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CN119819489A - 一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统及方法 - Google Patents

一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统及方法 Download PDF

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CN119819489A
CN119819489A CN202510223136.7A CN202510223136A CN119819489A CN 119819489 A CN119819489 A CN 119819489A CN 202510223136 A CN202510223136 A CN 202510223136A CN 119819489 A CN119819489 A CN 119819489A
Authority
CN
China
Prior art keywords
flotation
foam
coal
area
overflow
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN202510223136.7A
Other languages
English (en)
Inventor
刘莉君
何雨泽
孟浩
贾苏杭
于伟
屈进州
于跃先
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Xian University of Science and Technology
Original Assignee
Xian University of Science and Technology
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Xian University of Science and Technology filed Critical Xian University of Science and Technology
Priority to CN202510223136.7A priority Critical patent/CN119819489A/zh
Publication of CN119819489A publication Critical patent/CN119819489A/zh
Pending legal-status Critical Current

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Abstract

本发明提供了一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其包括浮选装置,浮选装置包括浮选槽、给矿口、细粒溢流收集槽、泡沫精煤收集槽和隔板,隔板的数量为两个,两个隔板将浮选槽上部区域分成了相邻的三个区域,三个区域分别为第一泡沫区、溢流区和第二泡沫区,泡沫精煤收集槽的数量为两个,两个泡沫精煤收集槽均与所述细粒溢流收集槽相邻,且两个泡沫精煤收集槽分别与对应的第一泡沫区和第二泡沫区相连通。本发明还公开了一种宽粒度级煤泥高回收率浮选方法。本发明通过改良设计新型浮选设备,达到使用一台浮选设备可以在保证回收率及灰分的条件下将粗煤和细煤同时浮选出来,减少了现有工艺分粒度级浮选带来的附加需要。

Description

一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统及方法
技术领域
本发明涉及矿物分选加工技术领域,具体涉及一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统及方法。
背景技术
随着煤炭开釆的条件越来越复杂,以及大型机械化釆矿设备的普及,导致选煤厂煤泥含量增加,目前选煤厂主要通过增加粗煤泥回收以及粗煤泥分选设备和流程来减轻浮选和煤泥水处理环节的处理量,提高煤泥回收率,这样分选流程较长,且部分选煤厂粗煤泥含量低的话,增加单独的回收和分选工艺,又导致生产成本升高,效率降低。另外粗颗粒和细颗粒的回收需要提供完全不同的浮选流体力学条件,细粒颗粒高搅拌强度和微细粒气泡来提高细粒颗粒的碰撞附着效率;而粗颗粒需要较低的搅拌强度和相对较大的气泡以保证粗颗粒上浮且不从气泡中脱落,两者之间存在一定的矛盾,造成现有的浮选设备很难同时实现粗颗粒和细颗粒的浮选回收。
