1、国家专业技术人才知识更新工程(“653工程”) 煤炭行业煤炭洁净利用及矿区环保领域培训教材,主讲人：吴大为（华北科技学院）,高效选煤新技术与新设备,雾化-跌落式煤浆预处理器（50Hz）与XK-400矿浆准备器5组数据成对对比试验浮选指标检验比较,该表是根据t检验的方法计算出的结果。从中可看出雾化-跌落式煤浆预处理器的浮选精煤灰分比XK-400系列矿浆准备器低0.70个百分点；非可燃体混杂率低2.04个百分点；浮选完善指标高2.14个百分点；捕收剂用量低5.59kg/h（即28.00%）；起泡剂用量低2.28kg/h（即41.30%）；浮选剂药合计降低30.84%。对于尾煤灰分、精煤产率、可燃体
2、回收率两种设备差没有显著性差异，即变化不明显。由此可知两者比较，其浮选效果表现在：精煤灰分下降，浮选完善指标提高明显，浮选药剂用量大幅减少。,第三讲 煤泥分选,第一章 粗煤泥分选,GB/T 7186-2008选煤术语粗煤泥：粒度近于煤泥，通常在0.5（0.3）mm以上，不宜用浮选处理的煤泥。,MT/T 811-1999煤用重选设备分选下限评定方法(1)分选下限：选煤机械有效分选作用所能达到的最小粒度。评定重选设备分选下限的指标为：对以重介或重液为介质的分选机，小于0.5mm某一粒度级的可能偏差小于或等于0.10kg/L,对以水为介质分选机，小于0.5mm某一粒度级的不完善度小于或等于0.25k
3、g/L时，按最小粒度级的粒度下限作为该设备的分选下限。,3.1 分选下限,d粒度的煤粒在不同直径的旋流器中，只要离心强度相同，其分选效果也应相同。离心强度=a/g 式中：a-离心加速度；g-重力加速度。a=Vt2/R=2Vt2/D (1) 式中：Vt-悬浮液的切向速度；R-旋流器半径; D-旋流器直径；由式(1) =2Vt2/(Dg) (2)切向速度Vt与悬浮液给入压头的关系 Vt=K 2gH (3) 式中：K-流速系数，设为常数；H-悬浮液给入压力，米介质柱；(3)代入(2) =4K2H/D (4)由(4)式 H1/D1=H2/D2 H1/D1=H2/D2大直径重介质旋流器，提高其入料压力，
4、粗煤泥也可良好分选。,3.2 重介质旋流器的分选下限,神华蒙西棋盘井选煤厂 直径为1500mm的无压给料三产品重介质旋流器0.50.25mm粒级可能偏差Epm=0.099kg/L，其分选结果见表：,三产品重介质旋流器0.50.25mm粒级分选结果计算表,神华蒙西棋盘井选煤厂 三产品重介质旋流器0.50.25mm粒级分配曲线,3.3.1 工作原理,图1 TBS干扰床结构示意图,干扰分选机（Teetered Bed seprator，简称TBS）,3.3 煤泥分选机,3.3.2 一个需要澄清的概念,在13届国际选煤大会上发表的“斯特拉特福选煤厂75t/h干扰床分选的优化研究”，对TBS工作原理的表
5、述：“当达到稳定状态后，入料中密度低于干扰床层平均密度的颗粒会浮起，进入浮物产品流，凡密度高于床层平均密度的颗粒则透过干扰床层，由排矸口进入沉物（矸石）流”。此话似是而非，在此予以澄清。,干扰沉淀床密度与悬浮液浓度q的关系式: =q（-1）/（1000）+1 (kg/L) 式中：q-悬浮液浓度,g/L；-颗粒平均密度,Kg/L; 颗粒运动阻力取决于固体溶积浓度: =q/(1000)100 (%) 液体占悬浮液的比值成为松散度: =100- (%)研究表明：对于粒度较细的悬浮液，超过4044%，就失去流动性，用于分选介质的悬浮液33%。所以，当粗煤泥的分选密度在1.351.65kg/L时，干扰床
6、悬浮液浓度q=400500g/L, 1.2kg/L.,不同浓度时干扰床的密度、容积浓度和松散度,3.3.3 工作特征-窄级别分选,工作原理：在等速上升水流的作用下，非匀速悬浮矿粒群，按干扰沉降末速大小进行分层。具有同一自由沉降末速的颗粒称为等沉颗粒。等沉比 e0=d1/d21式中：d1-密度小的颗粒粒径；d2-密度大的颗粒粒径；,图2 自由沉降等沉比示意图,可用阿连公式计算粗煤泥自由沉降末速U0=1.195d (s-)/()1/3 式中：d-颗粒当量直径；s-颗粒密度；-水的密度；-水的粘度；e0=d1/d2=(s2-)/(s1-)1/3 设s1=1.40g/cm3，s2=1.80g/cm3。
