CN1212906A - 洗煤工艺 - Google Patents

Abstract

在改进颗粒加速和加强分离效率的特殊设计的重介质旋流器中精选细颗粒煤。原始煤进料先筛分以移出细煤颗粒。然后粗颗粒部分被分成干净煤、中级煤和选矿渣。中级煤被粉碎并和该细部分一起精选。该细部分在逆流旋流器回路中脱矿泥,然后在重介质旋流器中被按不同粒度规格分成多份。该重介质含窄粒度分布的超细磁铁颗粒,窄粒度分布有助于分离和改进磁铁回收。磁铁从每一分离的部分中分别回收。

Description

洗煤工艺

本申请为申请日为1993年4月14日、申请号为93104238.0的发明专利申请的分案申请。

本发明一般是关于洗煤工艺领域，具体地说是关于由细煤粉中除去选矿渣，如含硫矿物。

在美国和全世界，煤是广泛地，但有限地用作发电厂的燃料。但是，当燃烧时，煤可以发出大量影响环境的污物。1990年净化空气条例修正案列举了环境关系，提出以对煤在1995年生效的，每百万BTU(千瓦/小时)产生1.14千克(2.5磅)二氧化硫的新限制，而在2000年生效的，每百万BTU产生0.55千克(1.2磅)二氧化硫的限制。

目前燃烧高硫煤的公用事业单位或选择转用低硫煤，或选用洗涤烟道气以除去二氧化硫。洗涤二氧化硫需要大量投资并且运行昂贵。对许多公用事业单位，由于由远距离煤源运煤的运费以及与为适应不同燃烧性质煤而要改建厂房相关的投资，使转用低硫煤成为非常昂贵。许多发电厂目前储存大量高硫煤。因此有必要改进在燃烧前由这种煤中清除硫，以便它们可以有效地使用而不产生过量污染物。

煤的精选是指由原煤中除去非煤物料以产生相当清洁的煤产品。原煤是由高纯煤物料和非煤物料组成。在煤中的非煤物料一般是指灰，通常包括黄铁矿、泥土和其它铝硅酸盐物料。大量这种灰物料存在在燃烧过程中会产生问题，如结渣和堵塞。在原煤中硫以二种形式存在，有机硫和无机硫。有机硫是化学结合成为煤体部分。无机硫是全硫而不是化学结合在煤基体中。黄矿硫是无机硫的主要形式。硫酸盐硫是与成灰物料相关的无机硫的另一种形式。物理精选仅有效地除去无机硫。精选煤的方法有多种，但一般使用重介质分离、簸析法或泡沫浮选而由非煤物料中分离清洁煤。由于通用性、高效率以及易于操作，重介质分离或许是优选的分离方法。

在重介质分离中，将原煤引入具有介于煤和非煤物料之间比重的介质中。重介质可以是均匀的液体，但经常是由水和磁性颗粒，诸如铁磁性颗粒，组成。磁铁是常用的磁性颗粒。分离可以在重介质浴或罐中、或在旋流器中进行。当使用旋流器，则煤一般作为溢流产品移出，而选矿渣成为底流产品。在分离煤和选矿渣以后，有利于由煤和由选矿渣中回收磁性颗粒以便再使用。

原煤料，通常认为是普通煤，是三种组成即有机物料、石头和黄铁矿的混合物。在原煤中，有些颗粒脱离，意味着它们构成相对纯的成份。另一些颗粒是固定的，意味着这些颗粒含有三种组成中的二个或多个固定在一起。这些固定的颗粒称为中级煤。

每一种原煤成份具有特征的比重。为了说明，有机物料的比重为约1.25，石头比重为约2.85，而黄铁矿比重约5.0。原煤料含有有许多比重的颗粒，因为三种单独组分和固定在一起的组合组份的比重不同。

因为重介质精选对大粒度煤料颗粒，大于约0.5mm粒度的那些有效，因此一般它不用于较小粒度的煤颗粒。在这方面，对小颗粒煤料分离效率是不满意的。因此，小煤粒往往弃去。

由非煤物料中分离煤的改进方法是将原料压碎或粉碎原料以便在中级煤中分出高纯煤和非煤物料。一般来说，原煤料的平均粒度愈小，则分出更多的煤和非煤物料，组成中级煤的颗粒百分率就降低，可以回收更多的煤产品。压碎和磨碎煤料以在中级煤中分出与非煤物料一起固定的煤的方法没有实际应用，因为没有一种有效由非煤物料中分离煤的处理细粉方法。因此，中级煤料或被划作清洁煤从而在燃料中引入黄铁矿或其它无用矿物或被算作选矿渣造成不希望有的煤损失。但是粉碎一种完全的煤料是昂贵的而且工业上是不实际的。粉碎的费用是大的，因而将要求减少成本。

如上所述，为了由中级煤中回收煤以产生高纯煤产品，必需粉碎中级煤，然后由选矿渣中分离煤。如果中级煤不再处理以进一步回收煤，则在中级煤中的大量可用的煤与非煤物料一起弃去。因此，要最大地回收清洁煤产品，主要的是要开发一种设计成处理小粒度原煤料的精选方法。

1982年12月21日公布的Rich的美国专利4364822描述了一种煤清洗方法，该方法包括二级旋流器分离，它产生三种产品，清洁煤、选矿渣和中级煤。然后粉碎中级煤并与原煤料一起再循环通经旋流器。但是Rich特别指出，基于有回收磁颗粒的问题，他摆脱使用磁颗粒的重介质方法。

1975年9月30日公布的Irons的美国专利3908912描述了一种方法，根据这方法，选矿渣在高密度时最初就分离掉，接着通过较低密度的分离以产生清洁煤和中级煤。然后粉碎中级煤以进一步清洗。但是在Irons的专利中，在最初高密度分离前由煤料中不能分离出小颗粒煤，这导致在清洁煤产品中有另外的选矿渣。再有，Irons揭示了旋流器分离小煤粉是无效的，因为颗粒常常错位。这样，Irons指出，在浮选后要使用二次旋流以消除煤中的选矿渣。

已进行了许多尝试以清洗细颗粒煤，有各种不同的结果。在重介质旋流中，当煤料颗粒变小分离效率就降。特别是，当煤料粒度小于约0.5mm时，清洗煤料相当困难。当煤料颗粒变小时，精选后由重介质中回收磁颗粒也更困难。

因而需要一种有效的方法以精选小于约0.5mm粒度的煤料颗粒，其分离效率是足以使煤产品具有所要求的规格。洗煤过程的分离效率常常通过已知的概率曲线作为分配曲线来说明。这些曲线描述了在原料中的给定颗粒是归向洗净的煤而不是废渣的概率。分配曲线的垂直部分的斜率测量值是分离的或然误差，或Ep。分离曲线的中心部分愈垂直则分离愈有效，而或然误差愈小。

为了避免与清洗小粒度颗粒相关的困难，许多用于处理细煤颗粒方法在精选(一般是指脱除矿泥)以前弃去低于限值粒度的颗粒。脱除矿泥在惯例上是基于精选方法的限制。例如，1974年2月26日公布的、Miller等人的美国专利3794162，公开了一种用于低到150目(0.105mm)颗粒的一种重介质精选方法。将小于150目的颗粒在精选以前通过重介质旋流分选。1981年8月4日公布的美国专利4282088公开了一种方法，其中小于0.1mm的颗粒在旋流分选器中分离出来，并在精选以前通过重介质旋流器弃去。当全部低于0.1mm或0.105mm粒度的颗粒都除去，则小煤颗粒的纯煤和固定在小的中级煤颗粒中的纯煤也都除去。