发明内容
本发明的目的在于克服上述现有技术中的不足,提供了一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统及方法。其通过改良设计新型浮选设备,达到使用一台浮选设备可以在保证回收率及灰分的条件下将粗煤和细煤同时浮选出来,减少了现有工艺分粒度级浮选带来的附加需要。
为解决上述问题,本发明提供了一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于,包括浮选装置,所述浮选装置包括浮选槽、给矿口、细粒溢流收集槽、泡沫精煤收集槽和隔板,所述隔板设置在浮选槽内的上部,所述隔板的一端与浮选槽的一侧连接,所述隔板的另一端与浮选槽的另一侧连接,所述隔板的数量为两个,两个所述隔板将浮选槽上部区域分成了相邻的三个区域,所述三个区域分别为第一泡沫区、溢流区和第二泡沫区,所述给矿口设置在溢流区的进口处,且所述给矿口与溢流区相连通,所述细粒溢流收集槽设置在溢流区的出口处,且所述细粒溢流收集槽与所述溢流区相连通,所述泡沫精煤收集槽的数量为两个,两个所述泡沫精煤收集槽均设置在浮选槽上,两个所述泡沫精煤收集槽均与所述细粒溢流收集槽相邻,且两个所述泡沫精煤收集槽分别与对应的第一泡沫区和第二泡沫区相连通。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述浮选装置还包括假底、叶轮搅拌机构、稳流板、起泡剂管道、吸料管、定子导向板、尾矿管道和泡沫刮板,所述假底设置在浮选槽内的下部,所述叶轮搅拌机构设置在假底的上方,所述稳流板的数量为多个,多个所述稳流板沿叶轮搅拌机构的中心的周向均匀设置,所述吸料管设置在叶轮搅拌机构的底部,所述起泡剂管道的下端与吸料管相连通,所述定子导向板设置在叶轮搅拌机构的底部,所述尾矿管道设置在浮选槽的底部,且所述尾矿管道用于排出浮选槽分选后的尾矿,所述泡沫刮板设置在第一泡沫区)和第二泡沫区的上方,且所述泡沫刮板用于将第一泡沫区)和第二泡沫区浮选的精煤收集到泡沫精煤收集槽内。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括调浆桶,所述调浆桶的出料口通过管路与给矿口相连通,且所述调浆桶用于煤泥水及浮选药剂进行搅拌混合。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括离心脱水机,所述离心脱水机的入料口通过与泡沫精煤收集槽相连通。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括浮选柱,所述浮选柱的入料口分别与离心脱水机的滤液出口以及细粒溢流收集槽相连通。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括隔膜压滤机,所述隔膜压滤机的入料口与浮选柱的精矿出口相连通。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括浓缩机,所述浓缩机的入料口分别与浮选柱的尾矿出口以及尾矿管道相连通。
本发明还公开了一种宽粒度级煤泥高回收率浮选方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤一、矿浆准备,将煤泥水按照预定流速通入调浆桶中,将浮选药剂按照预定比例添加到调浆桶中,所述调浆桶中的搅拌机构以预设转速对煤泥水及浮选药剂进行搅拌混合,以达到对于矿浆中矸石颗粒选择性絮凝团聚效果;
步骤二、一段浮选设备分选,将步骤一中混合好的矿浆通过给矿口输送到浮选装置中,通过浮选装置浮选,所述浮选装置中的浮选为一段浮选;
步骤三、精煤脱水,步骤二中一段浮选泡沫区精煤进入离心脱水机脱水,脱水后的产品作为最终精煤产品的一部分,离心液与浮选装置的溢流区精煤汇合进入浮选柱进行精选;
步骤四、二段浮选柱精选,二段浮选使用一段浮选装置的溢流区精矿与泡沫区精矿脱水产生的离心液作为原料,并进一步脱去矸石颗粒从而保证最终精煤产品的灰分进一步降低;
步骤五、二段精煤脱水,二段浮选柱得到的精煤产物进入隔膜压滤机进行脱水处理后通入最终精煤产品,得到全部精煤产品,隔膜压滤机脱离水分作为循环水再次使用;
