粗精煤泥回收系統技改前后的生產對比試驗

王敏鴿，苑金朝，張旭磊，郭建偉，方 玥，楊 曌

(1.唐山國華科技國際工程有限公司，河北 唐山 063020;2.北京國華科技集團有限公司，北京 101300)

1 概 述

粗煤泥的粒度近于煤泥，通常其粒度在0.25 mm～0.5 mm以上且不宜采用浮選處理。粗精煤泥回收系統在煉焦煤選煤廠為必不可缺的生產環節。對于采用重介質旋流器為主選設備的選煤廠，粗精煤泥回收系統通常采用篩縫為0.5 mm的弧形篩進行分級回收，因技術條件限制，國內生產的此種篩縫尺寸的弧形篩面其篩條背寬為1.6 mm，篩面開孔率較小(僅為23.81%)，致使一些選煤廠遇到因其泄水能力不足而影響生產的困境。為解決此問題，某些設計單位采用水力旋流器預先對煤泥進行分級濃縮，然后再由弧形篩處理旋流器的底流，即水力旋流器與弧形篩串聯使用的回收系統。

近年來，從國外引進的細篩縫弧形篩面得以大力推廣使用。當細篩縫弧形篩的篩縫為0.3 mm時，其篩條背寬為0.76 mm，篩面開孔率為28.30%，使得弧形篩的泄水能力大幅增加。且在弧形篩上配置氣動擊打器，及時對堵塞篩縫的難篩粒進行清理，保證了弧形篩的正常工作。

以下介紹臨渙選煤廠單段細篩縫(0.3 mm)弧形篩、水力旋流器與弧形篩(篩縫0.5 mm)串聯該2種粗精煤泥回收系統的生產對比試驗，并進行分析比較。

淮北礦業集團臨渙選煤廠座落于安徽省淮北市濉溪縣境內，1987年主廠房破土動工，1990年6月26日建成投產，設計年入洗原煤能力300萬t。2004年經擴能改造，東區年入洗原煤能力達450萬t。作為安徽省“861”行動計劃重點建設項目，總投資7.77億元，臨渙選煤廠800萬t西區于2005年擴建工程開工。到2009年，西區新擴建的3條生產線全面投入生產，年入洗原煤量增加至1 250萬t[1]。后期經一系列擴能改造，目前年入洗原煤能力已達1 600萬t。臨渙西區采用不分級、不脫泥無壓給料三產品重介質旋流器分選工藝，粗精煤泥回收采用水力旋流器與弧形篩串聯的流程，即精煤磁選機尾礦用水力旋流器組進行預先分級，其底流由篩縫為0.5 mm的弧形篩進一步分級和初步脫水，篩上物(粗精煤泥)再經煤泥離心機脫水后摻入最終精煤產品中，水力旋流器溢流和弧形篩篩下水一起進入浮選作業，工藝流程如圖1所示。

圖1 臨渙選煤廠原設計的粗精煤泥回收系統流程

多年的生產實踐發現，水力旋流器特有的分選現象致使其底流的各粒級灰分高于入料灰分，有悖于粗精煤泥回收的初衷。另外4臺并聯的旋流器組給料量不均勻，且不易被發現和調整;旋流器入料壓力較高，動力消耗大。

由于三產品重介質旋流器和煤泥重介旋流器的協同效應，使得煤泥的分選下限可低至0.25 mm甚至更細，所以<0.25 mm的煤粒質量已符合要求，不需要進入浮選作業重復分選。鑒于以上情況，結合臨渙選煤廠技術改造的相關研究[2-6]，將其西區1號生產系統采納國華科技的技改方案，采用國外引進的窄篩背、細篩縫(0.3 mm)并帶有擊打器的弧形篩來回收粗精煤泥。簡化后的流程為精煤磁選機尾礦直接進入弧形篩脫水分級，弧形篩篩上物再由離心機進一步脫水回收，其篩下水進入浮選系統，此工藝流程如圖2所示。技改前后粗精煤泥回收系統的設備規格型號和工作參數見表1。

