（矿业工程专业论文）水介质旋流器分选屯兰矿选煤厂跳汰中煤的工业实践.pdf

摘要 y 工6 2 0 1 19 屯兰矿选煤厂原采用跳汰浮选联合选煤流程，由于设计选型方面和原煤 资料提供准确性等方面的原因，一直存在分选精度低、洗选效率低、带煤损 失大的主要矛盾。针对上述问题，集团公司确立了从选煤方法上进行革新和 改造的方案一无压三产品重介旋流器改造。在改造期间，如果拆除主厂房 原有的6 0 万吨系统和a 系统，势必影响正常的生产组织和经济效益指标的 完成，因此我们调研了太原理工大学矿物加工系研制的水介质旋流器，并对 水介质旋流器的结构特点、分选机理和影响因素进行简要分析，使用若干结 构水介质旋流器在实验室试验了屯兰矿选煤厂中煤再洗分选效果，并在现场 分步进行了屯兰矿选煤厂中煤再洗半工业性比较试验，取得了比较好的试验 结论。根据现场情况因地制宜，在厂房布置了两套中煤再洗水介质旋流器分 选系统，入洗屯兰矿选煤厂跳汰中煤1 3 m m 粒级部分，在工业场地布置一套 中煤再洗水介质旋流器系统，入洗屯兰矿选煤厂跳汰中煤+ 1 3 m m 粒级部分， 均取得了很好的经济效益。并对水介质旋流器的应用前景提出了建议。 关键词： 水介质旋流器再洗中煤现场布置分选效果经济效益 太原理工大学工程硕士学位论文 第一章屯兰矿选煤厂技改前工艺及存在的问题 第一节屯兰矿选煤厂、矿井、原料煤概述 一、屯兰矿选煤厂简介 屯兰矿选煤厂于一九九七年十月三十一目进入试生产，入洗原煤全部 来自于屯兰矿井，原设计年入洗原煤4 0 0 万吨，现有生产系统为两次设计两 期施工，一期工程1 9 8 8 年旌工，设计年入洗原煤6 0 万吨，全部采用同期国 产设备。二期工程设计年入洗原煤3 4 0 万吨，分a 、b 、c 三个系统。原设计 屯兰矿选煤厂洗选工艺为：跳汰主选、中煤重介再选、煤泥浮选，在建设过 程中考虑到矿井前期( 8 - 1 0 年) 所采煤层为屯兰矿井田2 4 煤层，洗选十级精 煤时原煤性质为中等可选，由于资金紧张，重介系统在主厂房内的设备基础 预留了位置，技术改造前为跳汰一浮选联合流程。 二、矿井及原料煤情况 1 、矿井原料煤概况 屯兰井田位于西山煤田古交矿区中部，井田面积约7 1 k m 2 ，屯兰井田煤 系地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组含煤地层，储量约1 0 4 8 亿吨， 可采储量6 4 亿吨，共有可采煤层1 3 层，自上而下依次为0 2 4 、0 3 4 、1 4 、2 。、 3 。、4 。、4 # 下、6 。、7 4 、8 4 、8 a 、9 “、1 0 4 煤，其中2 4 、8 4 全区可采，9 8 大部分可 采，其余均局部可采，2 “、8 # 、9 4 为主要可采煤层。煤种以焦煤为主，肥煤次 之，还有少量瘦煤、贫煤，其中焦煤占6 0 左右，肥煤占2 0 左右，是我国 为数不多的宝贵资源。 太原理工大学工程硕士学位论文 矿井采用主斜、副斜、副立综合开拓方式，全井田划分+ 6 5 0 m 和+ 7 5 0 m 水平，以一个水平保证矿井生产能力，并因地制宜采用十字放射形开拓布局。 采煤方法为倾斜长臂后退式一次采全高综合机械化采煤，提升方式：大巷水 平运输采用胶带运输机运输，主斜井强力胶带运输机提升，矿井分为南北两 翼开采，开采盘区为南二、南三、北一盘区，煤层主要为2 4 煤层。 2 、煤层地质构造及煤质情况 屯兰井田内煤层地质构造较复杂，地层总体呈北东高南西低的波浪状 单斜构造，地层倾角一般在8 。以下，局部可达l o 1 3 。，断层较多，且成 组出现，为影响矿井生产、毛煤质量、洗煤生产的主要地质构造，全区共有 落差大于l o o m 的断层四条( 古交断层、土地沟断层、头南峁断层、王芝茂 断层) ，主要可采煤层2 4 、8 4 、9 ”结构均比较复杂，夹石层都有2 4 层之多。 煤层硫分，一般是上组煤硫低，属低硫煤；下组煤多为中蒿琉煤，洗 选后硫分有所降低。 煤层磷分：各煤层磷含量都很低，除6 。、9 4 、1 0 。煤层，洗选后属低磷 煤外，其余各层都为特低磷煤。 各层煤的可选性：0 2 4 、0 3 ”、2 4 、3 4 、7 4 、8 “及9 4 洗选十级精煤时为较难 选到难选，6 4 及1 0 4 洗选十级精煤时为难选煤，14 、4 “选十级精煤时为极难选 煤。 第二节重介技术改造前生产工艺 原煤筛分破碎工艺：井下所采毛煤由大巷胶带运输机运输，进入容量 为8 0 0 吨和1 2 0 0 吨井下煤库，经主斜井强力胶带运输机提升转载到选煤厂 太原理工大学工程硕士学位论文 2 0 1 皮带，进入筛分破碎车间进行筛分，+ 5 0 r i o n 的筛上物进入手选皮带，由 人工拣矸、除杂后进行破碎，破碎后与筛下物混合由皮带输送机送入原煤储 煤仓，原煤储煤仓通过仓下给媒机，皮带输送机再由刮板分配到4 个缓冲仓。 屯兰矿选煤厂生产系统两次设计两期旌工，一期工程1 9 8 8 年施工，设 计年入选原煤6 0 万吨，全部采用8 0 年代同期国产设备，由于当时资金紧张， 采用投标承包，所选设备性能差，技术落后，同时工艺设计也不完善，设备 安装未完工，就开始了二期建设。