粗精煤泥回收系统技改前后的生产对比试验

王敏鸽，苑金朝，张旭磊，郭建伟，方 玥，杨 曌

(1.唐山国华科技国际工程有限公司，河北 唐山 063020;2.北京国华科技集团有限公司，北京 101300)

1 概 述

粗煤泥的粒度近于煤泥，通常其粒度在0.25 mm～0.5 mm以上且不宜采用浮选处理。粗精煤泥回收系统在炼焦煤选煤厂为必不可缺的生产环节。对于采用重介质旋流器为主选设备的选煤厂，粗精煤泥回收系统通常采用筛缝为0.5 mm的弧形筛进行分级回收，因技术条件限制，国内生产的此种筛缝尺寸的弧形筛面其筛条背宽为1.6 mm，筛面开孔率较小(仅为23.81%)，致使一些选煤厂遇到因其泄水能力不足而影响生产的困境。为解决此问题，某些设计单位采用水力旋流器预先对煤泥进行分级浓缩，然后再由弧形筛处理旋流器的底流，即水力旋流器与弧形筛串联使用的回收系统。

近年来，从国外引进的细筛缝弧形筛面得以大力推广使用。当细筛缝弧形筛的筛缝为0.3 mm时，其筛条背宽为0.76 mm，筛面开孔率为28.30%，使得弧形筛的泄水能力大幅增加。且在弧形筛上配置气动击打器，及时对堵塞筛缝的难筛粒进行清理，保证了弧形筛的正常工作。

以下介绍临涣选煤厂单段细筛缝(0.3 mm)弧形筛、水力旋流器与弧形筛(筛缝0.5 mm)串联该2种粗精煤泥回收系统的生产对比试验，并进行分析比较。

淮北矿业集团临涣选煤厂座落于安徽省淮北市濉溪县境内，1987年主厂房破土动工，1990年6月26日建成投产，设计年入洗原煤能力300万t。2004年经扩能改造，东区年入洗原煤能力达450万t。作为安徽省“861”行动计划重点建设项目，总投资7.77亿元，临涣选煤厂800万t西区于2005年扩建工程开工。到2009年，西区新扩建的3条生产线全面投入生产，年入洗原煤量增加至1 250万t[1]。后期经一系列扩能改造，目前年入洗原煤能力已达1 600万t。临涣西区采用不分级、不脱泥无压给料三产品重介质旋流器分选工艺，粗精煤泥回收采用水力旋流器与弧形筛串联的流程，即精煤磁选机尾矿用水力旋流器组进行预先分级，其底流由筛缝为0.5 mm的弧形筛进一步分级和初步脱水，筛上物(粗精煤泥)再经煤泥离心机脱水后掺入最终精煤产品中，水力旋流器溢流和弧形筛筛下水一起进入浮选作业，工艺流程如图1所示。

图1 临涣选煤厂原设计的粗精煤泥回收系统流程

多年的生产实践发现，水力旋流器特有的分选现象致使其底流的各粒级灰分高于入料灰分，有悖于粗精煤泥回收的初衷。另外4台并联的旋流器组给料量不均匀，且不易被发现和调整;旋流器入料压力较高，动力消耗大。

由于三产品重介质旋流器和煤泥重介旋流器的协同效应，使得煤泥的分选下限可低至0.25 mm甚至更细，所以<0.25 mm的煤粒质量已符合要求，不需要进入浮选作业重复分选。鉴于以上情况，结合临涣选煤厂技术改造的相关研究[2-6]，将其西区1号生产系统采纳国华科技的技改方案，采用国外引进的窄筛背、细筛缝(0.3 mm)并带有击打器的弧形筛来回收粗精煤泥。简化后的流程为精煤磁选机尾矿直接进入弧形筛脱水分级，弧形筛筛上物再由离心机进一步脱水回收，其筛下水进入浮选系统，此工艺流程如图2所示。技改前后粗精煤泥回收系统的设备规格型号和工作参数见表1。

2 入料粒度组成

粗精煤泥回收系统的入料为精煤磁选机尾矿，其粒度组成见表2。

图2 技改后粗精煤泥回收系统流程图

表1 粗精煤泥回收系统设备规格型号和工作参数

表2 粗精煤泥回收系统入料粒度组成

粗精煤泥回收系统的功用如下:①尽可能脱除灰分高的细泥，回收质量符合要求的粗精煤泥，将其脱水后掺入销售精煤产品中[7];②严格控制浮选入料上限，避免低灰分粗煤泥混入而重复分选，造成资源损失。

