官地矿选煤厂粗煤泥工艺改造的研究

要志军

(西山煤电(集团)公司官地矿选煤厂，山西 太原 030022)

西山煤电集团官地矿选煤厂为矿井型选煤厂，年设计生产能力3.0 Mt/a，工艺系统采用不脱泥重介无压三产品旋流器分选+煤泥浮选+尾煤压滤联合工艺流程，主导产品为高炉喷吹精煤和电精煤。2003年3月进入生产调试阶段，由于设备选型和环节能力不足，先后进行了煤泥水环节改造、浮选系统改造、介质回收系统能力改造、储装运系统改造等技术改造，大大理顺了生产系统，由于主系统受现场客观条件限制，并未进行改造，脱介环节能力不足，造成系统小时处理量偏低，生产效率低，介耗高，严重影响了选煤厂的经济效益，亟需对工艺系统进行改造，

1 工艺现状分析

官地矿选煤厂采用直径为1 200 mm/850 mm无压不脱泥三产品重介旋流器，其有效分选下限为0.5 mm;采用浮选来回收0.5～0 mm煤泥，对于粗煤泥则没有单独的分选系统。这种工艺设置存在以下缺点:

1.1 对浮选系统的影响

基于表面物理化学性质差异的浮游选煤是回收煤泥的主要技术，其最佳分选粒度约在0.3～0.043 mm，入料粒级过宽，粗粒级分选效果差，造成浮选跑粗，大于0.3 mm的粗煤泥在浮选过程中极易损失到尾矿中。为了尽可能回收粗粒级精煤，必须增加药剂用量，其后果是细粒级产品灰分增高，污染精煤。另外，由于缺少粗煤泥回收环节，分级旋流器的错配或脱介筛筛缝的磨损，都可能造成浮选跑粗、浓缩机压耙等事故。

1.2 对重选系统的影响

缺少粗煤泥回收系统情况下，重选系统分选下限至少到0.5 mm，虽然重选设备的理论分选下限可以满足分选要求，但是实际运行中存在以下问题:

1)大直径重介旋流器对－1.0 mm以下粒级的分选精度较差，存在粉精煤污染精煤的情况。

2)重介下限过低对介质回收不利，由于入料粒度过细，脱介筛筛缝也将变细，脱介难度大，易跑介，脱介效果变差，介耗增加。

3)介质系统中煤泥含量高，分流量必然要增大，导致磁选机负荷量大，磁选机台数多、介耗高，悬浮液密度不稳定，重介系统稳定性差、分选精度低。

4)0.5～0 mm全部作为最终煤泥，煤泥水系统负荷增大，运行费用高。

鉴于以上原因，此改造将粗煤泥从重选和浮选中分离出来，设置单独的粗煤泥分选系统，即采用粗煤泥分选+浮选联合工艺来处理煤泥。这样一方面可以使重选入料下限升高，减少煤泥在系统中循环量，提高重介系统的脱泥、脱介效率和单位设备处理能力;另一方面可有效缩小煤泥水系统规模，降低浮选入料上限，减小浮选跑粗数量，有利于稳定浮选精煤灰分，降低选煤厂洗选加工成本。目前，这种粗煤泥分选+浮选联合工艺在炼焦煤选煤厂应用越来越广泛。

2 煤质分析

官地矿主要可采煤层共5层，分上中下3组，其中2、3煤层属上组煤，6煤层属中组煤，8、9煤层属下组煤。各层煤储量非常丰富，井田内可采储量分别为:2#煤层3 786.4 万 t，3#煤层5 515.6 万 t，6#煤层14 149.5 万 t，8#煤层 19 225.0 万 t，9#煤层 22 156.7万t。

可采煤层煤质特征一览表见表1。

对2012年2—4月入洗原煤煤质资料进行分析见表2。

表1 可采煤层煤质特征一览表

表2 官地矿原煤筛分浮沉试验综合表

由表2可以看出:

1)各粒级含量比较均匀，50～13 mm含量偏低，占19.65%，13～0 mm含量相对比较均匀，其中3～0.5 mm 为主导粒级，含量大占 24.64%。 －0.5mm含量占15.69%以上，0.5～0 mm 含量占全级的15.69%，灰分17.35%，不但低于原煤灰分，而且是各粒级中灰分最低的，灰分随粒度的减小而降低，说明煤不易碎。

2)50 ～1 mm 含量占 66.81%，灰分 36.25%，中灰，产率不高。

3)1～0.25 mm 含量占全级的15.66%，占1～0 mm含量的33.19%的50%左右，说明煤泥中有粗粒近一半，其硫分和灰分均低于总煤泥，粗细煤泥分别回收是适宜的。

4)密度分布随粒度的减小，+1.8密度级含量随粒度的减小而降低，－1.5密度级含量随着粒度的减小而先增加后减少。中间密度级(1.6～1.8)含量随粒度的减小而先增加后减少。这一规律进一步说明块煤灰分高是由于含矸量大造成的，说明原煤须排矸降灰。

5)各粒级灰分及浮沉煤泥的灰分随粒度的降低而降低，且都低于本级原煤灰分。次生煤泥含量小、灰分低，说明在分选过程中矸石不存在泥化现象，对于煤泥水处理系统有利。

6)从0.5～0.25 mm煤浮沉资料来看，主要产物集中在 －1.4，产率为 65.15%，且累计灰分只有6.93%。中间密度级(1.5 ～1.8)含量少，+1.8 密度级灰分达68.861%。说明煤泥易于分选出低灰精煤，且回收率较高。

