RU2079372C1 - Method of preparing coal for fuel suspension - Google Patents
Method of preparing coal for fuel suspension Download PDFInfo
- Publication number
- RU2079372C1 RU2079372C1 RU94018184A RU94018184A RU2079372C1 RU 2079372 C1 RU2079372 C1 RU 2079372C1 RU 94018184 A RU94018184 A RU 94018184A RU 94018184 A RU94018184 A RU 94018184A RU 2079372 C1 RU2079372 C1 RU 2079372C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- coal
- flotation
- carried out
- sands
- fraction
- Prior art date
Links
- 239000003245 coal Substances 0.000 title claims abstract description 29
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 15
- 239000000725 suspension Substances 0.000 title claims abstract description 11
- 239000000446 fuel Substances 0.000 title claims 2
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 11
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 9
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 22
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 11
- 230000010349 pulsation Effects 0.000 claims description 9
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 claims description 8
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 6
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000004449 solid propellant Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 8
- 208000028659 discharge Diseases 0.000 description 6
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- NTIZESTWPVYFNL-UHFFFAOYSA-N Methyl isobutyl ketone Chemical compound CC(C)CC(C)=O NTIZESTWPVYFNL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 244000309464 bull Species 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 description 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Landscapes
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к обогащению углей и может применяться в комбинированной технологии получения водно-угольных суспензий, пригодных для сжигания в теплоэнергетических агрегатах. The invention relates to coal enrichment and can be used in a combined technology for the production of water-coal suspensions suitable for combustion in heat power units.
Известен способ комбинированной переработки угля с получением водно-угольной суспензии, в котором предусматривается для снижения потерь угля оборот промпродуктов, высокозольных илов [1] Недостатком его является невысокая степень очистки илов, что не позволяет снизить зольность конечного продукта. A known method of combined processing of coal to obtain a water-coal suspension, which provides for reducing coal losses, the circulation of industrial products, high-ash sludge [1] Its disadvantage is the low degree of purification of sludge, which does not allow to reduce the ash content of the final product.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ получения угольной шихты по комбинированной технологии, включающий операции классификации, измельчения угля до крупности 6+0,5 мм, отсадки с выделением отвальных хвостов и легкой фракции, доизмельчаемой до крупности 0,8 мм с последующей реагентной флотацией и получением угольного концентрата и хвостов [2] Зольность угольного концентрата составила 6,6% при выходе 71,4%
Современные технические требования к содержанию примесей в угольных суспензиях, учитывающие также возросшие требования по сохранности окружающей среды, не допускают сжигания угля с зольностью более 5% Таким образом, к недостаткам способа-прототипа можно отнести сравнительно высокую зольность конечного продукта.The closest in technical essence and the achieved result is a method of producing a coal charge using combined technology, including operations of classification, grinding coal to a particle size of 6 + 0.5 mm, depositing with the release of tailings and light fraction, crushed to a particle size of 0.8 mm, followed by reagent flotation and obtaining coal concentrate and tailings [2] The ash content of coal concentrate was 6.6% with a yield of 71.4%
Modern technical requirements for the content of impurities in coal suspensions, which also take into account increased environmental requirements, do not allow the combustion of coal with an ash content of more than 5%. Thus, the relatively high ash content of the final product can be attributed to the disadvantages of the prototype method.
С другой стороны, при анализе описания способа-прототипа видно, что на промежуточных стадиях выделяется часть угля (около 13%) с зольностью 4,6-4,9% Недостаток состоит в очень низком выходе качественного материала. On the other hand, when analyzing the description of the prototype method, it is seen that part of the coal (about 13%) with an ash content of 4.6-4.9% is released at intermediate stages. The disadvantage is a very low yield of quality material.
Предлагаемое изобретение имеет целью снижение зольности угольного концентрата таким путем, который позволяет избежать резкого снижения выхода концентрата. The present invention aims to reduce the ash content of coal concentrate in such a way that avoids a sharp decrease in the yield of concentrate.
