磨煤机返料中硫铁矿流化分选试验研究

孟 齐,李桂春

(黑龙江科技大学 矿业工程学院，黑龙江 哈尔滨 150022)

0 引 言

目前，我国能源结构中煤炭占较大比重，发电厂仍以火电厂为主，从而加剧了大气的污染。火力发电机组中，制粉系统尤为重要，在这个环节中煤炭被充分破碎到一定粒径以下，煤炭中的矿物质和煤粉充分分离，在粗粉分离器的作用下，大块煤粉与密度较大的硫铁矿等矿物质返回磨煤机继续研磨，仅有少量矿物质被分离出来。在效益逐渐减少的形势下，很多电厂开始掺烧含硫量和矿物质比较高的劣质煤[1]，导致大量的硫铁矿和其他矿物质继续进入磨煤机研磨，并进入炉膛燃烧，使磨煤机能耗增加，产生大量的SO2等污染物，增加了烟气处理成本。此外硫铁矿等矿物质的燃烧，增加了炉膛结渣率，降低了锅炉效率[2-3]。因此在燃烧前对煤粉进行脱硫提质处理对于火电厂具有重要意义。

近年来干法选煤技术[3]已经较成熟，如空气重介质流化床[4]、脉动气流分选[5]、跳汰技术[6]以及复合干法选煤技术[7]已经或即将用于煤炭的工业分选。其中在气固流态化技术的基础上形成了完整的流态化分选体系，包括影响气固流化床分选过程的因素和条件[8]，流化床中气固两相的流化特性[9-11]，流化床内颗粒的分离规律[12-15]，这些研究都为利用流态化技术分选细煤粉带来可能[16]。何玉荣等[17]对鼓泡流化床气固两相流进行了模拟研究，建立了气固两相流计算模型，引入欧拉-拉格朗日，得出在不同的床层高度，颗粒的平均运动速度分布随着高度的升高而增加的结论。张亚恒[18]针对粒径<1 mm的电厂磨煤机返料进行模拟研究，对流化床中颗粒运动形态和流场进行数值计算，结果表明返料流化效果比较好，对于高密度颗粒分选效率可以达到20%左右，可燃体回收率90%。王帅[19]以电厂磨煤机返料作为研究对象，采用模拟和试验的方法进行脱硫降灰研究，利用示踪法模拟研究硫铁矿在流化床中的运动轨迹，搭建振动流化床试验台实际分离硫铁矿等矿物质，结果表明密度大的矿物质会在流化床底部聚集，密度小的颗粒会上浮在床层上部，将床层分为上下4层，最上层颗粒与底层颗粒灰分差值可达45%，可燃体回收率为88.64%，验证了利用气-固流化床分选磨煤机返料的可行性。

本文将流态化分选技术引入制粉系统，对返料进行流化分选试验，研究返料在试验装置中的流化规律，在满足磨煤机排渣率不高于2%的前提下，对硫化铁等矿物质进行分离，并利用工业分析、X荧光光谱仪和全硫测定来分析试验的分选效果，研究利用流态化技术对磨煤机返料分选提质的可行性。

1 磨煤机返料分析

样品取自贵州某电厂在磨煤机返料口，经工业分析和元素分析，测得其灰分为48.6%，全硫含量为2.51%，Fe元素含量为2.11%，硫铁矿含量比较高。称取样品150 g，利用标准振筛机进行筛分，筛孔粒径分别为0.880、0.630、0.450、0.220和0.105 mm，其粒径分布如图1所示。可以看出，煤粉粒径主要分布在<0.45 mm，其中主导粒径为0.45～0.22 mm和0.220～0.105 mm，含量分别达到47.4%和18.8%。

图1 物料粒径分布Fig.1 Material particle size distribution

对各个粒径进行灰分和全硫测定，结果见表1。各粒径下灰分接近，说明煤块破碎较均匀;粒径<0.105 mm的煤粉全硫含量最低，与矿物质相比，煤的硬度较低，所以煤炭更易被破碎到小粒径，而较多含硫矿物粒径集中于0.105 mm以上;在粒径>0.45 mm的颗粒中，灰分和全硫含量呈不规律性，这是由于此粒径下煤与硫铁矿还未完全分离，且粒径较大，总含碳量较高，需要返回磨煤机继续研磨。

表1 主要粒径分析Table 1 Main particle size analysis

2 流化试验

2.1 试验装置

图2为流态化分离试验系统，试验装置由供风系统、流量调节系统、数据采集系统和试验台主体组成，其主体部分为环形，在顶部设有排风口，风室在试验台底部，经阀门的调节，风机可以提供0～0.8 MPa的风压，在内圆处收集分选后轻物质，环形底部设有排渣孔，用于收集重物质，在满足开孔率的前提下，风帽采用钟罩式，避免煤粉倒流。

