從煤矸石中回收煤系高嶺巖的重介分選技術

劉彥麗，樊民強

(1.太原理工大學礦業工程學院，山西 太原 030024；2.山西大同大學煤炭工程學院，山西 大同 037003)

從煤矸石中回收煤系高嶺巖的重介分選技術

劉彥麗1,2，樊民強1

(1.太原理工大學礦業工程學院，山西 太原030024；2.山西大同大學煤炭工程學院，山西 大同037003)

為提高煤系高嶺巖的回收率，節約寶貴資源，以來自大同礦區塔山選煤廠的含高嶺巖煤矸石為研究對象、旋流器為分選設備、硅鐵粉為加重質，進行了煤系硬質高嶺巖的重介分選試驗。分別研究了底流口直徑、入料壓力和懸浮液密度對產物產率和分配率的影響，并在底流口直徑24mm、入料壓力0.1MPa、懸浮液密度為2.4g/cm3時，得到了回收率為69.05%的高嶺巖粗精礦。因為原礦的密度較為集中、可選性差，旋流器的結構需進一步優化以取得更好的分選效果。

煤系高嶺巖；矸石；旋流器；硅鐵粉；重介質

高嶺巖是重要的非金屬礦產資源，中國的煤系地層及煤層中賦存有大量的高嶺巖資源， 成為目前高嶺巖深加工的重要對象。大同礦區石炭紀煤層的夾矸和頂底板中含有大量優質高嶺巖[1-3]。生產過程中，高嶺巖以夾矸或頂底板的形式采出，再通過選煤廠分選以煤矸石的形式排出。因此，如果能將煤矸石中的高嶺巖進行分離回收，不但可以降低煤矸石的處理量，節約土地，并且可以變廢為寶，提高煤礦的經濟效益。

目前，煤矸石分選的方法主要有揀選[4]、碎選[5]等，主要用于煤和脈石礦物的分離。高嶺巖(土)重力分選使用的主要設備為小直徑水力旋流器，主要用于分級除砂[6-7]，須將全部物料磨碎搗漿，泵送至旋流器中進行分級，將粗粒石英排出。陳建中[8]、李海華等[9]用動篩跳汰機對選煤廠排出的塊狀煤矸石進行了分選，但是動篩跳汰機在現場基本處于停用狀態；外文文獻中也鮮見煤系高嶺巖分選的報道。目前為止，國內外尚沒有一種行之有效的設備可以將選煤廠排出的塊狀煤矸石進行分選并回收其中的高嶺巖。本論文借鑒選煤[10]和非金屬礦的分選方法[11]，在對選煤廠煤矸石的密度組成和元素組成及礦物組成進行研究的基礎上，以旋流器為分選設備，硅鐵粉為重介質，對煤矸石進行了重介分選試驗，希望可以回收其中的高嶺巖，節約資源，同時降低煤矸石的處理成本。

1 礦石性質及分選方案

1.1 礦石性質

試驗用樣品采自大同礦區塔山選煤廠的洗矸，原礦粒度50～1.5 mm，受旋流器沉沙口尺寸限制，將樣品破碎至3 mm以下，入選粒度為3～0.5 mm。通過對破碎后樣品進行浮沉試驗、化學組成分析和XRD圖譜分析，得到了原礦的密度組成、化學組成和礦物組成，見表1。

表1 原礦的密度組成、化學組成(w/%)和礦物組成

浮沉實驗在四氯化碳和三溴甲烷配制的不同密度的重液中進行，化學成分分析采用ICP-AES方法進行，樣品的XRD表征采用島津-6000型X射線衍射儀，連續掃描法，掃描范圍2θ =5～70°，掃描速率為4°/min。

由表1可以看出：-2.6 g/cm3各密度級中，低密度級燒失量略高，鈦以外其他雜質元素含量較低，雜質礦物種類較少，硅鋁質量比接近高嶺石的理論值1.176[13]，可以作為高嶺巖粗精礦回收。+2.6 g/cm3密度級的雜質元素含量高，雜質礦物種類多，燒失量低，硅鋁質量比遠高于高齡石的理論值，可作為最終的矸石拋棄?；厥崭邘X巖粗精礦后，剩余的無用脈石礦物的含量僅有19.26%，可以大幅度減少矸石的排放量，同時得到了高嶺石含量高的高嶺巖粗精礦，提高了高嶺巖資源的利用率。

