CN112221698B - 一种浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，包括如下步骤：1)将浮选尾煤经过强磁选分选，得到磁选精矿和磁选尾矿；2)磁选尾矿经过细磨后进入水力旋流器进行超细分级，得到溢流和底流；3)所述溢流进入浓缩机，底流给入再选强磁选机分选，得到再选磁选精矿和再选磁选尾矿；4)将选煤厂粗煤泥精煤经过细磨后进入水力旋流器分级，获得溢流和底流；5)所述溢流给入压滤机，所述底流与步骤3)得到的再选磁选尾矿混合给入调浆装置；6)在调浆装置中添加捕收剂、起泡剂后经浮选得到可燃体以及浮选尾煤，可燃体经脱水后混入最终精煤，以及浮选尾煤经脱水后给入矸石产品。本发明可有效回收浮选尾矿中的可燃体部分。

Description

一种浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法

技术领域

本发明涉及浮选选煤领域，具体涉及一种浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法。

背景技术

炼焦煤是钢铁产业及国民经济发展的重要支撑。但焦煤和肥煤资源的耗竭速度明显大于其他煤炭资源。随着我国工业与社会的快速发展，炼焦煤资源的短缺更为突出。从浮选尾矿中要资源是保证资源供给的重要途径。

国外基本采用不改变原料粒度组成的直接回收方法从浮选尾矿及其他细粒尾矿中回收可燃体，方法主要有重选法、油团聚法、浮选法。

国内主要采用预处理-细磨-浮选为核心的方法进行浮选尾矿回收，根据不同尾矿的特性采用的预处理方法有粗细分级、预先脱泥、螺旋预排矸、反浮选等。直接回收的工艺也以分级—重选浮选联合工艺为主要形式。现有工艺主要是以磨矿-重浮联合为核心的工艺，但重选排矸的分选下限高，排矸效果有限，另外磨矿环节增加了生产成本，还带来微细煤泥增多、可浮性降低、煤泥水沉降困难的负面影响，因此需要进一步寻求高效排矸方法与提高微细煤泥可浮性及煤泥水沉降效果的方案。

另一方面，载体浮选在选煤领域研究较少，主要是应用在浮选原煤的浮选过程中，载体为浮选精煤矿浆，但由于浮选精煤粒度较细对于细磨后的浮选尾煤并不适用。

发明内容

本发明为弥补现有技术的不足，提供了一种浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，解决了浮选尾煤排矸难度大、细磨后微细煤泥难以浮选和脱水的问题。

本发明为达到其目的，采用的技术方案如下：一种浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，包括如下步骤：

1)将浮选尾煤经过强磁选分选，得到磁选精矿和磁选尾矿，所述磁选精矿混入矸石排出系统；

2)所述磁选尾矿经过细磨后进入水力旋流器进行超细分级，得到细粒度的溢流和粗粒度的底流；

3)步骤2)得到的所述底流给入再选强磁选机分选，得到再选磁选精矿和再选磁选尾矿，所述再选磁选精矿混入矸石排出系统；

4)将选煤厂粗煤泥精煤经过细磨后进入水力旋流器分级，获得细粒度的溢流和粗粒度的底流；

5)步骤4)得到的底流与步骤3)得到的再选磁选尾矿混合给入浮选矿浆调浆装置；

6)在所述浮选矿浆调浆装置中添加捕收剂、起泡剂后经浮选得到回收的可燃体以及浮选尾煤，所述可燃体经脱水后混入最终精煤，以及所述浮选尾煤经脱水后给入矸石产品。

在本发明的方法中，所述步骤1)中可采用脉动高梯度强磁选机或超导磁选机等设备，优选脉动高梯度强磁选机。且按照磁性强弱进行分选，磁性弱的成为尾矿，磁性较强的成为精矿，如：比磁化系数大于15*10^-6cm³/g为精矿，小于15*10^-6cm³/g的为尾矿。所述磁选精矿混入矸石排出系统，以排除已解离的矸石。

在本发明的方法中，所述步骤2)中细磨可采用球磨机或磨矿机等常规研磨设备，优选地，所述磁选尾矿经过细磨至粒度小于200目，经过水力旋流器分级后，得到的溢流粒度小于200目，底流粒度大于200目；所述水力旋流器为利用离心力来加速矿粒沉降的分级设备，优选具有反冲水功能。

在本发明的方法中，所述步骤3)中，步骤2)得到的所述溢流进入浓缩机；再选强磁选机分选设备可采用再选脉动高梯度强磁选机或超导磁选机等设备，优选脉动高梯度强磁选机。同样地，磁性弱的成为尾矿，磁性较强的成为精矿，如：比磁化系数大于15*10^-6cm³/g的为精矿，小于15*10^-6cm³/g的为尾矿。

