磨煤機返料中硫鐵礦流化分選試驗研究

孟 齊,李桂春

(黑龍江科技大學 礦業工程學院，黑龍江 哈爾濱 150022)

0 引 言

目前，我國能源結構中煤炭占較大比重，發電廠仍以火電廠為主，從而加劇了大氣的污染。火力發電機組中，制粉系統尤為重要，在這個環節中煤炭被充分破碎到一定粒徑以下，煤炭中的礦物質和煤粉充分分離，在粗粉分離器的作用下，大塊煤粉與密度較大的硫鐵礦等礦物質返回磨煤機繼續研磨，僅有少量礦物質被分離出來。在效益逐漸減少的形勢下，很多電廠開始摻燒含硫量和礦物質比較高的劣質煤[1]，導致大量的硫鐵礦和其他礦物質繼續進入磨煤機研磨，并進入爐膛燃燒，使磨煤機能耗增加，產生大量的SO2等污染物，增加了煙氣處理成本。此外硫鐵礦等礦物質的燃燒，增加了爐膛結渣率，降低了鍋爐效率[2-3]。因此在燃燒前對煤粉進行脫硫提質處理對于火電廠具有重要意義。

近年來干法選煤技術[3]已經較成熟，如空氣重介質流化床[4]、脈動氣流分選[5]、跳汰技術[6]以及復合干法選煤技術[7]已經或即將用于煤炭的工業分選。其中在氣固流態化技術的基礎上形成了完整的流態化分選體系，包括影響氣固流化床分選過程的因素和條件[8]，流化床中氣固兩相的流化特性[9-11]，流化床內顆粒的分離規律[12-15]，這些研究都為利用流態化技術分選細煤粉帶來可能[16]。何玉榮等[17]對鼓泡流化床氣固兩相流進行了模擬研究，建立了氣固兩相流計算模型，引入歐拉-拉格朗日，得出在不同的床層高度，顆粒的平均運動速度分布隨著高度的升高而增加的結論。張亞恒[18]針對粒徑<1 mm的電廠磨煤機返料進行模擬研究，對流化床中顆粒運動形態和流場進行數值計算，結果表明返料流化效果比較好，對于高密度顆粒分選效率可以達到20%左右，可燃體回收率90%。王帥[19]以電廠磨煤機返料作為研究對象，采用模擬和試驗的方法進行脫硫降灰研究，利用示蹤法模擬研究硫鐵礦在流化床中的運動軌跡，搭建振動流化床試驗臺實際分離硫鐵礦等礦物質，結果表明密度大的礦物質會在流化床底部聚集，密度小的顆粒會上浮在床層上部，將床層分為上下4層，最上層顆粒與底層顆粒灰分差值可達45%，可燃體回收率為88.64%，驗證了利用氣-固流化床分選磨煤機返料的可行性。

本文將流態化分選技術引入制粉系統，對返料進行流化分選試驗，研究返料在試驗裝置中的流化規律，在滿足磨煤機排渣率不高于2%的前提下，對硫化鐵等礦物質進行分離，并利用工業分析、X熒光光譜儀和全硫測定來分析試驗的分選效果，研究利用流態化技術對磨煤機返料分選提質的可行性。

1 磨煤機返料分析

樣品取自貴州某電廠在磨煤機返料口，經工業分析和元素分析，測得其灰分為48.6%，全硫含量為2.51%，Fe元素含量為2.11%，硫鐵礦含量比較高。稱取樣品150 g，利用標準振篩機進行篩分，篩孔粒徑分別為0.880、0.630、0.450、0.220和0.105 mm，其粒徑分布如圖1所示。可以看出，煤粉粒徑主要分布在<0.45 mm，其中主導粒徑為0.45～0.22 mm和0.220～0.105 mm，含量分別達到47.4%和18.8%。

圖1 物料粒徑分布Fig.1 Material particle size distribution

對各個粒徑進行灰分和全硫測定，結果見表1。各粒徑下灰分接近，說明煤塊破碎較均勻;粒徑<0.105 mm的煤粉全硫含量最低，與礦物質相比，煤的硬度較低，所以煤炭更易被破碎到小粒徑，而較多含硫礦物粒徑集中于0.105 mm以上;在粒徑>0.45 mm的顆粒中，灰分和全硫含量呈不規律性，這是由于此粒徑下煤與硫鐵礦還未完全分離，且粒徑較大，總含碳量較高，需要返回磨煤機繼續研磨。

表1 主要粒徑分析Table 1 Main particle size analysis

2 流化試驗

2.1 試驗裝置

圖2為流態化分離試驗系統，試驗裝置由供風系統、流量調節系統、數據采集系統和試驗臺主體組成，其主體部分為環形，在頂部設有排風口，風室在試驗臺底部，經閥門的調節，風機可以提供0～0.8 MPa的風壓，在內圓處收集分選后輕物質，環形底部設有排渣孔，用于收集重物質，在滿足開孔率的前提下，風帽采用鐘罩式，避免煤粉倒流。

