CN106944251B - 煤矸石资源化利用处理方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了中煤矸石资源化利用处理方法，依次包括：将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物；向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆；将所述矿浆经旋流分离器进行分离；将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料；通过选矿摇床对所述下层浓缩物料进行筛选处理；将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料；将所述下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥。从高硫煤矸石中分离出高利用价值的硫精砂、煤粉和煤泥，煤泥可用于制砖或制陶。
Description
技术领域
本发明涉及一种高硫煤矸石利用方法，具体涉及煤矸石资源化利用处理方法。
背景技术
随着国民经济的飞速发展，我国煤炭生产量也在逐年增加。预计2011年煤炭量将超过32亿吨，其中煤矸石占产量的15％左右，伴随而来的就是矸石堆积问题，以及其伴生的环境污染问题。如：侵占耕地，自燃所产生的有毒有害气体对大气的污染，风蚀扬尘及淋溶水污染等。因此合理利用煤矸石既可以保护环境又可以利用其富含的有价能源和资源。煤矸石是采煤过程和洗煤过程中排放的固体废物，是一种在成煤过程中与煤层伴生的一种含碳量较低、比煤坚硬的黑灰色岩石。其主要成分是Al2O3、SiO2，另外还含有数量不等的Fe2O3、CaO、MgO、Na2O、K2O、P2O5、SO3和微量稀有元素(镓、钒、钛、钴)。现在有人用煤矸石来生产耐火砖等建筑材料，但其附加值很低。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是现有高硫煤矸石利用率低，增值空间小，目的在于提供高硫煤矸石高效利用加工工艺，从高硫煤矸石中分离出高利用价值的硫精砂、煤粉和煤泥，煤泥可用于制砖或制陶，同时加工处理工艺简单，降低了产品分选成本。
本发明通过下述技术方案实现：
煤矸石资源化利用处理方法，处理步骤依次包括：
步骤1，磨矿：先将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物；
步骤2，配浆：向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆；
步骤3，旋流分离：将所述矿浆经旋流分离器进行分离；
步骤4，一次浓缩处理：将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料；
步骤5，选矿：通过选矿摇床对所述下层浓缩物料进行筛选处理；
步骤6，二次浓缩处理：将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料；
步骤7，过滤：将所述下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥。
优选地，所述煤矸石颗粒物的粒径为170～325目。
优选地，所述步骤2中一次矿浆的质量浓度为15％～25％，且向所述煤矸石颗粒物中加入水后进行搅拌时间为10～15min。
优选地，所述步骤3中，采用水力旋流分离器，所述水力旋流分离器的锥体角度为16～18°，锥比为0.50，旋流分离压力为0.16MPa，旋流分离时间为3～5min。
优选地，所述步骤4中，二次矿浆的质量浓度为30～60％，所述第一搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为5r/min。
优选地，所述步骤5中，将所述下层浓缩物料送入摇床进行三段选别，控制摇床给矿矿浆质量百分浓度15～20％，获得中矿、粉煤和硫精砂。
优选地，所述步骤6中，三次矿浆的质量浓度为20～40％，所述第二搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为3r/min。
优选地，所述步骤7中，具体为将矿浆的质量浓度为50～60％的下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥，所述煤泥含水率为15～20％。
本发明与现有技术相比，具有如下的优点和有益效果：
本发明煤矸石资源化利用处理方法，有效地实现了对高硫煤杆使的资源化利用，且处理工艺简单，实用性强，适于规模化处理处理高硫煤矸石，不仅有利于避煤矸石对环境的污染，同时还将高硫煤杆石分选出高利用价值的硫精砂、煤粉和煤泥，大大提升了其增值空间，具有很高的商用价值。
具体实施方式
为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，下面结合实施例，对本发明作进一步的详细说明，本发明的示意性实施方式及其说明仅用于解释本发明，并不作为对本发明的限定。
实施例1
本发明提供了一种煤矸石资源化利用处理方法，处理步骤依次为：
步骤1，磨矿：先将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物，所述煤矸石颗粒物的粒径为170目；
步骤2，配浆：向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆，一次矿浆的质量浓度为25％，且向所述煤矸石颗粒物中加入水后进行搅拌时间为10～15min；
步骤3，旋流分离：将所述矿浆经旋流分离器进行分离。具体地采用水力旋流分离器，所述水力旋流分离器的锥体角度为18°，锥比为0.50，旋流分离压力为0.16MPa，旋流分离时间为3～5min；
步骤4，一次浓缩处理：将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆，二次矿浆的质量浓度为60％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第一搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为5r/min；