二期工程设计年入选原煤3 4 0 万吨，分为 a 、b 、c 三个系统，二期工程建设时与一期工程公用设备许多未更换，1 9 9 7 年1 0 月3 1 日正式试生产时，期工程设备已闲置十多年，大部分己属于淘 汰设备。 二期工程采用跳汰浮选工艺：中煤经斗式提升机提升至中煤脱水筛脱 水后由皮带输送机输送至中煤仓，矸石由斗式提升机提升至矸石脱水筛，脱 水后经矸石皮带输送至矸石山，溢流精煤脱水分级后筛上物块精煤直接输送 给精煤产品皮带，精煤脱水筛筛下物进入精煤捞坑经精煤斗式提升机提升至 精煤脱泥筛脱泥，离心脱水机脱水后与块精煤混合进入精煤产品仓，浮选系 统采用浓缩浮选工艺，浮精脱水采用美国伯德公司5 4 0 0 型加长沉降过滤式 离心脱水机，尾矿采用两次浓缩两次回收，尾煤一次回收采用t c l l 4 1 8 型沉 降过滤式离心脱水机，尾煤二次回收采用y s m 7 5 0 板框式压滤机。 第三节洗选工艺存在的问题 1 、在设计中大样来自会立小窑，小窑人工开采，原煤的粒度属中粒度， 且可选性为易选。而屯兰矿井的开采方式是综采和综掘，机械化程度高，矿 太原理工大学工程硕士学位论文 井煤、夹矸煤、矸石均易碎。在采掘、皮带运输、转载以及在筛分破碎，地 面运输过程中再次碎化，造成入选原煤中矸石含量大、一1 3 m m 末煤含量增大， 一般在7 5 左右以上，其中3 m m 一0 5 m m 级占3 5 以上，且原煤可选性为难选 到极难选。随着矿井北一盘区开采力度的增加，这种情况将更为严重，不适 宜跳汰分选工艺。 2 、屯兰矿选煤厂巴达克中粒跳汰机分选长度仅6 m ，矸石段筛板倾角 为4 5 。，排料口最大溢流堰高度为3 5 0 m m ，对于可选性为难选或极难选的 原煤来说，存在分选时间不够、分选效果差、数量效率低、处理量小且产品 质量不稳定的后果。外商在1 9 9 7 年带煤调试过程中，分选效果差，精煤产 品灰分平均在1 3 左右，外商以入洗原煤中末煤含量大且可选性变差与设计 资料不符为由而终止调试。我厂在试生产后，为使跳汰机适应入选原煤的实 际情况先后进行了跳汰机筛板倾角、筛板孔径、排料机构等改造的尝试， 并且在操作方法上进行了不断摸索，虽然能生产出合格精煤，但由于跳汰机 本身缺陷分选效果未有明显改善。从近几年生产指标看，中煤带煤损失平均 3 7 左右，矸石带煤损失在5 以上，并且精煤中细粒矸石污染严重，数量效 率低，在8 8 左右。 3 、屯兰矿选煤厂在1 9 9 8 年外商回访服务及2 0 0 0 年委托太原煤矿设计 院邀请外商来厂调试时，仍以末煤含量大、可选性变差与巴达克中粒跳汰机 不相适应而未取得明显效果，并且对跳汰机的改造方案进行了探讨，均因改 造技术难度大、投资大、改造效果不肯定且会影响到正常生产而未实施。 4 、为提高精煤产率，降低中矸带煤损失，屯兰矿选煤厂在2 0 0 1 年将 6 0 万吨系统改造成中煤再选系统系统，同时，由于屯兰矿井下地质构造复杂， 4 太原理工大学工程硕士学位论文 断层无炭柱频繁出现，顶板易碎，入选原煤中含矸率增大，使跳汰机处理能 力下降，造成a 、b 、c 三个系统处理能力达不到原设计的年入选原煤3 4 0 万 吨，实际约为3 0 0 万吨左右。无法完成逐年增加的生产任务。 5 、2 0 0 3 年重介技术改造期间将拆除6 0 万吨系统和跳汰a 系统，使原 系统无法正常使用，跳汰中煤直接做为最终产品入中煤仓而无法中煤再洗， 势必影响屯兰矿选煤厂的正常生产和各项经济技术指标的完成，给全厂带来 巨大的经济损失。 6 、技术改造前中煤情况 2 0 0 3 年卜3 月中煤性能见表1 - 1 ，其浮沉表见表卜2 表卜12 0 0 3 年卜3 月份中煤生产情况汇总表 项目最终中煤产中煤中一1 3 m m中煤中一1 3 m m 月 奎( ) 灰分 占本级( )占原煤( ) 1 9 0 12 4 3 l7 1 6 71 3 6 2 1 8 5 42 3 7 88 6 0 61 5 8 5 1 9 5 02 2 4 08 4 6 41 6 5 0 四1 7 5 82 5 9 08 8 7 21 5 6 0 平均 1 8 。6 62 4 ，l o8 2 7 71 5 3 9 从上述两表可以看出：中煤粒度组成和中煤带煤损失情况，中煤中一1 3 m m 含量1 5 4 1 ( 全级原煤) ，占本级中煤8 2 7 7 。中煤不经再洗会造成较大 的精煤损失和资源浪费，中煤再洗势在必行，才能弥补原设计工艺的缺点， 为电兰矿选煤厂工艺技术改造工程起至0 较好衔接作用。屯兰矿选煤厂重介技 术改造拆除系统平面示意图( 见图卜1 ) 根据调研，太原理工大学矿物加工系研制的水介质旋流器可以用来分选 太原理工大学工程硕士学位论文 中煤。我们经过洗选工艺和设备投资对比分析，结合我厂的实际情况，使用 时间短( 重介技术改造期间2 0 0 3 年2 月一2 0 0 3 年1 2 月) 、投资少、见效快、 易施工、不影响正常生产等，我们选择水介质旋流器作为我厂重介技改期间 原6 0 万吨中煤再选拆除以后的补充配套设施。 