2 入料粒度組成

粗精煤泥回收系統的入料為精煤磁選機尾礦，其粒度組成見表2。

圖2 技改后粗精煤泥回收系統流程圖

表1 粗精煤泥回收系統設備規格型號和工作參數

表2 粗精煤泥回收系統入料粒度組成

粗精煤泥回收系統的功用如下:①盡可能脫除灰分高的細泥，回收質量符合要求的粗精煤泥，將其脫水后摻入銷售精煤產品中[7];②嚴格控制浮選入料上限，避免低灰分粗煤泥混入而重復分選，造成資源損失。

結合以上兩點，簡析表2所列數據:①臨渙選煤廠要求銷售精煤灰分≤11.00%。入料中>0.5 mm顆粒顯然已是合格的“精煤”。 >0.5 mm和0.5 mm～0.25 mm兩個粒級的加權平均灰分為11.38%，也可視為基本合格的精煤，其累計產率為32.08%，因此可將指定粒度Sd定為0.25 mm，凡大于0.25 mm的煤粒視為粗粒，應予回收，避免損失在浮選尾煤之中。②隨著顆粒粒徑的減小，重力分選對其影響也隨之減小，所以灰分也隨之增高，尤其是<0.045 mm的細泥灰分劇增近于40%，該粒級產率也近40%，是入料中的主導粒級。凡小于指定粒度Sd的顆?？礊榧毩?，應予脫除，尤其是<0.045 mm的細泥，盡量避免其污染粗精煤泥的質量。

為了詳盡比較該2種系統的效果，在2018年12月14日對仍使用水力旋流器與弧形篩(篩縫0.5 mm)串聯的粗精煤泥回收工藝的2號生產系統(處理量690t/h)進行測試;同年12月18日對已改為單段弧形篩(篩縫0.3 mm)粗精煤泥回收工藝的1號生產系統(處理量810 t/h)也進行了測試。值得注意的是1號生產系統的處理量大于2號生產系統的處理量約17.39%。

3 水力旋流器的分選現象

水力旋流器入料及產物粒度組成見表3。從表3可知，在0.5 mm至0.045 mm 該4個篩分窄級別的范圍內，4個粒級底流的灰分明顯高于入料的相應粒級的灰分，而溢流的該4個粒級灰分卻顯著地低于入料的相應粒級灰分。

水力旋流器的底流、溢流各粒級灰分增減示意如圖3所示。

表3 水力旋流器入料及產物粒度組成

圖3 水力旋流器的底流、溢流各粒級灰分增減示意圖

在旋流器的離心力場中，顆粒群受到的離心力F為:

(1)

式中，V為顆粒當量體積;δ為顆粒密度，mg3/mL ;d為顆粒當量直徑，mm;a為離心加速度，mm/s。

粒徑比即為各粒級上限與下限的比值，圖3中所示的4個粒級其粒徑比不大于2，故均屬窄級別。由式(1)可知，此時顆粒密度對離心力的影響顯現，相同當量直徑顆粒密度大(即灰分高)的離心力大，趨向于底流，而密度小(即灰分低)的離心力小，匯集于溢流。此為水力旋流器的分選現象。

在粗精煤泥分級回收系統中，將所回收的粗精煤泥摻入最終精煤產品中，期望其灰分越低越好。而水力旋流器的分選現象與人們的初衷背道而馳，故從工藝流程制定的角度來考慮，水力旋流器不宜作為粗精煤泥回收系統的分級設備。

4 浮選入料粒度組成分析

該廠2號生產系統中，水力旋流器的溢流和精煤泥弧形篩篩下水合并后的細粒產物，作為浮選入料。技改后的1號生產系統的精煤泥弧形篩篩下水即為浮選入料。兩者粒度組成有較大區別,見表4。

由表4可看出:①1號生產系統的浮選入料中>0.5 mm粒級產率已由技改前的0.51%降至0.05%，由此表明浮選的入料粒度上限基本控制在0.5 mm以下。②0.5 mm～0.25 mm粒級屬于低灰分粗精煤泥的粒度范疇。1號系統中的單段弧形篩，憑借其0.30 mm的細篩縫將該粒級產率降至5.49%；與水力旋流器弧形篩串聯系統的該粒級產率14.05%相比較，其相對降幅達60.92%。③由表4數據所繪制的2條浮選入料特性曲線如圖4所示。由圖4可明顯看出單段弧形篩的浮選入料曲線居坐標系下方，所呈現的凹形更為顯著，表明粒度組成變細。