圖2 流態化分離試驗系統Fig.2 Schematic diagram of fluidized separation test system

2.2 分選試驗

每次取磨煤機返料3 kg，共進行3組試驗，取不同的分選率(分離后床室中重樣所占比例)，比較不同試驗的分選效果。取樣后加入流化床試驗裝置中，并使物料分布均勻，記錄床層高度(物料均勻的情況下物料層厚度)為80 mm。打開風機通風，通過控制閥門逐漸增加風量和風速，觀察流化情況，并利用數據采集系統記錄床室內不同測點的壓力變化。床室內物料依次經歷固定床、鼓泡床和快速流態化，隨著風速和風量的增加，床層孔隙率增加，部分煤粉作為輕樣被機械性攜帶進入內環儲存室中，剩余的重物質作為重樣被排渣孔排出。每增加一次風速，保持10 min，間隔記錄3組壓力數據，取算數平均根。壓力穩定后關閉閥門，物料靜止穩定后記錄床層高度，以此高度確定分選率，試驗結束后進行排渣，此時重物質質量占試驗原物料的比例即為本次試驗的真實分選率。3組試驗的分選率分別為25.0%、18.3%和15.4%，最大風速分別為1.1、1.3和1.7 m/s。

3 試驗結果與分析

3.1 流化特性曲線

通過床層的氣流速度不同時，試驗臺呈現不同的流化狀態，床層的壓降也會隨之變化。結合3組試驗，利用“上行”試驗方法得到流化特性曲線，如圖3所示。可以看出，在風速較低時，床層壓降隨風速的增加而急劇增加，為固定床狀態;當風速達到0.12 m/s時，床層壓降達到最大值0.23 kPa，開始進入臨界流化床狀態，即本試驗的臨界流化速度為0.12 m/s;隨著風速的增加，床室內的煤粉開始流化，并逐漸出現分層現象，此時密度和粒徑較大的顆粒開始積聚在下層，小顆粒煤粉顆粒積聚在上層;當風速達到0.51 m/s(即鼓泡速度)并繼續增加時，床層開始出現氣泡，床層內顆粒交換頻繁加劇(圖3中A區域)，風速繼續增加，氣泡的上升速度和氣泡體積逐漸增大，出現揚析和夾帶等現象，將一小部分細小顆粒煤粉帶出床室，進入試驗臺儲粉倉中，由于床層的不穩定和床料的減少，床層壓降有所降低;當風速達到0.72 m/s后，物料開始進入快速流態化狀態，床層波動加劇(圖3中B區域)，出現氣流的機械性攜帶，將密度和粒徑比較小的煤粉帶出床室，實現煤粉中高密度硫鐵礦和低密度煤粉的進一步分離。

圖3 流化特性曲線Fig.3 Fluidized property curve

3.2 粒度分析

對試驗后的輕樣和重樣進行粒徑篩分，粒徑分布如圖4所示。3組試驗的顆粒分布規律基本相同，輕樣中煤粉粒徑集中在<0.45 mm，其中粒徑在0.220～0.105 mm的煤粉占55%以上，<0.105 mm的煤粉占14.9%以上，且隨著分選率的降低，這2個粒徑范圍的顆粒含量有所減少，粒徑>0.45 mm的煤粉含量幾乎為0;重樣中粒徑>0.45 mm的物料占主導，且隨著分選率的降低，粒徑<0.45 mm的顆粒比例逐漸減小。3組試驗中，粒徑<0.22 mm的煤粉占試驗原樣的比例分別為4.51%、2.93%和1.98%，0.45～0.22 mm的煤粉所占比例分別為7.03%、5.63%和5.02%。

圖4 分離后輕樣和重樣粒徑分布Fig.4 Distribution of light and heavy samples after separation

3.3 主要元素分析

3.3.1 全硫含量

煤粉中的全硫含量有85%來自硫鐵礦，所以對分離后重樣的各個粒徑進行了全硫測定，如圖5所示。3組試驗重樣中，各粒徑全硫含量變化趨勢基本相同，隨著粒徑的增加，全硫含量降低，說明分選效果較理想，顆粒按照密度和顆粒實現了分離。小顆粒中，由于硫鐵礦的密度較大，因此相同體積下所受的重力較大，不易被氣流攜帶出床室;大顆粒中，由于顆粒體積較大，很難被分離出來，這部分煤粉需要進入磨煤機再次研磨成為小顆粒煤粉。結合圖4分析，<0.105 mm的煤粉含量在0.1%以下，且全硫含量與試驗前的煤樣一致，這是由于排渣孔的存在，導致有很少的煤粉沒有得到流化分選，但這對試驗結果沒有影響。

圖5 分離后重樣中各粒徑全硫含量Fig.5 Total sulfur content of each particle size in the resample after separation