但是，從表1中各密度級含量來看：采用重介分選的方法，當分選密度接近2.6 g/cm3時，臨近密度物含量高，分選會非常困難，精度不會太高。

1.2 試驗設備及系統

旋流器采用Φ150 mm的聚氨酯旋流器，錐角20°，溢流管徑Φ40 mm不可調，礦漿入料濃度100 g/L。試驗的工藝系統如圖1所示。

在攪拌桶中加入硅鐵粉，配成所需密度的懸浮液，再加入礦樣配制成所需濃度的礦漿，充分攪拌后由泵給入重介旋流器，各產品可以通過集料箱返回攪拌桶循環使用。

圖1 試驗系統示意圖

硅鐵粉采購自安陽鐵發冶金耐材有限公司，密度6.77 g/cm3，小于0.045 mm含量78.32%。

1.3 試驗方法

用兩產品重介旋流器對樣品進行分選，分別考查底流口直徑、懸浮液密度和入料壓力對分選結果的影響。對各產品用有機重液進行浮沉，得到各產物的密度組成，計算分配率并繪制分配曲線。用ICP-AES方法對產物的化學組成進行分析，評價分選是否達到預期目的。

2 試驗結果與分析

2.1 底流口直徑對分選的影響

底流口選用Φ18 mm、Φ20 mm和Φ24 mm三種，分選壓力0.1 MPa，分選結果見表2。

表2 不同底流口時各產物的產率

由表2可以看出：在高、中、低3種懸浮液密度條件下，隨底流口直徑增加，高密度產物的產率增大；懸浮液密度低時產物產率變化明顯，懸浮液密度高時，調整底流口尺寸對產率影響較小。懸浮液密度為2.0 g/cm3時，18 mm底流口下底流產率為22.27%，接近原礦密度組成分析中+2.6 g/cm3密度級含量。

選擇上述試驗中懸浮液密度為2.0 g/cm3時不同底流口的各產物，參照煤炭浮沉試驗方法，在有機重液中進行浮沉，得到了各產物的浮沉資料，并計算3種底流口下的分配率，繪制分配曲線，分配曲線見圖2。

圖2 不同底流口的分配曲線

由圖2可以看出，懸浮液密度為2.0 g/cm3時，24 mm底流口時基本上沒有分選作用，各密度級在底流中的分配率都非常高，溢流幾乎無料；18 mm底流口時，實際分選密度超過了2.6 g/cm3，各密度級物料在底流中的分配率最高只有60%；20 mm底流口時，高密度級在底流中的分配率超過80%，但是實際分選密度略低，分配曲線較為平緩，錯配物的量較高。

2.2 操作壓力對分選的影響

在懸浮液密度2.2 g/cm3時，調整進料壓力，考察壓力對分選的影響。不同壓力條件下底溢流的產率見表3。

表3 不同壓力下的各產物產率

由表3可以看出：底流口直徑較小時，壓力對產物產率影響不大；底流口直徑較大時，壓力對產物產率影響較大，通過改變入料壓力，可以實現產物產率的大范圍調整。

將上述試驗中底流口直徑為24 mm時，不同壓力下得到的產品做浮沉并繪制分配曲線，如圖3所示。圖3中，0.12 MPa壓力時物料在底流中的分配率只有25%左右，分選效果差；入料壓力為0.1 MPa時，物料在底流中的分配率可達88%，分選效果明顯改善；分選壓力為0.08 MPa時，雖然高密度級在底流中分配率高，但是低密度級在底流中的分配率也增加。