在本发明的方法中，所述步骤4)中将选煤厂粗煤泥精煤经过细磨至粒度小于0.25mm，经过水力旋流器分级后，获得粒度小于0.125mm的溢流和粒度为0.125-0.25mm的底流。

在本发明的方法中，所述步骤5)中将步骤4)得到的溢流给入压滤机，以脱水成为合格精煤。优选地，步骤4)底流与步骤3)得到的再选磁选尾矿质量比为5:95-20:80，优选地15:85，这样获得的可燃体回收高，成本较低。

在本发明的方法中，所述步骤6)中可燃体即浮选精煤，所述浮选采用选煤浮选机等常规浮选设备，浮选所用载体来自于步骤4)粗煤泥精煤细磨且分级后得到的底流。所述捕收剂一般采用煤油或者柴油，起泡剂一般采用松醇油或者正丁醇，捕收剂常规用量为1-2kg/t，起泡剂常规用量为80-120g/t(t为吨，以步骤4)得到的底流与步骤3)得到的再选磁选尾矿混合物重量为基准)，浮选过程是依靠气泡与精煤接触概率和能力强的因素，由气泡将精煤携带进入浮选设备表面，由刮板刮出后成为浮选精煤，沉在浮选设备底部的为浮选尾煤。

本发明与现有技术相比，具有以下优点：

本发明利用两次磁选及一次预先排矸和载体浮选联合的方法有效回收浮选尾矿中的可燃体部分，为降低浮选尾矿损失提供了一种回收工艺。具体地，本发明采用磁选和水力分级排矸方法，磁选方法选择性高、分选下限低，水力分级优选采用反冲水强化脱泥排矸效果；浮选过程通过添加较粗粒度底流(其粒度范围为0.125-0.25mm，可浮性良好，添加后可以提高浮选效果)以提供载体，有效提高了浮选效果且有利于浮选产品脱水。因此，本发明联合方法，排矸效果好，浮选效率高，适应性强，易于和现有工艺契合实施。

附图说明

图1为本发明实施例浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法的工艺流程图。

图1中标记说明如下：A-浮选尾煤；B、I-脉动高梯度磁选机；C、G-磨矿机；D、H-水力旋流器；E-浓缩机；F-粗煤泥精煤；J-调浆设备；K-浮选机。

具体实施方式

下面结合实施例和附图，对本发明予以进一步的说明，但本发明不限于所列出的实施例，还应包括在本发明申请所附权利要求书定义的技术方案的等效改进和变形。

如图1所示，本发明实施例浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，包括如下步骤：

S1：将浮选尾煤A经过脉动高梯度强磁选机B(SLon-750，背景场强6000GS)，分选得到磁选精矿和磁选尾矿，其中，比磁化系数大于15*10^-6cm³/g的为精矿，小于15*10^-6cm³/g的为尾矿；所述磁选精矿混入矸石排出系统，即排出矸石；

S2：所述磁选尾矿经过磨矿机C后进入具有反冲水功能的水力旋流器D(FX150)进行超细分级，其中，磨矿粒度至小于200目，经过水力旋流器分级后得到细粒度小于200目的溢流和粗粒度大于200目的底流；

S3：步骤S2得到的所述溢流进入浓缩机E，底流给入脉动高梯度强磁选机I(SLon-750，背景场强6000GS)，得到再选磁选精矿和再选磁选尾矿，其中，比磁化系数大于15*10^{- 6}cm³/g的为精矿，小于15*10^-6cm³/g的为尾矿；所述再选磁选精矿混入矸石排出系统，即排出矸石；

S4：将选煤厂粗煤泥精煤F经过磨矿机G(MQY0918)细磨至粒度小于0.25mm后进入水力旋流器H(FX200)分级，获得细粒度的溢流(粒度小于0.125)和粗粒度的底流(粒度0.125-0.25mm)；

S5：步骤S4得到的所述溢流给入压滤机，步骤S4得到的底流与步骤S3得到的再选磁选尾矿混合给入调浆装置J；

S6：在所述调浆装置J中添加捕收剂(柴油，用量为1kg/t)、起泡剂(松醇油，用量为100g/t)后经浮选机K后得到回收的可燃体(浮选精煤)以及浮选尾煤，所述可燃体经脱水后混入最终精煤，以及所述浮选尾煤经脱水后给入矸石产品。

