專利名稱：一種煤矸石的分選工藝的制作方法
技術領域：
本發明涉及一種煤矸石的分選工藝，具體涉及一種旋流器分選煤矸石的工藝。
背景技術：
煤矸石是一種煤礦分選加工后的副產品，由于其含硫量高而不能直接作為燃料使 用，因此要對其進行再次加工利用后綜合利用。目前煤矸石的分選系統大都用梯跳、搖床或 螺旋分選機為主的分選工藝從而將煤矸石分選成沸騰煤、硫精礦等產品，上述的處理工藝 存在處理量小、分選精度差，尤其分選細顆粒(小于1mm)時，細顆粒煤矸石易混入沸騰煤中 引起沸騰煤含硫量高。對于搖床選硫工藝，其工藝流程是洗煤矸石經破碎機破碎后，由分 級篩進行分級，大于4mm的矸石進入棒磨機磨碎至4mm以下，隨同篩下小于4mm的矸石進入 選硫分選系統，是由主、再選搖床將物料分選成硫精礦產品和輕產物，硫精礦經產品倉進一 步脫水后外銷，輕產物經篩子脫水后與電煤產品一同銷售，輕產物篩下水經濃縮旋流器濃 縮后入掃選搖床再選，進一步降低輕產物的硫分。該工藝存在以下主要問題(1)、處理能力低，占地面積大。由于單臺設備處理量太低，搖床單位面積處理能力 只有0. 3-0. 5t/h. m2，造成使用設備多，占地面積太大。(2)、搖床對粒度范圍較寬的物料分選時分選效果差。特別是為了保證粗粒度分 選，細粒度很容易直接進入沸騰煤中，造成沸騰煤硫分高，給電廠的脫硫系統運行控制so2 的排放造成很大的困難(根據目前低熱值煤電廠爐內固硫及煙氣脫硫設施運行情況，要求 燃料硫分要小于4.5%)。其尾砂(沸騰煤)粒度組成見表1表1尾砂粒度組成表 因此探索新的選硫工藝，在基本不增加廠房面積的情況下實現煤矸石的全部加工 并實現高效分選、充分降低沸騰煤的硫分已成為選硫工藝改進的必然方向。
發明內容
本發明的目的在于提供一種煤矸石的分選工藝，具體是提供一種以自生重介質旋 流器為核心分選設備分選煤矸石的工藝，該分選工藝分選精度高、占地面積小。旋流器在選 煤工藝中也用到過，如唐山天雄科技有限公司生產的選煤旋流器，但將旋流器用于煤矸石 的分選工藝中還沒有公開報道過。本發明目的是這樣實現的一種煤矸石的分選工藝，是包括將煤矸石破碎、分級磨碎進入選硫分選系統等步 驟分離煤矸石，其特征在于所述選硫分選系統是包括采用旋流器分選步驟分離煤矸石； 所述旋流器的錐角為70度 90度。上述旋流器錐角的錐比為0.6 0.9 1。上述旋流器的進料密度控制在1.60kg/l以上，優選進料密度為1.60kg/l 1. 70kg/l ；壓力在 0. 2 0. 25Mpa 之間。上述旋流器的入料口直徑優選為屯=0. 2 0. 3D，其溢流口直徑d。= 0. 35 0. 52D，其底流口直徑d。= 0. 21 0. 3D，圓柱體高度L = 1. 3 1. 6D，D代表旋流器的直徑。為了增加煤矸石的分選效率，采用上述旋流器進行至少一級以上的分選，每級分 選是先采用主洗旋流器分選，再采用再洗旋流器分選。上述采用旋流器分選優選為采用旋流器進行兩級分選，具體是先用一段主洗旋流 器分選、再采用一段再洗旋流器分選，然后采用二段主洗旋流器分選、最后用二段再洗旋流 器分選。上述主洗旋流器的錐角為70度 90度，錐角比為0.6 0.9 1。為了進一步增加分選效率，上述再洗旋流器為兩級復錐結構，第一個錐角度數為 100度 130度，第二個錐角度數為70度 90度，其錐角比為0.4 0.5 1。上述一段主洗旋流器的進料密度控制在1. 60kg/l以上，優選進料密度為1. 60kg/ 1 1. 70kg/l ；壓力在 0. 2 0. 25Mpa。