本发明属于重介选煤领域，涉及重介质选煤过程介质回收工艺，特别涉及一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺。
背景技术：
重介质选煤技术是选煤厂处理原煤的首选方法。但对于动力煤或原煤中黏土矿物含量较高的选煤厂，重介分选过程容易产生次生煤泥，给介质回收和煤泥水处理带来不利影响。
重介质选煤存在的介质循环环节是次生煤泥的主要成因，研究文献显示采用有压给料两产品重介质旋流器使次生煤泥量大为增加，次生煤泥量增加了7％。次生煤泥在重介流程中通过合格介质反复循环，进一步加剧了泥化现象。大量研究表明原煤次生煤泥产率随着泥化时间的变化规律为先快后慢，即随着泥化时间的持续，次生煤泥呈现出先快速增加，超过15-20min后缓慢增加的规律，且次生煤泥主要产生于中煤和矸石合格介质中。因此应在煤泥水处理过程中尽快排除易泥化物料。
围绕这一研究思路，各动力煤选煤厂采用了很多措施营造良好的煤泥水处理环境。西部一些动力煤选煤厂采用絮凝剂前置加入，将絮凝剂加入至脱泥筛筛下煤泥桶，创造有利的溶液条件，降低泥化程度。一些选煤厂采用新增磁选机专门处理矸石段稀介质。经磁选机回收介质后，
尾矿矸石泥直接排入固定筛、弧形筛及高频筛内进行脱水、外排，避免了矸石稀介中的高灰细泥循环。也有一些动力煤选煤厂把矸石脱介筛筛板由1.5mm或2mm的孔径筛板更换为0.5mm筛板，保证了1.5-0.5mm粒度级的矸石泥能够及时的排出煤泥水系统。
基于以上做法，近年来煤泥水处理效率和工艺不断完善，而实际生产过程中除了中煤、矸石合格介质中仍有大量煤泥在重介系统内循环，导致大量高灰细泥无法及时排出系统，一方面高灰细泥的循环造成煤泥水处理压力增大，另一方面高灰细泥造成循环水及磁选入料粘度升高，使产品带走和磁选尾矿中损失的介质增加。因此进一步提高煤泥水处理效果，需要打破高灰细泥在中矸合格介质中的循环，及时将其排除出分选系统。
技术实现要素：
针对高灰细泥主要在中矸合格介质中循环，无法及时排出，恶化煤泥水处理及介质回收效果的问题，本发明提出将中矸合格介质与稀介质充分混合后共同进入磁选-分级脱除中矸合格介质中的高灰细泥的工艺，提供了一种易泥化动力煤中矸合介全磁选的工艺。
主要包括以下步骤：
一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺，包括如下步骤：
步骤1：重介分选的中煤、矸石悬浮液经过弧形筛和脱介筛分为筛上物料、合格介质和稀介质；
步骤2：筛下合格介质与稀介质合并进入中矸磁尾桶；
步骤3：中矸磁尾桶给入强磁盘式磁选机粗选，分为精矿和尾矿；
步骤4：所述磁选尾矿进入煤泥水桶，所述磁选精矿和循环水给入滚筒式磁选机精选，分为精矿和尾矿；
步骤5：所述滚筒式磁选机精矿返回合格介质桶；
步骤6：所述滚筒式磁选机尾矿进入分级旋流器，分为溢流和底流；
步骤7：所述分级旋流器溢流进入浓缩机，底流进入粗煤泥分选设备或掺入矸石产品。
优选的，所述原煤为易泥化动力煤，原煤w500>1，泥化比>10.1％。
优选的，所述中矸磁尾桶为搅拌桶。
优选的，所述粗选强磁盘式磁选机磁场强度为2000-2500gs，采用喷水式辅助卸料。
优选的，所述精选滚筒式磁选机磁场强度为1200-1800gs。
有益效果：本发明将易泥化动力煤中矸合格介质中的高灰细泥部分通过全部磁选及时排出重介分选系统，采用先强磁场粗选实现介质充分回收，再用弱磁场精选脱泥的磁选工艺，同时保证了脱介和脱泥效果，既降低了次生煤泥的产率又降低了介质损失，且易于实施。
附图说明
图1是本发明所述方法流程示意图
图2为本发明所述方法实施例选煤工艺流程图。
图中标号：a-弧形筛；b-脱介筛；c-中矸磁尾桶；d-强磁盘式磁选机；e-弱磁滚筒式磁选机；f-煤泥水桶；g-合格介质桶；h-分级旋流器；i-浓缩机。