图2 流态化分离试验系统Fig.2 Schematic diagram of fluidized separation test system

2.2 分选试验

每次取磨煤机返料3 kg，共进行3组试验，取不同的分选率(分离后床室中重样所占比例)，比较不同试验的分选效果。取样后加入流化床试验装置中，并使物料分布均匀，记录床层高度(物料均匀的情况下物料层厚度)为80 mm。打开风机通风，通过控制阀门逐渐增加风量和风速，观察流化情况，并利用数据采集系统记录床室内不同测点的压力变化。床室内物料依次经历固定床、鼓泡床和快速流态化，随着风速和风量的增加，床层孔隙率增加，部分煤粉作为轻样被机械性携带进入内环储存室中，剩余的重物质作为重样被排渣孔排出。每增加一次风速，保持10 min，间隔记录3组压力数据，取算数平均根。压力稳定后关闭阀门，物料静止稳定后记录床层高度，以此高度确定分选率，试验结束后进行排渣，此时重物质质量占试验原物料的比例即为本次试验的真实分选率。3组试验的分选率分别为25.0%、18.3%和15.4%，最大风速分别为1.1、1.3和1.7 m/s。

3 试验结果与分析

3.1 流化特性曲线

通过床层的气流速度不同时，试验台呈现不同的流化状态，床层的压降也会随之变化。结合3组试验，利用“上行”试验方法得到流化特性曲线，如图3所示。可以看出，在风速较低时，床层压降随风速的增加而急剧增加，为固定床状态;当风速达到0.12 m/s时，床层压降达到最大值0.23 kPa，开始进入临界流化床状态，即本试验的临界流化速度为0.12 m/s;随着风速的增加，床室内的煤粉开始流化，并逐渐出现分层现象，此时密度和粒径较大的颗粒开始积聚在下层，小颗粒煤粉颗粒积聚在上层;当风速达到0.51 m/s(即鼓泡速度)并继续增加时，床层开始出现气泡，床层内颗粒交换频繁加剧(图3中A区域)，风速继续增加，气泡的上升速度和气泡体积逐渐增大，出现扬析和夹带等现象，将一小部分细小颗粒煤粉带出床室，进入试验台储粉仓中，由于床层的不稳定和床料的减少，床层压降有所降低;当风速达到0.72 m/s后，物料开始进入快速流态化状态，床层波动加剧(图3中B区域)，出现气流的机械性携带，将密度和粒径比较小的煤粉带出床室，实现煤粉中高密度硫铁矿和低密度煤粉的进一步分离。

图3 流化特性曲线Fig.3 Fluidized property curve

3.2 粒度分析

对试验后的轻样和重样进行粒径筛分，粒径分布如图4所示。3组试验的颗粒分布规律基本相同，轻样中煤粉粒径集中在<0.45 mm，其中粒径在0.220～0.105 mm的煤粉占55%以上，<0.105 mm的煤粉占14.9%以上，且随着分选率的降低，这2个粒径范围的颗粒含量有所减少，粒径>0.45 mm的煤粉含量几乎为0;重样中粒径>0.45 mm的物料占主导，且随着分选率的降低，粒径<0.45 mm的颗粒比例逐渐减小。3组试验中，粒径<0.22 mm的煤粉占试验原样的比例分别为4.51%、2.93%和1.98%，0.45～0.22 mm的煤粉所占比例分别为7.03%、5.63%和5.02%。

图4 分离后轻样和重样粒径分布Fig.4 Distribution of light and heavy samples after separation

3.3 主要元素分析

3.3.1 全硫含量

煤粉中的全硫含量有85%来自硫铁矿，所以对分离后重样的各个粒径进行了全硫测定，如图5所示。3组试验重样中，各粒径全硫含量变化趋势基本相同，随着粒径的增加，全硫含量降低，说明分选效果较理想，颗粒按照密度和颗粒实现了分离。小颗粒中，由于硫铁矿的密度较大，因此相同体积下所受的重力较大，不易被气流携带出床室;大颗粒中，由于颗粒体积较大，很难被分离出来，这部分煤粉需要进入磨煤机再次研磨成为小颗粒煤粉。结合图4分析，<0.105 mm的煤粉含量在0.1%以下，且全硫含量与试验前的煤样一致，这是由于排渣孔的存在，导致有很少的煤粉没有得到流化分选，但这对试验结果没有影响。

图5 分离后重样中各粒径全硫含量Fig.5 Total sulfur content of each particle size in the resample after separation