上述一段主洗旋流器的入料口直徑優選為屯=0. 2 0. 3D，其溢流口直徑優選為 d。= 0. 35 0. 52D，其底流口直徑優選為d。= 0. 21 0. 3D，圓柱體高度優選為L = 1. 3 1.6D，D代表旋流器的直徑。一種煤矸石的分選工藝，具體地說，首先煤矸石經破碎機和棒磨機解離至8 0mm，經弧形篩脫水后，篩下物經濃縮旋流器1分級，其底流和弧形篩篩上物一起經泵輸送 到進料密度為1. 60kg/l 1. 70kg/l、壓力在0. 2 0. 25Mpa、錐角為70度 90度、錐角比 為0. 6 0. 9 1的主洗旋流器，主洗旋流器的溢流經弧形篩和沸騰煤篩脫介后，篩上物作 為沸騰煤，弧形篩下的合格懸浮液分流一部分和沸騰煤脫介篩下的懸浮液一起回到主介混 料桶，另一部分和沸騰煤脫介篩下的稀介質以及濃縮旋流器1的溢流一起到濃縮分級旋流 器2分級，主洗旋流器的底流進入第一個錐角度數為100度 130度、第二個錐角度數為70 度 90度、其錐角比為0. 4 0. 5 1的再洗旋流器分選；再洗旋流器底流經硫精砂脫介 篩脫介后篩上物作為硫精礦，篩下物作為合格懸浮液流回到主介混料桶，溢流再進入棒磨 機進一步磨碎解離到小于4mm后進入錐角為70度 90度、錐角比為0.6 0.9 1的二 段主洗旋流器，溢流進入沸騰煤弧形篩，底流進入第一個錐角度數為100度 130度、第二 個錐角度數為70度 90度、其錐角比為0.4 0.5 1的二段再洗旋流器，其底流進入硫精砂脫介篩，其溢流進入弧形篩和高嶺土脫介篩，篩上物作為高嶺土粗礦，弧形篩下和脫介 篩下的大部分合格懸浮液到主介混料桶，一部分分流到硫精砂壓濾機回收；濃縮分級旋流 器2的溢流到粗礦泥回收篩，篩上物作為粗礦泥產品，篩下物和濃縮旋流器2的溢流一起到 濃縮分選旋流器3，其底流到硫精砂壓濾機回收，作為硫精砂產品或用于補充主介混料桶的 介質，溢流經耙式濃縮機濃縮后再用壓濾機回收。(上述工藝中所采用的濃縮旋流器是選煤 工藝中采用的一般性旋流器，如唐山天雄科技有限公司生產的選煤用旋流器)本發明帶來了以下的有益效果1、通過本發明工藝生產的硫精礦產品為4 0mm，硫分彡28. 40%，主要用于化工 廠；生產的沸騰煤灰分可小于70 %，硫分小于4. 0 %，主要供電廠(與重介系統排出的電煤 及煤泥合并)，系統全硫回收率> 70% ；生產的高嶺土粗礦灰分大于80%，可以作為生產氧 化鋁、硫酸鋁或堿式氯化鋁的原料；上述以質量百分數計。2、對分選的煤矸石，8 0.5mm物料，一段自生重介旋流器Ep<0. 13，二段自生重 介旋流器Ep<0. 15 ；對4 0. 5mm物料，二級一段自生重介旋流器Ep<0. 15，二段自生重 介旋流器Ep < 0. 18。(Ep表示分選精度，單位公斤/升)3、本發明分選煤矸石工藝占地面積小，處理能力大。一臺(j5680mm/> 450mm旋流 器就可取代30多臺搖床。(搖床處理能力0. 3 0. 5t/h. m2)4、本發明分選煤矸石工藝分選精度高，降低了沸騰煤中的硫分含量，提高了硫精 礦產品的回收率。現有技術搖床選硫工藝生產的沸騰煤硫分達到5% (以質量百分含量計) 以上，無法滿足沸騰煤電廠對尾砂硫分的要求，本發明工藝生產的沸騰煤含硫量可控制在 4.0%以內，能夠達到電廠要求的硫分質量指標，從而有效利用了資源，提高了企業的經濟 效益。5、本發明分選煤矸石工藝中專用的分選設備主、再洗旋流器能夠較好地滿足細礦 泥分選的需要，可最小分選到粒度為0. 1 0. 3mm的細礦泥，不會因為細顆粒物料易混入沸 騰煤中而引起沸騰煤含硫量高，提高了煤矸石的分選精度，有效降低了沸騰煤的含硫量，使 該煤矸石用于燃料燃燒中大大降低了 S02的排放量，為我國節能減排作出了相應的貢獻。
