本发明涉及一种重介选煤方法，尤其涉及用于处理细粒煤的重介选煤方法。
背景技术：
现有技术中利用跳汰选煤方法或重介选煤方法，均不能有效处理1-0mm粒级的原煤，造成资源严重浪费。不能得到有效处理的1-0mm粒级原煤以半成品的方式进入成品。由于1-0mm粒级原煤的灰分比产成品灰分高出4-5％，其产率占原煤的1/3左右，进入产成品环节后，一般会使最终产品灰分高出期望值1-2％。为平衡该部分灰分对最终产品的影响，势必要将重介或跳汰部分的灰分压低，这会进一步导致精煤在中煤中的损失增加。造成资源浪费的另一方面是，细粒(1-0.1mm)精煤不能得到有效回收。现有的回收方案是，重介洗煤工艺用0.4mm的弧形筛分级回收，跳汰洗煤以0.15mm的高频筛回收。
在现有重介洗煤方法中，一般用煤泥重介来分选1-0mm粒级的物料。在生产过程中通过人工分流实现煤泥重介的送入。这种分流方式很难保证煤泥旋流器的正常分选。当原煤中煤泥含量较多时，系统分流量就需加大，因煤泥合格介质桶的容积在设计时已经选定，分流量大到一定时煤泥合格介质桶无法满足其需求。为保证原煤合格介质桶中的煤泥含量就必须降低原煤入洗量。降低入洗原煤量将降低选煤厂的生产能力，增加洗煤厂的生产成本。当原煤中煤泥含量较少时，系统分流量就要减少。分流量少到一定程度，虽然煤泥合格介质桶不会漫溢流，但煤泥旋流器的压力不能保证，旋流器也就无法正常工作。现有技术中，通过补加循环水来保证煤泥旋流器的工作压力。循环水的补充会降低悬浮液的分选密度，煤泥旋流器在低密度的条件下同样不能实现正常分选。这种情况下会出现溢流灰分高，底流灰分低的不正常现象。也就是说在溢流中高灰污染了精煤，在底流中损失了精煤。
技术实现要素：
本发明的目的在于提供一种的重介选煤方法。
为实现上述发明目的，根据本发明提供重介选煤方法，包括：
a)保持煤泥合格介质液位高于原煤合格介质液位；
b)控制精煤脱介弧形筛下分流量，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态；
c)有目的引导泥煤重介旋流器溢流进入精煤磁选机或原煤合格介质桶。
根据本发明第一个方面，所述煤泥合格介质液位比原煤合格介质液位高至少1米。
根据本发明第一个方面，所述精煤脱介弧形筛下分流量至少为煤泥旋流器处理能力的1.15-1.2倍。
根据本发明第一个方面，将精煤磁选
尾矿引入精煤处理装置，由精煤处理装置溢流脱除低密度高灰细泥，并将精煤处理装置底流加压传输至精煤电磁筛，由精煤电磁筛脱除高密度高灰细泥。
根据本发明第一个方面,所述精煤处理装置是深锥角锥池、爬式浓缩机或深锥浓缩机。
根据本发明第一个方面，在步骤b)中，以脱介弧形筛下水和脱介筛筛下水替代精煤弧形筛筛下水分流，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态。
根据本发明第一个方面，在步骤c)中，以精煤磁选机入料替代煤泥旋流器溢流进入原煤合格介质桶。
根据本发明，有效全面地对粗煤泥(1-0.1mm)进行分选。
现有技术中，重介选煤工艺虽有煤泥重介分选环节，但实际应用中结果均不尽人意。造成这种结果的原因是：在实际工作中，入洗原煤中煤泥含量随机变化是不确定的，但煤泥旋流器的处理能力是确定的。煤泥量过多或过少，旋流器均不能正常工作。但煤泥量与旋流器处理能力精准匹配几乎是不可能的或几乎没有。
根据本发明，首先根据最高煤泥含量的原煤需求确定旋流器的处理能力。同时，为了适应入洗原煤中煤泥含量的变化，在原煤中煤泥含量变少时及时将经煤泥重介旋流器分选好的精煤泥返回原煤合格介质桶，以补充原煤合格介质桶煤泥不足的问题。这样，不仅解决了原煤中煤泥的变化问题，也使得打分流出系统的粗煤泥得到有效分选成为合格产品。
根据本发明，有效解决细粒煤(0.1-0.075mm)的分级问题。
细粒分级一直是现有技术中的瓶颈性难题。现有技术中采用0.5mm粒级的筛分设备进行分级。随着分选技术的不断完善和提高，大于0.1mm粒级的精煤已经可以分选合格。但依然缺乏可靠的分级手段和分级设备，致使50％左右的合格粗精煤再次进入
浮选环节。这增加了浮选环节的压力，使原本已经合格的粗精煤又受到了不应有的污染。这部分物料重新逆变为不合格精煤，其结果是在浮选环节损失大量精煤的同时还需重介部分进行背灰。
