官地礦選煤廠粗煤泥工藝改造的研究

要志軍

(西山煤電(集團)公司官地礦選煤廠，山西 太原 030022)

西山煤電集團官地礦選煤廠為礦井型選煤廠，年設計生產能力3.0 Mt/a，工藝系統采用不脫泥重介無壓三產品旋流器分選+煤泥浮選+尾煤壓濾聯合工藝流程，主導產品為高爐噴吹精煤和電精煤。2003年3月進入生產調試階段，由于設備選型和環節能力不足，先后進行了煤泥水環節改造、浮選系統改造、介質回收系統能力改造、儲裝運系統改造等技術改造，大大理順了生產系統，由于主系統受現場客觀條件限制，并未進行改造，脫介環節能力不足，造成系統小時處理量偏低，生產效率低，介耗高，嚴重影響了選煤廠的經濟效益，亟需對工藝系統進行改造，

1 工藝現狀分析

官地礦選煤廠采用直徑為1 200 mm/850 mm無壓不脫泥三產品重介旋流器，其有效分選下限為0.5 mm;采用浮選來回收0.5～0 mm煤泥，對于粗煤泥則沒有單獨的分選系統。這種工藝設置存在以下缺點:

1.1 對浮選系統的影響

基于表面物理化學性質差異的浮游選煤是回收煤泥的主要技術，其最佳分選粒度約在0.3～0.043 mm，入料粒級過寬，粗粒級分選效果差，造成浮選跑粗，大于0.3 mm的粗煤泥在浮選過程中極易損失到尾礦中。為了盡可能回收粗粒級精煤，必須增加藥劑用量，其后果是細粒級產品灰分增高，污染精煤。另外，由于缺少粗煤泥回收環節，分級旋流器的錯配或脫介篩篩縫的磨損，都可能造成浮選跑粗、濃縮機壓耙等事故。

1.2 對重選系統的影響

缺少粗煤泥回收系統情況下，重選系統分選下限至少到0.5 mm，雖然重選設備的理論分選下限可以滿足分選要求，但是實際運行中存在以下問題:

1)大直徑重介旋流器對－1.0 mm以下粒級的分選精度較差，存在粉精煤污染精煤的情況。

2)重介下限過低對介質回收不利，由于入料粒度過細，脫介篩篩縫也將變細，脫介難度大，易跑介，脫介效果變差，介耗增加。

3)介質系統中煤泥含量高，分流量必然要增大，導致磁選機負荷量大，磁選機臺數多、介耗高，懸浮液密度不穩定，重介系統穩定性差、分選精度低。

4)0.5～0 mm全部作為最終煤泥，煤泥水系統負荷增大，運行費用高。

鑒于以上原因，此改造將粗煤泥從重選和浮選中分離出來，設置單獨的粗煤泥分選系統，即采用粗煤泥分選+浮選聯合工藝來處理煤泥。這樣一方面可以使重選入料下限升高，減少煤泥在系統中循環量，提高重介系統的脫泥、脫介效率和單位設備處理能力;另一方面可有效縮小煤泥水系統規模，降低浮選入料上限，減小浮選跑粗數量，有利于穩定浮選精煤灰分，降低選煤廠洗選加工成本。目前，這種粗煤泥分選+浮選聯合工藝在煉焦煤選煤廠應用越來越廣泛。

2 煤質分析

官地礦主要可采煤層共5層，分上中下3組，其中2、3煤層屬上組煤，6煤層屬中組煤，8、9煤層屬下組煤。各層煤儲量非常豐富，井田內可采儲量分別為:2#煤層3 786.4 萬 t，3#煤層5 515.6 萬 t，6#煤層14 149.5 萬 t，8#煤層 19 225.0 萬 t，9#煤層 22 156.7萬t。

可采煤層煤質特征一覽表見表1。

對2012年2—4月入洗原煤煤質資料進行分析見表2。

表1 可采煤層煤質特征一覽表

表2 官地礦原煤篩分浮沉試驗綜合表

由表2可以看出:

1)各粒級含量比較均勻，50～13 mm含量偏低，占19.65%，13～0 mm含量相對比較均勻，其中3～0.5 mm 為主導粒級，含量大占 24.64%。 －0.5mm含量占15.69%以上，0.5～0 mm 含量占全級的15.69%，灰分17.35%，不但低于原煤灰分，而且是各粒級中灰分最低的，灰分隨粒度的減小而降低，說明煤不易碎。

2)50 ～1 mm 含量占 66.81%，灰分 36.25%，中灰，產率不高。

3)1～0.25 mm 含量占全級的15.66%，占1～0 mm含量的33.19%的50%左右，說明煤泥中有粗粒近一半，其硫分和灰分均低于總煤泥，粗細煤泥分別回收是適宜的。

4)密度分布隨粒度的減小，+1.8密度級含量隨粒度的減小而降低，－1.5密度級含量隨著粒度的減小而先增加后減少。中間密度級(1.6～1.8)含量隨粒度的減小而先增加后減少。這一規律進一步說明塊煤灰分高是由于含矸量大造成的，說明原煤須排矸降灰。

5)各粒級灰分及浮沉煤泥的灰分隨粒度的降低而降低，且都低于本級原煤灰分。次生煤泥含量小、灰分低，說明在分選過程中矸石不存在泥化現象，對于煤泥水處理系統有利。

6)從0.5～0.25 mm煤浮沉資料來看，主要產物集中在 －1.4，產率為 65.15%，且累計灰分只有6.93%。中間密度級(1.5 ～1.8)含量少，+1.8 密度級灰分達68.861%。說明煤泥易于分選出低灰精煤，且回收率較高。