表4 分級產物和計算入料的粒度組成

圖4 浮選入料粒度特性曲線

5 工藝指標

粗精煤泥回收其實質是根據灰分高低、按其粒徑實現分級的過程，其工藝效果采用可能偏差和分級效率該2項指標來評定[8]。

5.1 可能偏差

可能偏差用以評定分級工藝的分離精確度，依據分配率的大小而用繪圖法求得。分配率指產物中某一粒級數量與計算入料中此粒級數量的百分比值[7]。

將2號系統水力旋流器和弧形篩整合為整體，其與1號系統單段弧形篩的分配率見表5。從表5可知，由于篩縫間隙不同，>0.25 mm粒級的粗精煤泥在粗產物中回收情況也不同，單段弧形篩生產系統>0.5 mm和0.5 mm～0.25 mm該2個粒級合計的分配率為90.05%，而水力旋流器與弧形篩串聯生產系統的分配率僅為69.40%，相差20.65%。由于前者配置了氣動擊打器，故兩者<0.25 mm的細顆粒在篩上物中混雜情況相差無幾，前者分配率為10.67%，后者分配率為10.05%。

表5 粗精煤泥回收工藝的分配率(以粗產物計)

由表5數據繪制的分配曲線如圖5所示。

圖5 粗精煤泥回收工藝的分配曲線

(1)分配曲線的形狀可形象地反映煤粒按顆粒大小實現分級的精確程度。在理想條件下，分配曲線的中間段應是1條通過分配粒度的垂直線。在實際情況下，分配曲線的中間段是1條斜直線，其越陡直，分級精確度越高。篩縫0.3 mm弧形篩的精確度比后者要好。

(2)可能偏差Epm是對分配曲線中間直線段垂直度的量化，Epm值越小則其越趨于垂直。單段弧形篩的Epm為0.069 mm，而水力旋流器與弧形篩串聯的Epm為0.169 mm。很明顯，單段弧形篩的分級精確度更高。

(3)分配粒度是指在分配曲線上分配率等于50%的分離粒度，此粒徑的顆粒進入粗粒產物或細粒產物的概率均為50%。單段弧形篩的分配粒度S50=0.243 mm，是其篩縫間隙0.3 mm的0.81倍，此為配置氣動擊打器可及時排除堵塞篩縫的顆粒及強化難篩顆粒的透篩能力的緣故。跟分配曲線有關的各項指標見表6。

表6 跟分配曲線有關的各項指標

5.2 分級效率

分級效率是將煤炭分級工藝的分離精度作進一步具體化、定量化地評定。其計算式為:

Si=Ec+Ef-100%

(2)

式中，Si為分級效率，%;Ec為粗粒物正配效率，%;Ef為細粒物正配效率，%。

(1)粗粒物正配效率Ec。粗粒物正配效率為粗粒產物中粗粒物料與計算入料中粗粒物料的百分比值。在理想條件下，Ec=100%，其計算式為:

(3)

式中，∑γ0>Sd為粗粒產物中大于指定粒度的物料累計產率，%;∑γFT>Sd為計算入料中大于指定粒度的物料累計產率，%。

臨渙選煤廠粗精煤泥回收系統入料的指定粒度Sd為0.25 mm，根據表4所列數據進行計算。

對于單段弧形篩生產系統:

由此表征在入料中>0.25 mm的煤粒有近90%正配到篩上粗粒產物中，只有約10%該粒級誤配到篩下細粒產物中。

對于水力旋流器與弧形篩串聯生產系統:

由此意味著在入料中>0.25 mm煤粒不到70%正配到粗粒產物中，而30%以上誤配至細粒產物。

分析2個生產系統相差近20個百分點的最直接原因，可能是篩縫間隙變化的緣故。

(2)細粒物的正配效率Ef。細粒物正配效率為細粒產物中細粒物料與計算入料中細粒物的百分比值。在理想條件下Ef=100%,其計算式為:

