金能洗煤廠粗煤泥分選工藝優化實踐

吳金保，趙 煒

(神華寧夏煤業集團有限責任公司 選配煤中心，寧夏 銀川751010)

金能洗煤廠設計入選能力為4.0 Mt/a，主導產品為1/3煉焦精煤，分選工藝為：原煤以1 mm預先脫泥，50～1 mm粒級煤采用無壓三產品重介質旋流器分選，1～0.2 mm粒級煤采用TBS分選，<0.2 mm煤泥進行浮選，尾煤濃縮壓濾回收。金能洗煤廠建成投產后，粗煤泥分選效果較差，具體表現為：TBS精煤產品合格時，其尾礦灰分低，精煤損失大，嚴重浪費了煉焦煤資源，影響經濟效益。為改善粗煤泥分選效果，進行了工藝優化的改造實踐。

1 粗精煤分選效果差的原因分析

1.1 粗煤泥分選工藝

煤泥水桶的大部分物料來自原煤脫泥篩篩下水和精中磁選機尾礦；煤泥經水力旋流器分級后，底流進入TBS分選，TBS分選后的精礦和尾礦經過振動篩和離心機脫水后分別作為粗精煤產品、中煤產品；TBS精礦振動篩篩下水和精煤離心機離心液返回了煤泥水桶，TBS尾礦振動篩篩下水直接打入濃縮機，中煤離心機離心液返回了中煤脫介篩[1]。粗煤泥分選工藝如圖1所示。

1.2 生產指標分析

以月度生產指標為例。按月綜合數據計算，當月金能洗煤廠的總數量效率僅為88.70%，其中50～1 mm物料分選數量效率93.00%，1～0.2 mm物料分選數量效率74.00%,<0.2 mm物料分選數量效率98.00%。即使考慮到分級旋流器溢流的粗粒錯配物也計算到浮精中[2]，以及計量誤差等因素，<0.2 mm粒級分選的計算數量效率偏高，但也客觀的反映出：金能洗煤廠1～0.2 mm粒級的粗煤泥分選效率確實偏低。同時TBS尾礦振動篩上物料的浮沉試驗數據也表明，TBS尾礦中仍有大量的低灰產品[3-4]。

圖1 粗煤泥分選原則流程圖

化驗項目數值重介精煤灰分10.56 中煤帶煤損失,<1.40 g/cm3含量4.20 矸石帶煤損失,>1.80 g/cm3含量 1.80 TBS入料灰分29.26 TBS精礦灰分18.41 TBS精礦振動篩上精煤灰分11.07 TBS尾礦灰分51.69 TBS尾礦振動篩上尾煤灰分47.68 TBS尾礦振動篩上<1.45 /cm3產率 23.00TBS尾礦振動篩上<1.45 g/cm3灰分 11.07 浮選入料灰分24.37 浮選精礦灰分 12.40 浮選尾礦灰分 50.85

1.3 檢查性煤質試驗分析

(1)TBS入料和產品的篩分、浮沉試驗。對TBS的入料、精礦、尾礦分別做篩分、浮沉試驗，試驗結果見表2和表3。

表2 TBS入料和產品的篩分試驗Table 2 Screen analysis of feed and product of Teetered-bed separator (TBS) %

按精煤灰分16.29%計算，TBS精礦理論產率80.08%。按二產品灰分平衡式計算，TBS精礦實際產率為62.58%，精煤數量效率僅為78.00%。TBS尾礦中<1.4 g/cm3浮煤累計產率為19.03%，灰分僅為10.17%，說明尾礦中有大量可燃體未被有效回收。TBS尾礦中0.45～0.125 mm各粒級的灰分分布相對平均，表明極有可能是此粒級物料未得到有效分選[5-6]。

表3 TBS入料和產品的浮沉試驗Table 3 Float-and-sink data of TBS feed and products %

(2)水力分級旋流器入料和溢流產品的篩分試驗。為進一步探明原因，對水力分級旋流器入料和溢流分別做篩分試驗，試驗結果見表4。

表4 水力分級旋流器入料和溢流篩分試驗Table 4 Screen analysis of feed and overflow of classifying hydrocyclone %

根據表4可知，水力分級旋流器溢流中>0.2 mm粒級物料的累計產率為3.71%，說明水力旋流器溢流粒度控制較好，與水力分級旋流器入料和TBS入料中1～0.2 mm粒級物料粒度組成分別進行對比，TBS入料中0.45～0.20 mm物料所占比例有明顯的上升[7]。

對工藝進行分析后，認為是現有工藝中TBS精礦脫泥篩篩下水、精煤離心液又返回到煤泥水桶，而TBS精礦脫泥篩篩縫為0.5 mm，離心機篩籃篩縫為0.35 mm，而水力分級旋流器的分級粒度為0.2 mm，則有一部分0.5～0.2 mm粒級物料形成了工藝小循環，生產過程中，此部分物料在系統中逐漸積聚，影響分選效果[8]。