7、 则e0=d1/d2=1.26，d1=1.00mm的煤粒和d2=0.79mm 的矸石颗粒具有相同的自由沉降末速。具有相同的干扰沉降末速的粒度稍小的 重颗粒与粒度稍大的轻颗粒彼此混杂。 两者粒径之比称为干扰沉降等成比eg。eg=e0(1-2)/(1-1) n=e0(2/1)n 设置一定浓度的干扰床层的目的是 增大干扰沉降等沉比，但增大值有限。 煤泥分选机入料粒径比i=dmax/dmineg。,图3 非均匀粒群在等速上升介质流中悬浮分选分层示意图,不同粒径比时的可能偏差,*注：入料中细泥量越多，可能偏差值就越大。,汶南各粒级粗煤泥干扰分选机分选实验结果汇总表,图4 澳大利亚Stratford选煤厂
8、工艺流程,3.3.4 应用概况,图5 南非2号选煤厂TBS分选机螺旋分选机组合流程,图6 葛泉矿选煤厂煤泥分选流程(矿大、金牛),图7 红阳三矿粗煤泥分选工艺流程图（科迪）,共同点：,均用于预先脱泥重介选煤工艺。 工艺流程复杂。脱泥筛筛下水脱除细泥后，再送煤泥分选机，选后精煤要脱泥。 对于原煤脱泥筛筛下水中的“超大粒”，均没设置截粗作业。,不同点：,澳大利亚、南非原煤可选性较好，但采用了螺旋分选机-TBS串联流程。中国原煤可选性较差，但只采用单段分选流程。,3.3.5 工艺效果分析基本要求,1.试验数据是否可靠根据GB/T15715-2005煤用重选设备工艺性能评定方法条目5.1，算出计算入料
9、和实际入料各密度级产率的均方差，为核查原始资料的可靠性，均方差不应超过以下临界值：对于0.5mm粒级：跳汰重选和重介主选，临界值取1.4；跳汰再选和重介再选，临界值适当加严；泥化解离比较严重的入料，临界值为1.6；对于0.5mm粒级,临界值可取3.0。 2.入料粒度范围10.25mm粗煤泥 3.当Epm0.1kg/L时或I 0.25kg/L时属有效分选。,实例1,引用煤炭加工与综合利用2010.1（P6）用相关标准判断数据的有效性B选煤厂螺旋分选机入料和产品浮沉结果,注：原煤灰分为16.00%，精煤灰分为6.90%，产率为87.55%，实际分选密度为1.69kg/L。,实例1(续1),实例1(
10、续2),均方差计算,均方差= 2/(N-M+1) = 7.15/(6-2+1) =1.20 N-浮沉实验时得到的产物数； M-分选产品；,GB/T15715-2005煤用重选设备工艺性能评定方法,6.1.2 分配曲线的绘制 6.1.2.2 最低密度物和最高密度物的密度可参照MT145确定。在采用手工方式处理分配曲线时，上述密度也可取经验值。,MT/T145-1997评定煤用重选设备工艺性能的计算机算法,4.2 端部密度法 4.2.1 原煤和分选产品浮沉组成第一个密度级和倒数第一个密度级的平均密度可按GB6949测定。（煤的视相对密度测定方法） 4.2.2在不具备测定值的情况下，上述两个密度值可
11、利用“计算原煤”的可选性数据，通过中间各个密度级的平均值对平均灰分的线性回归方程外推获得。,Lxx= x2-1/4 (x)2=9.21-6.052/4=0.06 Lyy= y2-1/4 (y)2=4521.16-122.742/4=754.88 Lxy= (xy)-1/4 (x y)=192.42-6.05 122.74/4=6.78 常数 b=Lxy/Lxx=6.78/0.06=113.0 a=(xy)/4-bx/4=122.74/4-113 6.05/4=-140.23 回归方程：y=-140.23+113.0xx=0.0088y+1.24,平均密度（x）与灰分（y）的相关关系计算表,根据
12、密度(x)与灰分(y)回归方程 x=0.0088y+1.24 当1.80kg/L密度级灰分为85.22 (%)时，曲线最后一个密度为1.99kg/L; 查曲线得：d25=1.563 kg/L d50=1.699 kg/Ld 75=1.867kg/L可能偏差 Epm= (d75-d25) /2=(1.867-1.563)/2=0.152 kg/L 不完善度 I= (d75-d25) /(2(d50-1)=(1.867-1.563)/(2(1.699-1)=0.217点评：根据GB/T15715煤用重选设备工艺性能评定方法 没有按照表D.2入料和产品的密度分析那样列出精煤和矸石密度组成基础试验数据