3 主要工艺环节的确定

在工艺设计中，基于满足最大经济效益原则，对选煤厂主工艺环节进行了大量模拟计算，现主要对煤泥分选方案进行对比，1.0 mm以下粗煤泥分选方法目前粗煤泥分选可采用煤泥干扰沉降床分选工艺、螺旋分选分选工艺和煤泥重介系统工艺。

1)螺旋分选机目前国内使用较多，其主要优点是投资少、生产成本低、操作简单;分选粒级范围宽，分选上限可达3 mm，一般为1.5(1.0)mm，分选下限为0.1 mm;适合高密度分选，分选密度一般要求大于1.65 kg/L，适合于排矸工艺。

2)干扰床分选机(TBS)于20世纪90年代初开始进入选煤领域，经过不断完善，目前，已发展到第四代，国内已有使用先例。它具有工艺简单、成本低、单位处理量大、分选效率高等优点。其分选下限可达0.15 mm，分选上限至2～3 mm。设备本身有一套密度控制系统，保证分选密度的精确性，分选密度可调，对入料煤质变化的适应性强，分选密度范围为1.4～1.9 kg/L，在分选密度范围内，精煤灰分稳定。一般情况下的 Ep值为0.1～0.2左右，最低可达0.038。设备结构简单，潜在故障率低，设备顶部敞开设计，内部直观，维修方便，设计紧凑，占用空间小，安装简单。

3)目前国内、外一些厂尝试采用的煤泥重介工艺技术，均处于摸索阶段。煤泥重介存在的主要问题是:煤泥重介系统在生产中，不能独立设置，而是用于不脱泥重介系统的配合使用，生产中需要采用超细粒的介质粉，这种磁铁矿粉在市场上很难购到，且价格昂贵;难以解决伴随着细粒分选时介质回收与再生难、介耗高的问题，运行成本高;可靠性不及 TBS分选机;分选密度不能精确调节。

通过对官地矿煤质资料进行分析:粒级越细，原煤灰分越低，原煤的可选性越好，中间密度物相对含量越少。在满足最终精煤灰分＜10%的条件下，粗煤泥的理论分选密度在1.6以下。根据计算机模拟结果，精煤灰分应在10%左右，这时的分选密度在1.6以下，正好是粗煤泥可选性最好的密度范围，同时符合TBS分选机理想的工艺条件和特性，可以发挥TBS分选机在低密度时分选精度高的优势。

1.0～0.25 mm 粗煤泥采用TBS分选机分选，更细的0.25 mm左右的细煤泥采用原来浮选机回收，这样，既能保证粗煤泥分选降灰，又可大幅度减少浮选煤泥量，同时精煤产品水分较浮精有较大幅度降低。与常规的直接浮选工艺相比，不但入浮煤泥量减小50%以上，还能防止浮选跑粗和浓缩池压耙等问题，因为TBS分选机入料粒度窄，提前进行选前脱泥，可对部分透筛的粗煤泥加以分选，并能降低运行成本、提高分选效果和各相关环节的稳定性。

国内外最近几年TBS分选机+浮选联合煤泥分选工艺的大量生产实践证明:粗、细煤泥分开洗选脱水回收，粗煤泥TBS分选机分选，可以最大限度地回收精煤，已经成为现代化选煤厂的最佳选择。

综上所述，推荐的粗煤泥工艺为:1.0～0.25 mm TBS分选机+0.25～0 mm浮选联合工艺流程。

4 选煤厂工艺流程

根据上述确定的入选方式和选煤方法，制定了相应的工艺流程图，见图1。

从图1可以看出，工艺环节分为:增加TBS分选系统，并利用原有浮选及煤泥水处理系统及产品运输系统等部分。

1)1.0 ～0.25 mm TBS 分选系统。

原煤入厂先进行脱泥，选择脱泥筛的分级粒度为1.0 mm，筛下(1.0 mm ×0 mm)通过原煤分级旋流器桶由泵扬至分级旋流器，分级粒度为0.25 mm，将其分为 1.0 ～0.25 mm 和 －0.25 mm 两部分。－0.25mm 进入浮选系统，1.0 ～0.25 mm 粗煤泥及部分跑粗颗粒由TBS分选机分选，出精煤、矸石两种产品。

TBS精煤再由分级旋流器分级浓缩，底流由弧形筛预先脱水，筛上物由煤泥离心机脱水后成为最终产品，掺入精煤外销。尾煤采用高频筛脱水后，掺入中煤产品。

图1 工艺流程示意图

2)浮选系统和煤泥水处理系统。

－0.25 mm细煤泥利用原有浮选系统，通过浮选入料桶，与浮选药剂混匀后，进入浮选机浮选，浮选精煤经过加压过滤机脱水后掺入精煤产品。浮选尾煤自流进入浓缩机，浓缩机底流采用压滤机脱水，滤饼经刮板机转载到煤泥出厂皮带运出厂外，尾煤浓缩机溢流作为循环水和净化水。

5 结束语

经过分析和论证，官地矿选煤厂煤泥水系统采用TBS分选机+浮选联合煤泥分选工艺，结合主系统脱泥无压三产品旋流器分选，能够有效解决目前官地矿选煤厂生产工艺存在的问题。通过改造，可以大大提高生产效率，降低介耗，改善经营状况，提升管理水平。