根据本发明，利用静态分级和动态分级相结合的措施实现对0.1-0.075mm的细粒煤进行有效、精准的分级。根据本发明的一种实施方式，将精煤磁选尾矿注入深锥角锥池进行静态分级，分离出低密度高灰分细粒物料。然后再将底流用泵打入高频电磁细筛进行动态分级，分离出高密度高灰细粒物料。两次降灰结果可使该环节粗煤泥灰分降低5％左右。
根据本发明，改善了浮选环节的工作条件。
现有技术中，浮选入料粒度上限为0.4-0.5mm，有时＞0.5mm粒级的物料也会混入其中。实践证明，＞0.3mm粒级的物料用浮选的方法是很难选出的。现有技术中，浮选入料的浓度一般是在100g/L左右，这一入浮浓度是很难分选出合格产品的。
根据本发明，由于采用了静态分级和动态分级的措施，经深锥角锥池的溢流和底流的不同处理，实现了浮选入料粒度可控制在0.1-0.15mm之间。浮选入料浓度可控制在50-60g/L，大大改善了浮选环节的工作条件，在浮选过程中不仅改善了浮选的选择性也提高了浮选的精度和抽出率。
根据本发明，通过选择
浮选机处理能力，有效提高浮选尾矿灰分含量。
现有技术现有技术在浮选机选型上其矿浆处理量为6-12m3/m3-h。
根据本发明，经试验室试验和现场生产检验，浮选机的矿浆处理能力应小于5m3，干煤泥处理能力应小于0.3t/m3。这样的选型才能使浮选机有良好的工作状态，才能选出合格的分选精煤和高灰分的浮选尾矿，对于中等或难浮煤来说，现有技术的浮选尾矿灰分只有40％左右，而根据本发明的方法，在浮选精煤灰分合格的前提下，浮选尾矿灰分可达到70％左右。
附图说明
图1是示意性表示根据本发明的重介选煤方法的细粒可靠分选流程示意图；
图2是示意性表示根据本发明的重介选煤方法的细粒分级流程示意图。
具体实施方式
根据本发明，在采用重介选煤方法处理1-0mm颗粒原煤物料时，加大悬浮液的分流量，满足煤泥旋流器的正常分选要求，使1-0mm粒级的原煤都能得到有效分选。
根据本发明，通过将煤泥重介旋流器已经分选好的精煤泥回馈输送到原煤合格介质容器或桶中，避免在原煤中煤泥含量过低或过高时导致煤泥旋流器不能正常工作的问题。通过补充原煤合格介质容器或桶中的煤泥量，使原煤合格介质桶中悬浮液的煤泥含量得到有效控制，确保了原煤重介分选作业的稳定性。
如图1所示，根据本发明的重介选煤方法的一种实施方式，提高煤泥合格介质容器或桶的液位，使煤泥合格介质的液位高于原煤合格介质液位。图中示意表示了从精煤脱介弧形筛的筛下物进入煤泥合格介质容器，在精煤脱介弧形筛下物进入煤泥合格介质容器之前，将其分流出一部分，供入原煤合格介质容器或桶中。根据本发明，这种分流出来的精煤脱介弧形筛下物的液面要高于后续的煤泥合格介质的液面。由此，使得精煤脱介弧形筛下的分流量足以满足煤泥旋流器的工作需要，使其能够正常工作。最好至少高1米。
根据本发明，当精煤脱介弧形筛下的分流量达到煤泥旋流器处理能力的1.15-1.2倍时，就能保证生产时煤泥合格介质容器或桶保持溢流状态。而煤泥合格介质容器或桶保持溢流是煤泥旋流器正常工作的前提。
在根据本发明的一种实施方式中，采用对煤泥重介旋流器的溢流进行分流量的方法，使煤泥重介旋流器溢流可优先回输到原煤合格介质容器或桶，而进入精煤磁选机的煤泥旋流器溢流是随机的或者是可大可小的。如图1所示，在煤泥重介旋流器5的溢流中，分出一个分流9和另一个分流10。根据本发明，当原煤合格介质桶中的煤泥量偏低时，优先将分流10直接回输到原煤合格介质容器或桶2中。这样即可保证原煤合格介质桶中的悬浮液的煤泥含量，从而保证煤泥重介旋流器正常工作。而煤泥重介旋流器5溢流的另一个分流输送至精煤磁选机7是次优先的。
根据本发明的这种实施方式，首先根据最高煤泥含量确定煤泥旋流器的符合能力，或者根据最高煤泥含量选择煤泥旋流器。其次，当原煤中的煤泥含量降低或变少时，及时将一部分煤泥重介旋流器分选好的精煤泥回输给原煤合格介质桶，以此补充原煤合格介质桶中煤泥。这样，不仅有效解决了原煤中煤泥变化导致煤泥重介旋流器不能正常工作的问题；还可以使打分流出系统的粗煤泥得到有效的分选成为合格产品。
根据本发明的这种实施方式，无论原煤1-0mm粒度的含量处于上限、中间或下限，都可以保证原煤重介旋流器正常工作，最终实现对1-0mm原煤的精准分选。
现有重介选煤工艺中，理论上能够对1-0.1mm的物料进行有效的分级。但实际上，通常采用0.5mm或0.4mm筛缝的弧形筛进行分级，因此0.4-0.1mm粒级的合格精煤无法有效地被分离出来。这部分物料会进入后面的浮选环节，因而不仅增加了浮选的工作量，同时还对已经分选合格的粗精煤造成而二次污染。
