CN104722388A - 一种从煤泥中回收还原煤的方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种从煤泥中回收还原煤的方法，包括步骤有：往煤泥中加水进行浆化处理，得到浓度为20～30%的矿浆；分级球磨，使粒径小于0.074mm的颗粒在所述矿浆中的含量占50%以上；将所述球磨后的矿浆进行磁选处理，得到磁选精矿和磁选尾矿；将所述磁选尾矿加水进行浆化处理，然后加入浮选药剂进行浮选处理，得到浮选煤精矿和浮选尾矿；将所述浮选煤精矿进行酸处理，搅拌浸出0.2～4.0小时；再加入絮凝剂进行絮凝沉降处理，过滤，得到还原煤；所述还原煤的灰分含量≤5%、含硫量≤0.1%。该方法复合利用磁选-浮选-化学处理技术，从而获得低灰分、低硫含量的高级还原煤产品。

Description

一种从煤泥中回收还原煤的方法

技术领域

本发明属于煤泥分选处理技术领域，具体地说是一种从煤泥中回收还原煤的方法。

背景技术

煤泥是一种洗煤厂洗煤后的副产物，由于其灰、硫和水分含量相对较高而很难被直接利用，即使利用也很难取得较好的经济效益。随着我国采煤机械化程度的提高、资源地质条件的恶化、选煤厂大型化建设及重介质分选技术的广泛应用，高灰难选煤泥比例急剧增加，并呈继续恶化趋势，使煤泥分选的矛盾更加突出，造成浮选精煤灰分不断升高，回收率逐步降低，严重制约了最终精煤产品的质量。

我国原煤的入选比例是主要产煤国中最低的。据初步统计，我国平均入选比例为22%，其中国有重点煤矿为46%，地方国有煤矿为15%，乡镇煤矿不足6%，远远低于国外50%～95%的水平。我国炼焦精煤和商品动力煤平均灰分分别为9.18%和22.14%，而同期美国仅为7%和17%。我国是产煤大国，同时也是煤炭消费大国，据估计，煤炭的消耗量将以每年1.5%的速度增长，能源需求量逐年递增，供不应求。同时工业企业为了提高效率和减少环境污染，对煤炭产品质量指标的要求不断提高，对洁净煤技术提出了越来越高的标准。因此煤炭生产企业需向用户提供不同档次和灰分的块煤、精煤和粉煤，这就要求原煤经过洗选、分类，形成不同的产品，促使选煤工业向高效率、低成本方向快速发展。

目前我国每年洗煤总量约为12亿吨，煤泥量一般为洗煤量的15%，因此每年新增煤泥量高达1.8亿吨，这部分煤炭的质量大大低于块煤，尤其是政府部门已意识到煤炭质量为国民经济发展做出贡献的同时，也带来了严重的区域性污染，并己成为了制约经济发展的重要因素。由于煤泥的灰、硫和水分含量相对较高很难被直接利用，其目前主要用于锅炉燃烧、制作型煤、型焦及其他用途，但由于这些用途效益均不好，因而总利用率较低，不到50%，即每年尚有9000万吨的煤泥将成为污染环境物料存留下来，这既增加了污染源又造成了煤炭资源的浪费。对于煤炭资源日趋枯竭的今天，高效合理地利用各种废弃资源对我国乃至全球都有着十分重要的意义。我国的煤泥如都能得到有效利用，按每吨煤泥提质得到0.4吨精煤计算，可回收精煤3600万吨，也就相当节约标煤3000万吨以上。

其中，煤中的灰分与硫对煤炭的利用是十分不利的。炼焦时煤的灰分对焦炭质量影响很大，据统计，炼焦煤的灰分每降低1%，焦炭灰分降低1.33%。在高炉冶炼过程中，焦炭灰分每降低1%，则高炉焦炭消耗量可节约2.2%～2.3%；焦炭灰分每增加1%时，高炉中熔剂用量增加1.0%～1.8%，高炉生产能力降低5%。同时，高灰分的煤增大运输量，如果每年有2亿吨煤炭需要经过铁路运输的话，当煤的灰分增加1%时，大约每年就得多装300万吨矸石，需要6万多节50吨的车皮，这是十分惊人的浪费。此外，煤中硫含量更是一种有害的组分。当用焦炭作高炉冶炼的燃料时，焦炭中硫的质量分数每增加0.1%，则石灰及焦炭消耗量增加2%，高炉生产能力降低2%～2.5%；当将焦炭应用于铸造时，高硫的铸造焦将严重地破坏铸件产品的质量。