粒径在0.220～0.105 mm的颗粒全硫含量在12%以上，是试验原样的4倍，硫铁矿在此粒径下得到了富集，且随着分选率的降低，富集效果越明显。试验3中风速为1.7 m/s时，分选率为15.4%，全硫含量高达15.5%，接近于纯硫铁矿全硫含量。3组试验中粒径在0.45～0.22 mm的煤粉，全硫含量在4%左右，比试验原样增加了53%，富集效果没有小粒径煤粉明显，这是由于风速和风压还没有达到该粒径下的富集程度，随着风速的进一步增加，硫铁矿会在这一粒径下富集，但是<0.22 mm的颗粒会全部作为分离轻样被气流携带至储煤仓中，导致很多硫铁矿得不到分离。

3.3.2 Fe元素分析

为进一步确定硫铁矿的分选效果，利用X荧光光谱仪对重样中0.220～0.105 mm的颗粒进行Fe元素分析，如图6所示。在同一煤种中，光谱的能量强度与元素含量呈正相关。试验原样中Fe元素含量仅为2.11%，而试验1中Fe元素含量最低，为3.50%，试验3效果最为明显，Fe元素含量达到9.01%，是原样的4倍多，进一步说明硫铁矿在粒径0.220～0.105 mm得到了富集，分选效果较好。

图6 粒径在0.220～0.105 mm的颗粒能谱Fig.6 Energy spectra of 0.220-0.105 mm

对试验3重样中0.45～0.22 mm的颗粒进行测定，并与0.220～0.105 mm的颗粒进行比较，如图7所示。0.45～0.22 mm粒径的颗粒，Fe元素含量为2.32%，比试验原样略高，说明在此粒径下，硫铁矿因为风速低未得到富集，且硫铁矿与煤未充分分离，存在煤中带矿现象，需要进一步研磨分离。

图7 试验3重样中0.220～0.105 mm和0.45～0.22 mm颗粒光谱Fig.7 Spectra of 0.220-0.105 mm and 0.45-0.22 mm in heavy sample of test 3

3.4 灰分变化及可燃体回收率

结合全硫和Fe元素分析，粒径>0.22 mm的煤粉未得到充分研磨，利用工业分析仪对3组试验重样中>0.45、0.45～0.22和0.220～0.105 mm三个粒径区间的煤粉进行灰分分析，如图8所示。

图8 3组试验重样不同粒径下的灰分Fig.8 Ash content of different particle sizes in the three experiments

由图8可知，灰分随粒径的增大而减少，粒径>0.45 mm时，3组试验的灰分几乎相同，为53%左右，稍高于原样的48%;粒径0.45～0.22 mm的颗粒，灰分随着分选率的降低而增加，其中试验3含量最高，为65.61%;粒径0.220～0.105 mm的颗粒，灰分均在70%以上，其中试验3灰分最高，达到72.3%，说明当粒径<0.22 mm时，对矿物质的分选效果最好，分离出来的颗粒基本为不可燃矿物质。

对3组试验的分离轻样进行灰分测定，得出试验1、2、3轻样灰分分别为43.48%、45.69%、44.91%，结合原样灰分为46.91%，利用式(1)[16]计算可燃体回收率，得出试验1的可燃体回收率仅为79.82%，试验3最高，为87.79%。

(1)

式中，E为可燃体回收率;Ady为原样灰分;Adq为轻样灰分;γf为分选率。

如果将分离重样按照粒径进行二次分离，将>0.22 mm的煤粉返回磨煤机继续研磨，<0.22 mm的煤粉作为排渣排出，结合此粒径下灰分高达70%以上，可燃体回收率可接近100%。

4 结 论

1)结合3组试验得出磨煤机返料在3 kg物料下的流化特性曲线，起始流化速度为0.12 m/s，床层最大压降为0.23 kPa，起始鼓泡速度为0.51 m/s，进入快速流态化的速度为0.72 m/s。

2)经流化分选后，轻样粒径主要分布在<0.45 mm，重样主要分布在>0.45 mm。随分选率的降低，重样中<0.22 mm的颗粒逐渐降低，分选率为15.4%时其占比1.98%，满足制粉系统排渣率2%的要求。

3)在重样分离中，粒径为<0.22 mm的全硫含量和Fe元素含量比较高;当分选率为15.4%时，此粒径下含量最高，全硫含量为15.5%，Fe元素含量为9.01%，硫铁矿得到了富集。

4)当分选率为15.4%时，可燃体回收率为87.79%;如果将重样中<0.22 mm的颗粒去除，可燃体回收率可接近100%。