用筛选或筛分脱除矿泥的能力是限于所用的筛和粗筛的结构。筛选或筛分大量低于约150目粒度的物料是不实际的。基于不同颗粒沉降速度来分离颗粒的分级旋流器已用于分类煤原料，但对于0.015mm煤料的粒度分类是无效的。丢弃的只是在原煤料中最小的煤颗粒，而在0.015mm等级的或更小的颗粒上出现了重要问题。小于这种粒度的颗粒主要是要丢弃的渣。

在旋流器设计中不太注意的一个参数是进料口的大小，通过该口煤料进入旋流器。在题为“水力旋流器的大小”的一文中(Krebbs Engincers1976)Arterburn指出，进料口的面积往往是在旋流器料室面积的6％～8％之间。进料口直径的改良并没有确定是改进分级旋流器分离能力的因素。

按逆流线路安置的多级分级旋流器已用于淀粉的分级。1981年8月11日公布的Best的美国专利4282232描述了一种主要为洗淀粉而设计的一种逆流旋流器回路。就发明人所知，在洗煤工业中分级旋流器的逆流布置还没有人实施过，而且没有用于分离0.015mm和更小等级的颗粒。

在煤工业中曾经尝试通过改进精选工艺而排除脱除矿泥的必要步骤。例如，1989年2月7日公告的，Miller的美国专利4802976公开了一种方法，其中，使用泡沫浮选法回收重介质旋流器的小于28目(0.595mm)的煤颗粒底流。但这方法不适用于所有的煤。原煤料常常含有不能漂浮的氧化煤。黄铁矿与洁净煤一起也会漂浮，从而污染了洁净的煤产品。要设计一个方法，要能处理全部类型的细煤粒，并有效地由最小粒度部分除去黄铁矿，是有困难的。

与重介质精选结合使用的旋流器有各种粒度参数，并能遇到各种不同的操作条件。一般来说，当旋流器用于精选小粒度颗粒时，它并不是有效地运行。在小颗粒煤精选中，使用旋流器的问题是必须保证颗粒正确地或和选矿渣一样走向底流、或和煤一样走向溢流。小颗粒往往错位，从而降低了旋流器的分离效率。

一个旋流器参数是原煤料进入旋流器所通过的入口面积。1958年1月14日公布的Fontein的美国专利2819795公开一种旋流器设计，其入口面积计算相当于用于溢流口面积的0.1～0.4倍之间。Fontein也特别指出，旋流器直径是溢流口直径的2～3倍。Fontein并没有讨论到入口直径与旋流器直径或颗粒速度的关系。1982年7月27日公布的Liller的美国专利4341382公开了一个18英寸直径旋流器的设计方案，其中入口管直径计算相当于旋流器直径的0.25～0.35之间。

Fourie等人的“以重介质旋流器精选细煤粒”(Journal of South AfricanInstitute of Mining and Metallurgy,357～361页，1980年10月)公开了用重介质旋流分离以精选负0.5mm煤粒中使用磁铁颗粒，其中至少50％的磁铁小于10微米(0.010mm)。但是，磁铁粒度愈小，则由洁净的煤和选矿渣中回收就愈困难、价愈高。Fourie公开了按湿鼓磁分离器的粗选器-清洗器-清除器的安排而回收磁铁，并报导了磁铁损失严重的问题。因而必需有一个方法，它使用小到足以有效分离细粒煤和选矿渣的磁铁，而且可以在精选后充分回收磁铁。

Fourie所用的磁铁是由磨碎磁铁矿石而制得的。但将矿石研磨到超细粒度是很昂贵的，而且研磨对颗粒粒度分配的控制很少。用于重介质分离的磁铁也可以通过化学还原赤铁石而产生的。1984年3月13日公布的、Barczak的美国专利4436681公开了一个方法，将通过喷雾焙烧氯化铁而制备的赤铁还原为磁铁。但是Barczak并没有讨论磁铁的粒度也没有认识到在重介质分离后磁铁回收过程所遇到的问题。

1988年10月11日公告的Senecal的专利4777031公开了一个方法，其中磁铁是通过氯化铁在1000℃～1600℃之间的温度下进行热水解而生产的。然而Senecal是直接生产粒度为0.02～0.2微米(0.00002mm～0.0002mm)之间的磁铁，它很适用于粘结剂系统，如用于磁性记录介质。Senecal的方法，使磁铁颗粒太细，不能有效地用于煤的重介质分离中，因为在重介质分离后要回收这样小的颗粒是存在问题的。

用于重介质分离的磁铁，一般的再生回收是通过首先在筛上由分离的产品中排掉介质，然后在筛上冲洗产品以除去留下的磁铁，然后由冲洗水、稀释介质中通过磁分离而分出磁铁。但是，在洗涤细粒度煤颗粒时，筛不能有效地从一起流经的介质和冲洗水中留住煤和洗矿渣。这些细粒煤和非煤物料沾污了重介质，并难以在通常的磁鼓分离器中由磁铁中分离。

回收小磁铁颗粒的另一难题是难以用磁分离由冲洗水中分离磁铁。1989年2月7日公告的Miller的美国专利4802976提出了由泡沫浮选槽中按下沉物回收磁铁，从而避免了在磁分离中由磁铁夹带的细煤粒和非煤粒的问题。但是，泡沫浮选体系是复杂并难以操作。磁分离器与高密度梯度磁铁结合应用在基岩设计中可以使用。但是高密度梯度磁铁是贵的，而基岩分离器与惯用的磁鼓分离器相比操作复杂。因而有必要有一种有效分离方法，易于使用操作的磁分离器而且对磁分离的设计更为经济。

为了满足公用事业燃烧需要，由精选得来的洁净煤产品必须脱水以降低其水含量。细粒煤由于其较大的表面积比较大粒度煤更难以脱水。

根据上面所述，对精选细粒煤的改进方法所必要的是要使所要求的规格，如硫含量，能令人满意的。已描述了妨碍开展这样一种方法所产生的许多问题，而且这些问题是难以应付的。需要一种方法，它可使煤回收达到最大而没有粉碎全部煤料的费用。并且，基于粒度的煤粒分级方法必须改进，特别是使用分级旋流器的方法。在高流量重介质旋流器中要求改进细粒煤的分离效率。必需有方法在重介质分离后有效地回收用以再生的超细粒度的磁粒以改进细粒煤的重介质分离寿命。改进的方法也必须生产适宜粒度的磁粒以便在最大回收磁粒时达到良好的重介质分离。

按照本发明的一个实施方案，提供了一种方法，在特定设计的重介质旋流器中精选细粒煤以改进颗粒的加速作用并加强分离效果。原煤料首先筛分为粗煤和细煤部分。粗煤部分分成洁净煤、中级煤和选矿渣。中级煤粉碎以与细煤部分一起进行精选。细煤部分在逆流分级旋流回路中脱除矿泥，然后在重介质旋流分离前按照粒度分成多部分。

