重介旋流器工艺调试过程中的问题及对策

重介旋流器工艺调试过程中的问题及对策

资矿集团徐厂煤矿选煤厂于1999年成立。为了洗脱低碳和优质精煤，扩大生产，提高经济效益，将原来的开采工艺升级为控制旋转流处理器技术。生产6级精煤碎片小8%，处理能力从150万吨/a提高到210万吨/a。所采用的设备先进,如国外进口的香蕉振动筛、渣浆泵、大直径(⌀1000mm)两产品重介旋流器,国产的快速高效隔膜压滤机等,为达到最佳运行状态、充分发挥各设备潜能,积极进行调试,针对存在的问题,采取相应有效措施,实现了调试预期目标。1粗煤泥的回收原料煤(50mm～0mm)经双层香蕉脱泥筛分级,一层筛上物(大于2.5mm)与高密度合格介质以泵送方式混合进入主洗旋流器,底流和溢流分别经相应脱介筛脱介后,形成矸石和轻产物,矸石经胶带转载运至矸石仓。轻产物和脱泥筛二层筛上物(2.5mm～0.63mm)及低密度合格介质以泵送方式混合进入再洗旋流器,底流和溢流分别经相应脱介筛脱介、离心机脱水后,形成最终产品即中煤和精煤,所有脱介筛的稀介段进入磁选机回收精矿,尾矿和脱泥筛的筛下物(小于0.63mm)以泵送方式混合进入煤泥旋流器浓缩脱水,底流进入高频筛回收粗煤泥,溢流及高频筛的筛下水进入煤泥水处理系统,最终回收粗煤泥,浓缩机的溢流和压滤机的滤液水作为生产系统用循环水。重介旋流器工艺流程如图1所示。2问题和原因分析2.1高频煤泥筛的缺陷高、低密度合介桶液位上升、难控制,即使增大分流量也难改变,有时合介桶甚至出现大量溢流或向外喷溅的现象,同时,旋流器分选效果差、精度低,出现矸石带煤,有时带煤量高达5%,中煤灰分低至31%。经分析确认,主要是脱泥筛脱泥效果较差所致,因入料煤中细粒煤含量高,加之泥化现象严重,形成了体积不同、结合力很强的一些煤团,直接影响细粒煤的透筛率。仅用现有的筛上喷水难以将煤团彻底分散,致使高、低密度合格悬浮液中煤泥含量分别高达38%、61%,造成了合介桶液位难以控制(因为连续不断的大量煤泥通过固定筛下、脱介筛的一段进入合介桶使液位持续上升),并造成悬浮液流变性黏度增加,分选精度变差,分选效果降低。煤泥旋流器浓缩效果不佳,底流浓度低(230g/L),因其入料压力较低(0.1MPa),主要是入料泵扬程低、排料压力不足。高频煤泥筛入料量大、浓度低,筛面经常发生泛水现象,排出的筛上物不是煤泥,而是煤泥水,因为具有一定切向速度的水在筛面形成了一层水膜,水及细粒煤透筛阻力骤增,筛面基本上变成了溜槽。精煤离心机频繁发生过载停车现象,致使功率为45kW原配电机出现故障,为继续调试,更新1台规格型号相同的电机,同时,产品水分偏高,有时高达12%。经分析确认滤液管排液不畅,细粒在管内不断沉淀累积,造成离心机排液管端口堵塞,使脱水效果降低、产品水分大,也使筛篮转动阻力增加、电机超载运行。2.2入料及物料粒度偏粗高、低密度稀介泵流量较大,使磁选机超负荷运行,稀介泵开、停频繁使磁选机入料不稳定、不均匀,同时,尾矿的溢流量小,不到尾矿总量的25%,造成了尾矿中磁性物含量大,有时高达1.5g/L(磁尾中磁性物含量应小于0.264g/L),既造成了严重跑介,又直接造成耙式浓缩机的“压耙”弊端。高密度稀介磁选机的入料管易堵,经分析表明,入料中含有大颗粒,个别高达25mm,与轻产物脱介筛的稀介段筛下物料有直接关系,按设计该物料的粒度应均小于0.63mm,但该段最后一排的筛板筛孔却为25mm,说明稀介段排料溜槽沿顺煤流方向有些靠前,而将脱介筛的排料端筛孔25mm的筛下物纳入其中,故稀介段物料粒度偏粗。