具体实施方式
为了使本发明技术方法容易理解，现结合附图采用具体实例，对本发明的技术方案进行描述。需要指出的是在此所述的实施例仅为本发明的部分实施例，而非本发明的全部实现方式，其作用只在于为审查员及公众提供理解本发明内容更为直观明了的方式，而不是对本发明所述技术方案的限制。在不脱离本发明构思的前提下，所有本领域普通技术人员没有做出创造性劳动就能想到的其它实施方式，及其它对本发明技术方案的简单替换和各种变化，都属于本发明的保护范围。
本发明包括中矸合格介质混合环节、粗精选磁选脱泥环节、产品处理环节。
图1为本发明所述方法流程示意图：
原煤经过重介分选后分成精煤、中煤、矸石产品；中煤、矸石分别经过弧形筛a和脱介筛b后分为筛上物料、合格介质和稀介质；
中煤、矸石合格介质、稀介质合并进入中矸磁尾桶c；
中矸磁尾桶c物料经给料泵送至强磁盘式磁选机d，分成精矿和尾矿；
强磁盘式磁选机d尾矿进入煤泥水桶f，强磁盘式磁选机d精矿与循环水混合后给入弱磁滚筒式磁选机e，分成精矿和尾矿；
弱磁滚筒式磁选机e精矿进入合格介质桶g，尾矿给入分级旋流器h，分为溢流和底流；
分级旋流器h溢流进入浓缩机i，底流进入粗煤泥分选设备或掺入矸石产品。
图2所示为本发明实施例的选煤工艺流程图：
该选煤厂为10.0mt/a动力煤选煤厂末煤系统采用三产品2台直径1200/850三产品重介质旋流器分选分出精煤、中煤、矸石产品，三个产品分别进入各自的弧形筛和直线振动脱介筛。
中煤、矸石弧形筛筛下及直线脱介筛前段为合格介质段，直线脱介筛后段增加喷水脱除介质，筛下为稀介质段。
原系统中矸合格介质混合进入返回合格介质桶，稀介质进入3台hmds1219型滚筒磁选机，磁选精矿返回合格介质桶，尾矿进入中矸煤泥桶。
这种情况下混合的中矸合格介质中的煤泥占固体物含量的比例达到50％以上，其粒度组成如表1：
表1中矸合格介质中非磁性物粒度组成
由结果可知中矸合格介质中-0.5mm煤泥灰分高达55％以上，尤其是-0.25mm含量达到1/4以上，灰分为60％以上，说明中矸合格介质中含有近一半的高灰细泥，这部分物料在合格介质内的循环会使煤泥水的高灰细泥含量进一步升高，恶化煤泥水处理效果。基于此按照本发明方案对以上工艺进行了改进。
改进后，中煤、矸石合格介质与稀介质混合进入φ3.0m搅拌桶，经过充分混合后由泵送至2台φ1.5m*6盘式磁选机。盘式磁选机精矿与循环水混合至浓度30％左右，后给入3台hmds1219型滚筒式磁选机精选，滚筒式磁选机精矿给入合格介质桶，尾矿与盘式磁选机尾矿混合后给入分级旋流器组分级；分级旋流器底流经过高频筛脱水后掺入矸石产品，溢流给入浓缩机。
本案的中矸合格介质中的煤泥占固体物含量的比例降低至30％以下，其粒度组成如表2：
表2：中矸合格介质中非磁性物粒度组成
由结果可知中矸合格介质中-0.5mm煤泥灰分降低至40％以下，-0.125mm含量降低至13.61％。说明采用本方案的工艺能及时有效地将高灰细泥从中矸合格介质中排除，相较现行工艺中矸合格介质中高灰细泥含量降低50％以上。为保证煤泥水处理效果提供良好的前提，实际生产表明煤泥水药剂消耗降低10％以上，压滤机排料周期缩短10％以上，整体介耗降低10％以上。
技术特征：
1.一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺，其特征在于，包括如下步骤：
步骤1：重介分选的中煤、矸石悬浮液依次经过弧形筛和脱介筛分为筛上物料、合格介质和稀介质；
步骤2：筛下合格介质与稀介质合并进入中矸磁尾桶；
步骤3：中矸磁尾桶给入强磁盘式磁选机粗选，分为精矿和尾矿；
步骤4：磁选尾矿进入煤泥水桶，磁选精矿和循环水给入滚筒式磁选机精选，分为精矿和尾矿；