3 主要工藝環節的確定

在工藝設計中，基于滿足最大經濟效益原則，對選煤廠主工藝環節進行了大量模擬計算，現主要對煤泥分選方案進行對比，1.0 mm以下粗煤泥分選方法目前粗煤泥分選可采用煤泥干擾沉降床分選工藝、螺旋分選分選工藝和煤泥重介系統工藝。

1)螺旋分選機目前國內使用較多，其主要優點是投資少、生產成本低、操作簡單;分選粒級范圍寬，分選上限可達3 mm，一般為1.5(1.0)mm，分選下限為0.1 mm;適合高密度分選，分選密度一般要求大于1.65 kg/L，適合于排矸工藝。

2)干擾床分選機(TBS)于20世紀90年代初開始進入選煤領域，經過不斷完善，目前，已發展到第四代，國內已有使用先例。它具有工藝簡單、成本低、單位處理量大、分選效率高等優點。其分選下限可達0.15 mm，分選上限至2～3 mm。設備本身有一套密度控制系統，保證分選密度的精確性，分選密度可調，對入料煤質變化的適應性強，分選密度范圍為1.4～1.9 kg/L，在分選密度范圍內，精煤灰分穩定。一般情況下的 Ep值為0.1～0.2左右，最低可達0.038。設備結構簡單，潛在故障率低，設備頂部敞開設計，內部直觀，維修方便，設計緊湊，占用空間小，安裝簡單。

3)目前國內、外一些廠嘗試采用的煤泥重介工藝技術，均處于摸索階段。煤泥重介存在的主要問題是:煤泥重介系統在生產中，不能獨立設置，而是用于不脫泥重介系統的配合使用，生產中需要采用超細粒的介質粉，這種磁鐵礦粉在市場上很難購到，且價格昂貴;難以解決伴隨著細粒分選時介質回收與再生難、介耗高的問題，運行成本高;可靠性不及 TBS分選機;分選密度不能精確調節。

通過對官地礦煤質資料進行分析:粒級越細，原煤灰分越低，原煤的可選性越好，中間密度物相對含量越少。在滿足最終精煤灰分＜10%的條件下，粗煤泥的理論分選密度在1.6以下。根據計算機模擬結果，精煤灰分應在10%左右，這時的分選密度在1.6以下，正好是粗煤泥可選性最好的密度范圍，同時符合TBS分選機理想的工藝條件和特性，可以發揮TBS分選機在低密度時分選精度高的優勢。

1.0～0.25 mm 粗煤泥采用TBS分選機分選，更細的0.25 mm左右的細煤泥采用原來浮選機回收，這樣，既能保證粗煤泥分選降灰，又可大幅度減少浮選煤泥量，同時精煤產品水分較浮精有較大幅度降低。與常規的直接浮選工藝相比，不但入浮煤泥量減小50%以上，還能防止浮選跑粗和濃縮池壓耙等問題，因為TBS分選機入料粒度窄，提前進行選前脫泥，可對部分透篩的粗煤泥加以分選，并能降低運行成本、提高分選效果和各相關環節的穩定性。

國內外最近幾年TBS分選機+浮選聯合煤泥分選工藝的大量生產實踐證明:粗、細煤泥分開洗選脫水回收，粗煤泥TBS分選機分選，可以最大限度地回收精煤，已經成為現代化選煤廠的最佳選擇。

綜上所述，推薦的粗煤泥工藝為:1.0～0.25 mm TBS分選機+0.25～0 mm浮選聯合工藝流程。

4 選煤廠工藝流程

根據上述確定的入選方式和選煤方法，制定了相應的工藝流程圖，見圖1。

從圖1可以看出，工藝環節分為:增加TBS分選系統，并利用原有浮選及煤泥水處理系統及產品運輸系統等部分。

1)1.0 ～0.25 mm TBS 分選系統。

原煤入廠先進行脫泥，選擇脫泥篩的分級粒度為1.0 mm，篩下(1.0 mm ×0 mm)通過原煤分級旋流器桶由泵揚至分級旋流器，分級粒度為0.25 mm，將其分為 1.0 ～0.25 mm 和 －0.25 mm 兩部分。－0.25mm 進入浮選系統，1.0 ～0.25 mm 粗煤泥及部分跑粗顆粒由TBS分選機分選，出精煤、矸石兩種產品。

TBS精煤再由分級旋流器分級濃縮，底流由弧形篩預先脫水，篩上物由煤泥離心機脫水后成為最終產品，摻入精煤外銷。尾煤采用高頻篩脫水后，摻入中煤產品。

圖1 工藝流程示意圖

2)浮選系統和煤泥水處理系統。

－0.25 mm細煤泥利用原有浮選系統，通過浮選入料桶，與浮選藥劑混勻后，進入浮選機浮選，浮選精煤經過加壓過濾機脫水后摻入精煤產品。浮選尾煤自流進入濃縮機，濃縮機底流采用壓濾機脫水，濾餅經刮板機轉載到煤泥出廠皮帶運出廠外，尾煤濃縮機溢流作為循環水和凈化水。

5 結束語

經過分析和論證，官地礦選煤廠煤泥水系統采用TBS分選機+浮選聯合煤泥分選工藝，結合主系統脫泥無壓三產品旋流器分選，能夠有效解決目前官地礦選煤廠生產工藝存在的問題。通過改造，可以大大提高生產效率，降低介耗，改善經營狀況，提升管理水平。