重介质含有狭粒度分布的超细磁颗粒，它有助于分离并改进随后的磁粒回收。磁粒由洁净煤和选矿渣部分分别回收。磁粒回收是在基于粒度的特定设计的回收单元中进行，该单元有适用于较粗部分的更通常的排水-和-冲洗方法，并在结合有高强度稀土磁铁的湿鼓磁分离器的粗选器-清洗器-清除器回路中进行最后分离。总的煤处理回路可以这样安置，以便由可能含有某些未回收的细磁铁的粗煤部分的磁铁回收系统中来的非磁性流出物最终流到有效回收全部细磁铁的粗选器-清洗器-清除器回路中去。

本发明的一个优点是它构成一种用于精选小于0.5mm煤颗粒的有效方法。本发明一个方案的优点是它提供了一个用于在精选以前将原料煤脱除矿泥的方法，它使作为矿泥而丢弃的煤量降到最小并有助于随后的磁粒回收和煤产品的脱水。

按照本发明的一个方案，提供了一个方法，它使用一种具有入口面积在特定范围内的分级旋流器以分类超细颗粒。在本发明的另一方案中，提供了一种方法通过使用多级分级旋流器按粒度分类小颗粒。涉及通过分级旋流器使颗粒分配到溢流和底流是作为按粒度进行描述的，认为分级是根据下沉速度，而下沉速度不仅由粒度影响而且也由其它颗粒参数，包括颗粒比重和形状影响的。另一方案提供了一个方法，以回收用于重介质旋流分离的磁颗粒，包括筛分和分级煤料成为用于处理的窄粒度部分。

根据本发明的一个方案，提供了一个用于精选十分细的煤粒的方法，通过使用一种特定颗粒和粒度分布的磁粒进行重介质分离。根据另一方案，磁铁是通过赤铁还原而产生的，该磁铁具有重介质分离所要求的性质而且改进了分离后的回收。按照另一方案，提供了一种在旋流器中重介质分离十分细的煤粒的方法，其入口面积的大小是在特定范围之内。

按照本发明的另一方案，提供了一种用于重介质分离后回收磁粒的方法，将由含未回收的洁净煤和磁铁两种的较大-颗粒-粒度煤部分的磁铁回收单元中来的非磁性流出物送入处理较小-粒度煤部分的回路中，该回路使用一种粗选器-清洗器-清除器的磁铁回收回路，该回路有效地俘获几乎全部磁铁，同时也回收煤。按照本发明的另一方案，提供了一种使用稀土磁铁的湿法鼓磁分离的方法。按照另一方案提供了一种将十分细的煤粒脱水和附聚的方法，包括在煤中加入纸纤维。

附图简述

图1A和图1B是本发明方法的一个方案的流程图。

图2是描述产生三种产品的粗煤的高密度和低密度分离的流程图。

图3是描述将煤料基于粒度筛分为三部分的流程图。

图4是示意地描述重介质分离后对负0.5mm煤料的较大-颗粒-粒度部分的磁铁回收回路的流程示意图。

图5是示意地描述重介质分离后对负0.5mm煤料的较小颗粒-粒度部分的磁铁回收回路的流程示意图。

图6是表示磁铁类型对磁铁回收的影响的曲线图。

图7是说明在重介质旋流器中速度对煤料分离的影响曲线图。

图8是说明速度对由重介质旋流分离来的洁净煤产品质量的影响曲线图。

图9表示28目×150目的煤料部分分级的分配曲线图。

图10表示在重介质旋流器中磁铁颗粒粒度分布对煤料分离的影响的曲线图。

图11表示磁铁颗粒粒度分布对由重介质旋流分离得来的洁净煤产品质量的影响曲线图。

本发明涉及通过使用重介质分离方法精选细颗粒煤的方法。特别是，本发明包括一种用于精选小于约0.5mm粒状煤颗粒的方法。本发明的方法产生一种意外洁净的煤产品，有高的热值、低灰分和低无机硫含量。本发明方法可用于生产一种洁净的煤产品，它在燃烧期间，具有所要求的辐射规格。已发现一种改进的煤产品，它可以通过使用下面一个或多个方法而生产。并且最好用下面每一个方法。

                           分出

在本发明的一个方案中，在精选之前，由原煤料中分出基本纯的煤和高灰选矿渣。粗煤(至少0.5mm粒度的煤)是比较易于清洗而且令人满意的洗煤方法在工业中是已知的。清洗细煤(粒度小于0.5mm的煤)是较复杂。例如，小粒煤在重介质旋流中分离要困难得多，因为小颗粒具有大表面积并经受高粘的阻力，而且因为重介质在常惯上未曾为这种颗粒设计过。因而最好在精选煤细粉前先除去洁净的粗煤。

一种处理细煤粒的方法，包括将粗中级煤粉碎以由非煤物料中分出煤是有利的。由于近来对环境的关心和规章的要求这种必要性是提高了。有高硫含量的煤在没有昂贵的清洗时电生产厂是不用的。但是，粉碎是贵的，再者，清洗所得细煤是价高的。因此要使粉碎减到最小。

本发明方法提供了一种有效的途径以由粗煤料中分出特别洁净的煤粒和基本上没有煤的选矿渣。除去粗的洁净煤和选矿渣后，只有中级煤部分需要粉碎以作为细粒煤进一步处理。这样，方法的优点有降低细粒煤分离装置上的装载量，减少粉碎的成本和减少在最终洁净煤产品中的细煤量。

本发明的方法中，按粒度通过任何适当的方法，最好是用筛分法，将原煤料分为粗的和细的部分。分离优选的是在粒度为约0.25mm～约1.0mm之间进行，更优选的是在约0.6mm～约0.4mm之间，而最好是在约0.5mm的粒度。然后筛上的煤进行重介质分离，最好通过重介质旋流分离，在低比重进行使得格外洁净的煤产品作为溢流产品分出。最好，溢流产品含有至少约95％的煤。最好分离密度超过要处理的纯煤比重不大于0.1比重单位。分离密度是指有相同概率的比重，具有相当于那比重的密度的料粒将归向溢流或底流。例如，对1.25比重的烟煤，分离密度将低于约1.35，最好约1.30，而对1.55比重的无烟煤，分离密度要低于1.65，最好约1.60。

这种初期分离的底流产品最好要进行一次另外的重介质分离，最好通过重介质旋流分离，要在这样高比重，使得非煤物料能作为底流产品移去。这第二次重介质分离的分离比重至少超过纯煤比重约0.5个比重单位，而更好至少超过纯煤比重约0.75比重单位。这种底流产品基本上没有煤并作为选矿渣除去。优选的是底流产品含有少于约25％的煤。更优选的是少于约15％的煤。另一方面，通过低比重分离后煤料可以进行一次高比重分离。

高比重分离的溢流产品包括含有煤和非煤物料，如黄铁矿和其它成灰矿物的结合物的中级煤。这些煤和非煤物料一起固定在中级煤产品中。要从中级煤的非煤物料中分出煤，必须破碎、研磨或者粉碎中级煤为细颗粒粒度，最好小于0.5mm粒度。粉碎后，然后将分出后的中级煤与由粗粒部分初步筛分出来的细粒煤一起进行处理。