步骤六、尾煤脱水,二段浮选柱尾煤与一段浮选装置尾煤全部进入浓缩机浓缩,得到全部的尾煤产品,浓缩机底流水作为循环水再次进行使用。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选方法,其特征在于:所述步骤一中的浮选药剂包括调整剂、分散剂和絮凝剂。
上述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选方法,其特征在于:所述步骤一中一段浮选设备分选具体步骤包括:
将步骤一中调浆桶处理好的矿浆按照预定流速通过给矿口输送至浮选槽内的溢流区,小的煤粒在水面流动层中受到水流作用下直接成为溢流,进入细粒溢流收集槽,成为溢流区精矿,而矿浆中小的矸石颗粒在絮凝成团作用下,从流动层下沉到达浮选区,参与浮选过程,矿浆中大的煤粒和矸石颗粒也一同从流动层下沉,参与后续浮选;
叶轮搅拌机构中的搅拌机构旋转并产生负压,从空气和起泡剂管道吸入空气、捕收剂和起泡剂,并将空气切割成大小合适的气泡,最后过假底、稳流板上升到第一泡沫区或第二泡沫区,在浆气混合区吸料管、定子导向板吸入矿浆进行混合循环,使粗的煤粒完成矿化,与合适大小的气泡碰撞附着上浮至浮选区、泡沫区最终被泡沫刮板刮出至泡沫精煤收集槽成为泡沫区精矿,矸石颗粒最终在流场作用下进入尾矿管道排出。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1、本发明通过设计两段精选式工艺,能够确保对于入洗矿浆中精煤回收率接近甚至超过严格按照粒度分级后的回收率;同时,依据不同粒度级设置不同浮选工艺可达到不同粒度级的精煤最大回收率。
2、本发明通过改良设计新型浮选设备,可以达到使用一台浮选设备在保证回收率及灰分的条件下将粗煤和细煤同时浮选出来,有效的拓宽了浮选的宽度,将煤泥粒度扩展到1mm,减少现有工艺分粒度级浮选带来的附加需要。
3、本发明通过简化现有的浮选工艺,可以节省选煤厂设计和建立过程中对于大量浮选机及运输管道的需求,以及工艺所需设备占地面积相比现有工艺设备占地面积小,可节省更多的资源,带来更大的经济效益。
下面通过附图和实施例,对发明做进一步的详细描述。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解,本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明,并不构成对本发明的不当限定。在附图中:
图1为本发明实施例中浮选装置结构原理的主视示意图。
图2为本发明实施例中浮选装置结构原理的左视示意图。
图3为本发明实施例中浮选装置中给矿口、细粒溢流收集槽、泡沫精煤收集槽以及隔板与浮选槽的位置、连接关系示意图。
图4为本发明实施例中宽粒度级煤泥高回收率浮选系统的结构原理流程图。
附图标记说明:
10—浮选装置;11—浮选槽;12—给矿口;13—细粒溢流收集槽;
14—泡沫精煤收集槽;15—隔板;16—尾矿管道;17—假底;
18—叶轮搅拌机构;19—稳流板;20—起泡剂管道;21—吸料管;
22—定子导向板;23—第一泡沫区;24—溢流区;25—第二泡沫区;
30—调浆桶;31—离心脱水机;32—浮选柱;33—隔膜压滤机;
34—浓缩机。
具体实施方式
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,显然,所描述的实施例仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。以下对至少一个示例性实施例的描述实际上仅仅是说明性的,决不作为对本发明及其应用或使用的任何限制。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
如图1至图4所示,本发明公开了一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于,包括浮选装置10,所述浮选装置10包括浮选槽11、给矿口12、细粒溢流收集槽13、泡沫精煤收集槽14和隔板15,所述隔板15设置在浮选槽11内的上部,所述隔板15的一端与浮选槽11的一侧连接,所述隔板15的另一端与浮选槽11的另一侧连接,所述隔板15的数量为两个,两个所述隔板15将浮选槽11上部区域分成了相邻的三个区域,所述三个区域分别为第一泡沫区23、溢流区24和第二泡沫区25,所述给矿口12设置在溢流区24的进口处,且所述给矿口12与溢流区24相连通,所述细粒溢流收集槽13设置在溢流区24的出口处,且所述细粒溢流收集槽13与所述溢流区24相连通,所述泡沫精煤收集槽14的数量为两个,两个所述泡沫精煤收集槽14均设置在浮选槽11上,两个所述泡沫精煤收集槽14均与所述细粒溢流收集槽13相邻,且两个所述泡沫精煤收集槽14分别与对应的第一泡沫区23和第二泡沫区25相连通。