太原理工大学工程硕士学位论文 图卜1屯兰矿选煤厂拆除系统平面示意图 1 0 0 m j 6 0 万吨系统 a 系统 b 系统 c 系统 1 7 l纛掌 e 纛誉 彳 善 詈 鞋摹 鞋誊 们 篓意蓦 l 蠢棼享 苔 隶 蚤基 毯 壮 苫 剞享 诘 棒 l 一 忆 疑 荨 幡享 口= 上 凸 求 蠢享 嵩 e 点 芝 生2 州爨 彳 甜 上 葛矗 n + l 巅 幡掌 衄 隶 鑫享 e世 n e 嘏享 上 瓣 上 c l 鼎 特更 上匕 隶 量享蒜 e 辇 e 州享 i 瓣 上 竺 牡 疑 菖 * 鬟 一 上一 彘 量享 描 妄 e 蛙 竺 刊基 i壮 上臣 高 扎 鼎 * 莩 啦 懈蟮转求蝼攀导数蝌n_t僻 议翠掣|士书罾雕h扑)rh副隧收 太原理工大学工程硕士学位论文 第二章水介质旋流器结构特点及分选机理 与影响因素 第一节水介质旋流器结构特点 旋流器通常由筒体、锥体、入料管、溢流管、底流管等部体组成，其本 身没有运动部件。最早提出水介质旋流器的是加拿大魏斯曼博士，1 9 7 9 年获 得了美国和加拿大的专利，并于1 9 8 6 年第十届国际选煤会议发表，他提出 水介质旋流器不用磁铁矿粉做加重质，而是利用入洗原料中的细粒和生产过 程物料碎化产生的细粒作加重质，在离心状态下分选物料，还提出用小直径 水介质旋流器洗选细粒级物料，选别深度可达0 0 7 4 m m ，从而代替或部分代 替浮选。随着现代工业的发展，水介质旋流器得到了进一步的研究和发展， 并在工业上得到广泛应用，取得了良好的分选效果。水介质旋流器与传统重 介质旋流器和水力分级旋流器结构上比较而言：具有较大的锥角、锥体短、 溢流管直径大且自由间隙小，溢流管延伸到圆柱体下部。 第二节水介质旋流器分选机理 当含有固体和水的混合矿浆通过切向入料口以一定压力给入旋流器简体 时，在简体部分高速旋转流体作旋转向下的螺旋运动，在运动过程中受到逐 渐缩小的锥体的阻挡作用，部分矿浆转而作向上的螺旋运动，从而在旋流器 中心形成了一股上升液流。即高速旋转流体沿旋涡状路径形成典型的“螺旋 中的螺旋”流型，在旋流器器壁附近的向下水流和旋流器中心向上水流的综 太原理工大学工程硕士学位论文 合作用下，高密度颗粒由于密度大，下降速度快，能克服上升水流的作用继 续向下运动，进而从底流口排出成为最终高灰产品；低密度颗粒则不能克服 上升水流的作用从而作向上运动，这些向上运动的颗粒在上升过程中同样受 到离心力的作用向旋流器筒壁运动，那些较重的颗粒有可能又一次进入下降 水流螺旋区域，从而在实际上形成了旋流器内的再选过程，那些轻颗粒则克 服了离心力的作用一直作向上运动，从旋流器的溢流管排出成为最终低灰产 品。在旋转流场中，以离心力代替重力，根据阿基米德原理，即固体在液体 中受到的浮力等于同体积液体的重力，物料在介质中的有效重力等于物料自 身的重力与同体积介质的重力之差。当物料颗粒与悬浮液的切问速度相等时 颗粒在离心力场中受到的离心力为 f = n d 3 ( 8 一p ) v 2 t 6 r 1 ( 1 ) 式中： 卜离心力( n ) d 一矿粒当量直径( c m ) 6 一矿粒密度( g c m 3 ) p 一悬浮液密度( g c m 3 ) v t 一回转半径处矿粒的切向速度( e m s ) r 矿粒的回转半径( c m ) 由( 1 ) 式可见，颗粒密度大于悬浮级密度时( 8 p ) f 为正值，力的 方向指向器壁，颗粒向外运动，矿粒密度小于悬浮液密度时( 8 p ) f 为负 值，力的方向指向旋流器中心，颗粒向内运动。在上述离心力的作用下，物 料以最快的速度偏聚分层，密度高、粒度大的颗粒被甩向器壁形成外层；密 太原理工大学工程硕士学位论文 度高粒度小的颗粒紧随其后；而粒度小密度低的颗粒则留在内层，形成具有 一定松散度的旋转床层，并沿螺旋线向下运动，到达锥体时，固体沿圆筒的 螺旋运动受阻，由于简体和锥体连接后的角度较小，旋转床层会产生“错位” 导致颗粒在锥部区域聚集，形成颗粒的干扰沉降状态，并在锥底区域内形成 一个紧密的床层，密度小的颗粒不能穿过这一由较高密度物料所形成的床层 而形成内层物料，进入溢流管向上排出，而外层则沿着锥体器壁继续下降进 入底流排出，实现按密度分选，同时溢流口与底流口距离较近，加强了分选 作用，在高密度区域和低密度区域之间的中间区域物料靠重力、旋转剪切力、 磨擦力等联合作用下，达到按密度重新分选后分层。 第三节水介质旋流器分选效果的影响因素 l 、溢流管直径 溢流管直径是影响分选密度的重要因素之一，增大溢流管直径可以大幅 度增加溢流产品产率，相应使分选密度提高，反之分选密度降低，溢流产品 产率降低。同样，随溢流管直径的增大，数量效率提高、不完善度降低，分 选效果变好。在其它条件不变时，旋流器的处理量与溢流口直径成正比关系。 2 、底流口 底流口直径减小，溢流产品产率和分选密度显著增加。但不宜过大，甚 至底流口直径超过溢流口直径，否则旋流器将不能分选。