为确保没有粗粒与要和细粒煤处理的粉碎中级煤一起通过，可将粉碎的中级煤再循环到原煤料物流以便再通经初步的筛分步骤。由筛分步骤的筛下料，包括粉碎的中级煤，在特定设计以处理细粒煤的分离单元中进行处理。如有要求，在低和高的比重分离之前，粗粒煤可以通过筛分而分成多个部分，而这些多个部分各自进行低的和高的密度分离以便由非煤物料中分出煤。由于分别处理粗粒和细粒煤，以及由于仅仅粉碎中级煤，上面提及的优点可以实现。

如图2中所说明的，洁净煤和选矿渣是由原煤料中分出。原煤料80是在0.5mm的筛筛分82。回收筛下料84并送到用于小粒煤的重介质旋流分离回路85中。由正0.5mm颗粒组成的筛上料86在约1.3低比重进行第一次重介质分离88。洁净煤90作为第一次重介质分离88的上浮产品而移出。由第一次重介质分离88得到的下沉产品92在约2.0的较高比重进行第二次重介质分离94。高比重下沉产品100作为选矿渣除去。第二次重介质分离94的上浮产品96要进行粉碎98。粉碎产品102要进行另一筛分82直到全部煤料小于约0.5mm的粒度，因而进入用于小粒煤的重介质旋流分离回路85。

                        筛分和分级

本发明的另一方案中，在清洗前将细粒煤料分配成不同粒度部分。清洗性能在基于比重分离的工序中有改善，如当处理窄的粒度分布的煤料粒时用重介质旋流分离。区分细粒度煤为多个极细粒度部分的一种有效方法，可以更有效地分离细粒度煤。

在区分前，煤料制成细粒度煤。细粒度煤料优选的筛分为小于约0.25mm～约1mm的粒度，更优选的小于约0.4mm～约0.6mm，而最优选的是小于约0.5mm；最好是，煤料是上述分出工序的筛下产品。

在本发明的方法中，煤分成至少三个粒度部分，而优选的是分成三个粒度部分以便于其后的磁铁回收并改进旋流器的清洗性能。特别是，煤优选地在约0.044mm～约0.150mm的粒度分级，更优选的是在约0.085mm～约0.125mm粒度，而最优选的是在约0.105mm(150目)的粒度，可以通过任何适宜的方法分级，例如通过使用一种细孔径筛，优选的是一种Krebs Varisieve^TM筛分级。小于上述粒度，最优选的小于约0.105mm的煤，要在便于最小粒度部分允许弃去的粒度上进一步分级，以致使改良的洁净煤产品能够回收。分级优选地是在约0.037mm～约0.005mm粒度上进行，更优选的在约0.025mm～约0.01mm，而最优选的是在约0.015mm，则用上述分级往往可以除去矿泥，在洁净煤产品中有足量的矿泥是有害的。

在过去，在精选前由煤料中除去一些小粒度颗粒，这是由于方法的局限性，例如，重介质旋流清洗实施时有细颗粒料损失。除去的最小粒度部分，包括除去了与本发明相比的较大粒度的颗粒。在本发明只有极小粒度部分的煤弃去，例如，粒度小于0.015mm的矿泥。

一般来说，用重介质分离，小于约0.015mm的矿泥是难以分离的，而往往是在精选过程中作为丢弃产品。在重介质分离前除去这些矿泥具有在相对不复杂工艺中除去含高灰颗粒的优点。同时在重介质分离装置上有降低装载量的优点。此外，矿泥讨厌地增加了洁净煤的水滞留量，妨碍了由重介质中回收磁铁而且在燃烧时引起锅炉中的结渣。

本发明的一个方案中，除去细煤料中小于约0.015mm颗粒是通过使用分级旋流器来完成的。优选地，分级回路包括一系列分级旋流器，更优选地，分级回路是按逆流液流回路安排。本发明方法的优点是，通过在分级旋流器中分级而除去极小粒度颗粒可以导致高生产能力，宁用10″直径旋流器而不用惯常在分级极小粒度颗粒中使用的较小直径的旋流器，如1″或2″直径的旋流器。

当使用一种分级旋流器以分级极小粒度煤颗粒，如0.015mm粒度的颗粒，大多数大于分级粒度的颗粒流向底流产品而大多数较小的颗粒按与工艺水同样比例分配。当使用多级分级旋流器，最好是至少三个串联，优选的是，分级旋流器是按逆流液流安置，以便使工艺水按原煤颗粒前进的相反方向流动。例如，含有粗煤粒的第一级分级旋流器的底液流流向第二级分级旋流器，而含有粗煤粒的第二级分级旋流器底流流向第三级分级旋流器。含水和矿泥的分级旋流器的溢流则相反，即第三级分级旋流器的溢流流向第二级分级旋流器，第二级分级旋流器的溢流流向第一级分级旋流器，而第一级分级旋流器的溢流送到选矿渣增稠器以弃去。按这方法，在含有最少矿泥的煤的分级旋流器中使用最洁净的水，而使用最脏的水以分离最重的矿泥。

按图3中说明的，原煤110送到第一个VariSieve^TM112以在150目(0.105mm)筛分。第一底流114流到第一贮槽116，第一溢流118流到第二筛120以在150目再筛分。第二底流122也流到现含有负150目原煤的第一贮槽116。第二溢流126回收并送到用于较大-颗粒-粒度煤的重介质旋流分离回路128。

由第一贮槽116的负150目的原煤送到第一泵130，它将第一进料132泵入第一级分级旋流器134以在15微米(0.015mm)上再筛分。现含有矿泥的第一级分级旋流器134的溢流136，以选矿渣排出。第一级分级旋流器134的底流138通过第二级泵142而送到第二贮槽140。第二级泵供料144送到第二级分级旋流器146，以在15微米再筛分。第二级分级旋流器146分出溢流148。部分与第一级VariSieve^TM112的溢流合并以通过第二筛120而进一步处理。第二级溢流148的剩余部分并入底流122，从那里流到第一贮槽116。第二级分级旋流146的底液150通过第三泵154送到第三贮槽152。净化水156加到第三贮槽152。第三泵供料158送到第三级分级旋流器160以在15微米进一步筛分。

第三级分级旋流器160的溢流162与第一级分级旋流器134底流138相结合以进一步处理。将第三级分级旋流器160的、通过15微米粒度乘150目的颗粒而制成的底流164回收并送到用于较小-颗粒-粒度煤的重介质旋流分离回路166。

                    重介质旋流分离

A旋流器设计参数

根据本发明的方案，小于0.5mm粒度的煤是在一重介质旋流器中精选，该旋流器对旋流器的设计有特定的改进以克服与清洗细粒度煤颗粒相关的问题。用通常旋流器的问题是在于旋流器内的煤和选矿渣的加速太弱以致不能给细粒度颗粒以适宜的速度，结果，这种颗粒不适当地流向或底流或溢流。在通常用的旋流器中的分离弱点是较小的煤和选矿渣颗粒比较大的颗粒具有更大的液体阻力或水力学阻力。这问题在分级旋流器中基于粒度来分级极小颗粒中也碰到。要适当地分离必须给颗粒一种较大的加速力以克服所增加阻力的逆效应。