本实施例中,浮选装置10内设置了两个相对设置的隔板15,调配好的矿浆通过给矿口12从浮选槽11一侧的上部进入溢流区24,由于矿浆具有一定的流速,小的煤粒在水面流动层中受到水流的作用下,随着水流从浮选槽11另一侧的溢流口进入细粒溢流收集槽13,成为溢流区精矿。而矿浆中小的矸石颗粒在絮凝成团作用下,从流动层下沉到达浮选区,参与浮选过程,矿浆中大的煤粒和矸石颗粒也一同从流动层下沉,参与后续浮选;后续浮选原理与现有浮选技术相同,浮选槽11底部的气泡上升,与下降的中大煤粒及矸石颗粒撞附着,并上浮至浮选区、泡沫区最终被泡沫刮板刮出至泡沫精煤收集槽14成为泡沫区精矿,矸石颗粒最终在流场作用下进入尾矿管道16排出。本发明所说的宽粒度级煤泥指粒度范围指1mm以下的煤泥,通过改良设计新型浮选设备,可以达到使用一台浮选设备在保证回收率及灰分的条件下将粗煤和细煤同时浮选出来,有效的拓宽了浮选的宽度,减少现有工艺分粒度级浮选带来的附加需要。
如图1至图4所示,本实施例中两个相对设置的隔板15所隔区域的下部为倒锥形,有利于底部上升的泡沫携带精煤进入溢流区24两侧的第一泡沫区23和第二泡沫区25。
如图1和图2所示,所述浮选装置10还包括假底17、叶轮搅拌机构18、稳流板19、起泡剂管道20、吸料管21、定子导向板22、尾矿管道16和泡沫刮板,所述假底17设置在浮选槽11内的下部,所述叶轮搅拌机构18设置在假底17的上方,所述稳流板19的数量为多个,多个所述稳流板19沿叶轮搅拌机构18的中心的周向均匀设置,所述吸料管21设置在叶轮搅拌机构18的底部,所述起泡剂管道20的下端与吸料管21相连通,所述定子导向板22设置在叶轮搅拌机构18的底部,所述尾矿管道16设置在浮选槽11的底部,且所述尾矿管道16用于排出浮选槽11分选后的尾矿,所述泡沫刮板设置在第一泡沫区23和第二泡沫区25的上方,且所述泡沫刮板用于将第一泡沫区23和第二泡沫区25浮选的精煤收集到泡沫精煤收集槽14内。
本实施例中,叶轮搅拌机构18与现有技术中叶轮搅拌浮选槽中的搅拌机构相同,通过电机驱动搅拌轴,搅拌轴带动搅拌叶片搅拌,搅拌叶片旋转并产生负压,从空气和起泡剂管道20吸入空气、捕收剂和起泡剂,并将空气切割成大小合适的气泡,最后过假底17、稳流板19上升到第一泡沫区23或第二泡沫区25,在浆气混合区吸料管21、定子导向板22吸入矿浆进行混合循环,使粗的煤粒完成矿化,与合适大小的气泡碰撞附着上浮至浮选区、泡沫区最终被泡沫刮板刮出至泡沫精煤收集槽14成为泡沫区精矿,矸石颗粒最终在流场作用下进入尾矿管道16排出。
如图4所示,所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括调浆桶30,所述调浆桶30的出料口通过管路与给矿口12相连通,且所述调浆桶30用于煤泥水及浮选药剂进行搅拌混合。
本实施例中,调浆桶30内设置由搅拌装置,其主要用于煤泥水及浮选药剂进行的搅拌混合。
如图4所示,所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括离心脱水机31,所述离心脱水机31的入料口通过与泡沫精煤收集槽14相连通。
本实施例中,所述离心脱水机31主要用于对泡沫精煤收集槽14收集的精煤进行脱水,脱水后的产品作为最终精煤产品的一部分,离心液与浮选装置10的溢流区精煤汇合进入浮选柱32再次进行精选。
如图4所示,所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括浮选柱32,所述浮选柱32的入料口分别与离心脱水机31的滤液出口以及细粒溢流收集槽13相连通。
本实施例中,所述浮选柱32作为二段浮选,将一段浮选装置10的溢流区精矿与泡沫区精矿脱水产生的离心液作为原料,并进一步脱去矸石颗粒从而保证最终精煤产品的灰分进一步降低。保证最终精煤产物的回收率达到较高的指标以及来降低产品中的灰分。
如图4所示,所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括隔膜压滤机33,所述隔膜压滤机33的入料口与浮选柱32的精矿出口相连通。