但底流口同样不宜 太小，当低流口直径小到3 倍入料最大粒度以下，甚至超过，底流1 3 特别容 易堵塞，无法连续正常生产。 3 、入料组成 太原理工大学工程硕士学位论文 给料浓度在一定范围内对分选效果的影响不大，且给料浓度较高时，有 利于形成较密实的旋转底流，有利于按密度分选分层。因此在可能的情况下 宜用较高的给料浓度达到提高台时处理量的目的，但也不宜过高，否则无法 正常生产。 入料的密度组成和粒度组成对分选效果也有一定的影响，由于旋流器分 级作用的存在，粒度范围宽不利于分选，入料中高密度细粒级含量较高时， 会严重污染轻产物。 4 、入料压力 水介质旋流器的入料压力低于分级旋流器，在一定范围内压力的变化对 分选效果的影响不显著。提高入料压力，设备的台时处理量显著增加，但超 过一定范围分选效果会下降，这时过强的旋流导致旋流器内部液流的紊流加 剧，破坏各种力联合作用的平衡状态，影响物料按密度分层的准确性，导致 错配物的增加。 5 、锥角 锥角是影响分选效果的关键因素，因为水介质旋流器的主要分选作用发 生在锥段，底部的上下分层时对分选起主导作用。对于分选不同性质的物料 和对溢流产品质量有不同要求时，为使旋流器处理量最大，分选效果最好， 均首选在实验室确定一个合适的锥角角度，以避免锥角过大旋流器溢流产品 质量不易保证，锥角过小旋流器分级作用增大，不利于按密度分选。 6 、溢流管插入深度 旋流器溢流管插入深度的变化导致旋流器溢流管自由间隙变化，自由间 隙是指溢流管底口与锥体和筒体交界面的垂直距离。溢流管插入深度增加， 太原理工大学工程硕士学位论文 旋流器自由间隙变小，旋流器分选密度提高，溢流产率增大；溢流管插入深 度减小，则自由间隙变大，分选密度降低，溢流管插的太深，会造成重产物 污染轻产物，溢流产品质量超标，太浅易造成短路，溢流产品质量不合格。 7 、旋流器直径 旋流器直径主要影响生产能力和入料粒度的大小，分离粒度随旋流器直 径的增大而增大。 第四节研究进展及其分选效果 用水介质旋流器分选细粒物料许多人进行了实验研究。严峰1 17 】等采用正 交化实验对水介质旋流器的各个结构参数进行了优化，确定了各个因素的主 次关系，并用优化后的最佳参数制作的水介质旋流器对甘肃某矿的煤炭进行 分选，入洗原煤灰分为1 5 7 9 ，粒度1 3 o m m ，选后精煤灰分为1 0 8 6 。 张少鹏【2 1 设计了中2 0 0 m m 半工业性三产品水介质旋流器对灰分为2 2 9 8 的原煤进行分选，达到了精煤灰分1 4 9 1 、中煤灰分2 9 8 4 、尾煤灰分 6 3 3 2 的理想效果。 凌佩弘【3 悃小直径水介质旋流器分选灰分为1 6 3 2 的3 o m m 煤泥，精 煤、尾煤灰分分别为7 3 4 年n4 2 7 1 。 f e r n a n d or u b i e r a 4 等用自制的中5 0 m m 水介质旋流器对破碎到一0 2 m m 粒级高硫中煤( 入料灰分3 1 8 ，硫分3 0 2 ) 进行分选，溢流产率8 3 6 ，灰 分2 6 5 ，硫分2 1 7 。其中0 0 3 8 m m 溢流灰分在1 0 以下。 n s u r e s h 5 1 等在实验室用中7 6 m m 水介质旋流器通过大量实验获得了入料 与溢流在流量比上存在一个直线关系，并在工业上用中3 5 0 m m 旋流器加以证 实。 除了选煤方面，d p p a t i l e6 用中7 6 m m 水介质旋流器从方铅矿中去除石 墨，在入料含铅1 9 6 、含石墨9 8 的情况下，分选后精矿含铅3 9 、含石 太原理工大学工程硕士学位论文 墨2 6 ，回收率高达4 5 。 k li m a 和k i m 在分离石英颗粒与硅铁合金颗粒时分离采用了4 5 。、9 0 。、 1 3 5 0 、1 8 0 。的旋流器，得出了分离效率结果的关系式，却没有给出锥角的变 化对分离效率的影响。 朱从杰【1 用白行研制的中7 5 m m 水介质旋流器对晋宁磷矿i v 矿段a + b + c 层矿进行了实验，阐明了各种结构参数及操作变量对分选指标的影响规律， 并采用重选一浮选联合流程扩大实验，原矿品位为2 1 7 6 ，一段旋流器精矿 品位2 7 0 2 ，回收率4 4 2 3 ，尾矿经两次短柱浮选槽再选后总精矿品位 2 8 3 4 ，回收率达到了8 3 1 5 。 李茂林【8 等用短锥旋流器对黄铁矿进行分选实验研究，原矿品位为 3 7 1 8 ，分选后品位可以提高到4 6 9 2 。 余仁焕 2 9 用d 5 0 r n 短锥旋流器分选由磁铁矿( 含量约5 ) 和石英配成的 试料进行一段选别，在最佳试验条件下得到的选矿指标为：精矿产率1 1 1 2 ， 精矿品位3 4 4 9 ，富集比高达6 5 ，精矿回收率为7 2 ，粒度回收下限为 0 0 8 5 m m 。 第五节应用 当前各国研究和应用的水介质旋流器的类型很多，有d s m 型、c w c 型、 c b c 型、克莱布斯型等，从结构上看有单锥型、双锥型、三锥型等，旋流器 直径范围从5 0 m m 到7 0 0 m m 不等，入选上限可到5 0 m m 。 