因此，本发明的具体方案中，通过重介质旋流分离已开展了一种精选细粒度煤的改进方法。在这方案中，旋流器结构，特别是用于流入旋流器料室的入口面积，由通常的旋流器修改成这样，以致使它小于内室直径平方的约0.01倍。优选地，使液流的入口面积不大于旋流器料室内径平方的0.0096倍，但不小于旋流器料室内径平方的0.0048倍。降低入口直径，当保持降低入口直径前的同样流速，则增加料流的入口速度，依次增加了旋流器内颗粒经受的加速力。增加在旋流器内颗粒的加速作用就改善了分离效率。在一优选方案中，精选是在这样的旋流器中进行：旋流器料室的内径是约10英寸而用于液流的入口面积不大于约6.2平方厘米(0.96平方英寸)也不小于约3.1平方厘米(0.48平方英寸)。

已发现了在液流入口面积和旋流器料室直径之间的相似关系来改进基于粒度的分级极小颗粒的旋流器中的分级性能。当用重介质分离煤和非煤物料时，用于分离不同粒度颗粒的旋流器分级效率在其它参数相等时，它随着颗粒加速的增加而增加。

本发明的一个优点是使用重介质精选方法而不用难以保持的泡沫浮选系统可以有效地清洗细颗粒煤。与泡沫浮选法比较，因为不是全部煤都在泡沫浮选中漂浮，重介质旋流分离是有分离效率方面的优点。此外，在泡沫浮选中黄铁矿会与洁净煤一起漂浮，从而使含在黄铁矿中的硫沾污洁净的煤。

一般来说，增加颗粒加速改进小粒煤的分离效果，但是，增加颗粒加速而不降低入口面积也会降低颗粒在旋流器中的滞留时间。过分短的滞留时间会降低分离的效果。在本发明的一个优选方案中，入口速度至少是914.4厘米/秒(30英尺/秒)，更优选的为1828.8厘米/秒(60英尺/秒)，而最优选的为2743.2厘米/秒(90英尺/秒)。选择旋流器的流量要使得它具有足够的滞留时间以达到有效分离。优选地，流量是近于特定旋流器的工业设计标准流量。一旦合适的入口速度和流量已选定，则入口面积可用下面关系式决定：流量=入口面积×入口速度。本领域技术人员可以理解，在旋流器真正运行期间，流量通常是用已知关系基于液流压测量来计算的。

B使用超细磁铁作为重介质

在重介质精选工艺中，选择在精选后易于从煤或选矿渣中除去的物料用作重介质是有利的。这样，重介质物料可以再循环而重复使用多次。如果选择磁颗粒用于重介质，在精选后使用利用其小粒度和磁化率的优点的方法可以回收重用这些颗粒。这里所用的磁颗粒是能够用磁装置有效分离的那些颗粒，并包括铁磁的或亚铁磁颗粒，如磁铁、硅铁、磁赤铁。

如所指出的，用于重介质分离工艺的重介质往往含有悬浮在水中的磁性颗粒。磁性颗粒的悬浮液使要分离的固体漂浮类似于均匀的流体，只要要分离的颗粒粒度比在重介质的磁颗粒要大得多。

用重介质清洗小粒度颗粒的问题是洁净煤颗粒会不适当地流向旋流器的选矿渣底流。这问题是由于在要分离的煤颗粒和重介质颗粒之间的粒度差降低所引起的。当煤颗粒成为比重介质颗粒更小时，要分离的煤颗粒就会解脱浮力因而下沉。重介质以类似于均匀的重液体的方式停止漂浮要分离的颗粒。这样，必需有超细粒度的重介质颗粒以有效地从选矿渣中分离细粒度煤粒。

本发明的一个意想不到的结果是，通过保持超细磁铁颗粒的粒度分布于一狭窄的粒度范围内，也改进了重介质分离细粒煤。这种磁颗粒粒度的狭窄分布也导致在重介质分离后加强磁粒的回收。

本发明的一个方案中，重介质是由水和超细磁粒，优选的磁铁颗粒的悬浮液所组成。优选地，至少约65％(重量)的磁粒的粒度是约2微米～约10微米，而不大于约10％(重量)的这种磁粒的粒度小于约2微米。更优选的，至少约75％(重量)的磁粒的粒度为约2微米～约10微米，而不大于约10％(重量)的这种磁粒粒度是小于约2微米，不大于约25％(重量)的磁粒粒度小于约3微米而且至少约10％(重量)的磁粒粒度大于约7微米。

C超细磁铁的生产

本发明的一个方案中，用于煤料重介质精选方面所生产的一种超细磁铁是在小于约0.5mm筛分的颗粒。工业上制备的磁铁太大不能有效地分离细粒煤和选矿渣。要有效地分离低达约0.015mm的煤，磁铁颗粒的粒度优选地要小于约0.010mm，而且优选地至少要有约50％的颗粒小于约0.005mm粒度。发现用本发明方法能生产一种优质磁铁，大多数颗粒小于约0.010mm，而优选地至少约90％低于约0.010mm。

用于生产超细磁铁的两种方法是：

(1)通过热水解在空气中喷雾焙烧氯化亚铁溶液而产生赤铁，接着化学还原赤铁为磁铁。这方法的反应是：

(a)通过氯化铁的热水解生产赤铁

(b)通过使用氢或一氧化碳，或者两者而还原赤铁为磁铁：

(2)在限定空气的条件下，通过热水解喷雾焙烧氯化亚铁的溶液而直接制成磁铁。这工艺的化学反应是：

最好产品气体的浓度对反应气体的浓度之比要限制为这样，使得赤铁还原到磁铁而不超过磁铁到氧化亚铁，FeO，或甚至金属铁。

优选地，通过赤铁还原或直接热水解到磁铁而生产磁铁颗粒是在还原条件下，包括控制所生产磁铁的晶体生长而指定的滞留时间和温度，所得磁铁最好具有上面B节所述的狭窄的粒度分配。

本发明的一个方案中，通过热水解，将氯化亚铁在空气中喷雾焙烧以形成赤铁。然后将用喷雾焙烧所产生的赤铁足以限制磁铁晶体生长的温度和时间期间还原到磁铁。优选地，在约900℃～约1000℃的温度下，而更优选的是在约980℃～约1000℃下还原赤铁一段时间以产生磁铁晶体生长，磁铁颗粒是在狭窄的粒度分布中而不降低使用磁铁的重介质分离方法的分离效率。优选的粒度分布列于上文B节。

任何用于还原赤铁为磁铁的反应器都可以使用，如回转窑反应器。在一个优选方案中，喷雾焙烧的赤铁在还原到磁铁前进行粒化。粒化避免了在还原到磁铁前赤铁被吹出反应器的问题。

优选地，用一氧化碳和氢气以与从燃烧器对面进入反应器中的赤铁小粒流相反流向的还原气流一起还原赤铁为磁铁，而且当小粒流经反应器室时加热到更高温度，在接近产品出料时达到最高温度。整个反应器最好保持还原条件，例如在接近产品出料终端处注入另外的还原气体。

在优选方案中，磁铁小粒通过破碎或研磨洗涤而粉碎以得到磁颗粒，它具有一种天然谷物粒度级的还原后磁铁粒。可以理解，对上面B节中所列出的磁粒的优选粒度分布是粉碎颗粒的粒度，而且最好通过例如逆流洗涤或在研磨洗涤期间通过洗涤，由磁铁中除去任何可溶的氯化物，特别是不挥发的碱土金属氯化物。