Согласно изобретению, эта цель достигается измельчением исходного угля, классификацией полученной пульпы в гидроциклоне с получением песковой фракции и слива. Песковая фракция направляется на гравитационное обогащение на концентрационном столе с получением отвальной тяжелой фракции и легкой фракции, которую доизмельчают и направляют на реагентную флотацию. Слив гидроциклонирования подвергают электрохимическому кондиционированию и флотируют с получением отвальных хвостов и пенного продукта, который направляют на флотацию вместе с доизмельченной легкой фракцией песков. Флотацию ведут с применением пульсационных воздействий, в частности, в колонной пневмопульсационной машине. According to the invention, this goal is achieved by grinding the source coal, classifying the resulting pulp in a hydrocyclone to obtain a sand fraction and discharge. The sand fraction is directed to gravity concentration on the concentration table to obtain a dump heavy fraction and a light fraction, which are crushed and sent to reagent flotation. The hydrocyclone drain is subjected to electrochemical conditioning and floated to produce tailings and a foam product, which is sent to flotation together with a finely ground light fraction of sand. Flotation is carried out using pulsating influences, in particular, in a columned pulsating machine.
Для достижения поставленной цели существенно также, что измельчение угля ведут до крупности 1,0 мм, доизмельчение легкой фракции песков до 0,1 мм, что электрохимическое кондиционирование слива ведут обработкой продуктами электролиза жидкой фазы суспензии в течение 5-25 мин, а пульсационное воздействие на флотацию осуществляют при частоте пульсаций 30-120 в мин и амплитуде 3-15 см. To achieve this goal, it is also essential that the coal is ground to a particle size of 1.0 mm, the light fraction of the sand is refined to 0.1 mm, that the electrochemical conditioning of the discharge is carried out by treating the liquid phase of the suspension with electrolysis products for 5-25 minutes, and the pulsation effect flotation is carried out at a pulsation frequency of 30-120 per minute and an amplitude of 3-15 cm.
Предлагаемая совокупность операций и их режимов отличается от принятой в способе-прототипе, поскольку классификацию ведут в гидроциклоне и его слив подвергают электрохимическому кондиционированию и последующей флотации с выделением части отвальных хвостов на этой стадии. Пенный продукт совместно с доизмельченной легкой фракцией песков направляют на флотацию, причем при флотации применяют пульсационное воздействие. Отличаются также и режимы операций: измельчение угля ведут до крупности 1,0 мм, доизмельчение легкой фракции песков ведут до 0,1 мм, электрохимическое кондиционирование ведут воздействием продуктов электролиза жидкой фазы суспензии в течение 5-25 мин, а флотацию ведут в колонной пневмопульсационной машине при частоте пульсаций 30-120 в мин и амплитуде 3-15 см. The proposed set of operations and their modes differs from that adopted in the prototype method, since the classification is carried out in a hydrocyclone and its discharge is subjected to electrochemical conditioning and subsequent flotation with the release of part of the tailings at this stage. The foam product, together with the refined light fraction of the sand, is sent to flotation, and pulsation is used during flotation. Operation modes also differ: coal grinding is carried out to a particle size of 1.0 mm, light grinding of the sand fraction is reduced to 0.1 mm, electrochemical conditioning is carried out by the action of products of the electrolysis of the liquid phase of the suspension for 5-25 minutes, and flotation is carried out in a column pulsating machine with a pulsation frequency of 30-120 per min and an amplitude of 3-15 cm.
На основании проведенных в ИПКОН РАН исследований распределения примесей по конечным продуктам при различных комбинациях обогатительных операций и их режимов с целью получения малозольного угля разработана технология, принципиальная схема которой приведена на рисунке. Based on studies of the distribution of impurities by end products at various combinations of processing operations and their modes in IPKON RAS, a technology has been developed with the aim of producing low-ash coal, the schematic diagram of which is shown in the figure.