x s j 型旋流器已形成系列并得到应用。五阳焦化选煤厂用水介质旋流器 采用单段分选流程对中煤进行再洗，精煤质量合格，精煤产率为2 0 ，分选 效果良好；观音堂矿选煤厂由于跳汰中煤带精煤较多，采用中3 5 0 m m 水介质 旋流器洗选跳汰中煤，全厂精煤产率提高了3 个百分点，无机硫脱硫效率为 9 3 8 1 ，年增加经济效益5 0 万元。山脚树矿选煤厂、曹窑矿选煤厂使用两 段分选流程，对易洗煤一段溢流和二段溢流合并成精煤出两产品，对中等可 选煤可出三产品，产品质量调整灵活方便。江西铺前矿选煤厂采用水介质旋 流器和斜槽联合洗选工艺，每年创收均在百万元以上。水介质旋流器还可以 1 4 太原理工大学工程硕士学位论文 与重介旋流器、摇床等联合组成分选流程，山西河西矿洗煤厂、河南支建矿 选煤厂和山西三泉矿选煤厂也早已相继投产运行。 盘北选煤厂 3 0 】为了提高精煤产率，采用水介质旋流器对粗煤泥进行分选， 每年纯利润增加了1 8 1 3 2 4 万元。开滦矿务局马家沟矿选煤厂采用中6 0 0 m m 非磁性介质( 浮选尾煤和矸石粉代替磁铁矿粉) 为主洗设备从矸石中回收煤 炭，选煤数量效率达9 0 左右，每台小时处理能力达4 0 6 0 t 。 山东滕州市郭庄煤矿【1 0 】采用巾5 0 0 m m 水介质旋流器作为洗选系统的主洗 设备，运行基本稳定，产品质量指标良好，当入洗原煤灰分在1 3 左右时， 精煤灰分最低可以达到5 6 5 ，当产率在6 5 以上时，精煤灰分可保证在9 以下。 e r n e s ta d r a e g e r ” 系统介绍了水介质旋流器的优缺点，在什么条件下、 为什么使用水介质旋流器。在国外的应用也有不少，例如美国已有1 3 座采 用水介质旋流器的选煤厂，生产能力为1 7 0 8 5 0 t h ，皮博迪煤炭公司有六座， 美国钢铁公司有两座，固本煤炭公司一座，伯利恒公司一座，斯沃拉维克煤 炭公司一座，玛普哥公司座；澳大利亚1 0 座，生产能力3 0 3 7 0 t h ，西埃 斯兄弟公司有五座，布罗肯希尔公司有两座，昆土兰煤矿公司一座，蒂斯j 皮 博迪三井联合公司一座，帕伯利亨迪采矿公司一座；加拿大4 座，生产 能力1 2 5 3 4 0 t h 。它们分别建在和福顶煤炭公司、索本矿业公司坎摩尔矿、 卡迪罗河煤矿。 总之，水介质旋流器分选技术与常规方法相比，主要的特点就是简化了 流程，节省了配套设备。目前，国内处理粉煤较成熟的方法是浮选，通过分 配器或搅拌筒把矿浆均匀给入浮选机，与药物混合后利用刮泡分离出精煤， 再用过滤机等设备脱水形成最终精煤产品；尾矿经浓缩压滤后成为最终尾煤。 设备多，过程复杂，药耗、电耗和占地都很大，用小直径水介质旋流器可以 洗选3 - o m m 级细粒煤，选别深度可达0 ，0 7 4 m m ，从而可以部分代替浮选；还 可以解决在跳汰分选中对细粒效果不好的问题。而重介质旋流器由于磁铁矿 粉的加入，设备磨损大，且因为回收系统流程复杂，不好控制。总的说来， 太原理工大学工程硕士学位论文 水介质旋流器分选技术有以下主要优点： 建厂投资少，建设工期短，布局紧凑，占地面积小； 工艺系统简单，便于操作维护； 系统相对独立，工艺灵活； 可与配套设备组装成可移动式厂房。 鉴于以上优点，在处理细粒煤方面有可能部分代替浮选工艺，应用前景 广阔，尤其在中小型选煤厂和装配式选煤厂，不失一种合适的建厂模式。 太原理工大学工程硕士学位论文 第二章屯兰矿选煤厂水介质旋流器中煤再洗可行 性研究 第一节实验室研究 1 、煤样采制 从中煤斗式提升机采跳汰中煤，现场筛分成+ 1 3 m m 和一1 3 r a m 级别，取一1 3 m n l 颗粒作为试验煤样。 对试验煤样烘干，筛分成+ 3 r a m 年n - 3 m m 粒级，+ 3 r a m 粒级用破碎机最终破 碎到3 m m 以下，称之为破碎级，称之为破碎级，筛分成一3 m m 粒级称之为自然 级。 2 、试验条件及过程 试验条件：矿浆浓度l o o g l ，入料压力1 0 k g c m 2 。 调整旋流器结构，对自然级和破碎级分别试验，对旋流器溢流用00 4 5 r a m 筛子筛分成两个级别，+ o 0 4 5 粒级可看作最终精煤，按目标制样化验。试验 结果见表3 - 1 。 3 、试验结果分析 水介质旋流器能从中煤中分选出小于1 0 灰分的合格精煤。当精煤灰分 为1 0 时精煤产率约为2 0 ，选后中煤灰分约为3 0 。 在所试验的结构中，b 1 结构的精煤灰分最低。其中自然级精煤灰分达到 9 0 7 ，完全满足对精煤灰分1 0 的要求；破碎级精煤灰分为1 1 3 4 ，高于 对精煤灰分1 0 的要求。自然级和破碎级合并后精煤加权平均灰分为 1 0 2 5 ，略高于1 0 ，所以生产用旋流器结构应以b 1 结构为原型的基础上 太原理工大学工程硕士学位论文 加以修改后使用。 