本实施例中,所述隔膜压滤机33主要用于对二段浮选柱得到的精煤产物进行脱水处理,理后的产物通入最终精煤产品,得到全部精煤产品;隔膜压滤机33脱离水分可作为循环水再次使用,保证洗水闭路循环。
如图4所示,所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括浓缩机34,所述浓缩机34的入料口分别与浮选柱32的尾矿出口以及尾矿管道16相连通。
本实施例中,所述浓缩机34主要用于对二段浮选柱尾煤与一段浮选装置10尾煤进行浓缩,得到全部的尾煤产品。同时,浓缩机34底流水可作为循环水再次进行使用,保证洗水闭路循环,确保本浮选工艺不会对当地水源等环境因素造成影响。
本发明还公开了一种宽粒度级煤泥高回收率浮选方法,其特征在于,所述宽粒度级煤泥高回收率浮选方法是基于上述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统来实现,其具体包括以下步骤:
步骤一、矿浆准备,将煤泥水按照预定流速通入调浆桶30中,将浮选药剂按照预定比例添加到调浆桶30中,所述调浆桶30中的搅拌机构以预设转速对煤泥水及浮选药剂进行搅拌混合,以达到对于矿浆中矸石颗粒选择性絮凝团聚效果;
步骤二、一段浮选设备分选,将步骤一中调浆桶30处理好的矿浆按照预定流速通过给矿口12输送至浮选槽11内的溢流区24,小的煤粒在水面流动层中受到水流作用下直接成为溢流,进入细粒溢流收集槽13,成为溢流区精矿,而矿浆中小的矸石颗粒在絮凝成团作用下,从流动层下沉到达浮选区,参与浮选过程,矿浆中大的煤粒和矸石颗粒也一同从流动层下沉,参与后续浮选;
叶轮搅拌机构18中的搅拌机构旋转并产生负压,从空气和起泡剂管道20吸入空气、捕收剂和起泡剂,并将空气切割成大小合适的气泡,最后过假底17、稳流板19上升到第一泡沫区23或第二泡沫区25,在浆气混合区吸料管21、定子导向板22吸入矿浆进行混合循环,使粗的煤粒完成矿化,与合适大小的气泡碰撞附着上浮至浮选区、泡沫区最终被泡沫刮板刮出至泡沫精煤收集槽14成为泡沫区精矿,矸石颗粒最终在流场作用下进入尾矿管道16排出。
步骤三、精煤脱水,步骤二中一段浮选泡沫区精煤进入离心脱水机31脱水,脱水后的产品作为最终精煤产品的一部分,离心液与浮选装置10的溢流区精煤汇合进入浮选柱32进行精选;
步骤四、二段浮选柱精选,二段浮选使用一段浮选装置10的溢流区精矿与泡沫区精矿脱水产生的离心液作为原料,并进一步脱去矸石颗粒从而保证最终精煤产品的灰分进一步降低;
步骤五、二段精煤脱水,二段浮选柱得到的精煤产物进入隔膜压滤机33进行脱水处理后通入最终精煤产品,得到全部精煤产品,隔膜压滤机33脱离水分作为循环水再次使用;
步骤六、尾煤脱水,二段浮选柱尾煤与一段浮选装置10尾煤全部进入浓缩机34浓缩,得到全部的尾煤产品,浓缩机34底流水作为循环水再次进行使用。
本实施例所述步骤一中,所述矿浆在特定的调整剂、分散剂、絮凝剂作用下对于矸石及煤粒表面进行界面调控,使矸石表面的界面间作用力表现为引力而发生絮凝,使煤粒的界面见作用力表现为斥力而分散从而提高其选择性絮凝作用,控制搅拌桶搅拌机构转速从而产生一定的流体力场和剪切速率,而根据相关研究由于煤炭的絮团尺寸比石英的絮团尺寸大,因此在剪切速率一定时,煤炭絮团会同时受到微观漩涡的剪切和拉伸作用而更容易被破坏,而石英絮团仅受到微观漩涡的剪切作用,因此石英絮团被破坏的程度较小,通过调节剪切速率,可以调控流场中的微观漩涡尺寸,进而对煤炭和石英絮团进行不同程度的破坏,并实现石英的选择性絮凝。通过界面调控和流场调节达到预期矸石选择性絮凝效果。
本实施例所述步骤二中,浮选槽11内部根据功能的不同,可以划分为泡沫区、溢流区和浮选区和浆气混合区四个区域。给矿口12位于溢流区进口处,细粒溢流收集槽13位于溢流区出口处可收集大量溢流水、煤粒。溢流区水面处存在流动层,颗粒在流动层中受到水流作用力和重力,若颗粒不脱离流动层则认为其一定会成为溢流产品进入细粒溢流收集槽13,若颗粒脱离流动层则会下沉至浮选区、浆气混合区参与后续浮选。两个泡沫区各自设有泡沫刮板,可将泡沫刮运到泡沫精煤收集槽。两个泡沫区顶部可适当增加冲水装置,使泡沫区精煤灰分进一步降低。浆气混合区中主要为机械搅拌机构产生负压从吸料管21吸入空气并通过气泵增加或控制进气量,通过加药管道添加浮选所需捕收剂及起泡剂,使矿浆在定转子系统中循环与气泡相互粘附完成矿化。在浮选段完成矿化的大的煤粒上升至泡沫层完成一段浮选。
