八矿选煤厂原煤准备系统的整改与完善

2015-12-20 01:51康万里方鲁香
选煤技术 2015年4期
关键词:入料旋流器精煤

康万里,方鲁香

(平顶山天安煤业股份有限公司 八矿选煤厂,河南 平顶山 467000)

八矿选煤厂原煤准备系统的整改与完善

康万里,方鲁香

(平顶山天安煤业股份有限公司 八矿选煤厂,河南 平顶山 467000)

为解决八矿选煤厂原煤准备系统投入使用后带来的生产问题,在工艺、设备等方面进行应用创新。通过优化原煤分级旋流器组、主选旋流器、粗煤泥筛的结构参数和操作参数,完善洗选系统工艺,提高了生产系统的稳定性和洗选效率,降低了精煤损失。

原煤准备系统;洗选工艺;结构参数;操作参数

八矿选煤厂是一座设计能力为1.80 Mt/a的炼焦煤选煤厂,设计工艺为跳汰、浮选的联合工艺。为适应原煤煤质的变化,稳定精煤产品质量,提高精煤产率,2002年对跳汰选煤系统进行了技术改造,形成了重介、浮选与跳汰、浮选两套联合选煤工艺。后来又进行了一系列的工艺和设备改造,特别是2011年8月对原煤准备系统(筛分、破碎、脱泥系统)的改造,使系统生产能力由1.80 Mt/a提升到4.50 Mt/a,原煤实际处理能力有了很大提高。该选煤厂入选原煤为平煤集团八矿、十矿、十二矿、十三矿的己组煤,属于中灰、低硫、高粘结性的中等可选煤,主导产品为十级冶炼焦精煤,主要作为宝钢、武钢等炼钢厂的炼焦原料。

随着产能的提升,该选煤厂生产系统也出现了一些问题,原煤准备系统的作用没有得到充分发挥,主选系统分选效果没有得到明显改善;随着原煤入选量的增加,入浮煤浆浓度增高,生产系统不稳定,精煤产品质量波动大。从选煤厂管理水平和企业经济效率两方面考虑,必须对制约生产水平提高的相关环节进行整改与完善。

1 存在问题

原煤准备系统的筛分、破碎、脱泥系统投入使用后,在一定程度上提高了系统处理能力,降低了粗煤泥灰分和企业能耗[1]。但是原煤准备系统与主选系统对接后,整个生产系统显现出一些问题,洗选效率没有达到预期目标。

这些问题主要表现为:原煤脱泥系统脱泥效果差,脱泥效率在30%左右;<0.5 mm粒级进入主选系统的比例大,在20%左右,影响主选系统的洗选效率[2]。浮选入料浓度高,高达130 g/L,严重影响浮选效果,浮选精煤灰分高,平均在10.80%[3]。这些问题的存在,导致精煤损失大,浮选精煤灰分高,严重影响精煤质量和洗选效率。

2 整改方案与实施

2.1 原煤脱泥系统整改

原煤准备系统的分级旋流器组共有四组,入料压力在0.15~0.20 MPa之间,入料压力过高影响旋流器的分级效果。在0.15~0.20 MPa的入料压力下,旋流器底流中<0.25 mm粒级产率偏高(表1),导致设备脱泥效果不理想,进而影响主选旋流器的分选效果。因此,需要针对这些问题,对脱泥系统的分级旋流器组进行整改。

2.1.1 优化分级旋流器组结构参数

由于安装空间的限制,现场只能安装六组分级旋流器。根据现场实际情况,增加两组分级旋流器,并分别选用底流口直径为90、70 mm的分级旋流器进行分级试验,确定底流口最佳直径。底流口直径为90、70 mm时的分级旋流器组分级效果如表2所示。

表1 整改前的分级旋流器组分级效果Table 1 Separation results of original classification cyclone %

注:入料浓度为268 g/L,溢流浓度为175 g/L,底流浓度为716 g/L。

表2 底流口直径为90、70 mm时的分级旋流器组分级效果

注:入料浓度为274 g/L,底流口直径为90 mm时,溢流浓度为136 g/L,底流浓度为679 g/L;底流口直径为70 mm时,溢流浓度为153 g/L,底流浓度为768 g/L。

