選煤廠原煤配煤入洗方案對比優化

邊 遠

(大同煤礦集團精煤分公司，山西 大同 037007)

0 引言

山西某礦配套選煤廠于1998年建設完成，煤炭洗選能力提升至120萬t/a，主要洗選該礦的9號、10號煤層。其中9號煤層賦存較為穩定，全區可采，厚度在2.88～4.96 m，平均3.25 m，局部含有厚度在0.1～0.3 m泥巖夾矸；10號煤層部分可采，厚1.25～3.86 m，平均2.35 m，含一層0.3 m厚夾矸；12號厚1.52～3.68 m，平均2.02 m。從9號、10號、12號原煤可選性來分析，9號煤層精煤產率高，矸石含量相對較低，10號煤層屬于難以洗選煤層，12號煤層分選性中等。為此，從經濟性、選煤廠洗選工藝以及9號、10號、12號煤層煤質等方面出發，對配煤入洗方案進行優化。

1 洗選工藝及存在的問題

1.1 選煤廠洗選工藝

用跳汰機對原煤洗選，分選出矸石、精煤以及中煤等產品。精煤用振動篩脫泥、脫水后再進行13 mm分級，粒徑>13 mm為塊精煤；粒徑在0.5～13 mm間需要再通過離心機進行脫水處理，形成末精煤。中煤采用提升機提升至中煤篩進行脫水處理后形成中煤產品。粒徑在0.5 mm以下的煤泥采用分級旋流器處理后，0.3～0.5 mm間粒徑煤采用粗煤泥分選機處理，并經壓濾機脫水后形成精煤，底流采用高頻振動篩脫水處理后形成中煤；粒徑小于0.3 mm的煤泥通過浮選機進行處理，并脫水后形成精煤[1-3]。具體煤炭洗選工藝流程如圖1所示。

圖1 選煤廠煤炭洗選工藝流程

1.2 選煤廠存在問題分析

該選煤廠設計之初原煤為極易或易洗選煤炭，采用跳汰機對此類原煤洗選時具有極強的適應能力。但隨采深增加、煤量變差，選煤廠的煤炭洗選工藝過程，操作方案、生產組織以及人員素質、過程控制等方面仍是延續易選煤方式[4-7]。在生產工藝方面，未對煤炭分選設備進行有效管控，只注重產品灰分控制，未充分考慮各個環節涉及到的單個設備性能，從而導致灰分高；浮選機分選出的尾礦含有精煤等[8-11]。在洗選得到的產品方面，灰分含量不平穩時，當灰分過高時，影響產品銷售；當出現灰分含量過低時，又會影響產品產率。

2 配煤方案優化

2.1 入選原煤分選

2.1.1 9號煤層原煤浮沉及可選性

選煤廠采用10號煤層洗選的精煤具有高硫、高灰分特點，具體硫分、灰分含量分別為4.3%、10.3%，造成洗選出的精煤不僅無市場，而且也不能滿足環保要求。因此，需要將10號煤層與優質的9號煤層或者12號煤層進行配比入洗，通過配煤改善原煤的可選性，從而提升產品的競爭力及銷售價格。具體9號煤層原煤浮沉結果見表1，可選性曲線如圖2所示。

表1 9號煤層原煤浮沉結果

圖2 9號煤可選性曲線

9號煤層為礦井煤質最好煤層，具有灰分低，發熱量高等優點，不需要分選就可以直接作為精煤進行銷售，但顯然單獨銷售9號煤層不可行，存在許多現實問題。

2.1.2 10號煤層原煤浮沉及可選性

10號煤層原煤浮沉結果見表2，可選性曲線如圖3所示。從表2、圖3可以看出，10號煤層精煤灰分在10.55%時，理論產品產率為44%；分選密度為1.5 g/cm3時，中煤灰分含量為39.88%，產率為10.68%，扣除密度>1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比17.12%，綜合評定的可選性為中等。

圖3 10號煤可選性曲線

表2 10號煤層原煤浮沉結果

2.1.3 12號煤層原煤浮沉及可選性

12號煤層原煤浮沉結果見表3，可選性曲線如圖4所示。12號煤層精煤灰分在10.5%時，理論產品產率為59%；中煤灰分含量為44.05%，產率為9.37%，分選密度1.5 g/cm3，扣除密度大于1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比18.61%，綜合評定的可選性為中等。

表3 12號煤層原煤浮沉結果

2.2 配煤優化

2.2.1 方案擬定

從經濟方面考慮，選煤廠入選收益可以采用下述公式計算[12-13]

洗選收益=中煤產值+精煤產值-噸煤加工成本-原煤單價

(1)