В соответствии со схемой исходный рядовой уголь Черкассовской обогатительной фабрики (Кузбасс) зольностью 17,5% (проба 1) или с зольностью 21,4% (проба 2) и крупностью 13 мм измельчали в валковой дробилке до крупности 100% 2,5 мм, затем в шаровой мельнице до крупности 1,0 мм в замкнутом цикле с грохочением. Измельченный материал смешивали с водой (Т:Ж=1:6) и направляли на двухстадиальное гидроциклонирование. Давление на входе батареи циклона составило 0,8 кг/кв.см, песковое отверстие 1-й стадии 5 мм, слива 6 мм, для 2-ой стадии песковое отверстие 2,5 мм, а слива 3,5 мм. In accordance with the scheme, the initial raw coal of the Cherkassy processing plant (Kuzbass) with an ash content of 17.5% (sample 1) or with an ash content of 21.4% (sample 2) and a grain size of 13 mm was crushed in a roller mill to a particle size of 100% 2.5 mm, then in a ball mill to a particle size of 1.0 mm in a closed cycle with screening. The crushed material was mixed with water (T: W = 1: 6) and sent for two-stage hydrocyclone. The pressure at the inlet of the cyclone battery was 0.8 kg / cm2, the sand hole of the 1st stage was 5 mm, the drain was 6 mm, for the second stage the sand hole was 2.5 mm, and the drain was 3.5 mm.
Пески 2-ой стадии направляли на концентрационный стол СКО-0,5, настроенный на амплитуду 7 мм при продольном наклоне 4 градуса, поперечном- 10 градусов и вели гравитационное обогащение при частоте качаний от 400 до 550 в мин. Тяжелая фракция стола после контрольного обогащения на концентрационном столе направлялась в отвал, легкая фракция на доизмельчение в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле со спиральным классификатором, а затем на флотацию. Sands of the 2nd stage were sent to a concentration table SKO-0.5, tuned to an amplitude of 7 mm with a longitudinal inclination of 4 degrees, transverse - 10 degrees and conducted gravitational enrichment at a frequency of swings from 400 to 550 per minute. The heavy fraction of the table after the control enrichment on the concentration table was sent to the dump, the light fraction was refined in a ball mill operating in a closed cycle with a spiral classifier, and then for flotation.
Объединенный слив гидроциклонов подвергали электрохимическому кондиционированию путем обработки жидкой фазы угольной суспензии в течение 2-40 мин в электрохимическом аппарате с донным расположением графитового анода и верхним сетчатого катода из нержавеющей стали. Поверхностная плотность тока варьировала от 100 до 150 ампер на кв.м, а объемная плотность тока составила от 0,7 до 1 А/л. The combined discharge of hydrocyclones was subjected to electrochemical conditioning by treating the liquid phase of the coal suspension for 2-40 minutes in an electrochemical apparatus with a bottom arrangement of a graphite anode and a stainless steel upper mesh cathode. The surface current density ranged from 100 to 150 amperes per square meter, and the bulk current density ranged from 0.7 to 1 A / L.
Затем слив флотировали в колонной пневмопульсационной машине с объемом камеры 5 л при добавлении в пульпу 1 кг/т керосина и 0,24 кг/т вспенивателя (МИБК), варьируя частоту пульсации от 0 до 220 в мин и амплитуду от 0 до 25 см. Флотацию вели в непрерывном режиме при скорости подачи питания 2-3 л/мин и воздуха 3-4 л/мин. Then, the discharge was floated in a column pulsating machine with a chamber volume of 5 l when 1 kg / t of kerosene and 0.24 kg / t of blowing agent (MIBK) were added to the pulp, varying the pulsation frequency from 0 to 220 per min and the amplitude from 0 to 25 cm. Flotation was carried out continuously at a feed rate of 2-3 l / min and air 3-4 l / min.
Хвосты флотации слива подвергали контрольной флотации с керосином (0,5-0,7 кг/т) и МИБК (0,2 кг/т), а затем смешивали с хвостами концентрационного стола. Пенный продукт смешивали с доизмельченной легкой фракцией концентрационного стола и флотировали в колонной пневмопульсационной машине при указанных выше режимах, с последующей перечисткой концентрата и контрольной флотацией хвостов с получением конечного угольного концентрата и отвальных хвостов. The flotation flotation tails were subjected to control flotation with kerosene (0.5-0.7 kg / t) and MIBK (0.2 kg / t), and then mixed with the tails of the concentration table. The foam product was mixed with the refined light fraction of the concentration table and floated in a column pulsating machine under the above conditions, followed by purification of the concentrate and control flotation of the tailings to obtain the final coal concentrate and tailings.
