蘇懷東,趙 偉,朱守其,徐 欣,王 濤
(棗莊礦業集團高莊煤業有限公司,山東 棗莊 277605)
高莊洗煤廠是一座原設計入選能力為0.9 Mt/a的礦井型煉焦洗煤廠,始建于1997年,由原煤炭工業部南京煤礦設計研究院設計,該廠入選煤種屬低灰、低硫、高發熱量、強結焦性和成焦率較高的1/3焦煤,選煤方法采用混合跳汰分選、末精煤重介分選和煤泥浮洗聯合工藝。
該廠于2001年2月投產,期間經過多次改擴建,至2014年底,形成了年入選能力為0.9 Mt原煤不脫泥無壓三產品重介旋流器選煤系統和年入選能力為2.4 Mt/a的原煤預先脫泥無壓三產品重介旋流器選煤系統。
表1、表2分別為高莊洗煤廠50~1 mm和1~0.25 mm粒級原煤浮沉試驗數據。根據表1、表2繪制原煤可選性曲線,見圖1、圖2。由表1、圖1可知:當精煤灰分要求為8%時,理論分選密度為1.58 kg/L,理論產率為73.92%,分選密度±0.1含量為8.71%,扣除沉矸后為11.07%,因此50~1 mm粒級原煤可選性為中等可選。由表2、圖2可知:當精煤灰分要求為8%時,理論分選密度為1.69 kg/L,理論產率為83.33%,分選密度±0.1含量為1.48%,扣除沉矸后為1.77%,因此1~0.25 mm粒級原煤可選性為易選[1],采用TBS分選應能取得理想的分選效果[2-5]。

表1 50~1 mm粒級原煤浮沉組成表Table 1 Float-and-sink analysis of raw coal 50-1 mm %

表2 1~0.25 mm粒級原煤浮沉組成表Table 2 Float-and-sink analysis of raw coal 1-0.25 mm%

圖1 50~1 mm粒級原煤可選性曲線Fig.1 Washability curves of raw coal 50-1 mm

圖2 1~0.25 mm粒級原煤可選性曲線Fig.2 Washability curves of raw coal 1-0.25 mm
此外,根據高莊洗煤廠日常生產經驗,該廠煤質無泥化現象。
高莊洗煤廠現有兩種洗選工藝:一種為原煤不脫泥無壓給料三產品重介旋流器主選+粗煤泥截粗回收+細煤泥浮選工藝;一種為原煤預先脫泥無壓給料三產品重介旋流器主選+TBS粗煤泥分選+細煤泥浮選工藝。
圖3所示為原煤不脫泥重介工藝流程:原煤經轉載膠帶進入無壓三產品重介流器,分選出精煤、中煤和矸石三種產品。精煤由精煤分級篩脫水脫介后,>13 mm粒級精煤由膠帶直接運輸至精煤倉成為最終產品;13~0.5 mm粒級精煤經過刮板機,由離心機脫水回收后進入精煤倉 ;部分<0.5 mm粒級精煤進入精煤磁選機進行磁選脫介;磁選尾礦經旋流器分級濃縮后,粗精煤由離心機回收入倉,細煤泥直接進入浮選。
圖4所示為原煤預先脫泥重介工藝流程:首先,原煤經過篩縫為1 mm香蕉篩進行脫泥,篩上50~1 mm粒級進入無壓三產品重介旋流器,分選出精煤、中煤、矸石三種產品;精煤磁選機尾礦與香蕉篩下<1 mm粒級煤泥經煤泥旋流器濃縮分級后,溢流 (<0.25 mm粒級)進入細煤泥浮選環節,底流 (0.25~1 mm粒級)進入TBS;TBS分選出的精礦經精煤濃縮分級旋流器-弧形篩-離心機脫水回收,由精煤膠帶直接運至精煤倉,成為最終產品;精煤濃縮分級旋流器溢流、弧形篩篩下水進入細煤泥浮洗環節;TBS尾礦經濃縮旋流器-弧形篩-離心機脫水回收,成為中煤產品;細煤泥浮選采用直接浮洗工藝,浮洗精礦進入沉降過濾式離心機脫水回收,尾礦進入耙式濃縮機[6]。

圖3 不脫泥重介系統工藝流程圖Fig.3 The flowsheet of non-desliming dense medium separation system

圖4 預先脫泥重介工藝流程圖Fig.4 The flowsheet of pre-desliming dense medium separation process
為了更好地對比兩系統三產品重介旋流器的工藝性能,選取入選原煤性質比較穩定的2015年4月生產數據進行綜合對比。
對比數據如表3所示。從表3可知,在入選原煤基本相同的條件下,原煤不脫泥工藝的精煤灰分為8.55%,分選密度±0.1含量15.67%,精煤實際產率為60.75%,Ep1=0.0490,Ep2=0.0871,數量效率為95.05%;原煤預先脫泥工藝的精煤灰分為8.33%,分選密度 ±0.1含量為15.90%,精煤實際產率為61.65%,Ep1=0.0370,Ep2=0.0239,數量效率為96.21%。