虽然破碎级灰分小于自然级灰分，但在同样结构下破碎级精煤灰分除a 2 外均大于自然级精煤灰分，这充分说明破碎级中煤可选性比自然级中煤可选 性差，以跳汰分选效率来看，也应当是粒度较小可选性较好。 溢流中一0 0 4 5 粒级产率小于1 0 ，灰分在1 3 一1 7 之间变化对煤泥水 系统影响不大。 表3 - 1 屯兰矿选煤厂中煤再洗实验室试验结果 溢流 结构底流计算 煤样+ o 4 5 m m0 4 5 m m 组合入料灰分 产率灰分 产率 灰分 产窒 灰分 a l3 0 9 81 0 9 76 7 71 3 7 26 2 2 53 2 9 42 4 8 3 自然级a - 25 0 9 21 7 0 76 9 01 5 7 94 2 1 93 8 8 22 6 1 6 4 8 1 1 b l2 1 0 29 0 73 8 31 6 0 07 5 1 63 1 5 42 6 2 2 b 23 9 6 11 1 8 74 7 51 7 3 75 5 6 43 5 6 32 5 3 5 a 14 1 0 71 2 4 57 4 01 4 7 25 1 5 33 0 5 22 1 ，9 3 破碎级a 24 5 4 81 4 5 88 1 21 51 54 6 4 03 34 52 3 3 8 5 1 8 9 b 12 1 8 41 1 3 45 5 01 5 0 57 2 6 62 9 1 22 4 4 6 b 24 3 4 81 4 6 45 2 81 5 3 85 1 2 43 2 7 02 3 9 3 第二节屯兰矿选煤厂水介质旋流器半工业性分步确立试验 1 、煤样采制 从中煤斗式提升机采跳汰中煤现场筛分成+ 1 3 m m 和1 3 m m 级别，取 太原理工大学工程硕士学位论文 1 3 m m 部分做为试验煤样。 2 、分步试验旋流器结构 旋流器选用b1 结构旋流器按比例放大到3 5 0 m m 。见图3 - 1 ，3 - 2 ，3 - 3 。 3 、分步试验条件 在主厂房临时布置1 个混料桶、1 台入料泵和1 台旋流器组成的一套半 工业试验装置：矿浆浓度约1 0 0 9 l ，入料压力o 8 1 2 k g c m 2 太原理工大学工程硕士学位论文 图3 - 1 旋流器结构示意图 太原理工大学工程硕士学位论文 图3 - 2 旋流器溢流室示意图 图3 3 旋流器简体示意图 4 、采制样条件 对于溢流底流分别采用全断面采样，1 分钟一个子样，1 0 分钟做累积样 采集后的累积样用烘箱烘干以后按国标制样化验。 太原理工大学工程硕士学位论文 5 、试验项目 试验采用不同的条件分步对比确立实施，主要考虑到现场半工业试验， 工作量大，若按正交试验作则浪费大量的人力、物力，不合适，所以有重点 地选择以下几项分步对比确立试验。 ( 1 )调整旋流器的置倾角试验 表3 - 2 调整旋流器倾角进行试验结果 溢流底流计算入料 倾角 产裹 灰分 产室 灰分灰分 1 5 。4 5 2 31 1 9 25 47 73 4 4 02 4 3 5 4 5 。 2 4 3 49 8 27 5 6 62 9 7 02 4 8 6 9 0 。1 5 4 28 2 18 4 5 82 6 8 62 39 8 从上述试验结果不难看出，旋流器倾角对分选效果的影响是比较显著的， 特别是影响溢流产品的产率和灰分特别显著，这说明在一定的入料压力和一 定的入料浓度条件下，旋流器倾斜放置一定程度上缩短了物料经溢流管排出 的垂直距离有利于溢流物料排出，特别是直径比较大的旋流器，这种现象比 较明显，但随着倾角减小，同时增加了重产物污染轻产物的机率，通过对比 确定选用4 5 。倾角较为合适，以后的试验均采用4 5 。倾角放置旋流器进行 试验。 太原理工大学工程硕士学位论文 ( 2 ) 旋流器结构试验 表3 - 3 调整旋流器结构试验结果 溢流底流计算入料 结构组合 产奎 灰分 产塞 灰分灰分 b l l3 1 9 41 0 0 26 8 0 62 8 3 42 2 4 9 b 1 23 9 2 31 1 2 16 0 7 73 0 7 32 3 0 7 b 1 35 4 3 11 7 4 34 5 6 92 9 _ 3 12 2 8 6 b 1 42 7 3 29 9 17 26 82 6 7 82 2 1 7 b 1 51 7 9 28 4 48 20 82 5 8 l2 2 7 0 从上述试验结果可以看出，b 1 4 结构组合的精煤灰分最低灰分为9 9 1 完 全满足对精煤灰分的要求，考虑在制样化验过程中未去除一0 5 m m 煤泥和高灰 细泥的影响因素选择b n 结构组合；灰分1 0 0 2 、溢流产品产率3 1 9 4 比 较合适，以后的试验均选用b 1 1 结构组合。 ( 3 ) 调整旋流器溢流管插入深度 从上述试验结果可以看出，溢流管插入深度的变化确实引起溢流产率的 变化和灰分的变化，这充分说明溢流管插入深度即溢流管自由间隙的变化能 有效地调整旋流器的工作状况和最终分选效果，但其调节范围是比较窄的， 若超过调节范围则影响到水介质旋流器的正常工作状况，同时亦有力地说明 通过调节溢流管插入深度可以实现多产品的要求，可以满足不同的质量要求， 选择l 状态为正常工作状态，下述试验均以1 状态为标准状况进行试验。 