В каждом из проведенных опытов материал анализировали на всех стадиях обогащения, определяя выход продуктов, его зольность и извлечение угля по известным методикам. Обработка полученных данных показала, что лучшие по качеству концентраты получены при следующих оптимальных условиях: ЭХ-кондиционирование в течение 9-10 мин при поверхностной плотности тока 110 А/кв.м и объемной 0,75 А/л, а флотация при частоте пульсаций 69 в мин и амплитуде 8 см. In each of the experiments, the material was analyzed at all stages of enrichment, determining the yield of products, its ash content and coal recovery by known methods. Processing of the obtained data showed that the best quality concentrates were obtained under the following optimal conditions: SEC conditioning for 9-10 min at a surface current density of 110 A / sq.m and bulk density of 0.75 A / l, and flotation at a pulsation frequency of 69 in min and an amplitude of 8 cm.
Анализ сравнения со способом-прототипом показывает преимущества предлагаемого способа в качестве и выходе полученного концентрата, а также повышенную зольность отвальных хвостов. Поставленная цель получение концентрата с зольностью не более 505 достигается лишь в заявленных интервалах параметров, а именно при электрохимической обработке слива продуктами электролиза жидкой фазы в течение не менее 5 и не более 25 мин, при воздействии на флотацию пульсаций с частотой от 30 до 120 в минуту и амплитудой от 3 до 15 см. A comparison analysis with the prototype method shows the advantages of the proposed method in the quality and yield of the obtained concentrate, as well as the increased ash content of the tailings. The goal is to obtain a concentrate with an ash content of not more than 505 is achieved only in the declared ranges of parameters, namely, during the electrochemical treatment of discharge with the products of electrolysis of the liquid phase for at least 5 and no more than 25 minutes, when the flotation is affected by pulsations with a frequency of 30 to 120 per minute and with an amplitude of 3 to 15 cm.
Источники информации:
1. А.с. СССР N 1542620, кл. B 03 B 7/00, опубл. 15.02.90 Бюлл.N 6.Information sources:
1. A.S. USSR N 1542620, class B 03 B 7/00, publ. 02.15.90 Bull.N 6.
2. А. с. СССР N 837417, кл. B 03 B 7/00, опубл. 15.06.81, Бюлл. N 32. (прототип)в 2. A. p. USSR N 837417, class B 03 B 7/00, publ. 06/15/81, Bull. N 32. (prototype) in
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94018184A RU2079372C1 (en) | 1994-05-18 | 1994-05-18 | Method of preparing coal for fuel suspension |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94018184A RU2079372C1 (en) | 1994-05-18 | 1994-05-18 | Method of preparing coal for fuel suspension |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2079372C1 true RU2079372C1 (en) | 1997-05-20 |
| RU94018184A RU94018184A (en) | 1998-01-20 |
Family
ID=20156073
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU94018184A RU2079372C1 (en) | 1994-05-18 | 1994-05-18 | Method of preparing coal for fuel suspension |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2079372C1 (en) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2311233C2 (en) * | 2006-02-14 | 2007-11-27 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method of flotation of the hydrocyclone sands and the hydrocyclone sands flotation production line |
| CN102059174A (en) * | 2010-12-19 | 2011-05-18 | 烟台金华选煤工程有限公司 | Cleaned coal dehydration process and equipment combination for realizing same |
| RU2495722C2 (en) * | 2010-12-24 | 2013-10-20 | Сергей Леонидович Букин | Method of sludge tank coal slimes concentration and concentration table to this end |
| CN103831163A (en) * | 2012-11-20 | 2014-06-04 | 辽宁工程技术大学 | Pre-separation process of coal slime flotation |