本实施例中,将浮选入料与调浆桶30连接,浮选装置10的泡沫区加隔板15,将浮选泡沫区分成两种区域,分别是溢流区24和泡沫区,泡沫区包括第一泡沫区23和第二泡沫区25,细粒级低灰分产品通过给矿口12进入溢流区24,并随着溢流区24水流形成的水平流动层流向细粒溢流收集槽13;粗颗粒经产品在自身重力作用下,下沉进入叶轮搅拌浮选槽进行浮选,与上升的气泡碰撞,最终该部分精煤形成的泡沫在泡沫区刮出。
然后,浮选装置10的泡沫区精矿流入离心脱水机31,溢流区精矿进入浮选柱32进行精选,尾矿流入浓缩机34,离心脱水机31的过滤产品为精矿排出,离心脱水机31的离心液与浮选装置10的溢流区精矿汇合一同流入浮选柱32,浮选柱32的精矿流入隔膜压滤机33,浮选柱32的尾矿流入浓缩机34,隔膜压滤机33的压滤物为精矿排出,隔膜压滤机33的压滤水流入循环水为后续分选使用,浓缩机34的过滤产物为尾矿,浓缩水流入循环水,为后续分选使用。
本实施例中,调浆桶处理好中的矿浆按照一定流速要求输送至浮选装置10中,浮选装置10泡沫区精矿进入离心脱水机31脱水,浮选装置10的溢流区精矿与离心液进入浮选柱32进行精选;浮选柱32使用浮选装置10的溢流区精矿与泡沫区精矿脱水产生的离心液作为原料,浮选柱32得到的精煤产物进入隔膜压滤机33完成脱水处理后通入最终精煤产品,得到全部精煤产品,隔膜压滤机33脱离水作为循环水再次使用,浮选柱32的尾煤与浮选装置10的尾煤全部进入浓缩机34浓缩,得到全部的尾煤产品,浓缩机34底流水作为循环水再次进行使用。
本发明通过设计两段精选式工艺,回收率提高5%以上,即浮选装置10的一段浮选和浮选柱32的二段浮选,能够确保对于入洗矿浆中精煤的回收率接近甚至超过严格按照粒度分级、依据不同粒度级设置不同浮选工艺达到不同粒度级的精煤最大回收率;能够达到使用一台浮选设备在保证回收率及灰分的条件下将粗煤和细煤同时浮选出来,减少现有工艺分粒度级浮选带来的附加需要,通过简化现有的浮选工艺,可以节省选煤厂设计和建立过程中对于大量浮选机及运输管道的需求,以及工艺所需设备占地面积相比现有工艺设备占地面积小,可节省更多的资源,带来更大的经济效益。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于,包括浮选装置(10),所述浮选装置(10)包括浮选槽(11)、给矿口(12)、细粒溢流收集槽(13)、泡沫精煤收集槽(14)和隔板(15),所述隔板(15)设置在浮选槽(11)内的上部,所述隔板(15)的一端与浮选槽(11)的一侧连接,所述隔板(15)的另一端与浮选槽(11)的另一侧连接,所述隔板(15)的数量为两个,两个所述隔板(15)将浮选槽(11)上部区域分成了相邻的三个区域,所述三个区域分别为第一泡沫区(23)、溢流区(24)和第二泡沫区(25),所述给矿口(12)设置在溢流区(24)的进口处,且所述给矿口(12)与溢流区(24)相连通,所述细粒溢流收集槽(13)设置在溢流区(24)的出口处,且所述细粒溢流收集槽(13)与所述溢流区(24)相连通,所述泡沫精煤收集槽(14)的数量为两个,两个所述泡沫精煤收集槽(14)均设置在浮选槽(11)上,两个所述泡沫精煤收集槽(14)均与所述细粒溢流收集槽(13)相邻,且两个所述泡沫精煤收集槽(14)分别与对应的第一泡沫区(23)和第二泡沫区(25)相连通。
2.根据权利要求1所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述浮选装置(10)还包括假底(17)、叶轮搅拌机构(18)、稳流板(19)、起泡剂管道(20)、吸料管(21)、定子导向板(22)、尾矿管道(16)和泡沫刮板,所述假底(17)设置在浮选槽(11)内的下部,所述叶轮搅拌机构(18)设置在假底(17)的上方,所述稳流板(19)的数量为多个,多个所述稳流板(19)沿叶轮搅拌机构(18)中心的周向均匀设置,所述吸料管(21)设置在叶轮搅拌机构(18)的底部,所述起泡剂管道(20)的下端与吸料管(21)相连通,所述定子导向板(22)设置在叶轮搅拌机构(18)的底部,所述尾矿管道(16)设置在浮选槽(11)的底部,且所述尾矿管道(16)用于排出浮选槽(11)分选后的尾矿,所述泡沫刮板设置在第一泡沫区(23))和第二泡沫区(25)的上方,且所述泡沫刮板用于将第一泡沫区(23))和第二泡沫区(25)浮选的精煤收集到泡沫精煤收集槽(14)内。
