CN114247553B - 一种煤矸石矿物综合分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种煤矸石矿物综合分离方法，该方法首先将煤矸石破碎和研磨，作用是通过机械方式改变矿物粒度和微观结构，实现矿物的初步分离；然后在亚临界或者超临界水下活化，作用是降低矿物的化学稳定性，发生晶型转变转为无定形态，分离铝硅连接以提高活性；再通过多级水力旋流器分离出底流和溢流，将底流使用螺旋溜槽分离出精煤和重质矿物，实现矿物富集，再通过摇床重选重质矿物，分离出二硫化亚铁、长石和石英、碳。将长石和石英通过电选分离开。其中水力旋流器的溢流继续加入多级水力旋流器中，底流为精煤，溢流为尾矿。本发明提供的煤矸石矿物综合分离方法实现了煤矸石废弃物全矿物组分的高附加值的、绿色分离与回收。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，尤其是一种煤矸石矿物综合分离方法。
背景技术
煤矸石是在煤炭开采、洗选和加工过程中所产生的固体废弃物，累积量达到70亿吨以上，约占原煤总产量的10～20％。大量堆积的煤矸石不仅占用了大量土地，并且在土地中释放大量的有害元素，对环境造成了恶劣影响。因此，煤矸石的绿色提取、清洁生产、高附加值综合利用已不容懈怠。
目前，国内外对煤矸石的研究与利用主要集中在煤矸石发电，合成耐火材料、合成陶瓷、合成高效能复合外墙保温材料、制成砖用作建筑材料方面。尽管如此，煤矸石的处理量还是很低，每年的处理量远远小于排放量，大量的煤矸石仍以露天堆放为主，形成数量庞大的矸石山。
煤矸石中富集着很多有用成分，如果可以将其充分利用，不仅能将煤矸石变废成宝，而且能减轻对环境的污染，在工业上具有广阔的应用前景。因此，开发一种清洁、高效、高附加值利用的煤矸石处理新工艺迫在眉睫。
目前，常用的煤矸石中各有价元素综合分离提取的方法主要是酸浸化、碱焙烧活化法。因为大部分的煤矸石矿物组成为硅酸盐或者硅铝酸盐，其活性不高，提取难度大，很难直接分离。因此，常通过提高其反应活性来进一步分离，挖掘它潜在的价值。常用的活化方式有强酸、强碱或者高温锻烧，以达到断键的目的。但由于技术的局限性普遍存在着能耗高、资源利用率低、产生大量的废料，造成严重的二次污染、高浓度的酸碱处理对设备的耐腐蚀程度要求较高，这些都制约活化技术的大规模工业化应用。
发明内容
本发明提供一种煤矸石矿物综合分离方法，用于克服现有技术中活化能耗高、分离效率和资源利用率低、污染大、对设备要求高等缺陷。
为实现上述目的，本发明提出一种煤矸石矿物综合分离方法，包括以下步骤：
S1：将破碎磨矿后的煤矸石在亚临界或者超临界水条件下进行活化处理，通过活化处理使矿物进一步解离，得到活化矿浆；
S2：利用渣浆泵将所述活化矿浆打入多级水力旋流器中进行一段分选，获得重粒底流产品和轻粒溢流产品；
所述轻粒溢流产品再次进入多级水力旋流器进行二段分选，获得底流粗粒精煤；
S3：利用螺旋溜槽对所述重粒底流产品进行粗选，得到轻质精煤产品和重质矿物；
S4：利用水力摇床对所述重质矿物进行扫选，得到二硫化亚铁精矿、精煤以及石英长石混合矿；
S5：利用电选机对所述石英长石混合矿进行分离，得到纯石英矿和钾长石精矿。
与现有技术相比，本发明的有益效果有：
本发明提供的煤矸石矿物综合分离方法首先将煤矸石破碎和研磨，作用是通过机械方式改变矿物粒度和微观结构，实现矿物的初步分离；然后在亚临界或者超临界水下活化，作用是降低矿物的化学稳定性，发生晶型转变转为无定形态，分离铝硅连接以提高活性；再通过多级水力旋流器分离出底流和溢流，将底流使用螺旋溜槽分离出精煤和重质矿物，实现矿物富集，再通过摇床重选重质矿物，分离出二硫化亚铁、长石和石英、碳。将长石和石英通过电选分离开。其中水力旋流器的溢流继续加入多级水力旋流器中，底流为精煤，溢流为尾矿。本发明提供的煤矸石矿物综合分离方法实现了煤矸石废弃物全矿物组分的高附加值的、绿色分离与回收，固定碳、二硫化亚铁、长石、石英产品综合回收率可以提高到98％以上，而且在细粒矿物回收的利用当中，硅、铝、铁、钾等矿物的回收率达98％以上，具有很好的环境效益、经济效益和社会效益。