表3 - 4 调整旋流器溢流管插入深度试验结果 太原理工大学工程硕士学位论文 插入深度溢流底流计算入料 状况产率 灰分产率灰分灰分 1 状态3 19 41 0 0 26 8 0 63 2 1 92 5 1 1 2 状态2 2 4 29 8 87 7 5 82 9 。3 42 4 9 0 3 状态2 6 7 41 24 97 3 2 62 8 8 22 5 4 5 ( 4 ) 调整旋流器入料压力 表3 5调整旋流器入料压力试验结果 溢流底流计算入料 压力 产率灰分 产塞 灰分灰分 o 83 0 2 11 0 _ 2 46 9 7 93 4 5 32 7 1 9 1 o3 1 4 21 0 0 16 8 5 83 4 5 8 2 6 。8 6 l _ 22 9 5 99 9 27 0 4 1 3 4 2 22 7 0 3 2 o2 8 5 795 47 1 4 33 4 3 12 7 2 3 从上述试验结果可以看出，随着压力的递增，分选效果有逐步好转的趋 势，但压力递增到一定程度以后，分选效果好转的趋势变弱，说明压力的增 加有助于提高分选效果，但仅仅在一定范围内有明显变化，同时压力的增加 在一定程度上加剧了旋流器和管道的磨损，考虑到实际生产过程和设备的维 护保养，在既保证了分选效果，又不影响溢流产率的前提下，宜选择较低的 压力 6 、综合结果分析 太原理工大学工程硕士学位论文 综合以上几项分步试验的结果，结合现场半工业试验和实验室试验的情 况，确定工业生产旋流器的各项参数结构采用b l l 结构组合；入料浓度以 m o g l 为宜；旋流器溢流管插入深度在正常状态下为1 状态。满足以上条件 即可以使用水介质旋流器分选系统，从跳汰中煤中洗选出灰分合格( 8 0 e p 值 0 2 5 从以上表格可以得出如下结论：屯兰矿选煤厂跳汰中煤一1 3 m m 粒级或者 + 1 3 m m 粒级破碎至一1 3 m m 粒级后能洗选出合格的精煤产品，从洗选工艺来 看是可行的，设备及管道大多使用原有的设备、旧管道，投资比较少，从半 工艺性试验结果来看，水介质旋流器分选屯兰矿选煤厂跳汰中煤是能取得较 好的分选效果的，从工艺流程来看，补加水取自原跳汰系统精煤捞坑溢流， 用入料泵输送至水介质旋流器分选入洗中煤以后，精煤溢流弧形筛筛下水又 返至精煤捞坑溢流入浮选入料浓缩机。这样一个取水小循环工艺既避免造成 整个水系统的循环水量增加，又没有造成经跳汰分选后的精煤流失，水介质 旋流器底流弧形筛筛下水和脱水筛筛下水直接去尾煤一次浓缩机，既避免了 将水介质旋流器分选后的高灰细颗粒入浮选系统造成浮选系统不必要的消耗 和负担，又可以一定量弥补跳汰机分选下限以下的未分选细颗粒物料和精煤 捞坑跑粗部分，在水介质旋流器分选系统中得到有效分选，此水介质旋流器 工艺流程是确实可行的，在不影响原跳汰分选工艺的基础上既增加了水介质 旋流器分选系统，而且同时对原跳汰系统起一定的补充作用；此水介质旋流 太原理工大学工程硕士学位论文 器工艺流程又是相对独立的、灵活的，可以做到随时投入正常生产；随时脱 离正常生产中，此水介质旋流器流程在八洗一1 3 m m 跳汰中煤时是套中煤再洗 系统，在不入洗1 3 m m 跳汰中煤，亦可当作一套跳汰精煤捞坑防止跑粗系统 使用，一举两得。 第三节屯兰矿选煤厂水介质旋流器分选一1 3 r a m 跳汰中煤在主厂 房内工业生产实施方案及现场布置 1 、工业生产实施方案及现场布置 入洗原料煤来源于原跳汰系统中煤筛3 2 8 b3 2 8 c ，将原中煤筛3 2 8 b 3 2 8 c ( + 7 8 m 平面) 改造为双层筛，在原中煤筛上增设中1 3 m m 筛板，+ 1 3 m m 跳汰中煤顺原溜槽去中煤皮带3 6 5 ，一1 3 r t m a 跳汰中煤经落煤翻板后既可直接 进入布置于中煤筛下的旋流器入料混料桶，亦可进入原溜槽去中煤皮带，旋 流器入料混料桶补加水取白于混料桶斜上方的精煤捞坑溢流水管，并用阀门 控制补水量的大小，混料桶内经混合后的合适浓度的矿浆经布置于0 m 平面 渣浆泵输送至布置于+ 1 7 5 m 平面的旋流器组件，经旋流器分选后的溢流产品 自流入布置于+ 1 2 5 m 平面的精煤弧形筛，弧形筛的筛上物自流入原跳汰系统 3 3 1 脱泥筛；弧形筛筛下水自流入和3 3 l 同一层平面的精煤捞坑溢流堰内， 入浮选入料浓缩机，旋流器分选后的底流经管道自流布置于十7 8 m 平面的新 增设的洗后中煤弧形筛、脱水筛，脱水筛筛上物入原0 m 平面中煤皮带3 6 5 ， 脱水筛和弧形筛筛下水经新铺设管道自流入原系统尾煤一次浓缩机6 0 7 。现 场实施工作量小，设备只需安装2 台洗后溢流精煤弧形筛、一台洗后中煤弧 形筛和脱水筛、二套旋流器入料泵、混料桶和旋流器组及2 4 0 多米管道，即 太原理工大学工程硕士学位论文 可以形成两套跳汰中煤( 一1 3 r a m ) 再洗水介质旋流器分选系统，且施工时间 短，见效快，现场施工仅用1 3 天时间即投入了一套旋流器系统使用，第二 套旋流器系统投入使用仅使用7 天时间。 