步骤5：滚筒式磁选机精矿返回合格介质桶；
步骤6：滚筒式磁选机尾矿进入分级旋流器，分为溢流和底流；
步骤7：分级旋流器溢流进入浓缩机，底流进入粗煤泥分选设备或掺入矸石产品。
2.根据权利要求1所述的一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺，其特征在于，所述原煤为易泥化动力煤，原煤w500>1，泥化比>10.1％。
3.根据权利要求1所述的一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺，其特征在于，中矸磁尾桶为搅拌桶。
4.根据权利要求1所述的一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺，其特征在于，所述粗选强磁盘式磁选机磁场强度为2000-2500gs，采用喷水式辅助卸料。
5.根据权利要求1所述的一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺，其特征在于，所述精选滚筒式磁选机磁场强度为1200-1800gs。
技术总结
本发明提供一种易泥化动力煤中矸合介全部磁选工艺，包括以下步骤：重介分选的中煤、矸石悬浮液经过脱介筛分为筛上物料、合格介质和稀介质；合格介质与稀介质合并进入中矸磁尾桶；中矸磁尾桶给入强磁盘式磁选机粗选，分为精矿和尾矿；磁选尾矿进入煤泥水桶，磁选精矿进入滚筒式磁选机精选，分为精矿和尾矿；磁选精矿返回合格介质桶，磁选尾矿经过分级旋流器，分为底流和溢流；分级旋流器底流给入粗煤泥分选设备或掺入矸石产品，分级旋流器溢流进入浓缩机。本发明利用两次磁选将中矸合格介质中高灰细泥全部排出，避免高灰细泥反复循环加剧矸石泥化，恶化介质回收和煤泥水处理效果，为介质充分回收和降低煤泥水处理压力提供了一种有效手段。
技术研发人员：王大鹏;李文秀;谢领辉;孙国兴;李晓英
受保护的技术使用者：中国矿业大学
技术研发日：2020.08.13
技术公布日：2020.12.29
1.本发明涉及矿物加工技术领域，尤其是一种用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法。
背景技术：
2.在铁精矿选铁领域，由于不同地区原料组成成分不同，需采用不同的工艺尽可能降低尾矿中铁含量，提高铁的回收率。
3.比如，针对青海某微细粒嵌布磁铁矿，采用磁选—反
浮选联合工艺，使用φ400mm
×
300mm大包角多磁极湿式弱磁选机，在144ka/m磁场强度下进磁选试验；利用阳离子
捕收剂对磁选精矿反浮选降硅，在
?
400目95%的最终磨矿细度下，可获得精矿铁品位为67.42%，铁回收率为56.92%的选别指标，精矿品位比单一磁选提高10.5个百分点，精矿中sio2含量降低到4.35%。反浮选可获得品位大于60%的铁精矿，提铁降硅效果明显。
4.但是，这种选铁工艺存在一些问题，包括矿石中部分超细粒磁铁矿与石英难以解离，在选别时进入尾矿，造成铁回收率偏低。
技术实现要素：
5.本发明目的就是为了解决现有选铁工艺中铁回收率低的问题，提供了一种用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，可以提高铁精粉全铁品位纯度，降低二氧化硅含量，使得矿石中部分超细粒磁铁矿与石英更容易分离。
6.为了实现上述目的，本发明采用了如下技术方案：一种用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，具体步骤如下，包括：（1）将现场铁精粉进行400目筛分，预抛粗筛上+400目的铁精粉；（2）将上述步骤（1）中筛下
?