本发明提出了一种超临界水氧化的活化方式，克服了传统高温活化酸浸的缺点，活化产物易于分离，在后续工艺结合多级水力旋流器、螺旋溜槽、重力摇床、电选等先进技术手段可达到煤矸石中各类矿物的综合分离回收，易于大规模成产，绿色环保。新兴的超临界水热活化法作为主要活化方式，克服了传统高温活化酸浸的缺点。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。
图1为本发明提供的煤矸石矿物综合分离方法的流程图。
本发明目的的实现、功能特点及优点将结合实施例，参照附图做进一步说明。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
另外，本发明各个实施例之间的技术方案可以相互结合，但是必须是以本领域普通技术人员能够实现为基础，当技术方案的结合出现相互矛盾或无法实现时应当认为这种技术方案的结合不存在，也不在本发明要求的保护范围之内。
无特殊说明，所使用的药品/试剂均为市售。
本发明提出一种煤矸石矿物综合分离方法，如图1所示，包括以下步骤：
S1：将破碎磨矿后的煤矸石在亚临界或者超临界水条件下进行活化处理，通过活化处理使矿物进一步解离，得到活化矿浆；活化矿浆含有游离碳、二氧化硅的富集矿、氧化铝和硅酸盐等矿物。
优选地，破碎磨矿后的煤矸石尺寸为2μm～2mm，采用鄂破球磨方式处理，最佳磨矿粒度为2μm～2mm，此外如果粒度太大会导致矿物解离困难，极难活化，后续无法进行旋流器分离；如果磨矿粒度太小，一方面消耗人工、电力等成本太大，而且磨矿粒度太小很难适用于溜槽和摇床分选，会导致摇床分离没有效果，各矿物产品分不开。所述活化处理的温度为250～400℃，压力为8～20MPa，时间为0.1～3h。经实验验证通过控制到此温度、压力范围内，活化处理煤矸石矿物的效果最佳，能实现矿物的初步分离，降低矿物的化学稳定性，发生晶型转变转为无定形态，提高活性，为后续分选提供便利条件。
S2：利用渣浆泵将所述活化矿浆打入多级水力旋流器中进行一段分选，获得重粒底流产品和轻粒溢流产品；
所述轻粒溢流产品再次进入多级水力旋流器进行二段分选，获得底流粗粒精煤，溢流则直接拋尾。
优选地，所述活化矿浆的质量浓度为15～25％，经实验验证在此浓度范围下，旋流器的工作状态最佳，分选效果明显，如果浓度太高会导致渣浆泵阻塞，旋流器给料不足，如果浓度太低会发生旋流器分离效果变差，溢流口产物回收率太低，底流口产物混杂，分离困难。多级水力旋流器的给矿压力为0.04～0.2Mpa。此压力为旋流器入口段压力表读数，控制此压力范围是旋流器正常工作的保证，如果压力太低，物料全部会从底流口流出，没有分离；如果压力太大会导致溢流口流量太大，溢流产物混杂，分离效果不好，底流流量小，产率低。
优选地，所述多级水力旋流器的直径250mm，沉沙口直径12mm。
优选地，所述重粒底流产品为粒度+75μm的矿物；所述轻粒溢流产品为粒度-180μm～+20μm的轻粒炭颗粒和粒度-75μm～+20μm的细粒重质矿物；所述底流粗粒精煤的粒度为+38μm。+75μm表示矿物粒度范围在75μm以上，属于矿业工程内惯用的粒度表达方式。-180μm～+20μm表示轻粒炭颗粒粒度范围在20μm到180μm之间。
S3：利用螺旋溜槽对所述重粒底流产品进行粗选，得到轻质精煤产品和重质矿物。
螺旋溜槽的断面呈抛物线或椭圆形的一部分。矿浆自上部给入后，在沿槽流动过程中，矿物颗粒按密度发生分层，底层重矿物运动速度低，在槽的横向坡度影响下，趋向槽的内缘移动；轻矿物则随矿浆主流运动，速度较快，在离心力影响下，趋向槽的外缘，于是轻、重矿物在螺旋槽的横向展开分带，靠内缘运动的重矿物通过排料管排出，由上部第1、2个排料管得到的精矿质量最高，以下依次降低。轻矿物由槽的末端排出。在槽的内练连续给入冲洗水，用以提高精矿的质量。