图2示出了根据本发明的另一种实施方式。根据本发明的这种实施方式，在精煤磁选机7之后设置一个精煤角锥池12。由精煤磁选尾矿为深锥角锥池12的入料。深锥角锥池12的溢流部分脱除了低密度高灰细泥，这部分溢流被送至浮选机15进行下一步的浮选加工处理。而深锥角锥池12中的底流部分则通过底流泵13送至精煤电磁筛14进行筛选，脱除高密度高灰细泥。在本实施方式中，采用深锥角锥池12的溢流首先实现对细粒物料的静态分级，由此分出低密度高灰分细粒物料。然后通过底流泵13将底流泵入高频电磁细筛14进行动态分级，分离出高密度高灰细粒物料。由此，实现动、静两种工作状态的分级。两者相互配合，两次降灰结果可以使得处理后的粗煤泥灰分降低5％左右。同时，由于采用了静态细粒分级和动态细粒分级的措施，使得根据本发明的实施方式所进行的分级的下限可达0.1mm-0.075mm。
通过这种布置，可以有效地回收1-0.1mm的合格粗精煤泥。同时，由于在本实施方式中，对浮选前的物料进行了分类处理，所以大大减轻了后续浮选环节的负担。
根据发明，也可以采用例如爬式浓缩机、深锥浓缩机来替代深锥角锥池实现静态细颗粒分级。
根据本发明的一种实施方式，在浮选入料粒度≤0.1mm、煤泥中等可浮的条件下，选择矿浆的处理能力≤6m3/m3-h。根据本发明的试验结果表明，浮选机处理矿浆的能力应小于5m3/m3-h，干煤泥处理能力应小于0.3t/m3。如此选择能够保证浮选机可以在良好状态下正常工作，满足要求地分选出精煤和高灰分浮选尾矿。检验结果表明，根据本发明的上述实施方式，在浮选精煤灰分合格的前提下，尾矿灰分可达70％左右。
技术特征：
1.重介选煤方法，包括：
a)保持煤泥合格介质液位高于原煤合格介质液位；
b)控制精煤脱介弧形筛筛下分流量，使泥煤合格介质容器在生产时始终处于溢流状态；
c)有目的引导泥煤重介旋流器溢流进入精煤磁选机或原煤合格介质桶。
2.根据权利要求1所述的重介选煤方法，其特征在于，所述煤泥合格介质液位比原煤合格介质液位高至少1米。
3.根据权利要求1或2所述的重介选煤方法，其特征在于，所述精煤脱介弧形筛下分流量至少为煤泥旋流器处理能力的1.15-1.2倍。
4.根据权利要求1或2所述的重介选煤方法，其特征在于，将精煤磁选尾矿引入精煤处理装置，由精煤处理装置溢流脱除低密度高灰细泥，并将精煤处理装置底流加压传输至精煤电磁筛，由精煤电磁筛脱除高密度高灰细泥。
5.根据权利要求4所述的重介选煤方法，其特征在于,所述精煤处理装置是深锥角锥池、爬式浓缩机或深锥浓缩机。
6.根据权利要求1所述的重介选煤方法，其特征在于，在步骤b)中，以脱介弧形筛下水和脱介筛筛下水替代精煤弧形筛分流，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态。
7.根据权利要求1所述的重介选煤方法，其特征在于，在步骤c)中，以精煤磁选机入料替代煤泥旋流器溢流进入原煤合格介质桶。
技术总结
本发明涉及重介选煤方法，包括：a)保持煤泥合格介质桶液位高于原煤合格介质桶液位；b)控制精煤脱介弧形筛筛下分流量为煤泥重介旋流器入料量的1.15?1.2倍，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态；c)引导泥煤重介旋流器溢流有目的的进入精煤磁选机或原煤合格介质桶；d)将精煤磁选尾矿引入深锥角锥池进行第一次细粒分级，脱除低密度高灰细泥，溢流粒度为?0.10mm粒级，底流为1?0.10mm粒级。e)用泵将深锥角锥池低流(1?0.10mm)部分输送到高频电磁细筛，进行第二次细粒分级，脱除高密度高灰细泥。根据本发明，有效解决细粒煤(0.1?0.075mm)的分选和分级问题。改善了浮选环节的工作条件；通过设定浮选机处理能力，有效提高浮选尾矿灰分含量。
技术研发人员：高宇;王全家;刘宪树
受保护的技术使用者：内蒙古广纳煤业（集团）有限责任公司
文档号码：201710228721
技术研发日：2017.04.10
技术公布日：2017.06.13
声明：
“重介选煤方法与流程” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色技术网
来源：内蒙古广纳煤业（集团）有限责任公司
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2024年12月20日 ~ 22日 