因此，煤泥脱灰脱硫是十分必要的，尤其是高灰高硫的煤泥。我国的选煤工艺流程基本上是+0.5mm粒级重选处理，-0.5mm粒级浮选处理。常规的煤泥浮选工艺是将入浮煤泥经矿浆预处理器处理后送入浮选柱或浮选机，浮选柱或浮选机分选出精煤产品和尾煤产品，并进入各自的后续产品处理作业。该工艺在我国应用多年，积累了丰富的经验，是我国目前煤泥浮选应用最广泛的浮选工艺。但由于煤泥中部分灰分，如磁铁矿、钛铁矿及其它铁矿物、钛矿物、锰矿物、镍矿物、钴矿物等可浮性较好，浮选过程中容易上浮并进入煤精矿，导致精煤产品灰分、硫含量均较高。

高级还原煤作为一种价格低廉、使用方便、效果优良的还原剂在冶金工业中有着不可替代的地位。冶金工业对还原煤的要求是含固定碳高，含灰分少，以提高还原剂的有效成分，减少渣量和降低随渣损失的金属量，部分冶金过程更需要灰分低于5%，含硫量低于0.2%的高级还原煤。而目前国内高级还原煤主要依赖进口。因此，开发一种从煤泥中回收高级还原煤的方法意义重大。

发明内容

本发明的目的在于克服现有技术中煤泥分选技术的不足，复合利用磁选-浮选-化学处理技术，提供一种从煤泥中回收还原煤的方法，旨在解决现有单纯浮选技术难以得到灰分低于5%的煤精矿产品，以及只采用磁选技术处理煤泥对降低煤泥灰分作用不显著的技术问题。

本发明的另一目的在于提供一种从煤泥中回收还原煤的方法中得到的浮选尾矿的应用方法。

为了实现上述发明目的，本发明的技术方案如下：

一种从煤泥中回收还原煤的方法，包括如下步骤：

往煤泥中加水进行浆化处理，得到浓度为20～35%的矿浆；分级球磨，使粒径小于0.074mm的颗粒在上述矿浆中的含量占50%以上；

将上述球磨后的矿浆进行磁选处理，得到磁选精矿和磁选尾矿；

将上述磁选尾矿加水进行浆化处理，然后加入浮选药剂进行浮选处理，得到浮选煤精矿和浮选尾矿；

将上述浮选煤精矿进行酸处理，搅拌浸出0.2～4.0小时；再加入絮凝剂进行絮凝沉降处理，过滤，得到还原煤；上述还原煤的灰分含量≤5%、含硫量≤0.1%。

以及，一种从煤泥中回收还原煤的方法中得到的浮选尾矿，可用于制备硫酸铝、氯化铝、聚合硫酸铝或聚合氯化铝等净水剂，或用做陶瓷、水泥、砖等建材原料。

本发明从煤泥中回收还原煤的方法，复合利用磁选-浮选-化学处理技术，先进行磁选处理，从而可避免浮选药剂对磁选效果的影响，还可以提高浮选的入选原料品质，减少浮选工序、化学处理工序原料处理量，节约药剂成本；再依次进行浮选处理、酸处理，从而获得低灰分、低硫含量的高级还原煤产品，同时充分回收煤泥中的磁性有益组分，不仅极大地提高了煤泥资源的综合利用率，而且可以实现整个生产工艺的零排放。

本发明从煤泥中回收还原煤的方法中得到的浮选尾矿，由于降低了尾矿中钙、镁、铁等矿物含量，却提高了Si、Al的含量，使之能直接用作陶瓷、水泥、砖等建材原料。

附图说明

图1是本发明实施例提供的从煤泥中回收还原煤的方法工艺流程图；

图2是本发明实施例提供的从煤泥中回收还原煤的方法详细工艺流程图；

图3是本发明实施例1提供的云南某煤泥“一粗-三扫-四精”浮选工艺流程；

图4是本发明实施例2提供的河北某煤泥“一粗-三扫-七精”浮选工艺流程。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明作进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

本发明实施例提供了一种从煤泥中回收还原煤的方法，旨在解决现有单纯浮选技术难以得到灰分低于5%的煤精矿产品，以及只采用磁选技术处理煤泥对降低煤泥灰分作用不显著的技术问题，该方法工艺流程如图1所示，详细工艺流程如图2所示。该从煤泥中回收还原煤的方法包括如下步骤：

