大遠選煤廠提高精煤回收率的實踐

郜建海

(冀中能源峰峰集團有限公司 邯鄲洗選廠，河北 邯鄲 056000)

1 大遠選煤廠概述

大遠選煤廠隸屬于冀中能源峰峰集團山西大遠煤業有限公司。選煤廠入洗原煤主要為1202工作面所產2號煤，原煤灰分高，煤泥含量大，原煤中原生煤泥含量高達50%。煤泥水系統處理能力不足，導致浮選精煤占比高，精煤灰分高、水分大，尾煤灰分低，嚴重影響精煤產率。為解決這一問題，積極探尋最佳改造方案，選煤廠進行了多次現場試驗，在未增加任何設備、不影響正常洗煤生產的情況下，通過調整產品結構，降低浮選占比，充分發揮各設備的處理能力和效果，完成了從實驗室理論推斷到工業生產改造。經過技術改造后，有效降低了精煤灰分和水分，提高了精煤回收率。

2 工藝流程與精煤產品結構分析

2.1 工藝流程概述

大遠選煤廠現采用的洗煤工藝為脫泥無壓三產品重介旋流器分選+粗煤泥CSS分選機分選+細煤泥浮選機粗選后精選+尾煤泥壓濾工藝。脫泥篩采用1 mm篩板，篩上物進入重介系統分選。預先脫介弧形篩篩縫0.75 mm，振動脫介篩篩縫0.45 mm。精煤使用0.4 mm篩縫離心機脫水。脫泥篩篩下小于1 mm粒級物料進入煤泥桶，經泵送入煤泥分級旋流器進行0.45 mm水力分級，旋流器溢流為小于0.45 mm細粒物料進入浮選入料池，底流進入一臺CSS分選機進行分選。CSS精煤自流入精煤磁尾桶，CSS尾煤直接給到中煤脫介篩或矸石脫介篩，混入中煤或矸石產品。精煤磁尾桶物料經過2臺振動弧形篩脫水后再進入1臺煤泥離心機脫水，最后成為粗精煤泥產品。小于0.45 mm的弧形篩篩下水和離心液進入浮選入料池。中矸磁尾經1臺高頻篩脫水后成為中煤產品，高頻篩篩下水進入污水箱。浮選采用1臺XJM-28四室浮選機進行第一次粗選，選出的粗選精礦進入1臺XJM-KS20四室浮選機進行精選。二次浮選精煤一部分由1臺沉降過濾離心機進行脫水，脫水后產品直接進入精煤產品；另外一部分精煤與沉降過濾離心機離心液混合，由2臺精煤壓濾機脫水進入精煤產品。一次浮選和二次浮選尾煤進入斜管沉淀池。經過沉淀后的煤泥水經過2臺尾煤壓濾機脫水成為尾煤泥產品，斜管溢流及尾煤壓濾機濾液成為循環水，在生產中循環使用。

2.2 現有系統存在問題

大遠煤業選煤廠自2017年浮選系統改造后，生產系統基本正常，各項生產指標均能達到要求，但由于礦井原煤煤質變化，生產系統主要出現下列問題：

(1)原煤中原生煤泥含量由原來的40%增加到50%以上，且煤泥中高灰極細粒煤泥接近50%，浮選入料濃度大，浮選藥劑被大量高灰極細粒煤泥吸附，操作上需加入更多的藥劑才能將精煤選出，使得藥劑消耗大；

(2)大量高灰細泥隨泡沫上浮，使得浮精灰分高，為保證浮精灰分，只得將浮選尾煤灰分下調；

(3)煤泥水不容易沉降，斜管濃縮機負荷增大，溢流水濃度無法得到保證。

2.3 各部分入浮煤泥特性

從工藝中可以看出，大遠選煤廠浮選入料可以分為兩部分：一部分是原煤脫泥篩下小于1 mm粒級的原生煤泥經過分級旋流器分級后的溢流(小于0.45 mm粒級煤泥水)；另一部分是精煤磁選尾礦桶物料經過振動弧形篩、煤泥離心機脫水后產生的弧形篩篩下水和煤泥離心液，主要是未脫除干凈的原生煤泥加上系統產生的次生煤泥。按照GB/T 477-2008《煤炭篩分試驗方法》[1-2]分別對兩部分煤泥樣進行0.5 mm、0.354 mm、0.25 mm、0.125 mm、0.074 mm、0.045 mm 6個粒度級的篩分，結果見表1和表2。

表2 弧形篩下水和煤泥離心液小篩分試驗結果

由表1和表2可以看出，浮選入料中大于0.5 mm粒級的粗顆粒并沒有完全杜絕，一是煤質變化導致分級旋流器參數與之不匹配，二是粗精煤泥振動弧形篩和煤泥離心機篩縫在磨損超過30%時才進行更換，造成粗顆粒進入浮選系統。入料中0.5～0.25 mm物料占比超過10%，這一部分物料可以用CSS進行分選，以減少去浮選機的煤泥量，降低浮選入浮濃度，提高浮選機分選效果。

3 生產系統調整

3.1 弧形篩、離心機篩縫尺寸調整

由表2篩分數據可以看出，生產中采集粗精煤泥弧形篩篩下水和煤泥離心機離心液，0.5～0.25 mm粒度級占比為23.9%、灰分為9.75%，可以直接脫水后作為精煤產品，不必再進行浮選。由于大遠選煤廠入浮煤泥中高灰極細粒煤泥占比較高，顆粒粒度越細，比表面積越大，吸附能力和作用活性就越強，具有高反應活性的高灰細顆粒容易與低灰精煤顆粒形成絮團，從而影響低灰精煤顆粒與浮選藥劑的作用[3]。這一粒度級的煤泥進入浮選系統，不僅提高了入浮濃度，其自身極易被高灰細泥污染，白白造成了精煤損失。生產中，直接將振動弧形篩、煤泥離心機的篩縫更換為0.25 mm，精煤水分平均為18.7%，符合生產要求。