附圖1 為煤矸石分選工藝流程圖，圖中M代表礦泥水，H代表合格懸浮液，X代表 稀懸浮液。
具體實施例方式下面通過實施例對本發明進行具體的描述，有必要在此指出的是以下實施例只用 于對本發明進行進一步說明，不能理解為對本發明保護范圍的限制，該領域的技術人員可 以根據上述本發明內容對本發明作出一些非本質的改進和調整。實施例1一種煤矸石的分選工藝(參照附圖1)，首先煤矸石經破碎機和棒磨機解離至8 0mm，經弧形篩篩分脫水后，篩下物經濃縮旋流器1分級，其底流和弧形篩篩上物一起經泵 輸送到主洗旋流器(錐角為80度、錐角比為0.7 1、其進料密度為1.70kg/l，壓力為 0. 23Mpa)，主洗旋流器的溢流經弧形篩和沸騰煤篩脫介后，篩上物作為沸騰煤，弧形篩下的合格懸浮液分流一部分和沸騰煤脫介篩下的懸浮液一起回到主介混料桶，另一部分和沸騰 煤脫介篩下的稀介質以及濃縮旋流器1的溢流一起到濃縮分級旋流器2分級，主洗旋流器 的底流進入再洗旋流器分選(復錐結構，第一個錐角為100度、第二個錐角80度，錐角比為 0.4 1)；再洗旋流器底流經硫精砂脫介篩脫介后篩上物作為硫精礦，篩下物作為合格懸 浮液流回到主介混料桶，溢流再進入棒磨機進一步磨碎解離到3mm以下后進入二段主洗旋 流器(錐角為80度、錐角比為0.7 1、壓力為0. IMpa)，溢流進入沸騰煤弧形篩，底流進入 二段再洗旋流器(復錐結構，第一個錐角為100度、第二個錐角80度，錐角比為0.4 1)， 其底流進入硫精砂脫介篩，其溢流進入弧形篩和高嶺土脫介篩，篩上物作為高嶺土粗礦，弧 形篩下和脫介篩下的大部分合格懸浮液到主介混料桶，一部分分流到硫精砂壓濾機回收; 濃縮分級旋流器2的溢流到粗礦泥回收篩，篩上物作為粗礦泥產品，篩下物和濃縮旋流器2 的溢流一起到濃縮分選旋流器3，其底流到硫精砂壓濾機回收，作為硫精砂產品或用于補充 主介混料桶的介質，溢流經耙式濃縮機濃縮后再用壓濾機回收。實施例1的選硫分選效果一段篩分資料 二段篩分資料 選硫實驗綜合資料 其中，上述百分含量均指重量百分含量；上述Ad%指灰分的含量，St, 指含硫量。結論從上表可以得出，硫精砂含硫量> 28. 4%,同時低熱值沸騰煤的硫分含量
< 4. 0%。實施例1中二級旋流器分選試驗情況二級重介選硫試驗測試統計表
用硫分平衡法和格式法計算一段溢流產率為20. 51%，一段底流產率79. 49%,二段溢流產率為 53. 24%，二段底流產率 26. 62% ；Ep1 = 0. 13，δρ = 2.455 ； Ep2 = 0. 14，
δρ = 2. 805，二級重介旋流器全硫回收率達到61. 80% X 40%= 24. 72%。一級和二級旋
流器對+0. 5mm的全硫回收率為53. 86+24. 72 = 78. 58%。實施例2-6按以下參數分選煤矸石，其他同實施例1
權利要求
一種煤矸石的分選工藝，包括將煤矸石破碎、分級磨碎進入選硫分選系統等步驟分離煤矸石，其特征在于所述選硫分選系統是包括采用旋流器分選步驟分離煤矸石；所述旋流器的錐角為70度～90度。
2.如權利要求1所述的工藝，其特征在于所述旋流器錐角的錐比為0.6 0.9 1。
3.如權利要求1或2所述的工藝，其特征在于所述旋流器的進料密度大于1.60kg/l ； 壓力為0. 2 0. 25Mpa。