13、。无从核算原始数据的有效性。 精煤中1.61.8kg/L密度级没有相应的灰分值，不符要求。,实例2,引用煤炭加工与综合利用2010.3（P73）用相关标准判断数据的有效性 TBS入料、溢流及底流中各粒级的产率及灰分/%,参照MT/T738-1997选煤厂水力分级设备工艺效果评定方法用格式法计算溢流及底流产率以及计算入料。得到的结果是荒谬的（表现在溢流、底流的产率和计算入料的灰分）。,16.34,9.22,70.29,参照 MT/T738-1997 用均方差检验,均方差= 2/(N-M+1)=5.893.00 结论：数据不合格，无效。,均方差计算表,用灰分平衡法计算产率产率 溢流产率=(底流灰分
14、-入料灰分)/(底流灰分-溢流灰分) 100=(70.77-20.3)/(70.77-10.37)=83.56% 底流产率=100%-溢流产率=16.44%,失真的可能原因： 试样没有代表性； 煤泥筛分试验操作有误；,均方差计算表,全面定量分析、比较,第二章 浮选,XJM-(K)S系列浮选机结构和煤浆流态示意图 1-喷射室 2-喷嘴 3-喉管 4-扩散管 5-加药管 6-吸浆口 7-假底 8-中矿箱 9-定子 10-叶轮 11-假底,4.1 浮选设备,4.1.1 XJM-(K)S系列浮选机 特点： 通过流体动力学试验，按相似准则模拟放大； 伞形叶轮 定子组，形成W形煤浆充气搅拌方式，含气煤浆首
15、先撞击假底，其优点如下： 抵消部分动能冲击，液面较为平稳； 气泡再次粉碎； 粗颗粒不易沉淀； 采用假底，利于稳定流态。 采用射流式预矿化器。其特点： 多股喷射流，增大气液接触面，雾化浮选剂； 湍流作用将浮选剂混合在煤浆中； 微泡析出。煤浆压力剧降，溶于水中的气体以微泡形式析离出来； 讨论问题： 磨损(重介质选煤厂的浮选 入料中含有磁铁矿粉) 设备可靠性；定子与叶轮的轴向间隙(81mm)、定子与叶轮的径向间隙 (81mm)、叶轮与吸浆口的间隙(81mm)。,4.1.2 煤用喷射式浮选机,FJC系列煤用喷射式浮选机（带有长喉管充气搅拌装置） 1槽体；2吸气管；3喷射室；4喷嘴； 5喉管；6伞形分散
16、器；7分配室；8中心入料管；9篦子,带有浸没式充气搅拌装置（短喉管式）喷射式浮选机,喷射式浮选机特点： 铸有导向叶片的喷嘴； 工作可靠性 耐磨，装配精度高； 微泡强化浮选； A.微泡形成条件： 初始空气溶解条件：施加压力；气液接触面积（表面活性剂）； 煤浆降压幅度； 疏水性的固液界面； 表面活性剂减小微泡直径； B.微泡有利于矿化： 煤粒上的微泡加快了与一般尺寸气泡的粘附（在煤粒表面的微泡形成压强较大的尖端） ；气泡之间的水化膜易破裂；微泡内部压强大； 煤粒与气泡粘附的牢固性增大； 微泡粘附粗粒，形成群泡上浮； 微泡直接在疏水性好的微细煤粒上析出。,精矿产率（%）,三种充气方式的浮选试验结果
17、1微泡浮选；2常规充气方式浮选； 3微泡与一般尺寸气泡结合方式浮选,浮选时间（min）,4.1.3 浮选柱,旋流微泡浮选柱工作原理,旋流微泡浮选柱由柱体、微泡发生器和尾矿箱三部分组成。浮选柱又分为精选段、粗选段、扫选段。柱体顶部设有泡沫喷淋水装置和精矿收集槽。给矿管位于柱高2/3处。从粗选段引出的循环煤浆泵送到喷嘴（压力0.16-0.20Mpa左右），喷射流产生负压，将空气和起泡剂吸入，切线给入扫选段。在离心力和浮力的作用下，矿化气泡向中心和上方运动进入粗选段，上升气泡与由上部给入的煤浆逆向接触，泡沫层受到喷淋水清洗，强化了二次富集作用。,讨论：气泡在扫选段与灰分较高的煤泥粘附，经过粗选段再与
18、新鲜煤泥接触。所以使用喷淋水来降灰就尤为必要。问题是喷淋水是否将气泡从底部携带上浮的灰分较高的细泥彻底清除掉吗？从粗选段底部抽出部分煤浆进行循环，灰分界于精煤、尾煤之间。在分选可浮性较差的煤泥时，用单台设备来同时保证精煤、尾煤指标，是很难实现的。,讨论：粒度较粗精煤在气泡上的粘附强度弱，长距离的升浮、脱落概率较大，喷淋水冲洗也可能导致粗粒从气泡上脱落。喷淋水使气泡含水量增大。泡沫自溢，需用较多的起泡剂。两者均给后续作业带来困难。充气截面积与容积的比值小，导致处理量低、电耗高。,注：单位面积充气量均为0.8m3/m2min,案例 FJCA20-4型喷射式浮选机循环量的优选 （1）优选的必要性 A