400目的铁精粉进行细磨15min；（3）细磨后得到的铁精粉在磁场强度570gs下进行第一次磁选；（4）一次磁选得到的磁选精矿再进行细磨15min；（5）细磨后得到的铁精粉在磁场强度570gs下进行第二次磁选；（6）二次磁选获得的磁选精矿细磨至10μm以下占43.9%；（7）将上述步骤（6）中细磨得到的铁精粉进行第一次浮选，得到的第一次泡沫产品为尾矿，得到的第一槽精矿产品进行第二次浮选；（8）第二次浮选后得到的第二次泡沫产品为中矿，得到的第二槽精矿产品进行第三次浮选；（9）第三次浮选得到的第三次泡沫产品亦为中矿，得到的第三槽精矿产品进行第四次浮选；（10）第四次浮选得到的第四次泡沫产品为中矿，得到的第四槽精矿产品即为铁精矿。
7.进一步地，所述步骤（7）中，第一次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为500g/t，捕收剂十二胺用量为50g/t。
8.进一步地，所述步骤（8）中，第二次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为250g/t，捕收剂十二胺用量为25g/t。
9.进一步地，所述步骤（9）中，第三次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为125g/t，捕收剂十二胺用量为12.5g/t。
10.进一步地，所述步骤（10）中，第四次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为62.5g/t，捕收剂十二胺用量为6.25g/t。
11.进一步地，所述步骤（7）~（10）中，第一次浮选、第二次浮选、第三次浮选和第四次浮选总共所添加的抑制剂苛性淀粉用量为937.5g/t，总共所添加的捕收剂十二胺用量为93.75g/t。
12.进一步地，所述苛性淀粉是按照可溶性淀粉：氢氧化钠=5：1的质量比在98℃下苛化1h得到的。
13.进一步地，所述十二胺是按照摩尔比十二胺：醋酸=1：1配置而成的。
14.本发明的技术方案中，通过反复的磁选和浮选，并且将苛性淀粉作为抑制剂，将十二胺作为捕收剂，可以实现在不添起泡剂的条件下，将磁铁矿与石英的有效分离，提高了精矿质量，将铁精粉全铁品位提纯至72%以上，二氧化硅含量降至0.3%以下，增加了企业的经济效益，使得生产工艺更加环保可靠。
附图说明
15.图1为本发明的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法流程图。
具体实施方式
16.实施例1为使本发明更加清楚明白，下面结合附图对本发明的一种用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法进一步说明，此处所描述的具体实施例仅用于解释本发明，并不用于限定本发明。
17.本实施例中，采用筛分，两阶段细磨磁选，再进行四阶段浮选，过滤得到合格的铁精粉。实施例中铁粉组成的分析方法按照gb/t223 .7、gb/t223 .5、gb/t223 .68和gb/t223.59标准要求进行。
18.本实施例中，如图1所示的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于，包括：（1）选择铁精粉原样500g，其组成为：tfe品位含量68.38％、细度45％、400目筛子的通过率；二氧化硅4.99％；硫0.015％；磷0.01％；（2）先将原料通过400目的筛子进行筛分，筛上物为粗粒精矿，然后将筛下物225g细磨15min；（3）细磨后的铁精粉在磁场强度570gs下进行第一次磁选；（4）将一次磁选后的精矿再细磨15min；（5）上述步骤（4）中细磨后的铁精粉在磁场强度570gs下进行第二次磁选，两段磁选尾矿合并；（6）将最终的磁选精矿进行四次浮选，得到浮选精矿，并将第二、三、四次浮选尾矿合并为中矿，将各阶段获得的产品脱水、烘干、检测分析，得到如下表所示结果，其中浮选精
矿全铁品位为72.14%，二氧化硅含量为0.18%。
19.本实施例中，将苛性淀粉作为抑制剂，将十二胺作为捕收剂，苛性淀粉是按照可溶性淀粉：氢氧化钠=5：1的质量比在98℃下苛化1h得到的，十二胺是按照摩尔比十二胺：醋酸=1：1配置而成的。其中，药剂制度分别为：第一次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为500g/t，捕收剂十二胺用量为50g/t；第二次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为250g/t，捕收剂十二胺用量为25g/t；第三次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为125g/t，捕收剂十二胺用量为12.5g/t；第四次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为62.5g/t，捕收剂十二胺用量为6.25g/t。产品tfe/%sio2/%产率/%铁回收率/%粗粒精矿68.424.7066.867.19浮选精矿72.140.1819.720.89浮选中矿71.080.623.83.97浮选尾矿69.841.632.82.87磁选尾矿49.9631.906.95.07给矿68.025.40100100现场铁精矿68.384.99
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20.在使用本发明的方法后，铁精粉全铁品位提纯至72%以上，二氧化硅含量降至0.3%以下，同时可以实现在不添起泡剂的条件下，将磁铁矿与石英的有效分离，提高了精矿质量，增加了企业的经济效益，使得生产工艺更加环保可靠。
21.除上述实施例外，本发明还可以有其他实施方式。凡采用等同替换或等效变换形成的技术方案，均落在本发明要求的保护范围。
技术特征：
1.一种用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，具体步骤如下，其特征在于，包括：（1）将现场铁精粉进行400目筛分，预抛粗筛上+400目的铁精粉；（2）将上述步骤（1）中筛下
?