优选地，所述螺旋溜槽为Φ0.6m条幅螺旋溜槽，溜槽数为5～7圈。溜槽的直径选择主要是跟溜槽的处理能力相关，其大小与直径的平方成正比。本工艺实施的厂房构建设计处理能力为3万吨/年，经计算选用直径为0.6m螺旋溜槽合适，层数为5～7层是经实验验证在此范围内分选效果最佳，如果圈数太少会导致分离困难，圈数太多不经济，资源浪费。
优选地，所述粗选的给矿量为1000～2000kg干矿量/h。此处的给矿量设计是工艺连续性的要求，从旋流器底流出来产品用杆泵打入溜槽矿浆搅拌桶内，此范围流量正合适，如果给矿量太大，溜槽处理来不急，给矿量太小会导致旋流器底流产物堆积。
S4：利用水力摇床对所述重质矿物进行扫选，得到二硫化亚铁精矿、精煤以及石英长石混合矿。
选矿摇床可以使矿粒按其密度和粒度不同而沿不同方向运动，并从给矿槽开始沿对角线呈扇形展开，依次沿床面的边沿排出，排矿线很长，能精确地产出多种质量不同的产物。矿粒在摇床面上受到如下三个相互垂直的力的作用：(1)矿粒在介质中的重力；(2)横向水流和矿浆流的流体动力作用；(3)床面差动往复运动的动力。位于床条沟内的矿粒群在这些力作用下进行着松散分层和运搬分带两项基本分选运动。
优选地，所述水力摇床为150槽6-S摇床。此处选择6-s摇床是选矿界最常用的摇床，最适用于处理此粒度范围的矿物，另外6-s摇床调节冲程冲次灵活方便，适用性强。选用150槽而不选用120槽，是因为150槽摇床矿物运动轨迹更长，分离效果更好，分选的矿物产品品味高，经济性强。
优选地，所述水力摇床的冲程1～1.5cm，冲次为320～380次/分，横向角度为1～5°，纵向角度为1～5°。摇床的冲程和冲次是相互紧密联系的一对参数，冲程大就冲次小，反之冲次大就冲程小。经实验验证此范围的冲程、冲次对摇床分选此粒度范围煤矸石效果最佳，如果超过此范围的小冲程高冲次会导致流程太短粗粒矿物难以分选，反之，如果采用大冲程小冲次会导致细泥矿物分离困难，回收率降低，矿物损失较大。摇床的横向纵向角度选择合理，如果角度太小会导致摇床处理量降低，工作效率大大下降，如果角度太大会导致流程太短，分离效果不佳，产物品味太低。
S5：利用电选机对所述石英长石混合矿进行分离，得到纯石英矿和钾长石精矿。最后收集各步骤所得的精矿产品。
优选地，所述电选机的放电电压为10～40kv，滚筒旋转速度为40～100r/min。电选的工作电压不能超过40kv，电压太大会降低矿物回收率，而电压太低就难以有效分选，低于5kv就导致矿物品味太低，效果极差。滚筒转速与分选矿物粒度有关，粒度大要求滚筒转速低，粒度小要求滚筒转速高，具体根据实际操作中的矿物粒度组成调节滚筒转速，经实验验证此粒度范围的最佳滚筒转速为40～100r/min，否则矿物品味太低。
实施例1
本实施例提供一种煤矸石矿物综合分离方法，包括以下步骤：
S1：将煤矸石矿破碎、研磨为2μm～2mm，在320℃、8MPa亚临界水条件下活化30min，得到活化矿浆，活化后大部分碳和二氧化硅暴露出来。
S2：将活化矿浆用渣浆泵打入多级水力旋流器中两段分级分离，调节旋流器压力为0.15Mpa，给矿浓度20％，一段分选获得重粒底流产品和轻粒溢流产品；
轻粒溢流产品再次进入多级水力旋流器进行二段分选，收集底流的精煤产品，品味可达88％，溢流直接做抛尾处理。
S3：一段分选的重粒底流产品使用7层Φ0.6m的螺旋溜槽分离出品味81％的精煤和重质矿物，实现矿物初步富集。
S4：再通过摇床重选重质矿物，摇床的工艺参数为冲程1.1cm，冲次为350次/分，横向角度为2.5°，纵向角度为2.5°，分离出二硫化亚铁、长石和石英、碳，二硫化亚铁品味83％，碳品味92％。
S5：将长石和石英通过电选分离开，电选机放电电压为15kv，滚筒旋转速度为100r/min，所得长石产品品味达71％，石英品味80％。
实施例2
本实施例提供一种煤矸石矿物综合分离方法，包括以下步骤：
S1：将煤矸石矿破碎、研磨为2μm～2mm，在320℃、8MPa亚临界水条件下活化30min，得到活化矿浆，活化后大部分碳和二氧化硅暴露出来。
S2：将活化矿浆用渣浆泵打入多级水力旋流器中两段分级分离，调节旋流器压力为0.1Mpa，给矿浓度15％，一段分选获得重粒底流产品和轻粒溢流产品；