19、.影响充气搅拌程度和煤粒矿化概率，是流体力学试验的基础参数。 B.喷嘴工作压力影响微泡析出数量。 C.决定浮选机电耗,4.1.4 优选循环量流体力学试验的基础参数,式中：P 循环泵电动机轴功率，kW；H 泵扬程，Mpa； 泵效率（以小数计）； c泵与电动机的传动效率（以小数计）； 循环煤浆密度，t/m3。,（2）喷射式浮选机循环量计算 单个锥形喷嘴流量：,式中： Q喷嘴流量，m/h；流量系数；d喷嘴出口直径，mm；g重力加速度，m/s； H0 工作压力，MPa。,喷射式浮选机循环量Q1=nQ0,式中：n每个浮选机中充气搅拌装置数量，n=4。,（3）工作压力成对对比试验2台同样规格型号的浮选机采
20、用不同的喷嘴工作压力（或不同出口直径），在同一时间段入浮相同的煤浆，采用基本相同的浮选剂添加量，由同一司机操作进行成对对比试验。,工作压力0.18Mpa和0.15Mpa的浮选试验结果,成对精煤灰分及其差值,差值的标准差：,t检验过程：,计算t值：,=0.411.5330.4363 =0.410.67（%）。,查t分布表：当=5-1=4时，t0.2=1.533。,因tt0.2，故判断精煤灰分有显著性差异,有80%的把握判定：,置信区间=,工作压力0.18Mpa和0.15Mpa的浮选指标检验比较,按照MT/T180-1988选煤厂浮选工艺效果评定方法，浮选完善指标wf=精煤中可燃体回收率Ej-精煤
21、中非可燃体混杂率Ew,浮选精煤产率,式中：Af入料灰分，%；Aj精煤灰分，%At尾煤灰分，%,工作压力0.12Mpa和0.15Mpa的浮选指标检验比较,工作压力优选为0.15Mpa,（4）不同喷嘴出口直径成对对比（d1d2d3）喷嘴出口直径优选为d2 FJCA20型浮选机循环量优选为Q1 FJC16型浮选机循环量优选为Q1FJCA20型浮选机单位循环量FJC16型浮选机单位循环量,4.2.1 煤浆预处理的任务,将浮选剂分散； 将分散的浮选剂混合在煤浆中； 稀释煤浆； 在煤粒表面形成足够多的油膜（需一定的作用时间）。,4.2 煤浆预处理,油膜形成示意图,疏水性好,疏水性差,薄油膜自动铺展,油滴兼
22、并形成厚油膜,4.2.2 粒度对浮选的影响,浮选入料粒度组成（望峰岗选煤厂）,当量直径d1=0.5mm的煤粒与当量直径d2=0.05mm的煤粒，质量之比为1000:1（当两者密度相同时）。粗粒(0.5-0.25mm)浮选速度慢(质量大，脱落力大，与气泡碰撞概率小)，受重选影响，灰分低；中等颗粒(0.25-0.045mm)浮选速度较快，分选效果好；选择性好。,细粒(0.045-0.0125mm)浮选速度快，选择性差。 细泥(0.0125mm),0.045mm,煤粒和细泥在静电引力作用下，彼此粘附，恶化浮选： 选择性变坏，精煤灰分增高（细泥夹带在泡沫中污 染精煤） ； 吸附浮选剂，药耗增高； 泡沫
23、发粘，浮选精煤脱水困难； 阻碍煤粒与气泡粘附(入浮煤浆浓度高时)。提高粗粒浮选速度，改善细粒选择性，消除细泥影响是浮选工艺带有方向性的课题。,4.2.3 浮选剂分散形式,A.叶轮搅拌式（线速度8m/s）,B.喷射式a.水喷射式乳化器（工作压力0.2Mpa，射流速度19.8m/s），形成浮选剂乳浊液。,b.射流式预矿化器（工作压力0.60.08Mpa，射流速度10.812.5m/s），直接分散在煤浆中。,C.雾化式,起雾盘直径D=0.4m；转速n=2970r/min，切向速度V=62.1m/s。,1毫升浮选剂分散后的总面积,效果：提高浮选速度；节省药剂用量,4.2.4 浮选剂与煤浆混合形式,A.
24、叶轮搅拌 槽体有一定容积，煤浆有短暂混合时间。 B.入料泵叶轮搅拌管道混合器混合。,混合器内安装数个混合单元，每个混合单元由若干固定叶片按一定角度交叉组成。煤浆和浮选剂乳浊液通过时，被多次分割和改向。,煤浆只有短暂混合时间。,浮选机与预处理工艺系统安装图 1-喷射式浮选机 2-PM型管道混合器 3-AE型浮选剂乳化器 4-浮选剂乳浊液管 5-浮选入料泵 6-闸阀,C.射流混合煤浆和浮选剂在射流式预矿化器的喉管和扩大管中经射流冲击、切割，瞬间混合。 D.降落混合在矿浆准备器中煤浆经上、下环形槽后，进入扇形分散槽，分割成若干股，与雾化的浮选剂接触，在降落在设备底部的瞬间过程中混合。以上的缺点是：粗