通过本发明方法生产的磁铁在用于小粒煤精选时有几个优点。特别是用本发明方法生产的磁铁能容易用磁法回收，从而因降低磁铁损失和磁分离设备必要量而降低精选成本。由于易于回收磁铁，运转成本也降低。此外通过本发明方法生产的磁粒具有狭窄的粒度分布(大部分颗粒的粒度接近于中间的颗粒粒度，而相当少的颗粒基本上小于或大于平均颗粒粒度)。这种狭窄粒度分布导致在重介质精选方法中改进分离效率。

                       磁铁的回收

在本发明的另一方案中，在精选后由洁净煤和选矿渣中分别回收磁粒，最好是磁铁。最好，对由不同粒度范围颗粒组成的洁净部分使用不同方法回收磁粒。

对由含有较大-粒度煤或选矿渣颗粒部分(例如，含有小于约0.4mm～约0.6mm，而大于约0.085mm～约0.125mm)的冲洗水中的磁粒，在磁分离后使用排放和冲洗方法回收。当这较大-颗粒-粒度部分流经筛时，优选的至少二个筛串联而最好是三个筛串联，大多数磁铁从中回收。排放后用洁净工艺水冲洗，最好使用逆流体系，其中冲洗水的液流是逆流于煤或选矿渣颗粒的液流。最好在最后的振动筛上由煤中除掉另外的磁铁和水份，后由稀释或冲洗液流中回收磁性物料。最好将排掉介质的煤和选矿渣部分通过加入水再浆化，然后送到下一个筛，这里带有大量磁铁的大量水通经该筛。含有磁铁和水的由第一筛排出的介质可以直接再循环到重介质贮罐以在重介质旋流器中用作重介质。

由含有较小-粒度-煤或选矿渣颗粒，例如含有小于约0.085mm～约0.125mm和大于约0.01mm～0.02mm颗粒的部分，得到的小于约0.01mm粒质的磁铁颗粒通过排水和冲洗方法来回收是比较困难的，因为用于工业规模粒度分离方面在0.01mm～0.07mm粒度范围内进行的筛和滤网一般是不可得的。

根据本发明的一个方案中，由较小-颗粒-粒度部分的选矿渣和煤中回收磁性粒，优选的是磁铁颗粒是在一系列特定用于回收超细磁粒的磁分离器中进行回收。认为这回收方案是粗选器-清洗器-扫选器回路。粗选器是一个或多个湿法鼓式磁分离器，最好是三个具有诸如钡铁氧体磁的标准强度磁的串联湿法鼓式分离器。

煤或选矿渣首先流进包括粗选器步骤的磁分离器。最好，进入粗选器步骤的煤或选矿渣是用由清洗器分离器来的非磁性颗粒的再循环液流稀释。稀释改善了由煤和选矿渣的较小-颗粒-粒度部分中回收磁铁。

由用于煤和选矿渣的较大-颗粒粒度部分的磁颗粒回收步骤来的非磁性流出液仍然含有少量煤和磁铁颗粒，它们可以通过在磁回收前，最好在重介质分离较小-颗粒-粒度液流前，将所述流出液与较小-颗粒-粒度的工艺液流相合并而除去。

由粗选器段的磁分离出来的磁性浓缩液用水稀释、然后送到清洗器段，该清洗器段由含有诸如钡铁氧体的标准强度磁的湿法鼓式磁分离器所组成。在清洗器段分出的磁浓缩液再循环以形成要用于重介质分离中的重介质。在清洗器段存在的非磁性流出液可以作为稀释水再循环，以稀释送到粗选器单元的料液。

最后由粗选器和清洗器段得到的含有煤和选矿渣颗粒并仍含有少量磁颗粒的非磁流出液送到扫选器段。扫选器段包括含有比用于粗选器和清洗器段更强磁的湿法鼓式磁分离器。最好，用于扫选器中的磁含有稀土磁。最好，通过把磁分离器的通道变窄而定位扫选器分离器的鼓以使磁性粒接近磁。

本发明磁铁回收方法的优点是在于费用最省的回收方法，即排放和冲洗被应用于可能用的地方，而较贵的粗选器-清洗器扫选器回路只对最细的磁铁使用。

图4描述了在重介质分离较大颗粒-粒度煤或选矿渣部分后的一种磁铁回收回路。例如，0.5mm×150目(0.105mm)的煤或选矿渣部分可以用这回路处理。该回路包括系列冲洗筛，在筛之间用工艺水按与煤或洗矿渣逆流的方式流动。参看图4，由重介质旋流分离来的煤或选矿渣部分200进入第一筛202，这里排去煤或选矿渣的重介质。排出的介质204回到重介质贮槽以备再用。筛上的煤或选矿渣206进入储罐槽208，这里用水使煤或选矿渣再浆化并将得到的浆料210泵到第一冲洗筛212，这里水和磁铁颗粒214由煤或选矿渣中排放。也可以包括一种喷射冲洗以除去另外的磁铁。排出的水和磁铁214流到湿法鼓式磁分离器216，这里回收磁铁浓缩液218并送到超重介质储槽以再使用。仍含有少量磁铁的、由磁分离器来的洁净流出液220可以与较小-颗粒-粒度煤料部分，如15微米(0.015mm)×150目(0.105mm)部分相混合，最好进入增稠器(未示出)，然后用重介质分离那部分。所留下的磁铁由较小-颗粒-粒度分回收。

由第一冲洗筛212来的过大粒度的煤或选矿渣222在储槽224中用水再浆化，并将所得浆料226泵到第二冲洗筛228，在这里水和磁铁230由煤或洗矿渣中排出。排出的水和磁铁230在第一储槽208中用于再浆化。

由第二冲洗筛228来的过大粒度的煤或选矿渣232流到储槽234并用洁净的工艺水236再浆化，并将所得浆料238泵到第三冲洗筛240，在这里磁铁和水242排出并流到储槽224作为再浆化液体。

由第三冲洗筛240来的过大粒度煤或选矿渣243流到脱水筛244。在这里将洁净的工艺水236喷洒在脱水筛上以除去并冲洗掉剩下的磁铁。然后将含有磁铁的冲洗水246在第三储槽234中用作再浆化的液体。煤或选矿渣产品248由脱水筛244中作为过大粒度废物而移去。

图5说明在重介质分离较小-颗粒-粒度的煤或选矿渣部分后的磁回收回路。例如，150目(0.105mm)×15微米(0.015mm)的煤和选矿渣部分可以在这回路中处理。参看图5，由重介质旋流器来的较小-颗粒-粒度煤或选矿渣300用稀释水302稀释。稀释水302可以由许多来源产生，例如，由本方法的清洗器段308来的非磁性流出液306或新鲜水或再循环水(未示出)产生。