400目的铁精粉进行细磨15min；（3）细磨后得到的铁精粉在磁场强度570gs下进行第一次磁选；（4）一次磁选得到的磁选精矿再进行细磨15min；（5）细磨后得到的铁精粉在磁场强度570gs下进行第二次磁选；（6）二次磁选获得的磁选精矿细磨至10μm以下占43.9%；（7）将上述步骤（6）中细磨得到的铁精粉进行第一次浮选，得到的第一次泡沫产品为尾矿，得到的第一槽精矿产品进行第二次浮选；（8）第二次浮选后得到的第二次泡沫产品为中矿，得到的第二槽精矿产品进行第三次浮选；（9）第三次浮选得到的第三次泡沫产品亦为中矿，得到的第三槽精矿产品进行第四次浮选；（10）第四次浮选得到的第四次泡沫产品为中矿，得到的第四槽精矿产品即为铁精矿。2.根据权利要求1所述的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于：所述步骤（7）中，第一次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为500g/t，捕收剂十二胺用量为50g/t。3.根据权利要求1所述的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于：所述步骤（8）中，第二次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为250g/t，捕收剂十二胺用量为25g/t。4.根据权利要求1所述的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于：所述步骤（9）中，第三次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为125g/t，捕收剂十二胺用量为12.5g/t。5.根据权利要求1所述的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于：所述步骤（10）中，第四次浮选的药剂制度包括：抑制剂苛性淀粉用量为62.5g/t，捕收剂十二胺用量为6.25g/t。6.根据权利要求1所述的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于：所述步骤（7）~（10）中，第一次浮选、第二次浮选、第三次浮选和第四次浮选总共所添加的抑制剂苛性淀粉用量为937.5g/t，总共所添加的捕收剂十二胺用量为93.75g/t。7.根据权利要求1~6任一项所述的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于：所述苛性淀粉是按照可溶性淀粉：氢氧化钠=5：1的质量比在98℃下苛化1h得到的。8.根据权利要求1~6任一项所述的用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，其特征在于：所述十二胺是按照摩尔比十二胺：醋酸=1：1配置而成的。
技术总结
本发明涉及一种用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法，包括将铁精粉依次进行筛分、磨矿、三次磁选，然后将得到的磁选精矿磨矿后进行四次浮选，浮选中将苛性淀粉作为抑制剂，将十二胺作为捕收剂，第一次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为500g/t，捕收剂十二胺用量为50g/t；第二次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为250g/t，捕收剂十二胺用量为25g/t；第三次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为125g/t，捕收剂十二胺用量为12.5g/t；第四次浮选—抑制剂苛性淀粉用量为62.5g/t，捕收剂十二胺用量为6.25g/t。本发明的优点是实现在不添起泡剂的条件下，将磁铁矿与石英的有效分离，提高精矿质量，增加企业的经济效益，环保可靠。保可靠。保可靠。
技术研发人员：李纪磊 韩俊红 林鑫 胡祥
受保护的技术使用者：南京钢铁股份有限公司
技术研发日：2021.08.13
技术公布日：2021/11/8
声明：
“用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法与流程” 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：南京钢铁股份有限公司
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2025年01月03日 ~ 05日 