S01，煤泥制浆：往煤泥中加水进行浆化处理；分级球磨；

S02，磁选脱除磁性或弱磁性矿物类灰分：将步骤S01得到的球磨后的矿浆中进行磁选处理，得到磁选精矿和磁选尾矿；

S03，磁选尾矿浮选选煤：将步骤S02得到的磁选尾矿加水进行浆化处理，然后加入浮选药剂进行浮选处理，得到浮选煤精矿和浮选尾矿；

S04，浮选煤精矿酸处理：将步骤S03得到的将上述浮选煤精矿进行酸处理，搅拌浸出0.2～4.0小时；再加入絮凝剂进行絮凝沉降处理，过滤，得到还原煤。

具体地，上述步骤S01中，煤泥可以是不同来源、不同精度的产品；浆化处理和分级球磨处理采用本领域常用的方法即可。进一步地，在本发明的优选实施例中，为了使后面的磁选和浮选步骤的选矿效果更好，上述浆化处理后得到的矿浆浓度为20～35%，优选为30%；上述球磨处理后得到的矿浆中粒径小于0.074mm的颗粒的含量占50%以上。

具体地，上述步骤S02中，磁选处理步骤包括弱磁磁选处理和强磁磁选处理，优选先进行弱磁磁选处理，磁感应强度为0.03T～0.20T，主要回收磁铁矿、钛铁矿等强磁性矿物；然后进行强磁磁选处理，磁感应强度为0.6T～2.0T，主要回收赤铁矿、褐铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、钛矿物与锰矿物等弱磁性矿物。该磁选处理步骤可以脱除煤泥中的磁铁矿、钛铁矿及大部分赤铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、褐铁矿、钛矿物、锰矿物、镍矿物、钴矿物等可浮性较好的磁性矿物，从而降低选煤过程中灰分的上浮率；同时还可以得到含磁铁矿、钛铁矿及赤铁矿、褐铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、锰矿物、钛矿物、镍矿物、钴矿物等磁性矿物的磁选精矿，以及剩余物质形成的磁选尾矿。

具体地，上述步骤S03中，将上述磁选尾矿加水进行浆化处理，浆化处理后得到的矿浆浓度为20～35%，优选为30%；该矿浆浓度可使后面浮选步骤的选矿效果更好。将磁选尾矿经调浆后，加入浮选药剂，按“先粗选后扫选再精选”的流程进行浮选选矿。

该步骤S03中，上述浮选药剂包含调整剂、抑制剂、选煤捕收剂、起泡剂中的至少一种。该调整剂为石灰、碳酸钠、碳酸氢钠、Ca(OH)₂、NaOH及氨水中的至少一种，用量为500～4500g/t；该抑制剂为腐植酸钠、亚铁氰化物、铁氰化物、水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、木质素磺酸钙中的至少一种，用量为100～2000g/t；该选煤捕收剂为柴油、煤油、复合选煤油中的至少一种用量为0.1～3.5Kg/t；该起泡剂为2^#油、仲辛醇、甲基异丁基甲醇、杂醇油中的至少一种，用量为0～1.0Kg/t。

该步骤S03中，上述“先粗选后扫选再精选”的浮选处理步骤优选为依次进行粗选、扫选和精选；其中，粗选次数为1～2次，扫选次数为1～5次，精选次数为3～8次。该优选的浮选处理步骤中，精选和扫选次数比现有工艺要多，结合上述合理的浮选药剂组合，仅采用浮选技术即可获得灰分为7%以下、回收率为95%以上的煤精矿产品，而其余成分形成浮选尾矿。

具体地，上述步骤S04中，酸处理步骤中采用无机酸，该无机酸为硫酸、硝酸、盐酸中的至少一种，用量为0.1～100.0Kg/t，搅拌浸出的时间为0.2～4.0h。该酸处理步骤用于上述浮选煤精矿的深度脱灰，通过加酸搅拌浸出可将煤精矿中的绝大部分酸溶性灰分成分浸出，如CaCO₃、MgCO₃、Fe₂O₃、Al₂O₃·nH₂O，以及溶解度较小的无机盐胶体，如CaSO₄、PbSO₄等。进一步地，上述酸处理步骤完成后，再经絮凝沉降、浓密脱水、过滤和干燥后，即可得到灰分含量≤5%、含硫≤0.1%的高级还原煤产品。