粒徑在0.220～0.105 mm的顆粒全硫含量在12%以上，是試驗原樣的4倍，硫鐵礦在此粒徑下得到了富集，且隨著分選率的降低，富集效果越明顯。試驗3中風速為1.7 m/s時，分選率為15.4%，全硫含量高達15.5%，接近于純硫鐵礦全硫含量。3組試驗中粒徑在0.45～0.22 mm的煤粉，全硫含量在4%左右，比試驗原樣增加了53%，富集效果沒有小粒徑煤粉明顯，這是由于風速和風壓還沒有達到該粒徑下的富集程度，隨著風速的進一步增加，硫鐵礦會在這一粒徑下富集，但是<0.22 mm的顆粒會全部作為分離輕樣被氣流攜帶至儲煤倉中，導致很多硫鐵礦得不到分離。

3.3.2 Fe元素分析

為進一步確定硫鐵礦的分選效果，利用X熒光光譜儀對重樣中0.220～0.105 mm的顆粒進行Fe元素分析，如圖6所示。在同一煤種中，光譜的能量強度與元素含量呈正相關。試驗原樣中Fe元素含量僅為2.11%，而試驗1中Fe元素含量最低，為3.50%，試驗3效果最為明顯，Fe元素含量達到9.01%，是原樣的4倍多，進一步說明硫鐵礦在粒徑0.220～0.105 mm得到了富集，分選效果較好。

圖6 粒徑在0.220～0.105 mm的顆粒能譜Fig.6 Energy spectra of 0.220-0.105 mm

對試驗3重樣中0.45～0.22 mm的顆粒進行測定，并與0.220～0.105 mm的顆粒進行比較，如圖7所示。0.45～0.22 mm粒徑的顆粒，Fe元素含量為2.32%，比試驗原樣略高，說明在此粒徑下，硫鐵礦因為風速低未得到富集，且硫鐵礦與煤未充分分離，存在煤中帶礦現象，需要進一步研磨分離。

圖7 試驗3重樣中0.220～0.105 mm和0.45～0.22 mm顆粒光譜Fig.7 Spectra of 0.220-0.105 mm and 0.45-0.22 mm in heavy sample of test 3

3.4 灰分變化及可燃體回收率

結合全硫和Fe元素分析，粒徑>0.22 mm的煤粉未得到充分研磨，利用工業分析儀對3組試驗重樣中>0.45、0.45～0.22和0.220～0.105 mm三個粒徑區間的煤粉進行灰分分析，如圖8所示。

圖8 3組試驗重樣不同粒徑下的灰分Fig.8 Ash content of different particle sizes in the three experiments

由圖8可知，灰分隨粒徑的增大而減少，粒徑>0.45 mm時，3組試驗的灰分幾乎相同，為53%左右，稍高于原樣的48%;粒徑0.45～0.22 mm的顆粒，灰分隨著分選率的降低而增加，其中試驗3含量最高，為65.61%;粒徑0.220～0.105 mm的顆粒，灰分均在70%以上，其中試驗3灰分最高，達到72.3%，說明當粒徑<0.22 mm時，對礦物質的分選效果最好，分離出來的顆粒基本為不可燃礦物質。

對3組試驗的分離輕樣進行灰分測定，得出試驗1、2、3輕樣灰分分別為43.48%、45.69%、44.91%，結合原樣灰分為46.91%，利用式(1)[16]計算可燃體回收率，得出試驗1的可燃體回收率僅為79.82%，試驗3最高，為87.79%。

(1)

式中，E為可燃體回收率;Ady為原樣灰分;Adq為輕樣灰分;γf為分選率。

如果將分離重樣按照粒徑進行二次分離，將>0.22 mm的煤粉返回磨煤機繼續研磨，<0.22 mm的煤粉作為排渣排出，結合此粒徑下灰分高達70%以上，可燃體回收率可接近100%。

4 結 論

1)結合3組試驗得出磨煤機返料在3 kg物料下的流化特性曲線，起始流化速度為0.12 m/s，床層最大壓降為0.23 kPa，起始鼓泡速度為0.51 m/s，進入快速流態化的速度為0.72 m/s。

2)經流化分選后，輕樣粒徑主要分布在<0.45 mm，重樣主要分布在>0.45 mm。隨分選率的降低，重樣中<0.22 mm的顆粒逐漸降低，分選率為15.4%時其占比1.98%，滿足制粉系統排渣率2%的要求。

3)在重樣分離中，粒徑為<0.22 mm的全硫含量和Fe元素含量比較高;當分選率為15.4%時，此粒徑下含量最高，全硫含量為15.5%，Fe元素含量為9.01%，硫鐵礦得到了富集。

4)當分選率為15.4%時，可燃體回收率為87.79%;如果將重樣中<0.22 mm的顆粒去除，可燃體回收率可接近100%。