由表2可知:减小底流口直径和降低入料压力均能改善分级旋流器的分级效果,当底流口直径为70 mm时,底流浓度高达768 g/L,此时易出现堵塞;当底流口直径为90 mm时,底流浓度为680 g/L,底流中<0.25 mm粒级产率在35%左右。综合考虑,确定底流口直径为90 mm,此时分级旋流器分级效果最好。

2.1.2 扩大弧形筛筛缝

煤泥筛筛上物料层厚、细粒级含量多是原煤准备系统投产以来就存在的问题,为了增加煤泥筛的透筛率,将煤泥筛分工序前的振动弧形筛筛缝由0.5 mm扩大至0.75 mm。现场筛分试验表明:扩大弧形筛筛缝后,筛上物中>0.5 mm粒级的产率由30.42%上升到35.74%,即<0.5 mm粒级的透筛率增加5.32个百分点。

2.2 主选系统整改

2.2.1 优化主选旋流器结构参数

该选煤厂主选旋流器的结构参数是根据入选原煤性质确定的[4],但当时没有分级脱泥环节。原煤准备系统投入使用后,入选原煤中<0.5 mm粒级产率减少,理论上有利于提高主选旋流器的分选效果[5]。主选旋流器分选效果好坏最直接的表现是,主选精煤灰分的稳定率和中煤带煤率,结构参数调整前的主选旋流器分选效果(表3)表明:原煤准备系统投入使用前后,精煤灰分稳定率、中煤带煤率没有明显变化。

为了改善主选旋流器的分选效果,根据原煤实际入选情况,对主选旋流器的精煤溢流管直径、中煤溢流管直径、底流口直径进行探索性的调整。在相同条件下,缩小溢流口直径能提高实际分选密度,而增大底流口直径,则会降低实际分选密度,此时精煤质量和产量均下降[1]。根据试验结论,将主选旋流器的精煤溢流管直径由380 mm缩小至360 mm,中煤溢流管直径由300 mm调整为280 mm,底流口直径由310 mm减小为270 mm,结构参数调整后的主选旋流器分选效果如表4所示。

表4 结构参数调整后的主选旋流器分选效果Table 4 Separation results of main cyclone afteroptimization of structural parameters %

由表4可知:主选旋流器结构参数调整后,精煤灰分稳定率由68.31%上升到75.05%,中煤带煤率由 32.17%降至 22.13%,洗选效率由89.67%提高至91.88%,分选效果明显改善。

2.2.2 调整入料压力控制方式

八矿选煤厂的两台主选旋流器为无压给料三产品重介质旋流器,入料压力(供介压力)均通过合介泵的出料阀门控制,不但压力波动大,而且对泵和阀门的磨损严重,同时合介桶的液位高低对入料压力大小也有较明显影响。无论哪个环节出现问题,都会使入料压力发生变化,入料量随之产生波动,进而影响主选旋流器的分选效率[2],并导致设备能耗增加。

通过研究并查阅国内先进选煤厂的工艺系统,结合八矿选煤厂的实际情况,为了减少管件磨损和节能降耗,采用变频技术调节入料压力[2]。调整入料压力控制方式后,入料压力波动范围由原来的±0.03 MPa减小到±0.02 MPa,且变化频率大幅下降;此外,每台合格介质泵的工作电流由50 A减小到40 A,重介系统的稳定性提高,设备能耗有所下降。

为了进一步提高系统的安全性、可靠性,在安装变频器的同时增设了工频旁路装置。如果变频器发生异常而无法正常工作,可以手动将电机切换到工频运行状态下,以保证正常生产的需要。