3.根据权利要求1所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括调浆桶(30),所述调浆桶(30)的出料口通过管路与给矿口(12)相连通,且所述调浆桶(30)用于煤泥水及浮选药剂进行搅拌混合。
4.根据权利要求3所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括离心脱水机(31),所述离心脱水机(31)的入料口通过与泡沫精煤收集槽(14)相连通。
5.根据权利要求4所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括浮选柱(32),所述浮选柱(32)的入料口分别与离心脱水机(31)的滤液出口以及细粒溢流收集槽(13)相连通。
6.根据权利要求5所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括隔膜压滤机(33),所述隔膜压滤机(33)的入料口与浮选柱(32)的精矿出口相连通。
7.根据权利要求6所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选系统,其特征在于:所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统还包括浓缩机(34),所述浓缩机(34)的入料口分别与浮选柱(32)的尾矿出口以及尾矿管道(16)相连通。
8.一种基于如权利要求7所述宽粒度级煤泥高回收率浮选系统的宽粒度级煤泥高回收率浮选方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤一、矿浆准备,将煤泥水按照预定流速通入调浆桶(30)中,将浮选药剂按照预定比例添加到调浆桶(30)中,所述调浆桶(30)中的搅拌机构以预设转速对煤泥水及浮选药剂进行搅拌混合,以达到对于矿浆中矸石颗粒选择性絮凝团聚效果;
步骤二、一段浮选设备分选,将步骤一中混合好的矿浆通过给矿口(12)输送到浮选装置(10)中,通过浮选装置(10)浮选,所述浮选装置(10)中的浮选为一段浮选;
步骤三、精煤脱水,步骤二中一段浮选泡沫区精煤进入离心脱水机(31)脱水,脱水后的产品作为最终精煤产品的一部分,离心液与浮选装置(10)的溢流区精煤汇合进入浮选柱(32)进行精选;
步骤四、二段浮选柱精选,二段浮选使用一段浮选装置(10)的溢流区精矿与泡沫区精矿脱水产生的离心液作为原料,并进一步脱去矸石颗粒从而保证最终精煤产品的灰分进一步降低;
步骤五、二段精煤脱水,二段浮选柱得到的精煤产物进入隔膜压滤机(33)进行脱水处理后通入最终精煤产品,得到全部精煤产品,隔膜压滤机(33)脱离水分作为循环水再次使用;
步骤六、尾煤脱水,二段浮选柱尾煤与一段浮选装置(10)尾煤全部进入浓缩机(34)浓缩,得到全部的尾煤产品,浓缩机(34)底流水作为循环水再次进行使用。
9.根据权利要求8所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选方法,其特征在于:所述步骤一中的浮选药剂包括调整剂、分散剂和絮凝剂。
10.根据权利要求8所述的一种宽粒度级煤泥高回收率浮选方法,其特征在于:所述步骤一中一段浮选设备分选具体步骤包括:
将步骤一中调浆桶(30)处理好的矿浆按照预定流速通过给矿口(12)输送至浮选槽(11)内的溢流区(24),小的煤粒在水面流动层中受到水流作用下直接成为溢流,进入细粒溢流收集槽(13),成为溢流区精矿,而矿浆中小的矸石颗粒在絮凝成团作用下,从流动层下沉到达浮选区,参与浮选过程,矿浆中大的煤粒和矸石颗粒也一同从流动层下沉,参与后续浮选;
叶轮搅拌机构(18)中的搅拌机构旋转并产生负压,从空气和起泡剂管道(20)吸入空气、捕收剂和起泡剂,并将空气切割成大小合适的气泡,最后过假底(17)、稳流板(19)上升到第一泡沫区(23)或第二泡沫区(25),在浆气混合区吸料管(21)、定子导向板(22)吸入矿浆进行混合循环,使粗的煤粒完成矿化,与合适大小的气泡碰撞附着上浮至浮选区、泡沫区最终被泡沫刮板刮出至泡沫精煤收集槽(14)成为泡沫区精矿,矸石颗粒最终在流场作用下进入尾矿管道(16)排出。
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