25、细煤泥混合时间相同，尤其是粗、中颗粒没有足够的混合时间。,E.跌落式混合,混有浮选剂的煤浆经上、下滑板上的坎条，连续跃起和跌落，使两者充分混合。 低灰粗粒紧贴滑板，混合时间长，促使其表面粘附足够且稳定的油膜。 高灰细泥随上层水流运动，混合时间短，避免其表面吸附过多的捕收剂。,F.雾化跌落式煤浆预处理器,第四讲 煤泥水处理,煤泥水处理主要任务：,实现煤泥厂内回收、洗水闭路循环，节约水资源，做好环境保护。 获得清净的循环水（清水选煤），为生产创造良好条件。 经济合理地生产精煤泥、尾煤泥。 商品精煤外在水分在10%水平。,煤泥水处理分为精煤泥处理和尾煤泥处理两大部分。 动力煤选煤厂的精煤泥处理主要解
26、决的是将已达到分选下限的精煤泥有效脱水回收。 炼焦煤选煤厂的精煤泥处理主要解决的是有效的细煤泥分选及粗、细精煤泥的脱水回收。,第一章 精煤泥处理炼焦煤选煤厂精煤泥二次浮选双段回收新工艺,1.浮选精煤灰分 浮选精煤灰分（滤饼）粒度组成-临涣选煤厂,0.045mm粒级产率32.60%，其灰分比精煤灰分高4.18个百分点。,15.93,1.1 采用新工艺的必要性,粗选泡沫粒度组成-望峰岗选煤厂,粗选泡沫再进行精选，产率近60%质量已合格的0.045mm重复分选。,17.53,40.60,2.精煤水分水分高的坏处： 延长炼焦时间，降低焦炉产量，缩短焦炉寿命； 造成无效运输； 冬季冻车。发达国家精煤水分
27、810%，我国长期在1113%。 精煤水分高的主要原因是浮选精煤水分高。 原生煤泥量还有增高趋势。,1.2 工艺,工艺流程图,以0.045mm粒级划分，粗精煤泥处理和细精煤泥 处理两部分：精煤泥弧形筛与粗选泡沫掺粗混合，沉降过滤 式离心机回收以0.045mm粒级为主的粗精煤泥。离心液进行二次浮选，泡沫由压滤机回收。,1.3 关键设备-沉降过滤离心脱水机,A.工作原理,LWZ系列沉降过滤式离心机定位于脱水回收0.045mm粒级为主的物料。为此采用了较低转速的工作参数（推荐转速为600r/min，离心强度196242）和短转鼓体的结构参数（比径比1.432之间）。这样就减小了功耗和设备体积，延长了
28、部件的使用寿命，增加了设备的可靠性，降低了价格。该系列设备还在行星齿轮差速器、防渗漏、减振和隔振、电器控制和报警、易磨损部位防护等方面作了实质性的改进。,煤浆在离心力的作用下以一定速度从螺旋内筒的出料口被甩到转鼓内的环状沉降区； 螺旋与转鼓的差速运动（线速度约1m/s），对沉淀层起搅拌作用； 大量离心液从转鼓大端的溢流口排出，其水平平均流速均0.25m/s。,B.非静态的环状沉降区,1-螺旋内筒出料口 2-环状沉降区（推荐高度55mm） 3-螺旋外径 4-转鼓内径（螺旋和转鼓的间隙2.5mm）,小结：用提高转速的措施，不可能将所有细泥都沉降下来。,离心段断面示意图,沉降过滤式离心机单段闭路脱水
29、回收流程,C.用沉降过滤式离心脱水机单段闭路回收浮选泡沫的缺陷,浮选,沉降过滤式离心机,浮选入料,尾煤,脱水回收的精煤泥,离心液（含过滤液）,浮选泡沫,Q0 Q,Q1=cQ,Q2=EdQ1,Q3=（1-Ed）Q2=c（1-Ed）Q1,循环系数K是指离心液（含滤液）中循环煤泥量和需浮选的煤泥量比值。,式中：Q0-需浮选的煤泥量，t/h； Q-实际进入浮选机的煤泥量，t/h; c-浮选精煤产率，%； Q2-离心机脱水回收的煤泥量，t/h; Ed-脱水产物固体回收率（以小数计）； Q3-离心液（含滤液）携带的循环煤泥量，t/h； Ed-与浮选精煤中0.045mm的细泥产率有关； c-与煤泥可浮性有关
30、；,设Ed=0.8，c=0.8，则K=0.19 煤泥循环量增大后，浮选机容积、浮选剂用量，稀释水量也相应增多，还产 生次生细泥，小闭路循环不可取。,浮选精煤脱水回收设计方案比较（286t/h 生产系统）,该方案与压滤机单段脱水回收方案比较，总投资下降15%。与加压过滤机单 段脱水回收方案比较，总投资下降45%，电机总容量较少29.55%,友谊选煤三厂精煤泥生产系统数、质量平衡表,1.4 案例（内蒙乌海友谊精煤公司）,3 工业性试验结果和分析,生产系统入料（精煤泥弧形筛入料）的粒度组成,占2/3的0.045mm粒级要求尽可能回收，占1/3的0.045mm粒级，其灰分为28.17%，应得到有效分选