步骤5，将所述下层浓缩物料送入摇床进行三段选别，控制摇床给矿矿浆质量百分浓度15～20％，获得中矿、粉煤和硫精砂；
步骤6，二次浓缩处理：将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆，三次矿浆的质量浓度为40％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第二搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为3r/min；
步骤7，过滤：将矿浆的质量浓度为50％的下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥，所述煤泥含水率为15％。
其中一次浓缩处理和二次浓缩处理的上层清液、以及带式压滤机的清水可继续回经依次浓缩处理循环加工分选，所述中矿可通过浮选分选出硫精砂和高岭石尾砂。
实施例2
步骤1，磨矿：先将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物，所述煤矸石颗粒物的粒径为200目；
步骤2，配浆：向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆，一次矿浆的质量浓度为20％，且向所述煤矸石颗粒物中加入水后进行搅拌时间为10～15min；
步骤3，旋流分离：将所述矿浆经旋流分离器进行分离。具体地采用水力旋流分离器，所述水力旋流分离器的锥体角度为18°，锥比为0.50，旋流分离压力为0.16MPa，旋流分离时间为3～5min；
步骤4，一次浓缩处理：将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆，二次矿浆的质量浓度为50％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第一搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为5r/min；
步骤5，将所述下层浓缩物料送入摇床进行三段选别，控制摇床给矿矿浆质量百分浓度15～20％，获得中矿、粉煤和硫精砂；
步骤6：二次浓缩处理：将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆，三次矿浆的质量浓度为30％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第二搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为3r/min；
步骤7：过滤：将矿浆的质量浓度为55％的下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥，所述煤泥含水率为18％。
其中一次浓缩处理和二次浓缩处理的上层清液、以及带式压滤机的清水可继续回经依次浓缩处理循环加工分选，所述中矿可通过浮选分选出硫精砂和高岭石尾砂。
实施例3
步骤1，磨矿：先将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物，所述煤矸石颗粒物的粒径为230目；
步骤2，配浆：向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆，一次矿浆的质量浓度为15％，且向所述煤矸石颗粒物中加入水后进行搅拌时间为10～15min；
步骤3，旋流分离：将所述矿浆经旋流分离器进行分离。具体地采用水力旋流分离器，所述水力旋流分离器的锥体角度为16°，锥比为0.50，旋流分离压力为0.16MPa，旋流分离时间为3～5min；
步骤4，一次浓缩处理：将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆，二次矿浆的质量浓度为40％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第一搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为5r/min；
步骤5，将所述下层浓缩物料送入摇床进行三段选别，控制摇床给矿矿浆质量百分浓度15～20％，获得中矿、粉煤和硫精砂；
步骤6：二次浓缩处理：将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆，三次矿浆的质量浓度为25％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第二搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为3r/min；
步骤7：过滤：将矿浆的质量浓度为60％的下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥，所述煤泥含水率为18％。
其中一次浓缩处理和二次浓缩处理的上层清液、以及带式压滤机的清水可继续回经依次浓缩处理循环加工分选，所述中矿可通过浮选分选出硫精砂和高岭石尾砂。
实施例4
步骤1，磨矿：先将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物，所述煤矸石颗粒物的粒径为270目；
步骤2，配浆：向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆，一次矿浆的质量浓度为15％，且向所述煤矸石颗粒物中加入水后进行搅拌时间为10～15min；
步骤3，旋流分离：将所述矿浆经旋流分离器进行分离。具体地采用水力旋流分离器，所述水力旋流分离器的锥体角度为16°，锥比为0.50，旋流分离压力为0.16MPa，旋流分离时间为3～5min；
步骤4，一次浓缩处理：将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆，二次矿浆的质量浓度为30％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第一搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为5r/min；
步骤5，将所述下层浓缩物料送入摇床进行三段选别，控制摇床给矿矿浆质量百分浓度15～20％，获得中矿、粉煤和硫精砂；