本发明从煤泥中回收还原煤的方法，可利用灰分含量30%～80%的煤泥，复合利用磁选-浮选-化学处理技术，先进行磁选处理，从而可避免浮选药剂对磁选效果的影响，还可以提高浮选的入选原料品质，减少浮选工序、酸处理工序原料处理量，节约药剂成本；再依次进行浮选处理、酸处理，从而获得灰分含量低于5%、含硫量低于0.2%的高级还原煤，并且使煤泥中的磁铁矿、黄铁矿、钛铁矿及某些锰镍钴矿等磁性物质得到富集以备后续资源化综合利用，降低精煤灰分的同时变废为宝，同时也大大降低了尾矿中铁、锰等含量，充分回收煤泥中的磁性有益组分，极大地提高了煤泥资源的综合利用率，而且可以实现整个生产工艺的零排放。

本发明实施例从煤泥中回收还原煤的方法中充分回收煤泥中的磁性有益组分，降低尾矿中钙、镁、铁等矿物含量，但同时提高了尾矿中Si、Al含量。上述浮选尾矿，可用于制备硫酸铝、氯化铝、聚合硫酸铝或聚合氯化铝等净水剂，或用做陶瓷、水泥、砖等建材原料，不仅极大地提高了煤泥资源的综合利用率，而且可以实现整个生产工艺的零排放，具有显著的经济效益、环境效益与社会效益。

现以从煤泥中回收还原煤的方法为例，对本发明进行进一步详细说明。

实施例1

本实施例以云南某灰分含量为55.6%、全硫含量0.85%、固定碳28.6%的煤泥为原料，从其中回收还原煤的流程如图3所示，其具体步骤如下：

S11：先将上述煤泥加水浆化，采用高频振动筛进行分级，粗粒再经球磨，然后和细粒一起进入下一工序，控制矿浆浓度为30%、矿浆细度为-0.075mm的成分占90%；

S12：将步骤S11得到的矿浆先进行弱磁磁选，磁感应强度为0.08T，得到含铁量大于60%的铁精矿和弱磁尾矿；将该弱磁尾矿再进行强磁磁选，磁感应强度为1.0T，得到磁选精矿和磁选尾矿；

S13：将步骤S12得到的磁选尾矿按“一粗-三扫-四精”流程（即依次粗选1次、扫选3次、精选4次）进行浮选，使煤精矿的灰分降到8.57%；同时得到的尾泥含铝高达18%，絮凝沉降、脱水后可直接销售给陶瓷厂。

S14：按15Kg/t煤泥的用量加入浓盐酸到步骤S13得到的浮选煤精矿（浆）中，搅拌浸出60min，然后经絮凝沉降、过滤脱水和干燥，即制得最终高级还原煤产品。经测试，该高级还原煤产品灰分为2.86%、全硫含量为0.11%、固定碳回收率为98.7%。

实施例2

本实施例以河北某灰分含量为49.8%、硫含量为0.97%的煤泥为原料，从其中回收还原煤的流程如图4所示，其具体步骤如下：

S21：先将上述煤泥加水浆化，采用旋流器进行分级，粗粒再经球磨，控制矿浆浓度为40%、矿浆细度为-0.075mm的成分占70%，球磨机出料和细粒一起进入下一步骤；

S22：将步骤S21得到的矿浆送进强磁选机进行磁选，磁感应强度为0.9T，然后将磁选尾矿导入浓密装置，控制出料浓度为25%；

S23：将步骤S22得到的矿浆导入搅拌桶并加入浮选药剂后进入浮选机进行浮选，采用“一粗-三扫-七精”浮选流程（即依次粗选1次、扫选3次、精选7次），使煤精矿灰分降到了5.89%、硫含量降到了0.08%；

S24：按4Kg/t煤泥的用量将步骤S23得到的浮选煤精矿（浆）加入浓硝酸中，搅拌浸出30min，然后经絮凝沉降、过滤和干燥，即制得最终高级还原煤产品。经测试，该高级还原煤产品灰分含量为2.15%、硫含量为0.06%、固定碳回收率为97.6%。

