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18 洁净煤技术2005年第11卷第2期 炼焦中煤深度降灰的研究 收稿日期 2005 - 03 - 26 作者简介李萍1980 , 女,黑龙江嫩江人,中国矿业大学北京在读硕士研究生,主要从事洁净煤技术方面的研究工作。 李 萍,付晓恒,周建军,李祥丽 中国矿业大学化学与环境工程学院,北京 100083 摘要分析了中国炼焦煤的储量及利用情况,从利用中国优质煤炭资源的角度出发,以 范各庄选煤厂1140～1160密度级中煤为实验煤样,以氯化锌为重液,采用浮沉方法将中煤 按密度分级,各密度级煤样经磨细后,采用了絮团 浮选工艺,回收各密度中的低灰精 煤;探讨从范各庄选煤厂中煤中分选出优质低灰精煤的条件。经过分级及分选后,在相同的 分选密度的情况下,总精煤灰分可以降到8114以下。 关键词中煤;浮沉实验;磨矿;解离;絮团浮选 中图分类号TD94 文献标识码 A 文章编号 100626772 2005 0220018204 中国有着丰富的煤炭资源,但地区及煤种的分 布却很不均衡。中东部地带,炼焦用煤其探明储量 已接近资源储量,南部和西部地带本来就缺少炼焦 用煤 [1 ]。在已发现资源中 ,中变质烟煤“ 炼焦用 煤 ”仅占2716 ,其中气煤占4619 ,肥煤、 焦煤、瘦煤分别占1316、2413和1512。所 以作为冶炼用的重要煤种焦煤和肥煤属稀缺煤种。 在已查证未被占用的0125Tt储量中,精查储量仅 有0108Tt。结焦性和粘结性很好的肥煤和焦煤中很 大一部分属于高灰、高硫高硫肥煤占肥煤的 47195 ,高硫焦煤占焦煤的1 /3弱、属难选或极 难选煤。中国煤炭资源的现状是,预测的资源量 多,经过勘查的少,可供当前开发利用的更少。因 此更加合理地利用中国现有的炼焦煤资源是极为必 要的 [2 ] [3 ]。 1 中国炼焦煤洗选中煤概况 目前作为炼焦用煤,全部要经洗选,对稀缺煤 种焦、肥煤,一般都尽量提高精煤产率,但精煤灰 分偏高 10 150左右。中煤是各种选煤工艺富 集回收了精煤和排出尾煤以后的中间产品,不同煤 种的中煤特性差别很大,灰分绝大部分为35～ 45。产率一般在5～15之间。中煤同洗混煤 的加合产率均在30左右。如此大量的中煤和洗 混煤作为燃料销售,而不设法进一步深度加工以获 得低灰精煤,不仅对稀缺煤种造成极大浪费,且热 效率低、污染环境。因此进行中煤洗选加工的研究 十分必要 [4 ]。 范各庄选煤厂是一座年生产能力为400万t的 炼焦煤选煤厂。煤种为肥煤。主要产品有9～14级 冶炼精煤、洗混煤,洗末煤和煤泥等。其工业分析 及浮沉表见表1、表2。 2 实验部分 211 煤样的准备 由于需将煤样严格按密度分级,两密度级间的 间隔为0102g/cm 3 ,密度间隔较小,因此采用重介 质选矿方法将中煤分级。所用的分选介质为ZnCl2 溶液。 本实验取范各庄选煤厂1140～1160密度间的 中煤样作为实验用煤样。 考虑氯化锌溶液对煤样具有腐蚀性,首先对氯 化锌对原煤样浮选性质的影响作以测试。取原煤 2kg,放到密度为115g/cm 3在 ZnCl2溶液中分别浸 炼焦中煤深度降灰的研究19 泡一定时间。用清水将经氯化锌浸泡后的煤样反复 冲洗干净,自然凉干后,用球磨机磨1h 磨矿浓 度为40 之后进行浮选实验。实验结果见表3。 由表3可以看出,ZnCl2对浮选性质具有一定 影响的。从实验结果分析,浸泡10min后,浮选精 煤产率下降2115 ,精煤灰分下降2148。当浸 泡时间为20min时,精煤精煤产率下降了3183 , 而灰分增加了近4 ,这是因为浸泡时间增长,氯 化锌已经浸入到煤的孔隙中。这其中不排除因为2 次入浮原煤的灰分不同相差约2177 而引起 的灰分增加。故煤样在氯化锌溶液中的浸泡时间不 宜过长,因为本实验要将煤样分成10几个密度级, 但时间控制在20min以下。 因此,本实验采用ZnCl2溶液作浮沉实验,将 1140～1160密度级煤样分成若干密度级,结果见 表4。 212 磨矿及解离实验 任何一种选矿方法,都是根据矿石内部的有用 矿物和脉石的性质不同来进行的。但是,如果它们 紧密连生着,尽管它们的性质有很大差别,仍不可 能进行分选。让有用矿物和脉石充分解离,是采用 任何选矿方法的先决条件。 本实验磁球磨进行磨矿实验。装球率在50 左右,磨矿浓度为30。磨矿时间分别为1h、2h、 3h、4h、6h、8h、10h。并分别对1140～1154间的 7个密度级进行磨矿实验。用激光粒度仪对磨矿产 品做粒度分析。结果如图1。 图1 不同磨矿时间下的平均粒度 从图1所示的曲线可以看出,磨煤时间在4h 以前,粒度很快下降,磨矿粒度基本上可以达到 10μm以下,也有个别密度级煤样在磨矿1h的平 均粒度大于10μm。磨矿时间在4h之后,粒度变 化很缓慢,各粒度曲线趋于平缓,并逐渐达到水 平。就1142～1144密度级煤样而言,当磨矿时间 为1h时,所有的粒度均小于83187μm,当磨矿时 间为2h、3h时,所有的粒度均小于68163μm,当 20 洁净煤技术2005年第11卷第2期 图2 粒度分布曲线 磨矿时间为4h时,所有的粒度均小于46103μm。 图2为1142～1144密度级磨矿1、2、3、4小 时的粒度分布曲线。磨矿时间为4h与磨矿时间为 1h的曲线相比,磨矿后的平均粒度明显减小,并 且细颗粒含量增加。 本实验对1142～1144密度级磨矿时间为1h、 2h、3h的磨矿产品放在显微镜下观察其解离情况, 观察结果如表5所示。 从表5可以看出,随着磨矿时间的增加,有机 单体的含量逐渐增加,有机连粘土的含量逐渐减 小。当磨矿时间为1h时,各种有机连无机矿物均 存在,而磨矿时间为2h、3h时,有机连无机矿物 的含量均在减少。