31、。,粗精煤泥回收LWZ14002000A型离心机入料灰分11.91%，固体回收率达73.57%，脱水产物水分17.00%，脱水率83.28%，灰分10.88%，其中0.045mm粒级总回收率达92.02%，对于占入料1/4左右、灰分为17.72%的0.030mm的细泥能脱除77.30%。,沉降过滤式离心脱水机的脱水产物各粒级分配率,友谊选煤厂脱水产物中各粒级的分配率（分配粒度0.032mm）,细煤泥分选煤泥浮选选择性极差。按MT/T144-1997选煤实验室分布 释放浮选试验方法进行分布释放浮选试验结果。 入料浓度：80g/L,轻柴油：0.80kg/t，仲辛醇：0.08kg/t,浮选入料,粗选
32、,粗选尾煤,第一次精选,粗选精煤,第一次精选尾煤,第二次精选,第二次精选尾煤,第三次精选,第三次精选尾煤,第四次精选,第四次精选尾煤,第四次精选精煤,第一次精选精煤,第二次精选精煤,第三次精选精煤,实验室分布释放试验流程图,捕收剂,起泡剂,友谊选煤厂精煤产率-灰分关系曲线,煤泥选择性极差，当要求浮选精煤灰分为12%时，精煤产率为69.03%，尾煤灰分39.38%，实际一次浮选精煤灰分为14.29%，精煤产率为84.80%，尾煤灰分57.43%。沉降过滤式离心机离心液（二次浮选入料）灰分为14.80%，精煤灰分11.35%，精煤产率93.36%，尾煤灰分63.16%。,生产系统煤泥分选综合指标
33、(%),其中：粗煤泥产率66.64%，灰分10.88%，细煤泥产率22.34%，灰分11.35%。,友谊选煤三厂精煤水分组成,脱水情况沉降过滤离心机离心液浓度88.68g/L，流量268.6m3/h；二次浮选泡沫浓度212.2g/L，流量104.7m3/h。,小结：按煤泥粗细的各自特点进行处理，可有效脱泥降灰，既稳定精煤质量又避免可燃体损失。沉降过滤离心机不但回收粗精煤泥，而且减少压滤机负荷，总体上将商品精煤水分保持在9.50%水平。友谊选煤三厂吨煤投资26.7元，吨煤电耗为4千瓦。,第二章 尾煤泥处理尾煤泥两段浓缩，两段回收（适用于炼焦煤选煤厂、动力煤选煤厂）,我国选煤厂采用的尾煤泥单段浓缩
34、、压滤机单段回收的流程其局限性，主要表现在： 滤饼水分高、粘结成团，不宜掺入中煤或（混煤中；） 当煤泥中粘土类矿物杂质含量多时，压滤机的单位处理量极低； 当选煤厂尾煤泥粒度控制不好时，压滤机易出现“食粗喷浆”现象； 大型选煤厂需要台数多。,2.1 单段浓缩回收,2.2.1 两段浓缩、回收 目的： 充分发挥第一段浓缩、回收设备的作用，最大限度回收以0.045mm为主的煤泥，其水分低且松散，易掺入动力煤中； 大幅度减少尾煤压滤机入料量，充分发挥其固、液分离彻底的特点； 煤泥水浓度澄清。,2.2 尾煤泥两段浓缩、两段回收,（3）固液分离彻底，保证煤泥厂内回收；,2.2.2 案例包头矿业公司阿刀亥选煤
35、厂原设计采用单段浓缩、单段回收的煤泥水工艺，无法适应原生煤泥量大的生产条件，频繁发生浓缩机压耙子事故，小时处理量仅为设计量的70%。两段浓缩、两段回收的煤泥水工艺技改工程投产后，彻底解决了循环水浓度居高不下的难题，实现了洗水一级闭路循环，清水选煤，小时处理量达到240t，商品煤批合格率为100%，浮选机得以正常生产。增加销售收入3732万元。介耗由原来的8.5kg/t降到1.8kg/t，全年节支427万元。,A 脱水回收设备 粗煤泥回收设备LWZ系列沉降过滤式离心脱水机，定位于脱水回收 以0.045mm为主的物料。,2.3 设备选型,LWZ系列沉降过滤式离心脱水机工艺指标,脱水产物水分低且松散
36、，可均匀掺入中煤（混煤），商品动力煤水分符合用户要求。,沉降过滤式离心脱水机入料及产物粒度组成（望峰岗选煤厂）,从上表可看出：a.脱水产物外在水分低，脱水率高达96.55%，其原因之一是入 料中0.045mm粒级产率为73.06%，脱水产物固体回收率达81.06%。脱水效率=脱水率+脱水产物固体回收率-100=77.61% c.离心液（含滤液）携带大量高灰细泥（0.045mm粒级达94.45%），脱水产物灰分比入料降低了2.19个百分点。,分配率为50%时，分离粒度为0.018mm。 0.045mm粒级分配率为98.38%； 0.045mm粒级分配率为47.18%。,-logdi di：平均粒