3.2 精煤泥旋流器溢流口加裝套管

浮選入料中大部分物料來自煤泥分級旋流器溢流，減少分級旋流器溢流量可以有效減少浮選入料量，降低浮選濃度。分級旋流器不包含運動部件，分級粒度主要受溢流管直徑、溢流管插入深度、錐角、底流口直徑等參數影響[4-5]。增大底流口直徑、縮小溢流口直徑、增大錐角均可以實現分級粒度的下調[6]。實際生產中，錐角已經固定無法改變，更換直徑更大的底流口需要聯系廠家定制，因而在溢流口加裝套管來改變溢流口直徑是最為簡單有效的方法。生產試驗中，分別在250 mm溢流口加裝了190 mm、170 mm、140 mm套管，使得溢流量減少，底流量增加，讓0.5～0.25 mm煤泥盡可能通過CSS進行分選。生產試驗結果如表3所示，從表中可看出，采用加裝170 mm套管較為合適。

表3 溢流口直徑與CSS指標關系

3.3 精煤壓濾機濾液作二次浮選稀釋水，改善浮選效果

浮選動力學研究表明，浮選粒度越小，高灰雜質含量越高，顆粒礦化需要輸入的能量越高，提供高含氣量條件下的強剪切和強紊流流體力學環境可以提高細顆粒和氣泡的碰撞附著概率[7]。隨著粒度的減小，浮選速率常數也通常降低，0.25～0.125 mm中等粒度的煤粒浮選速度最快，粗粒和細粒煤泥浮選速度較慢。在將大部分大于0.25 mm粒度級改為粗煤泥系統分選后，平均入浮粒度減小，顆粒從氣泡上脫落的概率降低，可提高能量輸入，提高礦化效果；同時降低浮選濃度，使高灰細泥更加分散，增加浮選時長，獲得更好的浮選效果[8]。在工業試驗中，一次浮選入料濃度為90 g/L、礦漿預處理器攪拌轉速280 r/min時，浮選效果最佳。在二次浮選入料中，將精煤壓濾機濾液作為稀釋水，減少使用循環水，精煤壓濾機濾液水濃度低，高灰細泥含量少，僅在壓濾機入料的前3 min中濃度較大，采樣化驗結果其灰分為18.34%，具有再次浮選回收的價值，可謂一舉兩得。通過將精煤壓濾機濾液作為二次浮選稀釋水，二次浮選濃度從110 g/L下降到70 g/L，在保持精煤灰分10.50%情況下，尾煤灰分從35.28%提高到了46.53%。

3.4 調整二次浮選礦化器結構參數，提高礦化效果

大遠選煤廠由于前后經過3次技術改造，廠房空間較為擁擠，在2016年進行二次浮選二次脫水工藝改造時，廠房已經沒有安裝二次浮選礦漿預處理器的位置，因而二次浮選選用XJM-KS20四室浮選機，依靠浮選機自帶的礦化器進行礦化。礦化器具有7個噴嘴，在工作過程中，礦漿以一定壓力給入礦化器壓力室，再通過噴嘴以一定的速度噴出噴嘴，隨后通過噴射裝置將浮選礦漿的靜壓轉化為動壓形成高速射流，通過高速射流在喉管中的卷吸效應吸入空氣，并使空氣在其中霧化，然后隨高速礦漿一同進入喉管，喉管內的霧化藥劑與礦漿通過液體質點間的相互碰撞來傳遞能量。藥劑和礦漿混合過程中產生大量旋渦，強湍流使霧化藥劑與礦漿充分混合，實現礦化[9]。根據礦化器負壓區相對真空度的研究，其相對真空度與礦漿入料口直徑、噴嘴出口直徑、礦漿流量、壓力損失有關[10]。礦化器設計入料口直徑0.57 m，出料口直徑0.12 m，實際測量出料口直徑已磨損至0.16 m，為保證產生足夠的壓力差，在每個出料口處加焊M14螺母，使得出料口直徑縮小到0.10 m，理論壓力差可提高4～5倍，實際生產中壓力差由0.03 MPa提高到0.105 MPa，礦化效果提高，藥劑添加量降低。

4 調整效果

在將上述設備參數調整后，精煤指標穩定，調整前后精煤指標見表4。

表4 大遠選煤廠改造前后精煤指標對比

經過技術改造后，浮選跑粗問題得以解決，浮選藥劑加量減小，浮選尾煤灰分提高，浮選精煤壓濾板數由每班53板下降到每班44板，煤泥水沉降效果改善，循環水濃度降低到4 g/L，銷售精煤灰分下降0.21%，回收率提高3.0%。

5 結 語

大遠選煤廠通過將振動弧形篩、煤泥離心機篩縫減小到0.25 mm，分級旋流器溢流口直徑減小到170 mm，使精煤泥中0.5～0.25 mm煤泥通過粗煤泥系統進行分選，減少了進入浮選系統的煤泥量；將精煤壓濾機濾液作為二次浮選稀釋水，調整二次浮選礦化器結構參數，降低了浮選濃度，改善了浮選效果，同時降低了浮選精煤在銷售精煤中的占比，精煤灰分降低0.21%，精煤水分降低1.5%，有效提高了精煤產品質量。同時回收率提高3.0%，為企業創造了良好的經濟效益和社會效益。