計算得出單獨洗選9號、10號、12號煤層時，選煤廠噸煤洗選效益見表4。

表4 單獨洗選9號、10號、12號煤層選煤廠噸煤洗選效益

考慮到配煤洗選，具體確定2種方案，方案一為9號煤層與10號煤按照3∶8進行配煤洗選；方案二為12號煤與10號煤按照7∶3進行配煤洗選。

2.2.2 方案一分析

具體采用方案一將9號煤與10號煤按照3∶8進行配比,配煤后的沉浮試驗結果見表5、可選性曲線如圖5所示。采用方案一時，精煤灰分控制在9%時，理論產品產率為59.50%，精煤硫分控制在3%以內；中煤分選密度為1.58 g/cm3，理論產率為5.96%。扣除密度>1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比為8.52%，經綜合評定其可選性為易選。配煤生產的精煤預測不含稅價格為586元/t，中煤不含稅價格為125元/t。根據公式(1)計算得出的選煤廠入選噸煤收益為-55.18元/t。

圖5 9號煤與10號煤按照3∶8配比可選性曲線

表5 9號煤與10號煤按照3∶8配比沉浮試驗結果

精煤灰分控制在10.5%時，理論產品產率為64%，精煤硫分控制在3%以內；中煤分選密度為1.72 g/cm3，理論產率為1.96%。扣除密度大于1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比為7.02%，綜合評定的可選性為極易選。根據公式(1)計算得出的選煤廠入選噸煤收益為-27.08元/t。

2.2.3 方案二分析

方案二為考慮礦井9號煤層存在缺口，將12號煤層與10號煤層按照7∶3進行配比入選，具體采用方案一配煤后的沉浮試驗結果見表6、可選性曲線如圖6所示。精煤灰分控制在10.5%時，理論產品產率為53.60%，精煤硫分控制在2.2%以內；中煤分選密度1.52 g/cm3，理論灰分含量為41.69%。扣除密度>1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比為22.24%，綜合評定的可選性為中等。配煤生產的精煤預測不含稅價格為741.38元/t，中煤不含稅價格為135元/t。根據公式(1)計算得出的選煤廠入選噸煤收益為-13.93元/t。

圖6 12號煤與10號煤按照7∶3配比可選性曲線

表6 12號煤與10號煤按照7∶3配比沉浮試驗結果

2.2.4 方案確定

通過上式分析發現，選煤廠若不采取配煤方案，單獨洗選9號煤時虧損43元/t；單獨對礦井10號煤層進行洗選虧損61.26元/t，可選性為中等；單獨洗選12號煤時虧損145.20元/t，可選性為中等。對原煤進行配煤后，若選取方案一(9號煤與10號煤按照3∶8配比)，洗選時虧損27.08元/t，可選性為易選；若選取方案二(12號煤與10號煤按照7∶3配比)，洗選時虧損13.93元/t，可選性為中等。綜合上述分析，從經濟性以及設備改造適用性方面分析，配煤選取方案二，即12號煤與10號煤按照7∶3配比進洗選，可以取得顯著經濟效益，同時原煤可選性為中等，采用的跳汰分選工藝經過簡單改造后即可滿足生產需要。

3 設備改造

隨采深增加、煤質變差，原煤中矸石量更多。根據原煤煤質變化情況以及生產實際需要，將選煤廠現采用的ZKB1835中煤脫水篩進行升級改造為ZKB1236，改造后的振動篩處理能力提升50%以上；在末煤處理方面，將TLL-1000離心機改造成BHSG1400，處理能力提升67%以上，同時將脫水篩、離心機電機上增加變頻控制器，實現振動篩及離心機的靈活控制。將浮選精煤原采用的圓盤壓濾機改造成快開壓濾機，改造后的壓濾機處理能力更強，產品水分更低(較改造前降低20%以上)，并新增粗煤泥分選裝置，實現原煤全粒徑分選，有效降低分選后的產品灰分。改造后的粗精煤灰分由改造前的15%降低至9%，有效提升了產品品質。具體設備改造前后的處理效果見表7。

表7 設備改造前后對比表

4 結論

(1)通過進行配煤，并對洗選工藝進行優化，生產效率得以提升，由原有85%提升至90%；同時對洗選設備進行改造,改造后,設備的適用性及穩定性得以提升，降低了由于設備故障影響生產時間的概率。

(2)配煤后生產的產品硫分含量可以達到銷售需要，將銷售受限的高硫分煤通過配煤有效降低硫分含量，產品取得較好的銷售成績。

(3)通過進行配煤分選，得出選煤廠最佳的配煤方式，即將12號煤與10號煤按照7∶3方式進行洗選，將洗選虧損降低至13.15元，有效提升了選煤廠生產效益。