稀释的重介质旋流器的溢流(煤)或底流(选矿渣)310进入粗选器段312或流经三个湿法鼓式分离器314、316、318。优选的湿法鼓式分离器具有标准强度磁体，例如钡铁氧磁体。磁性物320用稀释水322稀释并送到清洗器段308以通过一湿法鼓式分离器324而处理。最好该湿法鼓式分离器含有一标准强度的磁体。磁性浓缩液326送到磁性浓缩液的过重介质储槽和泵，从那里它可以在下一个重介质分离器中再循环使用。如前面所述，存在于清洗器段308的非磁性流出液可以在重介质旋流器溢流(煤)或底流(选矿渣)300中用作稀释水302。不必用于稀释的多余的流出液332可以与由粗选器段312来的非磁性流出液一起送到扫选器段334。在扫选器段334中，使用有强磁体，如稀土磁体的一种湿法鼓式分离器338以由洁净煤或选矿渣342中分离出留下的磁性物340。由扫选器段334来的磁性物340可以再循环到328以用于重介质分离。洁净的煤或选矿渣342可以送到增稠器344。

                      脱水和附聚

在本发明的另一方案中，在由洁净煤产品中回收磁铁后，该煤产品使用常惯方法，如离心或真空过滤进行脱水。在煤燃烧以前，脱水以降低煤的水含量是有利的。在优选方案中，在洁净煤部分脱水前，将纸纤维，优选的是新闻纸纤维加到煤和水的浆料中。最好在该部分中煤颗粒粒度是小于约0.085～0.125mm并大于约0.010～0.020mm。加入纸纤维对脱水步骤有几个改进，特别包括：(1)在脱水过程增加水份的降低，(2)改进通过用粘结剂附聚所产生的煤丸强度，或减少粘结剂量而煤丸仍有等强度，(3)改进煤的引燃，(4)增加BTU(英热量单位)和(5)由于有利使用纸废料而对环境有利。

本发明的另一方案中，洁净煤产品，特别是较小-颗粒-粒度部分，要用适宜的附聚技术进行附聚。

图1A和1B描述了本发明一个方案的工艺流程。原煤料1在第一筛分单元2通过筛，滤网或其它适宜方法进行筛分。过大颗粒4，例如粒度超过0.5mm的那些，送到高比重分离单元5，该单元包括通过簸析、重介质或其它适宜方法的密度分离。由高比重分离单元5得的下沉物作为选矿渣6而弃去。浮体7流到进行重介质分离的低密度分离单元8。浮体作为洁净煤产品9除去，如有必要加入超细磁铁62。由低比重分离单元8得的下沉物形成中级煤10，将它送到粉碎单元11，在那里中级煤被破碎、研磨或者粉碎，并将粉碎的中级煤71与原煤料1合并以再处理。

低比重分离后，通过任何合适方法回收磁铁并将回收的磁铁和水12送到增稠器13，这里水14被移去。增稠的磁铁和一些水15流到重介质储槽16。

由第一筛分单元2出来的筛下物3送到用筛、滤网或其它已知方法筛分颗粒的第二筛分单元。筛下物20，例如负150目(0.0105mm)颗粒，流到指定在超细颗粒粒度，例如，在15微米(0.015mm)上分级的分级旋流回路21。矿泥与溢流22一起排出并作为选矿渣弃去。工艺水23加到逆流运行的分级旋流器回路21。底流24送到增稠器13，底流和由低密度分离单元8来的磁铁一起增稠。增稠浆料15流到重介质储槽16，如有必要在这里可加入超细磁铁61。由重储槽16来的浆料17流到重介质旋流器25以用于重介质分离。含有洁净煤的溢流26流到磁分离单元58，在按粗选器-清洗器-扫选器安置的湿法鼓式磁分离器中移去磁铁，在扫选器分离器中引入稀土磁体以加强磁铁回收。洁净煤64流到脱水单元65，在用离心机脱水以前，在煤中加入纸纤维66。脱水煤67流到附聚单元68，如有必要，藉助于粘结剂69将煤粒化。洁净煤丸70作为最终产品排出。含有选矿渣的由重介质旋流器25来的底流27流到磁分离单元28，其运行与上述用于溢流的磁分离单元58相同。无磁铁选矿渣29从磁分离单元28中排出以待弃去。

由磁分离单元28和58来的浓缩磁铁30和59合并为60而流入过重介质储槽46，由过重介质储槽得的过重介质47流到重介质储槽31。过重介质63如有必要也送到低比重分离单元8和重介质储槽16。

由第二筛分单元18来的筛上料19，例如0.5mm×150目(0.105mm)颗粒，流到重介质储槽31，在储槽31中加入工艺水72和过重介质47以形成合适的浆料密度。在重介质储槽31中所用的磁铁是超细颗粒粒度，超过60％的颗粒的粒度是在10微米和2微米之间。

由重介质储槽31来的浆料32流到重介质旋流器33以进行重介质分离。溢流34首先在筛上排水36，而过大粒度的洁净煤37用加入的工艺水40在筛上冲洗39。由冲洗段39出来的是洁净的煤产品41。

然后将含有磁铁颗粒的冲洗水42在含有一个或多个湿法鼓式磁分离器的磁分离单元43中进行处理，而由水中分出磁铁。

由重介质旋流器33来的底流35中的磁铁以才描述的由溢流34回收磁铁类似法回收。磁铁和水在49排水，排出液55与由溢流38的排出液合并，然后送到重介质储槽31。过大粒度选矿渣50用工艺水52冲洗51。过大粒度选矿渣53从冲洗回路中排出以待弃去。含磁铁54的冲洗水流到含有一个或多个湿法鼓式磁分离器的磁分离单元56。从磁分离单元排出的水58和45，仍含有少量磁铁，合并为48而流到增稠器13，由增稠器出来的磁铁按上所述在流程中继续流动而最后进行回收。

实施例1

磁铁生产

磁铁是在窑反应器中在二个不同温度下还原赤铁而产生的。赤铁料预先按热水解反应通过喷洒焙烧氯化铁而产生的。将赤铁送入窑的一端而从窑的相反端获取磁铁产品。当赤铁移经窑时加热赤铁并在接近排出端温度达到最大。在窑中注入氢气或天然气以保证整个窑中的还原环境。通过压碎将磁铁破碎为天然谷粒粒度并如有必要进行研磨洗涤。然后测量颗粒粒度。

磁铁首先是在约750℃的反应器中的最高温度下生产。其次，磁铁在约1000℃的反应器中的最高温度下生产。表1列出了二种磁铁产品的粒度分析比较。在约750℃温度下产生的磁铁标为M1，而在约1000℃温度下产生的磁铁标为M2。

很奇怪，M2含有窄得多的颗粒粒度分布，约80％(重量)的磁铁颗粒的粒度在约2微米～约10微米。M1有宽得多的颗粒粒度分布，而且仅约50％的磁铁颗粒粒度在2和10微米之间。虽然对这种粒度分布差别的确切理由尚未完全了解，而且也不希望受任何理论的限制，认为在1000℃反应中磁铁的限制重结晶足以使颗粒粒度分布变窄，但重结晶没有进行到这样一个程度以产生过度的颗粒生长。

如实施例4中所示，在M2磁铁中相对没有大于10微米的颗粒和小于2微米的颗粒，是有利于重介质旋流器分离。M2磁铁的窄粒度分布也有利于在重介质分离后，加强通过磁分离的磁铁回收。图6表示磁铁对不同磁场强度反应的曲线图。曲线表明，在David Tube分离器中回收的磁铁量是用电流通过电磁体线圈所表示的磁性强度的函数。M2磁铁对较低强度的磁场有较大的反应，因而在重介质分离后在磁分离器中易于回收。

