悬浮液密度控制在1 470 g/cm3,3GDMC1300/920A旋流器数量效率在87.7%左右;

3)煤量控制在320 t/h左右,悬浮液密度控制在1 470 g/cm3,煤泥重介旋流器数量效率在85.2%左右,Ep值为 0.08;

4)降低处理量可以提高-1 mm粒度物料的分选效率;

5)理论分析改变二段溢流口插入深度、脱介筛1段筛孔尺寸与煤泥重介泵变频调速3种方法对提高1 mm物料的分选效率利弊,并提供改造建议。

参考资料:

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Research on improving the coal separation efficiency of coking coal

LIU Jia,CUI Ting

(China Coal Technology&Engineering Group Shenyang Design&Research Institute Co.,Ltd,Shenyang 110015,China)

This article selects a southern coal preparation plant as the research object,through dividing,sample preparation,small and a series of tests and the transformation of the relevant washing equipment,the effects of various parameters on the separation efficiency of coking coal preparation plant is determined by test data,so as to determine that the coal preparation plant can improve the separation efficiency of coking coal.

coking coal;separation efficiency;float test

TD921+.1

B

1671-9816(2017)11-0036-07

10.13235/j.cnki.ltcm.2017.11.011

刘嘉,崔婷.提高炼焦用煤分选效率方法研究[J].露天采矿技术,2017,32(11):36-42.

2017-06-09

刘 嘉(1986—),男,河北秦皇岛人,学士,2010年毕业于中国矿业大学矿物加工工程专业,现就职于中煤科工集团沈阳设计研究院有限公司选煤工程所。

【责任编辑:陈 毓】

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