表3 兩種分選工藝三產品重介旋流器工藝性能對比Table 3 The comparative analysis of performance of three product dense medium cyclone in two separation processes
通過以上生產數據對比可知,原煤預先脫泥帶來的直接效果是產品質量的提高,在同等分選條件下,灰分降低了0.22個百分點,精煤實際產率提高了0.9個百分點。
原煤預先脫泥重介分選工藝系統粗煤泥采用TBS分選機分選回收,精礦灰分為8.38%,精礦產率為80.08%,其精礦脫水后摻入精煤產品,灰分完全符合精煤產品要求。而不脫泥重介分選工藝系統對粗煤泥的回收只是簡單地分級脫水回收,粗精煤泥的灰分高達10.80%,其灰分遠遠超過精煤灰分要求,將其摻入精煤產品必須主洗精煤為之背灰。兩種分選工藝的粗煤泥分選效果對比如表4所示。

表4 兩種分選工藝粗煤泥分選效果對比Table 4 The comparative analysis of coarse coal slime separation effect in two separation processes %
高莊選煤廠原煤預先脫泥和不脫泥重介系統2015年前5個月中煤帶煤和矸石帶煤指標對比分別如圖5、圖6所示。
從前五個月的中矸帶煤指標來看,原煤預先脫泥重介工藝中煤中<1.45 g/cm3密度級含量均值為1.61%,明顯低于原煤不脫泥重介工藝的均值2.79%。原煤預先脫泥與不脫泥重介工藝矸石中<1.80 g/cm3密度級含量均值分別為 0.95%和1.13%。以上數據充分說明,采用原煤預先脫泥工藝無論在重介分選效果還是在分選精度上都要優于不脫泥工藝。

圖5 中煤中<1.45 g/cm3密度級含量對比Fig.5 The analysis of the content of minus 1.45 g/cm3 middlings in two separation systems

圖6 矸石中<1.80 g/cm3密度級含量對比Fig.6 The analysis of the content of minus 1.80 g/cm3 reject in two separation systems
原煤不脫泥入選意味著全部煤泥進入重介旋流器,系統循環懸浮液和循環水都將大量增加,這必然增加介耗,同時介質中的煤泥需要通過分流不間斷排出,以確保合格介質中的固體體積濃度不超標,煤泥含量越多,分流就越大,介質回收系統負荷就越大,介質損失也就越大。在原煤預先脫泥重介工藝中,介質回收系統只需少量分流,因而懸浮液密度的調節十分簡捷,懸浮液性質相對穩定,而且減少了介質回收系統的負荷,有利于介質回收,從而降低介耗[7-8]。
4.4.1 產品帶介對比
表5所示為原煤預先脫泥重介工藝系統和原煤不脫泥重介工藝系統中脫介篩篩上產品帶介及磁選尾礦帶介檢查結果。由表5數據可以看出,原煤預先脫泥重介工藝系統脫介篩篩上產品帶介及磁選尾礦帶介量明顯低于不脫泥重介工藝系統,產品帶走的介質量相對于不脫泥重介工藝系統明顯降低,不僅降低了系統介耗,也避免了介質污染精煤,影響精煤質量[9-10]。
4.4.2 介耗對比
兩種工藝2015年前5個月介耗消耗如圖7所示。由圖7可以看出,原煤預先脫泥重介工藝系統的介耗比原煤不脫泥重介工藝系統下降了一半。

表5 脫介篩篩上產品帶介及磁選尾礦帶介檢查結果Table 5 The inspection results of medium consumption on oversize of medium draining screen and on tailings of magnetic separators %

圖7 脫泥與不脫泥系統介耗對比Fig.7 The comparative analysis of medium consumption in two systems
原煤預先脫泥重介工藝系統的平均介耗為0.43 kg/t,相比不脫泥重介工藝系統平均介耗0.97 kg/t降低了0.54 kg/t。預先脫泥重介工藝系統年入選原煤量以240萬t計算,則采用預先脫泥工藝相對于采用不脫泥工藝每年可節省介質消耗(0.54×240)/1000=1296 t,介質價格按照1200元/t計算,每年可節省介質消耗費用155.52萬元。
原煤預先脫泥重介工藝系統精煤產率為61.55%,比不脫泥重介工藝系統精煤產率60.50%提高了1.05個百分點,即采用原煤預先脫泥工藝比原煤不脫泥工藝系統每年多產精煤240萬t×1.05%=2.52萬t,精煤價格按500元/t計算,則每年可創造效益1260萬元。
綜上各項,重介系統采用原煤預先脫泥工藝相比于不脫泥工藝每年可多創效益為1415.52萬元,經濟效益相當可觀。
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