| WO2020181758A1 (en) * | 2019-03-14 | 2020-09-17 | 中国矿业大学 | Wide-size-fraction flotation system and process |
| CN112237984A (en) * | 2020-09-27 | 2021-01-19 | 中国平煤神马能源化工集团有限责任公司天成实业分公司 | Medium coal physical crushing dissociation re-washing process |
-
1994
- 1994-05-18 RU RU94018184A patent/RU2079372C1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 1542620, кл. B 03 B 7/00, 1990. Авторское свидетельство СССР N 837417, кл. B 03 B 7/00, 1981. * |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2311233C2 (en) * | 2006-02-14 | 2007-11-27 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method of flotation of the hydrocyclone sands and the hydrocyclone sands flotation production line |
| CN102059174A (en) * | 2010-12-19 | 2011-05-18 | 烟台金华选煤工程有限公司 | Cleaned coal dehydration process and equipment combination for realizing same |
| CN102059174B (en) * | 2010-12-19 | 2016-01-20 | 烟台金华选煤工程有限公司 | A kind of cleaned coal dehydration and realize this technique equipment combination |
| RU2495722C2 (en) * | 2010-12-24 | 2013-10-20 | Сергей Леонидович Букин | Method of sludge tank coal slimes concentration and concentration table to this end |
| CN103831163A (en) * | 2012-11-20 | 2014-06-04 | 辽宁工程技术大学 | Pre-separation process of coal slime flotation |
| CN103831163B (en) * | 2012-11-20 | 2015-10-28 | 辽宁工程技术大学 | Coal slurry flotation is process for discarding tailings in advance |
| WO2020181758A1 (en) * | 2019-03-14 | 2020-09-17 | 中国矿业大学 | Wide-size-fraction flotation system and process |
| CN112237984A (en) * | 2020-09-27 | 2021-01-19 | 中国平煤神马能源化工集团有限责任公司天成实业分公司 | Medium coal physical crushing dissociation re-washing process |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN109647630B (en) | Short-process purification method of graphite | |
| CN102861663B (en) | Breaking grinding dissociation and re-flotation two-stage recovery process of coal in scarce coking | |
| CN101716552A (en) | Raw coal washing process capable of realizing non-polar ash conditioning | |
| CN103143432A (en) | Efficient crushing and three-section type screening method of coking coal gravity middings | |
| CN106269204B (en) | A kind of energy saving technique of processing extreme poverty bloodstone wet type pre-selecting rough concentrate | |
| CN103831164A (en) | Gravity-flotation joint separation technology for coking middlings | |
| JPH0711268A (en) | Production of deashed high-concentration coal-water slurry | |
| CN110560258B (en) | Device and process for selecting ultra-clean coal by physical cyclone recovery jigging overflow coal slime | |
| RU2079372C1 (en) | Method of preparing coal for fuel suspension | |
| CN112588432A (en) | Superfine grinding ore grading method for easily-argillized iron ore | |
| CN104722390A (en) | Coking middling coal dms-flotation combined separation process | |
| WO2024051102A1 (en) | Method for lithium enrichment | |
| CN108525842A (en) | A kind of ore-dressing technique of clinker chats floatability processing | |
| KR930011073B1 (en) | Coal-water fuel production | |
| CN107638950A (en) | A kind of flotation method of nonferrous metal ores | |
| CN109847923B (en) | Recovery process of extremely-poor weathered primary ilmenite | |
| CA2418020C (en) | Steel slag processing jig system | |
| CN115999758B (en) | Beneficiation method for lithium clay ore | |
| RU2366607C2 (en) | Potassium chloride obtaining method from sylvinite ore | |
| CN103785529B (en) | A washing equipment for coal with high ash, high mud and high gangue | |
| RU94018184A (en) | METHOD FOR PRODUCING COAL FOR FUEL SUSPENSION | |
| CN115193573A (en) | Beneficiation method for molybdenite rich in pumice | |
| RU2149699C1 (en) | Method of magnetite ores concentration | |
| RU2245742C1 (en) | Method of potassium-containing ores dressing | |
| CN215507268U (en) | Novel ore dressing device |