步骤6：二次浓缩处理：将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆，三次矿浆的质量浓度为20％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第二搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为3r/min；
步骤7：过滤：将矿浆的质量浓度为60％的下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥，所述煤泥含水率为20％。
其中一次浓缩处理和二次浓缩处理的上层清液、以及带式压滤机的清水可继续回经依次浓缩处理循环加工分选，所述中矿可通过浮选分选出硫精砂和高岭石尾砂。
实施例5
步骤1，磨矿：先将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物，所述煤矸石颗粒物的粒径为325目；
步骤2，配浆：向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆，一次矿浆的质量浓度为15％，且向所述煤矸石颗粒物中加入水后进行搅拌时间为10～15min；
步骤3，旋流分离：将所述矿浆经旋流分离器进行分离。具体地采用水力旋流分离器，所述水力旋流分离器的锥体角度为16°，锥比为0.50，旋流分离压力为0.16MPa，旋流分离时间为3～5min；
步骤4，一次浓缩处理：将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆，二次矿浆的质量浓度为35％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第一搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为5r/min；
步骤5，将所述下层浓缩物料送入摇床进行三段选别，控制摇床给矿矿浆质量百分浓度15～20％，获得中矿、粉煤和硫精砂；
步骤6：二次浓缩处理：将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆，三次矿浆的质量浓度为25％；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料，所述第二搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为3r/min；
步骤7：过滤：将矿浆的质量浓度为55％的下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥，所述煤泥含水率为20％。
其中一次浓缩处理和二次浓缩处理的上层清液、以及带式压滤机的清水可继续回经依次浓缩处理循环加工分选，所述中矿可通过浮选分选出硫精砂和高岭石尾砂。
以上所述的具体实施方式，对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上所述仅为本发明的具体实施方式而已，并不用于限定本发明的保护范围，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (8)
1.煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，处理步骤依次包括：
步骤1，磨矿：先将高硫煤矸石经粉碎、研磨制得煤矸石颗粒物；
步骤2，配浆：向所述煤矸石颗粒物中加入水配制得一次矿浆；
步骤3，旋流分离：将所述矿浆经旋流分离器进行分离；
步骤4，一次浓缩处理：将所述旋流分离获得的上层轻物料置于第一搅拌罐中，并加水配制二次矿浆；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料；
步骤5，选矿：通过选矿摇床对所述下层浓缩物料进行筛选处理；
步骤6，二次浓缩处理：将所述步骤5产生的污水置于第二搅拌罐中，并加水配制三次矿浆；然后通过搅拌离心分离处理，获得上层清液和下层浓缩物料；
步骤7，过滤：将所述下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥。
2.根据权利要求1所述的煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，所述煤矸石颗粒物的粒径为170～325目。
3.根据权利要求1所述的煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，所述步骤2中一次矿浆的质量浓度为15％～25％，且向所述煤矸石颗粒物中加入水后进行搅拌时间为10～15min。
4.根据权利要求1所述的煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，所述步骤3中，采用水力旋流分离器，所述水力旋流分离器的锥体角度为16～18°，锥比为0.50，旋流分离压力为0.16MPa，旋流分离时间为3～5min。
5.根据权利要求1所述的煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，所述步骤4中，二次矿浆的质量浓度为30～60％，所述第一搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为5r/min。
6.根据权利要求1所述的煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，所述步骤5中，将所述下层浓缩物料送入摇床进行三段选别，控制摇床给矿矿浆质量百分浓度15～20％，获得中矿、粉煤和硫精砂。
7.根据权利要求1所述的煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，所述步骤6中，三次矿浆的质量浓度为20～40％，所述第二搅拌罐的高径比为3:1，搅拌速度为3r/min。
8.根据权利要求1所述的煤矸石资源化利用处理方法，其特征在于，所述步骤7中，具体为将矿浆的质量浓度为50～60％的下层浓缩物料经带式压滤机进行过滤制得煤泥，所述煤泥含水率为15～20％。
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