            表1

    磁铁颗粒粒度的分布

粒度      重量％      小于

           M1          M2

44.0微米  99.9％      98.0

31.1      98.9        97.2

22.0      93.7        95.2

15.6      86.2        92.1

11.0      75.4        91.4

7.78      67.5        85.9

5.50      59.8        70.0

3 89      51.6        41.1

2.75      38.2        19.8

1.94      21.8        8.2

1.38      11.5        3.2

0.97      3.7         0.5

实施例2

分级旋流器的性能

将负150目(0.105mm)的Sewickly Seam煤的样品在有不同入口面积的旋流器中分级。试验是在10″直径的旋流器中进行。入口压力是不同的以保持对每个试验有几乎相等的进料速度。进料速度对特定的旋流器设计是在工业设计标准的正常范围内。这样在颗粒分离上增加加速的效果可以作为速度函数来测定，而对特定旋流器增加的体积流率没有超过工业设计标准。

所测试的入口面积是20平方厘米(3.1平方英寸)、6.19平方厘米(0.96平方英寸)和3.1平方厘米(0.48平方英寸)，相应的速度各为约(488厘米/秒)16英尺/秒、1708厘米/秒(56英尺/秒)和3172厘米/秒(104英尺/秒)。表2表明了颗粒的粒度，在这粒度时，对每个测试，这种粒度的颗粒的50％流到溢流，50％流到底流。这些测试结果表明，在恒定体积进料速度时，当进料速度增加，则分级在最小的粒度上产生。

                              表2

                       分级旋流器的性能旋流器直径         入口面积        入口速度      分级粒度

25.4cm          20平方厘米      488厘米/秒    (50％分界点)

25.4cm          6.19平方厘米    1708厘米/秒    31.8微米

25.4cm          3.1平方厘米     3172厘米/秒    5.5微米

实施例3

重介质旋流器的性能

进行了三个试验以测定不同入口面积和因而不同的入口速度，在几乎恒定的体积流率下对重介质旋流器分离的影响。在150目(0.105mm)×15微米(0.015mm)筛分的Sewickley Seam煤在10″直径旋流器中分离。为保持入口料流流率几乎相等，改变入口压力，对特定旋流器来说入口料流速度是在工业设计标准之内，因此，对全部试验，加速对分离的影响可以作为入口速度的函数来测定。测试的入口面积是20平方厘米(3.1平方英寸)、6.19平方厘米(0.96平方英寸)和3.1平方厘米(0.48平方英寸)，其相应的速度各为628.3厘米/秒(20.6英尺/秒)、2031厘米/秒(66.6英尺/秒)和4062厘米/秒(133.2英尺/秒)。对全部试验含有表1所示的M2磁铁的重介质。

图7和图8综合了试验的结果。图7表明洁净的煤产品的产额随着增加进入旋流器的入口速度而明显增加。图7也表明，速度愈高，在洁净煤产品中回收煤料中热容量的百分率也愈大。图8表明在全部试验中，洁净煤产品是高质量的。这样，当保持体积进料速率恒定则增加入口速度导致大大增加洁净煤的产额而不损害洁净煤产品的质量。

在28目(0.596mm)×150目(0.105mm)的煤料上进行了另一个试验，其入口面积为3.1平方厘米(0.48平方英寸)和入口速度为4062厘米/秒((133.2英尺/秒)。率在工业设计标准时对旋流器的高入口速度导致由细煤料中良好分离煤和非煤物料。

实施例4

磁铁类型对重介质分离的影响

使用二种不同类型磁铁，M1和M2进行了二个试验以测定其分离性能。M1和M2磁铁的颗粒粒度分布示于表1。使用在150目(0.105mm)×15微米(0.015mm)上筛分的Sewickley Seam煤进行两试验。两个试验用几乎相等的进料速率在10″旋流器中进行。图10和11综述了试验的结果并表明，用M2磁铁改进分离效率。图10表明的结果是M2磁铁改进洁净煤产品的产额和BTU回收。图11表明，很惊奇，使用M2磁铁也改进了洁净煤产品的质量，降低灰份和硫含量并且增加洁净煤产品的BTU含量。M2磁铁，即使比M1有更大的平均颗粒粒度，也表明改进分离效率。这样，磁铁颗粒的粒度分布而不只是颗粒粒度既影响煤分离效率也影响回收效率。

虽然通过说明和实施例已描述了优选的方案，本领域技术人员知道，仅根据所附权利要求限定的，本发明的范围内可以进行本发明的许多改变和修正。

Claims (14)

1．用重介质分离法分离固体颗粒的方法，其中重介质包括水和磁性颗粒，而且至少约60％的该磁性颗粒的粒度约为2～10微米。

2．权利要求1的方法，其中该磁性颗粒包括磁铁。

3．权利要求1的方法，其中至少约75％(重量)的该磁性颗粒的粒度约为2～10微米。

4．权利要求1的方法，其中该重介质包括水和磁铁颗粒，不大于约10％(重量)的该磁铁颗粒的粒度小于约2微米。

5．权利要求1的方法，其中不大于约25％(重量)的该磁性颗粒的粒度小于约3微米。

6．权利要求1的方法，其中至少约10％(重量)的该磁性颗粒大于7微米。

7．权利要求1的方法，其中要分离的固体颗粒包括粒度小于约0.4mm～0.6mm的煤进料颗粒。

8．权利要求1的方法，其中该重介质包括水和磁铁颗粒，并且该磁铁颗粒由还原赤铁得到，在该还原过程中，该赤铁在反应器中受到的最高温度约900～1000℃。

9．权利要求1的方法，其中重介质包括水和磁铁颗粒，并且该磁铁颗粒由还原赤铁得到，其中该还原过程的温度和停留时间是要限制生产的磁铁的晶体生长，使得产生的至少约60％(重量)的磁铁颗粒的粒度约为2～10微米。

10．权利要求1的方法，其中重介质包括水和磁铁颗粒，并且该磁铁颗粒由还原赤铁得到，其中该还原过程的温度和停留时间是要限制生产的磁铁的晶体生长，使得产生的至少约75％(重量)的磁铁颗粒的粒度约为2～10微米。

11．权利要求1的方法，其中重介质包括水和磁铁颗粒，并且该磁铁颗粒是在反应器中在最高温度约为900～1000℃下喷雾焙烧氯化铁水溶液而得到。

12．权利要求1的方法，其中该重介质包括水和磁铁颗粒，并且该磁铁颗粒是由喷雾焙烧氯化铁水溶液得到，其温度和停留时间是要限制生产的磁铁颗粒的晶体生长，使得产生的至少约60％(重量)的磁铁颗粒的粒度约为2～10微米。

13．权利要求1的方法，其中该重介质包括水和磁铁颗粒，并且该磁铁颗粒是由喷雾焙烧氯化铁水溶液而得到，其温度和停留时间是要限制生产的磁铁颗粒的晶体生长，使得产生的至少75％(重量)的磁铁颗粒的粒度约为2～10微米。

14．权利要求1的方法，其中重介质包括水和磁铁颗粒，该磁铁颗粒由还原赤铁得到，而且该还原在旋转窑反应器中进行，赤铁从一端进料而磁铁从相反一端排出，在该反应器排出端引入燃烧器火焰，限制提供给该燃烧器的氧气，并另外向反应器注入天然气以维持还原环境。

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