圖3 不同壓力下的分配曲線

2.3 懸浮液密度對分選的影響

試驗分別考察了Φ18 mm、Φ20 mm、Φ24 mm底流口情況下，懸浮液密度對分選結果的影響，入料壓力0.1 MPa。不同懸浮液密度下各產物產率見表4。

表4 不同懸浮液密度下各產物產率

由表4可以看出：3種底流口情況下，懸浮液密度增加，底流的產率降低，溢流量產率增加。Φ18 mm底流口時，隨懸浮液密度增加，底流產率變化幅度最?。沪?4 mm底流口時，底流產率隨懸浮液密度減小的幅度最大。底流口直徑較大時，懸浮液密度增加，實際分選密度增加，底流量減??；底流口直徑較小時，因為底流口截面積小，從底流出的物料量有限，大部分物料只能從溢流管出，即使改變懸浮液密度對于底流量的影響有限。

將底流口直徑為Φ24 mm時，不同懸浮液密度下得到的產品做浮沉并繪制分配曲線，如圖4所示。由圖4可以看出：懸浮液密度2.0 g/cm3時，基本沒有分選作用；隨懸浮液密度增加，分選效果變好，但是低密度級在底流中分配率略高；當懸浮液密度為2.4 g/cm3時，δp接近理想的分選密度2.6 g/cm3；懸浮液密度為2.5 g/cm3和2.55 g/cm3時，分配曲線基本重合，旋流器中的實際分選密度已經超過2.6 g/cm3，各密度級在底流中分配率低，大部分物料都從溢流排出，再提高懸浮液密度已經沒有意義。

當底流口直徑為24 mm，入料壓力0.1 MPa，懸浮液密度為2.4 g/cm3時，實際分選密度接近2.6 g/cm3，可以得到產率為30.95%的矸石產品和產率為69.05%的高嶺巖粗精礦。

圖4 24 mm底流口時不同懸浮液密度的分配曲線

2.4 產品的化學組成分析

將上述懸浮液密度為2.4 g/cm3條件下得到的產品作化學組成分析，結果見表5。

表5 產品的化學組成分析

由表5中底溢流的化學組成來看，分選后兩種產品的化學組成出現明顯的差異，硅和鐵在底流中明顯富集，溢流產品中各雜元素的含量較低，并且硅鋁比接近高嶺石的理論值，可以作為高嶺巖粗精礦回收。

3 結 論

以硅鐵粉為重介質，旋流器為分選設備，研究了從煤矸石中回收煤系高嶺巖的可行性。通過研究底流口直徑、給料壓力和懸浮液密度對分選的影響，探索了高嶺巖在旋流器中分選的條件，實現了雜質礦物在高密度底流中的富集，得到較為純凈的高嶺巖粗精礦。

1) 底流口直徑較小時，作為最終矸石產品的底流產率較低；大底流口時可以通過調整懸浮液密度和入料壓力等操作條件方便調整底流產率。

2) 底流口直徑較小時,入料壓力對產物產率影響較??；大底流口時，產物產率對入料壓力的變化較敏感。

3) 當入料壓力為0.1 MPa，底流口直徑為24 mm時，改變懸浮液密度可以在很寬范圍內改變底溢流的產率，懸浮液密度為2.4 g/cm3時，可以得到產率為69.05%的高嶺巖粗精礦，此時最終矸石的產率為有30.95%。

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Separationofcoalbearingkaoliniteusingdensemediumcyclone

LIU Yanli1,2,FAN Minqiang1

(1.College of Mining Engineering,Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China;2.College of Coal Engineering,Shanxi Datong University,Datong 037003,China)

In order to improve the recovery of coal bearing kaolinite,the dense medium separation was carried out with ferrosilicon as dense medium in a dense medium cyclone.The investigation was focused on the underflow orifice diameter,the feed pressure and the suspension density affecting the yield and distribution rate of the products.The results showed that the recovery of kaolinite primary concentrate was 69.05% in the condition of underflow orifice Φ24 mm,the feed pressure 0.1 MPa and the suspension density 2.4 g/cm3,respectively.As the narrow density range and the poor wash ability of raw ore,the structure parameter and the technical parameters of the cyclone must be further optimized.

kaolinite;gangue;cyclone;ferrosilicon;dense medium

TD98；TD942

A

1004-4051(2017)10-0142-04

2017- 06-20責任編輯劉艷敏

劉彥麗(1977-)，女，河北平山人，講師，研究方向為礦物加工工程，E-mail:lylme2909@163.com。