(4)

式中,∑γu

對于單段弧形篩生產系統:

100%=90.36%

此表征在入料中<0.25 mm的煤粒有90%以上正配到篩下細粒產物中，而只有不到10%的該粒級誤配到粗粒產物中。

對于水力旋流器與弧形篩串聯生產系統:

100% =89.94%

此表征在入料中<0.25 mm的粒級近90%正配到篩下細粒產物中，而有10%以上的該粒級誤配到粗粒產物中。

篩縫變細至0.3 mm后，其細粒物的正配效率略好于后者，原因有以下幾點:①該弧形篩的篩條背寬由原來的1.6 mm減小到0.76 mm，篩面的開孔率增加了4.49個百分點，達到28.30%;②在同樣長度的篩面上，篩條根數增加50%以上，加大了煤漿在弧形篩上切割的次數;③配置的氣動式擊打器可及時清理被難篩粒堵塞的篩縫，有效地保持了篩分面積;④在單段弧形篩出料端用清水噴洗脫泥，也是有力的措施之一。

(3)分級效率。根據式(2),對于單段弧形篩生產系統，分級效率:Si=89.87+90.36-100=80.23(%)。對于水力旋流器和弧形篩串聯系統，分級效率:Si=69.70+89.94-100=59.64(%)。兩者分級效率相差20.59%，證明了采用帶有氣動擊打器0.3 mm細篩縫的單段弧形篩在粗精煤泥回收生產系統中的工藝先進性。對于細顆粒篩分，無論干法還是濕法，能達到80%的分級效率指標均很不錯。

6 經濟效益

(1)節省浮選劑用量。對于2個生產系統進行數質量計算，經煤泥離心機脫水后的粗精煤泥產率(占入料)，單段弧形篩的為37.12%，而水力旋流器與弧形篩串聯的為30.09%。前者的產率增加了7.03個百分點，且其灰分比后者低了0.46個百分點。相應的是入浮煤泥量減少了7.03個百分點，即此數量可觀的低灰分粗精煤泥避免進入浮選作業重復分選。而實際上>0.25 mm的粗煤泥因本身重量大，不可能全部黏附在氣泡上，必然有一部分損失到尾煤中。據估算，僅因入浮煤泥量的減少，全廠可節省浮選劑費用近二十萬元。

(2)節省電力消耗。對于水力旋流器，要求其工作壓力為0.2 MPa，經測定入料泵電動機實測工作電流為270 A。對于弧形篩不需要此額外的工作壓力，經測定入料泵電動機實測工作電流100 A。

按式(5)計算電動機的實際功率(P，kW):

(5)

式中，I為實測電流安培數，A;U為實測電壓伏特數，V;cosφ為電動機銘牌功率因數，取cosφ=0.85。

由式(5)可計算出功率分別為150.9 kW和55.9 kW，兩者相差95 kW。按年工作5 280 h，采用單段弧形篩生產系統取代水力旋流器與弧形篩串聯生產系統后，全廠全年可節電150萬kWh，工業用電按0.60元/kWh計，可節省電費90萬元。

7 結 語

帶有氣動擊打器的細篩縫弧形篩已在選煤廠推廣多年，臨渙選煤廠使用單段細篩縫弧形篩的1號生產系統和當時仍使用水力旋流器—弧形篩串聯的2號生產系統進行了試驗對比，在前者的處理量比后者大17.39%的條件下，將浮選入料粒度上限控制在0.5 mm以下，入浮煤泥量減少了7.03%，相對應的離心脫水后的粗精煤泥產率增加了7.03%，而其灰分下降0.46個百分點。在工藝指標上，前者的可能偏差值為0.069 mm，分級效率為80.23%，而后者可能偏差為0.169 mm，分級效率為59.64%，充分展示出細篩縫弧形篩的先進性。

全廠3個生產系統均技改為單段弧形篩，由于入浮煤泥量減少，預計技改后全廠每年可節省浮選劑費用近二十萬元;簡化工藝取消水力旋流器后，全廠每年可節約用電150萬kWh。粗精煤泥回收系統的技改有效果，完全符合國家所倡導的節能降耗的大方向。