(3)精煤脫介篩篩下去磁物料篩分試驗。對煉焦煤重介質分選工藝來講，輕、重懸浮液采用分開處理的方式具有明顯的優越性，輕、重產物的磁選尾礦單獨回收后可分別摻入輕、重產物[9]。而金能洗煤廠現有工藝，精煤脫介篩稀介和中煤脫介篩稀介混合后進入了一臺共用的磁選機進行介質回收，精中磁選機的磁選尾礦也進入了煤泥水桶。為判斷此工藝流程的合理性，對精煤脫介篩稀介用磁選管去磁后進行篩分試驗，試驗結果見表5，從篩上物累計灰分可大致判斷，無壓三產品重介質旋流器的分選下限已接近0.3 mm，但精煤脫介篩篩縫為1 mm，則精煤磁選尾礦中大部分>0.3 mm的低灰物料又進入到TBS。>0.3 mm物料占精煤脫介篩稀介中煤泥含量的30.10%，重復分選將增加TBS的分選負擔，影響分選效果[10-11]。

表5 精煤脫介篩篩下去磁物料篩分試驗表Table 5 Screen analysis of demagnetized underflow of clean coal medium draining screen %

2 改進方案

2.1 改進思路

TBS是目前國內常用的粗煤泥分選設備，其優點是運行能耗低，維護量小，可實現無人值守、自動操作，可有效降低重介分選的介質消耗并改善浮選效果。但TBS因其分選機理的局限，顆粒的干擾沉降同時受到粒度和密度的影響，不同粒度、不同密度的顆粒在分選過程中可能具有同樣的沉降末速，這就要求TBS的入料粒度要盡量限制在一個較窄的范圍內，入料的構成要保持相對穩定[12-13]。

為獲得理想的TBS入料組成，依據煤質試驗分析結果，一是要避免已經分選物料的重復分選，即將精、中脫介篩篩下稀介分開處理，對精煤磁選尾礦選取合適的截粗設備以直接獲得精煤產品，避免重復分選；二是要避免TBS分選下限以下物料的重復分選。即要將進入煤泥桶的物料盡量簡化為只有脫泥篩篩下水[14-15]，合理安排精中磁選尾礦、TBS精礦脫泥篩篩下水、精煤離心液的去向。

2.2 改進措施

按照改進思路，實施了以下改進措施：

(1)精、中脫介篩篩下稀介分開處理。將共用的稀介桶用鋼板分隔為兩部分，單獨設泵，將原工藝改為精、中脫介篩篩下稀介分別進入稀介桶，各自打入單獨的磁選機處理。精煤磁選尾礦與TBS精礦混合進入脫泥、脫水環節；中煤磁選尾礦進入煤泥水桶。

(2)將TBS精礦脫泥篩篩下水直接打入浮選，將精煤離心機離心液打入精煤稀介桶返回精煤磁選機，將進入煤泥桶的物料簡化為脫泥篩篩下水和中煤磁選尾礦。

優化改造后的粗煤泥分選工藝如圖2所示。

圖2 優化改造后粗煤泥分選原則流程圖

3 改進后的效果

為對技術改造的效果進行評價，對改造后TBS的入料、精礦、尾礦做篩分試驗，試驗結果見表5。

表5 改造后TBS相關產品篩分試驗Table 5 Screen analysis of products of TBS after renovation %

經改造前后對比，TBS入料中0.5～0.2 mm物料所占比例有所下降，尾礦中0.45～0.125 mm各粒級的灰分呈現梯級漸變，尾礦灰分顯著上升。技改后當月月度生產指標顯示：TBS尾礦振動篩上尾煤<1.45 g/cm3產率從技改前的23.00%降低到13.00%。表明通過技術改造，TBS的分選效果得到了有效提升。

4 結語

(1)金能洗煤廠用TBS對1～0.2 mm粒級的粗煤泥進行分選，由于TBS入料構成的不合理以及TBS自身分選機理的局限，TBS分選的精煤數量效率僅為75.00%～78.00%。對TBS的入料構成進行優化，消除部分物料的工藝小循環后，TBS的分選效果得到了有效改善。

(2)考慮到重介質旋流器的分選下限以及TBS對入料粒度范圍的要求，可研究將原煤脫泥篩篩縫從1 mm更換到0.5 mm，在保證重介質旋流器分選效果和脫介效果的前提下，收窄TBS的入料粒級，應可進一步改善分選效果。

(3)技改后TBS尾礦振動篩上尾煤<1.45 g/cm3產率仍有13.00%左右，可考慮研究應用更優的粗煤泥分選設備，或者應用合適的尾礦再選工藝。