在现场布置时，对于精煤弧行筛筛下水的去向原走向为精煤捞坑入料 管，但在现场调试过程中发现精煤捞坑由于过负荷造成跑粗严重，导致水介 旋流器入料中挟大量细颗粒后如料浓度过高，无法正常工作，后将溢流弧行 筛筛下水走向改入精煤捞坑溢流槽后，此问题得以解决。这从侧面提醒我们 要注意水介旋流器使用的两个特性，其一，溢流水量大，占入料的9 0 左右， 其二，入料浓度一定要适宜，同时提醒我们在现场布置时，一定要注意到水 介旋流器对水量、水质的要求。 在现场的布置上力求简洁明快，占地少、充分利用主厂房原设备布置及 空余位置和楼层高差，除旋流器入料使用动力外其余均采用自流管道，并且 尽量缩短各自流管道的长度，既方便了入洗原料煤和补加水的来源，又节约 了电耗。系统的灵活性、独立性又很方便地在不影响正常生产的情况下进行 施工，既保证了正常生产又大大地节约了施工时间，缩短了施工周期。主厂 房水介质旋流器分选系统布置示意图见图4 - 4 ，主厂房水介质旋流器分选系 统流程图见图4 5 。 3 2 太原理工大学工程硕士学位论文 图4 4 车间水介质旋流器分选系统布置图 太原理工大学工程硕士学位论文 捞坑溢流 跳汰中煤 图4 5 主厂房水介质旋流器分选系统流程 太原理工大学工程硕士学位论文 2 、主厂房现场布置见图4 64 - 7 4 - 84 9 图4 7 3 5 太原理工大学工程硕士学位论文 图4 9 太原理工大学工程硕士学位论文 3 、配供电部分 两套中煤再洗系统的总负荷仅仅只有1 9 5 k w ，负荷比较小，无需单独 设置配电屏，充分利用原有配电屏的备用部分即可。根据现场情况和设计任 务和要求，中煤再洗系统设备确定为就地开停设各，不参与集中控制。 第四节屯兰矿选煤厂+ 1 3 i r a 工业生产实施方案及现场布置 1 、工业生产实施方案及现场布置 考虑到主厂房受层高所限无法入洗+ 1 3 m m 跳汰中煤，且场地有大量积存 中煤。原料煤来源于场地堆煤和中煤仓下中煤，经汽车转运至场地，经刮板 输送机输送至分级筛，+ 1 3 m m 粒级入破碎机一3 m m 的部分做最终中煤，汽车 转运至中煤场地，3 - 1 3 r a m 部分和+ 1 3 r a m 经破碎机破碎后，混合经皮带运输 入混料桶，经泵输送至+ 8 o o m 平台平面旋流器组分选后溢流和底流自流入 十6 m 平砸双通道脱水筛，筛上物为最终芒三母汽车转运至用户堆煤场a 筛下 水返回混料桶再用，混料桷补永取自于生产水系统，旋流器分选系统富余水 量经转排泵排至沉淀池，澄清以后返回至生产水系统，空缺水量由生产水系 统补充。+ 1 3 m m 分选系统设备见表4 _ 4 。 太原理工大学工程硕士学位论文 表4 - 4 + 1 3 m m 分选设备 名称台数规格型号功率kw 规格 中3 5 0 m m 旋流器 单台处理量 8 1 2 5 h 旋流器组1 组8 台 搅拌桶 l 1 5 m 3 入料泵lh = 1 9 m q = 5 0 0 m 3 h 1 1 0 双通道筛 zk 2 8 4 1 1 8 5 转排泵1 台h = 1 9 m q = 1 5 0 m 3 h 1 l b = 8 0 0q = 8 0 5 h 皮带 1 部 v = 1 7 5 m s 1 l 破碎机 1 台入料 5 0 出料 1 4 0 t h5 5 分级筛 zk1 8 4 8 中= 3 1 3 m m1 5 0 扫地泵 4 5 太原理工大学工程硕士学位论文 现场布置平面示意图见图4 1 0 + 1 3 m m 中煤水介质旋流器分选系统设 备流程图见图4 1 l 破碎机 分级筛 刮板 皮带混料桶 中煤精煤 图4 - 1 0 + 1 3 r a m 中煤分选系统布置图 2 、现场布置实际情况图4 一1 1 因工业场地较小，布置原则其一各功能区划分明确，决不容许出现产品 污染现缘；其二，尽量避免出现场地浪费；其三，留有足够的通道空间。现 场布置实际图片见图4 1 24 1 3 4 一1 4 4 1 5 太原理工大学工程硕士学位论文 图4 1 3 查堕墨三查堂三堡堡主堂堡鲨苎 图4 一1 5 4 1 太原理工大学工程硕士学位论文 3 、供配电 中煤分选系统总负荷比较高达到3 0 0kw ，最近的联合泵房总负荷已达 到规定值，无法负载；从较近的压滤厂房配电室重新设置配电柜，现场设置 就地控制箱就地 起停车，因设备减 少，无须设置集中 控制，只考虑就地 逆煤流闭锁。 4 、现场工艺 布置说明 入洗原料煤 分级筛设置3 1 3 m m 双层分级筛 的主要原因有以 下几点：其一，工 图4 1 1 + 1 3 m m 中煤水介质旋流器分选系统流程 艺系统比较灵活，可以根据来料情况随时作出相应调整；其二，一3 m y e t 部分 不入洗，主要考虑循环水的浓度和给大系统带来的负荷；其三，入洗原场地 堆煤时3 - 1 3 m m 部分和+ 1 3 m m 经破碎后全部入洗，以取得较好的精煤产率； 其四，入洗主厂房已经洗选后的中煤时1 3 m 1