图1所示各装置为本领域常规设备，根据其名称或功能可获悉其结构设置，不再赘述。

本实施例中，该选煤厂为2.4Mt/a炼焦煤选煤厂，原料煤种为1/3焦煤，浮选尾矿密度组成如下表1。

表1浮选尾矿原样密度组成

由表1可知浮选尾煤总灰分为42.31％，具备回收可燃体的潜力。但灰分小于12％浮物累计产率不高。大于1.8Kg/L密度级灰分仅为55.03％，说明浮选尾煤高密度级物料解离不充分，必须解离回收，为降低磨矿成本，首先将该厂浮选尾矿通过脉动高梯度磁选机粗选排除了产率为10.00％，灰分为65.20％矸石(这部分是通过步骤S1磁选精矿排除的)。步骤S2中磁选尾矿给入磨矿机细磨后进入具有反冲水功能的水力旋流器进行超细分级，分成溢流和底流。该底流煤样密度组成如下表2。

表2细磨后煤样密度组成

从表2可以看出灰分小于12％精煤本级产率达到55％，且大于1.8g/cm³密度级灰分提高了10个百分点，说明细磨后，煤泥解离较充分。将上述底流给入脉动高梯度磁选机二次处理，排除了产率为9.00％，灰分为60.50％的矸石，得到了产率为81.00％、灰分为30.00％的再选磁选尾矿。由于再选磁选尾矿粒度迅速变细，在采用常规浮选的条件下，在总药剂用量(即捕收剂和起泡剂)为5kg/t的情况下获得了精煤灰分为15.57％、产率为54.64％的指标。而在本实施例加入15％(占步骤S3再选尾矿原煤质量的百分比)的0.125-0.25mm底流载体后在药剂量相同(即捕收剂和起泡剂用量相同)的情况下获得了精煤灰分为15.13％、产率为57.06％的指标，同时提升了浮选精煤的脱水效果，浮选精煤压滤时间与水分较之前降低了10％以上。

显然，本发明的上述实施例仅仅是为清楚地说明本发明所作的举例，而并非是对本发明的实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无法对所有的实施方式予以穷举。凡是属于本发明的技术方案所引伸出的显而易见的变化或变动均在本发明涵盖的精神范围之内。

Claims (9)

1.一种浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：包括如下步骤：

1)将浮选尾煤经过强磁选分选，得到磁选精矿和磁选尾矿，所述磁选精矿混入矸石排出系统；

2)所述磁选尾矿经过细磨后进入水力旋流器进行超细分级，得到细粒度的溢流和粗粒度的底流；

3)步骤2)得到的所述底流给入再选强磁选机分选，得到再选磁选精矿和再选磁选尾矿，所述再选磁选精矿混入矸石排出系统；

4)将选煤厂粗煤泥精煤经过细磨后进入水力旋流器分级，获得细粒度的溢流和粗粒度的底流；

5)步骤4)得到的底流与步骤3)得到的再选磁选尾矿混合给入浮选矿浆调浆装置；

6)在所述浮选矿浆调浆装置中添加捕收剂、起泡剂后经浮选得到回收的可燃体以及浮选尾煤，所述可燃体经脱水后混入最终精煤，以及所述浮选尾煤经脱水后给入矸石产品；

其中，步骤4)得到的底流的粒度为0.125-0.25mm。

2.根据权利要求1所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：所述步骤1)中采用脉动高梯度强磁选机或超导磁选机。

3.根据权利要求1-2任一项所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：所述步骤3)中，步骤2)得到的所述溢流进入浓缩机，所述再选强磁选机分选采用脉动高梯度强磁选机或超导磁选机。

4.根据权利要求1所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：所述步骤4)中将选煤厂粗煤泥精煤经过细磨至粒度小于0.25mm，经过水力旋流器分级后，获得粒度小于0.125mm的溢流和粒度为0.125-0.25mm的底流。

5.根据权利要求1或4所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：步骤4)得到的所述溢流给入压滤机。

6.根据权利要求1所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：所述步骤5)中，步骤4)底流与步骤3)得到的再选磁选尾矿质量比为5:95-20:80。

7.根据权利要求6所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：步骤4)底流与步骤3)得到的再选磁选尾矿质量比为15:85。

8.根据权利要求1所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：所述步骤6)中浮选采用选煤浮选机，浮选所用载体来自于步骤4)得到的底流。

9.根据权利要求1所述的浮选尾煤排除矸石及载体浮选回收可燃体的联合方法，其特征在于：所述捕收剂采用煤油或者柴油，捕收剂用量为1-2kg/t。

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