实施例3

本实施例以山西某灰分含量为47.8%、全硫含量为1.22%的煤泥为原料，从其中回收还原煤的具体步骤如下：

S31：先将上述煤泥加水浆化，采用旋流器进行分级，粗粒再进入湿式球磨后和细粒一起进入下一工序，控制矿浆浓度为32%、矿浆细度为-0.075mm的成分占78%；

S32：将步骤S31得到的矿浆导入强磁磁选机进行磁选选别，磁感应强度为1.8T，然后将磁选精矿进行后处理回收有价成分，磁选尾矿进入下一工序；

S33：将步骤S32得到的磁选尾矿导入浓密装置，控制出料浓度为35%，再导入搅拌桶并加入浮选药剂；

S34：将步骤S33得到的矿浆进入浮选机进行浮选，抑制剂为氢氧化钠、水玻璃、木质素磺酸钙，捕收剂为煤油，起泡剂为MIBC，采用“一粗-二扫-五精”（即依次粗选1次、扫选2次、精选5次）的流程进行煤泥浮选，得到的浮选煤精矿进入下一工序，尾泥进入后处理；

S35：按50Kg/t煤泥的用量将步骤S34得到的浮选煤精矿加入浓硫酸进行酸处理，搅拌浸出120min；然后将煤精矿进行絮凝沉降、过滤脱水和干燥，即制得最终高级还原煤产品。该高级还原煤产品灰分含量低达3.48%、全硫含量为0.15%。

实施例4

本实施例以江苏某洗煤厂灰分含量为60.3%、硫含量为0.45%的煤泥为原料，从其中回收还原煤的具体步骤如下：

S41：先将上述煤泥加水浆化，采用高频振动筛进行分级，控制矿浆浓度为30%、矿浆细度为-0.075mm的成分占70%；

S42：将步骤S41得到的粗粒进入湿式球磨后和细粒一起进强磁选机进行磁选，磁感应强度为1.5T，然后将磁选尾矿导入浓密装置，控制出料浓度为25%；

S43：将步骤S42得到的矿浆导入搅拌桶并加入浮选药剂后进入浮选机进行浮选，采用“二次粗选、六次精选、一次扫选”的浮选流程；

S44：按10Kg/t煤泥的用量将步骤S43得到的浮选煤精矿（浆）加入硫酸与盐酸的混合液中，搅拌浸出反应80min，再经絮凝沉降、浓密脱水、过滤和干燥，即制得最终高级还原煤产品。经测试，该高级还原煤产品灰分含量为2.92%、硫含量为0.10%。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种从煤泥中回收还原煤的方法，包括如下步骤：

往煤泥中加水进行浆化处理，得到浓度为20～35%的矿浆；分级球磨，使粒径小于0.074mm的颗粒在所述矿浆中的含量占50%以上；

将所述球磨后的矿浆进行磁选处理，得到磁选精矿和磁选尾矿；

将所述磁选尾矿加水进行浆化处理，然后加入浮选药剂进行浮选处理，得到浮选煤精矿和浮选尾矿；

将所述浮选煤精矿进行酸处理，搅拌浸出0.2～4.0小时；再加入絮凝剂进行絮凝沉降处理，过滤，得到还原煤；所述还原煤的灰分含量≤5%、含硫量≤0.1%。

2.根据权利要求1所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述的磁选处理步骤包括弱磁磁选处理和强磁磁选处理，所述弱磁磁选处理的磁感应强度为0.03T～0.20T，所述强磁磁选处理的磁感应强度为0.6T～2.0T。

3.根据权利要求1所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述的浮选处理步骤依次包含粗选、扫选和精选，其中，粗选次数为1～2次，扫选次数为1～5次，精选次数为3～8次。

4.根据权利要求1所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述的酸处理步骤中采用无机酸，所述无机酸为硫酸、硝酸、盐酸中的至少一种，所述无机酸的用量为0.1～100.0Kg/t。

5.根据权利要求1～4任一项所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述浮选药剂包含调整剂、抑制剂、选煤捕收剂、起泡剂中的至少一种。

6.根据权利要求5所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述的调整剂为石灰、碳酸钠、碳酸氢钠、Ca(OH)₂、NaOH及氨水中的至少一种。

7.根据权利要求5所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述的抑制剂为腐植酸钠、亚铁氰化物、铁氰化物、水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、木质素磺酸钙中的至少一种。

8.根据权利要求5所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述的选煤捕收剂为柴油、煤油、复合选煤油中的至少一种。

9.根据权利要求5所述的从煤泥中回收还原煤的方法，其特征在于：所述的起泡剂为2^#油、仲辛醇、甲基异丁基甲醇、杂醇油中的至少一种。

10.根据权利要求1～9所述从煤泥中回收还原煤的方法中得到的浮选尾矿，可用于制备硫酸铝、氯化铝、聚合硫酸铝或聚合氯化铝等净水剂，或用做陶瓷、水泥、砖等建材原料。