37、径/mm,脱水产物中各粒级的分配率,dp=0.018mm,2、细煤泥脱水回收设备在选型压滤机时要注意以下几点：a.将设备的可靠性放在第一位。b.不拘泥于制造厂家提供的压滤循环时间，要考虑到实际生产中捅落滤饼、检查及更换滤布、故障排除等时间。c.煤泥性质、工作压力和滤布材质直接影响压滤时间。最好是提供煤样、委托有关部门进行压滤试验，以获得可靠的参数。,尾煤压滤机工作参数和生产工艺指标（友谊三厂）,尾煤压滤机粒度组成（友谊三厂）,B 浓缩设备斜管浓缩机工艺特点：(1)在有限空间里增加沉淀面积；（2）缩短颗粒沉降距离；（3）创造层流沉降条件。,斜管组件体示意图,b,a,斜管沉降试验,一段斜管浓缩机入
38、料及产物粒度组成及分配率,-logdi di：平均粒径/mm,斜管浓缩机底流粒度分配曲线,分配粒度dp=0.017 mm,从上表可看出： 1.粗粒物正配率随浓缩机单位处理能力的增加而下降； 2.在单位处理量在3.5m3/m2h范围内，底流浓度能调整在500g/L以上，当单位处理量超过7m3/m2h时，为控制水力分级粒度，只能将底流浓度控制在250g/L水平； 3.当单位处理能力在7.5m3/m2h的条件下，粗粒物正配率在95%水平.,斜管浓缩机（水力分级）工艺指标,澄清效果良好，底流固体回收率在98%以上，底流浓度基本符合要求。,二段斜管浓缩机澄清浓缩效果,与传统的耙式浓缩机相比较，斜管浓缩机
39、还具有占地面积小（仅为前者的1/4至1/10）、投资省、安装便捷的优点。煤泥水澄清效果不但与使用的设备性能有关，还与水质硬度、煤泥性质有很大关系。因此必要时，还应该进行水质硬度测定和煤泥絮凝剂、凝聚剂优选试验。,结 语实践表明选煤厂的煤泥水处理是生产中最为薄弱、最为敏感的瓶颈环节。选煤厂生产是否正常，首先要经受住煤泥水系统的考验。采用尾煤泥两段浓缩、两段回收模式的煤泥水处理流程，既能针对粗细不同的煤泥，选用不同的脱水设备，优化选煤厂商品煤产品结构，增加经济效益，实现煤泥厂内回收，洗水闭路循环、清水选煤。,3.1 质量指标,第三章 聚丙烯酰胺在煤泥水处理领域的正确使用,不同样品的聚丙烯酰胺的沉降
40、效果,试验条件：用量4g/m3，煤泥水浓度40g/L，沉降时间3min,A.分子量,聚丙烯酰胺属线性高分子絮凝剂，依靠架桥作用将质量小的颗粒絮凝成团，使沉降速度成倍增长。,高分子絮凝剂架桥絮凝过程示意图,1由悬浮颗粒形成的分散体；2开始架桥絮凝； 3絮团增大，开始沉降；4沉降结束,聚丙烯酰胺一个链节长度为2.510-4，当分子量为600万时，其长度为21。分子链长对相当距离的颗粒也能形成架桥，煤泥水浓度低时更是如此。分子量宜在6001000万之间。分子量过大难溶解，并且形成的絮团过于蓬松，含水量大。聚丙烯酰胺的溶解过程称为“溶胀”，首先水分子向絮凝剂内部扩散，使其膨胀，达到一定程度，高分子再向
41、水中扩散。分子量越大，越难于溶解。分子量越大，其水溶液粘度越大。GB17514水处理剂 聚丙烯酰胺用毛细管粘度计测定水溶液粘度，然后换算出分子量。现场判别：溶解时间长，粘稠有“拉丝”现象。,非离子型的聚丙烯酰胺（缩写为PAMN）的结构式为：,n高分子的链节数目，n的数值在几万和几十万之间。,n=x+y，水解度=y/n100%,阴离子型聚丙烯酰胺（缩写为PAMA）的结构式为：,阴离子型聚丙烯酰胺上带有羧酸钠（COONa）官能团，Na离子溶于水，羧基（COO-）呈负电。不同水解度的PAM-A上，羧基数量不同，使得电荷斥力不同，导致高分子伸展程度不同。,水溶液中不同水解度的聚丙烯酰胺分子,非离子型P
42、AM-N，水解度为零，带有少量-CONH3+，为弱阳离子型，分子链有所伸展（图a）；阳离子型PAM-A，水解度为10%，它的-CONH3+和-COO-相互吸引，分子链卷曲收缩（图b）；阳离子型PAM-A，水解度为33%， -COO-斥力远超过对-CONH3+的吸引，分子链相当伸展（图c）；阳离子型PAM-A水解度为67%，负电斥力更大，分子链完全伸展，但对带负电的煤泥相互排斥（图d）。,宜选用水解度在33%左右阴离子型聚丙烯酰胺。按照GB17514，用分析化学滴定法可测水解度。若不具备质量检测条件，对购进的PAM-A应进行实验室量筒絮凝沉降对比试验。针对伪劣产品，应有所警惕、有所防范。,一般配