4.如權利要求1或2所述的工藝，其特征在于采用所述旋流器進行至少一次以上的 分選，每次分選是先采用主洗旋流器分選，再采用再洗旋流器分選。
5.如權利要求3所述的工藝，其特征在于采用所述旋流器進行至少一級以上的分選， 每一級分選是先采用主洗旋流器分選，再采用再洗旋流器分選。
6.如權利要求5所述的工藝，其特征在于所述采用旋流器分選為兩級分選，是先用一 段主洗旋流器分選、再采用一段再洗旋流器分選，然后采用二段主洗旋流器分選、最后用二 段再洗旋流器分選。
7.如權利要求6所述的工藝，其特征在于所述主洗旋流器的錐角為70度 90度，錐 角比為0. 6 0. 9 1。
8.如權利要求6或7所述的工藝，其特征在于所述再洗旋流器為兩級復錐結構，第一 個錐角度數為100度 130度，第二個錐角度數為70度 90度，其錐角比為0.4 0.5 1。
9.如權利要求8所述的工藝，其特征在于所述一段主洗旋流器的進料密度為1.60kg/ 1 1. 70kg/l ；壓力在 0. 2 0. 25Mpa。
10.如權利要求1所述的工藝，其特征在于首先煤矸石經破碎機和棒磨機解離至8 0mm，經弧形篩脫水后，篩下物經濃縮旋流器1分級，其底流和弧形篩篩上物一起經泵輸送 到進料密度為1. 60kg/l 1. 70kg/l、壓力在0. 2 0. 25Mpa、錐角為70度 90度、錐角比 為0. 6 0. 9 1的主洗旋流器，主洗旋流器的溢流經弧形篩和沸騰煤篩脫介后，篩上物作 為沸騰煤，弧形篩下的合格懸浮液分流一部分和沸騰煤脫介篩下的懸浮液一起回到主介混 料桶，另一部分和沸騰煤脫介篩下的稀介質以及濃縮旋流器1的溢流一起到濃縮分級旋流 器2分級，主洗旋流器的底流進入第一個錐角度數為100度 130度、第二個錐角度數為70 度 90度、其錐角比為0. 4 0. 5 1的再洗旋流器分選；再洗旋流器底流經硫精砂脫介 篩脫介后篩上物作為硫精礦，篩下物作為合格懸浮液流回到主介混料桶，溢流再進入棒磨 機進一步磨碎解離到小于4mm后進入錐角為70度 90度、錐角比為0.6 0.9 1的二 段主洗旋流器，溢流進入沸騰煤弧形篩，底流進入第一個錐角度數為100度 130度、第二 個錐角度數為70度 90度、其錐角比為0.4 0.5 1的二段再洗旋流器，其底流進入硫 精砂脫介篩，其溢流進入弧形篩和高嶺土脫介篩，篩上物作為高嶺土粗礦，弧形篩下和脫介 篩下的大部分合格懸浮液到主介混料桶，一部分分流到硫精砂壓濾機回收；濃縮分級旋流 器2的溢流到粗礦泥回收篩，篩上物作為粗礦泥產品，篩下物和濃縮旋流器2的溢流一起到 濃縮分選旋流器3，其底流到硫精砂壓濾機回收，作為硫精砂產品或用于補充主介混料桶的 介質，溢流經耙式濃縮機濃縮后再用壓濾機回收。
全文摘要
一種煤矸石的分選工藝，包括將煤矸石破碎、分級磨碎進入選硫分選系統等步驟分離煤矸石，其特征在于所述選硫分選系統是包括采用旋流器分選步驟分離煤矸石；所述旋流器的錐角為70度～90度。通過本發明工藝生產的硫精礦產品為4～0mm，硫分≥28.40％，主要用于化工廠；生產的沸騰煤灰分可小于70％，硫分小于4.0％，主要供電廠(與重介系統排出的電煤及煤泥合并)，系統全硫回收率≥70％；生產的高嶺土粗礦灰分大于80％，可以作為生產氧化鋁、硫酸鋁或堿式氯化鋁的原料；上述以質量百分數計。
文檔編號B04C5/24GK101869877SQ201010195059
公開日2010年10月27日 申請日期2010年6月9日 優先權日2010年6月9日
發明者何青松, 唐聯松, 李善業, 楊江清, 羅駿 申請人:重慶南桐礦業有限責任公司南桐選煤廠