精煤脱介筛、轻产物脱介筛的喷水沿顺煤流方向靠前,造成跑介,因介质由喷水从煤表面上脱落后,无足够长的时间透筛成为筛下物,且各脱介筛喷水浓度偏大,喷嘴易堵,脱介效果差。2.3煤泥水系统细泥含量因原煤质量变差,灰分偏高、发热量降低,泥化现象严重,原生煤泥量较大,加之两产品重介旋流器工艺中入料经泵输送,次生煤泥量增加,造成煤泥水处理系统的煤泥量大(高达20%),灰分高、粒度细,原跳汰选工艺所用絮凝剂已难以满足要求,致使耙式浓缩机煤泥沉降速度极慢,溢流的循环水浓度高达50g/L左右,直接影响了脱介效果,且细泥在系统中恶性循环、积聚,降低了分选效果。3解决措施3.1槽内流系统设计就脱泥筛脱泥效果差,相继采取了措施,以实现在煤入筛前,用冲水将煤团打散、达到煤和水以固液混合物的形式进入脱泥筛的目的。最初,在图2中所示的斜溜槽上端增设一路加液管,因不能解决细泥在系统中恶性循环,该加液管停止使用。然后,在直溜槽中部加了一路整个内流系统所用循环水的冲水管,以达到将煤湿润、煤团打散的目的,产生了一定效果,继续斜溜槽的上端增设了内流整个系统所用循环水的三路喷水管,与直溜槽喷水管配合使用,煤在直溜槽内垂直洒落过程中,在喷水作用下,大部分煤湿润、煤团分散,继而落到斜溜槽底板上的水面上,进行充分混合、翻动、搅拌,在重力作用下共同注入脱泥筛。结果表明,脱泥筛的筛分效率明显提高,后续环节的高密度、低密度合格悬浮液中煤泥含量低至合理范围,分别为30%、50%,满足了分选要求。为提高煤泥旋流器浓缩脱水效果,提高入料泵转速以增大出口压力、扬程。采取更换泵的胶带轮,将直径由⌀650mm减至⌀615mm,使入料泵的扬程由35m增至39m,煤泥旋流器的入口压力达到0.15MPa,底流浓度提高到390g/L,该值在合理范围之内,即300g/L～1000g/L。对高频煤泥筛,降低入料的含水量,采取将磁选机尾矿不直接排入筛子,而排入煤泥桶,再经煤泥旋流器的浓缩后间接排入筛子,筛上泛水现象消除,筛面上形成一定厚度物料层,达到了应有的煤泥回收效果。对精煤离心机过载、产品水分大等问题,在排液管上加了一道辅助冲水而将滤液及时冲走,离心机开始正常运转,水分指标相应满足了产品质量要求,降至8.5%以下。3.2磁选机入料偏粗为解决稀介泵流量大的问题,更换泵的胶带轮,直径由⌀520mm增至⌀559mm,流量由380m3/h减至353m3/h,同时,增设了尾矿底流圆孔形截流板,而使尾矿的溢流量增大,约占尾矿总量的30%。关于高密度磁选机入料偏粗问题,解决措施是将轻产物脱介筛稀介段末端的筛板筛孔由25mm变为0.63mm,从而使稀介段排料溜槽的固体物料粒度均小于0.63mm,解决了磁选机入料偏粗问题。自循环水基本变清后,脱介筛的喷水浓度满足了脱介要求;另外,将精煤脱介筛、轻产物脱介筛的喷水管顺着煤流方向前移,喷在挡水坝后的100mm处,该处为喷水易穿透的最薄物料层。3.3沉降对比试验为解决煤泥水难题,做了煤泥水沉降对比试验,所用3种药剂分别为1号、2号、3号,煤泥水浓度为80g/L,药剂用量均为9g/m3。沉降对比试验结果见表1。试验结果表明,2号药剂效果最好,初始沉降速度快,清液浓度低,于是,确定将该种药剂投产应用。实践表明,取得了很好效果,浓缩池内的煤泥水沉降速度快,溢流浓度小于5g/L,满足了分选系统用水的需要,介耗降低,整个系统的吨煤介耗由3kg/t降至2k