由此可以说明,经过不同磨矿时 间后,煤粒逐渐开始解离。这样有利于对精煤的回 收。但通过显微镜观察的各磨矿产品的无机矿物在 煤粒中的嵌布粒度没有多大区别。 在表5中,有部分无机矿物及连生体的含量出 现零的情况,这并不是说该煤样中不含有这种无机 矿物或连生体,而是由于光学显微镜的视野和测点 范围有限,没有观察到这种无机矿物。因此,不能 说明这种矿物的存在与否。 213 分选实验 泡沫浮选是较为常用的一种浮选方法。它利用 矿粒表面的润湿性差异实现分选,成为细粒矿物分 选的最重要方法。但是当粒度进一步减小由细 粒向微粒过渡 , 常规浮选效果显著降低。重要原 因之一是微粒与气泡的接触和粘着发生困难。细粒 级煤由于具有巨大的表面积,必须吸附足够量的微 小粒径药剂油滴,发生碰撞接触时才能产生有效吸 附。而且细粒级煤的选择性较差。为了提高精煤产 率,势必加大药剂用量。这样更加降低了选择性。 图3 浮选产率随磨矿时间的变化 絮团 浮选法是选择性疏水聚团分选法的一 种。它是近年来开发的一种很有前途的微细粒矿物 的分选方法。该方法也是一种根据矿物中目的矿物 和非目的矿物表面亲水性差异实现分选的一种选矿 技术。它是在磨到一定细度的矿浆中加入少量的絮 凝剂使疏水的目的矿物形成一定大小的絮团,再用 常规的浮选方法把絮团分选出来,而亲水的非目的 矿物仍悬浮在矿浆中 本实验采用絮团 浮选法将经过超细磨后的 各密度级煤样进行分选,以回收其中的低灰精煤。 炼焦中煤深度降灰的研究21 以乳化柴油作为捕收剂。通过对比实验确定乳化柴 油用量为3kg/t。在此用量条件下,不同磨矿时间 的浮选指标如图3所示。随着磨矿时间的延长,浮 选精煤产率显著下降。当磨矿时间为6h时,与磨 矿时间为4h相比,精煤产率变化不显著。在以后 的实验中,确定磨矿时间为1h、2h、3h、4h。 图4 不同密度级别产率随磨矿时间的变化 图4和图5是不同密度级浮选产率及灰分的变 化情况。由两图可以看出,浮选产率随着磨矿时间 的增长而变小。总的趋势是随着磨矿时间的增长, 浮选产率是降低的。当磨矿时间由1h增加到4h 后,浮选精煤的灰分是逐渐下降的。这也可以说明 随着磨矿时间的增长,煤中的有机质与矿物质的解 离程度增加,有机物与矿物质充分解离。并且由图 5可以看出各密度级精煤灰分值相差较大。 3 结 论 从中国炼焦煤的现状出发,用氯化锌溶液为重 图5 不同密度级别灰分随磨矿时间的变化 液将范各庄选煤厂中煤分为10个密度级,并以部 分密度级煤样为实验煤样,分别作磨矿实验及分选 实验。经过这一工艺处理后,可以回收其中的优质 低灰精煤,精煤产率可以达到60左右,将回收 后的精煤与- 1140g/cm 3密度级的精煤混合后 ,总 精煤灰分可降到8114以下。这为以后利用中煤 提供一种方法,也可充分利用中国稀缺炼焦煤种。 参考文献 [1] 陈鹏.中国煤炭性质、分类和利用[M ].北京化 学工业出版社, 2001. [2] 李文华.煤质管理与经营[M ].北京中国标准出 版社, 2003. [3] 付晓恒.疏水絮凝 浮选法分选主焦中煤的研究 [D ].中国矿业大学北京 , 1994. [4] 陶勇.中煤洗选深加工与综合利用[D ].中国矿业 大学北京 , 1998. Study on Depth Depression Ash Content in CokingM iddlings L I Ping, FU Xiao - heng,ZHOU Jian - jun, L IXiang - li Chem istry and Environm ent Engineering College, China University of M ining and Technology, Beijing 100083, China Abstract The reserves and utilization situation of coking coal in China were analyzed. Middlings of Fangezhuang Coal Preparation Plant that is 1140 from to 1160 density grade is used as experiment test samples for exploration the utilization good quality coal resources of China.Float and sink test are adopted by using the ZnCl2as heavy liquid and classification grade was conducted according to the density . And then various density grade coal samples put2 ting into grinding and treat ment by using the flocculation - floatation process for recovery the low ash cleaned coal . The conditions of separation the low ash cleaned coalwere approached from Fangezhuangmiddlings . After classifi2 cation, the total ash is under 8114 at the same separation density condition. Keywords middlings;float and sink test;grinding;liberation of intergrown constituents;flocculation - floatation