2.3 浮选系统整改

浮选入料由四部分组成,即原煤分级旋流器溢流(浮选入料的主要组成部分)、粗煤泥筛筛下水、粗煤泥离心机离心液、加压过滤机滤液。为解决入浮煤浆浓度高、入料中粗颗粒含量多等问题,对浮选系统工艺进行完善[3]。

2.3.1 更换脱泥筛喷水

原煤准备系统脱泥筛的喷水为精煤磁选机尾矿的分级旋流器溢流,浓度在130 g/L以上,其中含有一定量的煤泥,导致原煤脱泥筛喷嘴经常被堵塞,必须向浮选入料中补加循环水才能保证入浮浓度。经过研究分析,原煤脱泥筛喷水改用循环水,精煤磁选机尾矿的分级旋流器溢流直接作为浮选入料。这样既能改善原煤脱泥筛的喷水质量,又能解决喷嘴被堵塞的问题,还能保证入浮煤浆浓度。

2.3.2 更换粗煤泥筛筛板

由于原煤脱泥系统已脱除大部分细泥,精煤磁选机尾矿分级旋流器组的底流中细泥含量明显减少,粗煤泥筛入料灰分也有所下降,经粗煤泥筛喷水脱泥后,粗煤泥灰分明显降低。为了保证浮选入料粒度和减轻浮选系统压力,需要提高粗煤泥回收率。经研究分析,决定将粗煤泥筛筛缝由0.5 mm调整成0.35 mm。粗煤泥筛筛缝调整后,筛下水中>0.5 mm粒级产率由15.36%降低到11.27%,<0.25 mm粒级产率由35.80%增大至48.52%,有利于后续的浮选作业。另外,粗煤泥灰分仍然≤11.00%,与调整筛缝前的灰分相比变化不大,满足产品质量要求。

浮选系统整改前后的浮选效果如表5、表6所示。浮选系统整改前检测的入浮煤浆浓度为123 g/L,整改后检测的入浮煤浆浓度为98 g/L。

由表5、表6可知:浮选系统整改后,浮选精煤灰分稳定在10%左右,浮选尾煤灰分平均在50%以上,浮选生产系统稳定,满足现场实际生产要求。

表5 浮选系统整改前的浮选效果

表6 浮选系统整改后的浮选效果

3 结语

通过优化原煤分级旋流器组、主选旋流器、粗煤泥筛的相关参数,完善洗选工艺,提高了八矿选煤厂生产系统的稳定性和洗选效率,降低了精煤损失。在入选原煤灰分相同的条件下,精煤产率有所提高,提高了煤炭资源的回收率,为企业创造了一定的经济效益。

[1] 路迈西.选煤厂技术管理[J].徐州:中国矿业大学出版社,2006:195.

[2] 欧泽深,张文军.重介质选煤技术[J].徐州:中国矿业大学出版社,2006:219,232-241.

[3] 吴大为.浮游选煤技术[J].徐州:中国矿业大学出版社,2004:148-160,244-246.

[4] 戴少康.选煤工艺设计实用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社,2010:280-281.

[5] 吴式瑜.选煤厂实用技术手册[J].徐州:中国矿业大学出版社,2008:231-232.

Improvement of feed preparation system in No.8 coal mine coal preparation plant

KANG Wan-li, FANG Lu-xiang

(No.8 Coal Mine Coal Preparation Plant, Pingdingshan Tianan Coal Mining Co., Ltd., Pingdingshan, Henan 467000, China)

To solve production problem caused by feeding preparation system in No.8 coal mine coal preparation plant, technological innovation in process and in equipment etc., is made, including optimization of structural and operating parameters of classification cyclone set for raw coal, main cyclone and coarse coal slime screen, which improves separation efficiency and stability of production system, reducing loss of clean coal.

feed preparation system; coal preparation technology; structural parameter; operating parameter

TD941

B

1001-3571(2015)04-0042-03

2015-05-06

10.16447/j.cnki.cpt.2015.04.011

康万里(1980—),男,河南省平顶山市人,助理工程师,从事选煤厂生产管理工作。

E-mail:51150035@qq.com Tel:13783261112

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