43、制为0.10.15%的水溶液。当溶解用水中悬浮液浓度200mg/L时，絮凝效果影响甚微。当溶解用水中悬浮液浓度200mg/L时，明显恶化。建议采用清净自来水作为溶解用水。,3.2 絮凝剂水溶液的制备、贮存和混合,A.溶解用水,溶解用水的浓度对澄清水水质的影响,贮存温度255，高温、冰冻易降解（分子链被切断）。水溶液贮存不宜超过2天（尤其是铁制容器）。铁离子与聚丙烯酰胺的-CONH2官能团相互吸引，交联成立体状。,B.水溶液贮存,水溶液贮存时间对絮凝澄清效果的影响,不宜用离心泵输送。,铁离子与聚丙烯酰胺分子交联示意图,C.水溶液输送,充分混合的必要性：设絮凝剂水溶液浓度为0.1%，单位用量为3g
44、(纯絮凝剂)/m3(煤泥水)，则每1m3煤泥水需添加3L水溶液，二者混合比例为1000:3，就纯絮凝剂而言，混合比例为1000000:3。,D.水溶液与煤泥水的混合,絮团强度与煤泥、絮凝剂性质有关，各选煤厂应根据试验而定。,翻转次数对沉降效果的影响,理想情况：进澄清浓缩设备之前，不但要充分混合，而且要形成大量絮团。措施：适当延长水溶点添加点到浓缩机的距离；多设添加点；减少入料溜槽（或入料管）的坡度，相应增大其过水断面。在许可条件下，在溜槽底部逆水流方向垂直焊接若干交错排列的带筛孔的隔板。,隔板涡流搅拌混合示意图,3.3 影响絮凝效果的因素,A.煤泥水的PH值,不同pH值时的澄清水浓度,试验条件
45、：煤泥水浓度40g/L；阴离子型聚丙烯酰胺， 分子量1000万，用量为4g/m,在95%的置信范围内为742.2mg/L。聚丙烯酰胺能在很宽的PH值范围内使用。,B. 水体温度,温度对絮凝沉降效果的影响,试验条件：煤泥水浓度40g/L；阴离子型聚丙烯酰胺， 分子量1000万，用量为4g/m,水温高，澄清水浓度低。原因：水温高，水分子热运动加剧，加速架桥；水温高，水的粘度降低。 建议：随季节变化，调整添加量；实验室试验要控制水温条件。,C.煤泥水浓度,煤泥水浓度与澄清效果的关系,试验条件：阴离子型聚丙烯酰胺，分子量1000万,煤泥水浓度与澄清效果的关系,此试验粒度很细，40g/L是个拐点。在生产
46、中要根据入料流量和煤泥水浓度及时调整水溶液添加量。粒度组成粗，絮凝效果好。浓度过高时，絮凝无效。原因：絮凝剂线性分子无法充分伸展；严重的干扰沉降条件下，沉降速度相当缓慢。实现良好的絮凝澄清的先决条件：沉降的絮团能及时回收，杜绝细泥循环积聚。,D.絮凝剂用量,聚丙烯酰胺用量对澄清水浓度的影响,试验条件：煤泥水样浓度40g/L；聚丙烯酰胺为阴离子型，分子量800万,絮凝剂用量过多的坏处：洗水浓度增高；恶化浮选效果；堵塞浓缩机底流管道；絮团亲水性增加，影响脱水。建议用量不超过5g/L。,聚丙烯酰胺用量对澄清水浓度的影响,絮凝剂用量与架桥作用示意图,E.煤泥水硬度,凝聚与絮凝协同效应示意图,增加钙、镁
47、离子数量，提高水质硬度，可强化凝聚絮凝协同效应。,水质硬度对澄清水浓度的影响,试验条件：煤泥水样浓度40g/L；阴离子型聚丙烯酰胺，分子量1000万,单体丙烯酰胺能使神经肌肉功能失调，对皮肤有刺激性。,3.4 单体丙烯酰胺的毒性,白鼠毒性试验结果,聚丙烯酰胺产品中丙烯酰胺单体含量指标,建议：选用优等品或一等品的聚丙烯酰胺；加强相关的劳动保护、防范措施。,要使用分子量6001000万，阳离子型聚丙烯酰胺(PAM-A)，水解度30%左右； 通过实验室试验，确定水溶液制备和添加制度； 当选煤厂循环水硬度低于中等硬水的上限指标时，建议采用添加钙、镁离子型无机凝聚剂为主、聚丙烯酰胺为辅的措施，实现煤泥水
48、深度澄清； 优选工艺完善、质量良好、诚信度高的厂家产品。,结 语,第四讲 煤泥水处理,第四章 煤泥水深度澄清,清水选煤是我国从第一选煤大国迈向选煤强国的一项重要标志。以添加钙、镁离子型凝聚剂为主、聚丙烯酰胺絮凝剂为辅是实现煤泥水深度澄清的最为有效和经济的技术措施。,按粒度组成分类,4.1 煤泥的粒度组成及影响,绝大多数煤泥水均是由以上3种类型构成的复杂分散体系，关键是哪一种占主导地位。,煤炭中伴生矿物对煤泥水沉降的影响,占煤炭组成80%的有机质（净煤）易沉降，粘土类矿物质易泥化成0.0125mm的微细泥，它们比表面积大，有强烈的离子交换吸附能力，使水体中Ca2+、Mg2+数量减少，水质变软。,粘土类矿物质形成的类胶体分散体系长时间稳定悬浮的主要原因： 微细泥表面带有负电，因静电斥力而保持分散状； 微细泥表面有未补偿的键能，极性水分子定向排列形成水化膜，阻止它们相互接触； 微细泥质量甚小，受水分子热运动影响强烈。,