轻粒溢流产品再次进入多级水力旋流器进行二段分选，收集底流的精煤产品，品味可达86％，溢流直接做抛尾处理。
S3：一段分选的重粒底流产品使用6层Φ0.6m的螺旋溜槽分离出品味74％的精煤和重质矿物，实现矿物初步富集。
S4：再通过摇床重选重质矿物，摇床的工艺参数为冲程1.2cm，冲次为340次/分，横向角度为4°，纵向角度为4°，分离出二硫化亚铁、长石和石英、碳，二硫化亚铁品味78％，碳品味91％。
S5：将长石和石英通过电选分离开，电选机放电电压为20kv，滚筒旋转速度为80r/min，所得长石产品品味达74％，石英品味83％。
对比例1
本对比例与实施例1相比，步骤S3中Φ0.6m条幅螺旋溜槽替换为Φ1.0m条幅螺旋溜槽；溜槽圈数为4层。
对比例2
本对比例与实施例1相比，步骤S4中摇床采用冲程1.6cm，冲次为260次/分，横向角度为6°，纵向角度为6°。
记录实施例和对比例所得精煤和二硫化亚铁产品的品位和回收率，结果如表1所示。由表1可知，通过多级水力旋流器分级的产品再分别经过螺旋溜槽粗选及摇床扫选后，可以将炭含量10～20％、二硫化亚铁含量2～8％、石英含量40～60％的高岭型煤矸石原矿分选出综合品位90％以上精煤产品，综合品位为78％以上的二硫化亚铁，以及综合品味70％以上长石，综合品味80％以上石英产品。
表1矿物产品品位表
以上所述仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是在本发明的发明构思下，利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构变换，或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本发明的专利保护范围内。
Claims (6)
1.一种煤矸石矿物综合分离方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1：将破碎磨矿后的煤矸石在亚临界或者超临界水条件下进行活化处理，通过活化处理使矿物进一步解离，得到活化矿浆；
破碎磨矿后的煤矸石尺寸为2μm~2mm；所述活化处理的温度为250~400℃，压力为8~20MPa，时间为0.1~3h；
S2：利用渣浆泵将所述活化矿浆打入多级水力旋流器中进行一段分选，获得重粒底流产品和轻粒溢流产品；
所述轻粒溢流产品再次进入多级水力旋流器进行二段分选，获得底流粗粒精煤；
所述活化矿浆的质量浓度为15~25%；多级水力旋流器的给矿压力为0.04~0.2MPa；
所述重粒底流产品为粒度+75μm的矿物；
S3：利用螺旋溜槽对所述重粒底流产品进行粗选，得到轻质精煤产品和重质矿物；
S4：利用水力摇床对所述重质矿物进行扫选，得到二硫化亚铁精矿、精煤以及石英长石混合矿；
所述水力摇床的冲程1~1.5cm，冲次为320~380次/分，横向角度为1~5°，纵向角度为1~5°；
S5：利用电选机对所述石英长石混合矿进行分离，得到纯石英矿和钾长石精矿；
所述电选机的放电电压为10~40kv，滚筒旋转速度为40~100r/min。
2.如权利要求1所述的煤矸石矿物综合分离方法，其特征在于，在步骤S2中，所述多级水力旋流器的直径250mm，沉沙口直径12mm。
3.如权利要求1所述的煤矸石矿物综合分离方法，其特征在于，在步骤S2中，所述轻粒溢流产品为粒度-180μm~+20μm的轻粒炭颗粒和粒度-75μm~+20μm的细粒重质矿物；所述底流粗粒精煤的粒度为+38μm。
4.如权利要求1所述的煤矸石矿物综合分离方法，其特征在于，在步骤S3中，所述螺旋溜槽为Φ0.6m条幅螺旋溜槽，溜槽数为5~7圈。
5.如权利要求1所述的煤矸石矿物综合分离方法，其特征在于，在步骤S3中，所述粗选的给矿量为1000~2000kg干矿量/h。
6.如权利要求1所述的煤矸石矿物综合分离方法，其特征在于，在步骤S4中，所述水力摇床为150槽6-S摇床。
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