结合以上两点，简析表2所列数据:①临涣选煤厂要求销售精煤灰分≤11.00%。入料中>0.5 mm颗粒显然已是合格的“精煤”。 >0.5 mm和0.5 mm～0.25 mm两个粒级的加权平均灰分为11.38%，也可视为基本合格的精煤，其累计产率为32.08%，因此可将指定粒度Sd定为0.25 mm，凡大于0.25 mm的煤粒视为粗粒，应予回收，避免损失在浮选尾煤之中。②随着颗粒粒径的减小，重力分选对其影响也随之减小，所以灰分也随之增高，尤其是<0.045 mm的细泥灰分剧增近于40%，该粒级产率也近40%，是入料中的主导粒级。凡小于指定粒度Sd的颗粒看为细粒，应予脱除，尤其是<0.045 mm的细泥，尽量避免其污染粗精煤泥的质量。

为了详尽比较该2种系统的效果，在2018年12月14日对仍使用水力旋流器与弧形筛(筛缝0.5 mm)串联的粗精煤泥回收工艺的2号生产系统(处理量690t/h)进行测试;同年12月18日对已改为单段弧形筛(筛缝0.3 mm)粗精煤泥回收工艺的1号生产系统(处理量810 t/h)也进行了测试。值得注意的是1号生产系统的处理量大于2号生产系统的处理量约17.39%。

3 水力旋流器的分选现象

水力旋流器入料及产物粒度组成见表3。从表3可知，在0.5 mm至0.045 mm 该4个筛分窄级别的范围内，4个粒级底流的灰分明显高于入料的相应粒级的灰分，而溢流的该4个粒级灰分却显著地低于入料的相应粒级灰分。

水力旋流器的底流、溢流各粒级灰分增减示意如图3所示。

表3 水力旋流器入料及产物粒度组成

图3 水力旋流器的底流、溢流各粒级灰分增减示意图

在旋流器的离心力场中，颗粒群受到的离心力F为:

(1)

式中，V为颗粒当量体积;δ为颗粒密度，mg3/mL ;d为颗粒当量直径，mm;a为离心加速度，mm/s。

粒径比即为各粒级上限与下限的比值，图3中所示的4个粒级其粒径比不大于2，故均属窄级别。由式(1)可知，此时颗粒密度对离心力的影响显现，相同当量直径颗粒密度大(即灰分高)的离心力大，趋向于底流，而密度小(即灰分低)的离心力小，汇集于溢流。此为水力旋流器的分选现象。

在粗精煤泥分级回收系统中，将所回收的粗精煤泥掺入最终精煤产品中，期望其灰分越低越好。而水力旋流器的分选现象与人们的初衷背道而驰，故从工艺流程制定的角度来考虑，水力旋流器不宜作为粗精煤泥回收系统的分级设备。

4 浮选入料粒度组成分析

该厂2号生产系统中，水力旋流器的溢流和精煤泥弧形筛筛下水合并后的细粒产物，作为浮选入料。技改后的1号生产系统的精煤泥弧形筛筛下水即为浮选入料。两者粒度组成有较大区别,见表4。

由表4可看出:①1号生产系统的浮选入料中>0.5 mm粒级产率已由技改前的0.51%降至0.05%，由此表明浮选的入料粒度上限基本控制在0.5 mm以下。②0.5 mm～0.25 mm粒级属于低灰分粗精煤泥的粒度范畴。1号系统中的单段弧形筛，凭借其0.30 mm的细筛缝将该粒级产率降至5.49%；与水力旋流器弧形筛串联系统的该粒级产率14.05%相比较，其相对降幅达60.92%。③由表4数据所绘制的2条浮选入料特性曲线如图4所示。由图4可明显看出单段弧形筛的浮选入料曲线居坐标系下方，所呈现的凹形更为显著，表明粒度组成变细。

表4 分级产物和计算入料的粒度组成

图4 浮选入料粒度特性曲线

5 工艺指标

粗精煤泥回收其实质是根据灰分高低、按其粒径实现分级的过程，其工艺效果采用可能偏差和分级效率该2项指标来评定[8]。

5.1 可能偏差

可能偏差用以评定分级工艺的分离精确度，依据分配率的大小而用绘图法求得。分配率指产物中某一粒级数量与计算入料中此粒级数量的百分比值[7]。

将2号系统水力旋流器和弧形筛整合为整体，其与1号系统单段弧形筛的分配率见表5。从表5可知，由于筛缝间隙不同，>0.25 mm粒级的粗精煤泥在粗产物中回收情况也不同，单段弧形筛生产系统>0.5 mm和0.5 mm～0.25 mm该2个粒级合计的分配率为90.05%，而水力旋流器与弧形筛串联生产系统的分配率仅为69.40%，相差20.65%。由于前者配置了气动击打器，故两者<0.25 mm的细颗粒在筛上物中混杂情况相差无几，前者分配率为10.67%，后者分配率为10.05%。

表5 粗精煤泥回收工艺的分配率(以粗产物计)

由表5数据绘制的分配曲线如图5所示。

图5 粗精煤泥回收工艺的分配曲线

(1)分配曲线的形状可形象地反映煤粒按颗粒大小实现分级的精确程度。在理想条件下，分配曲线的中间段应是1条通过分配粒度的垂直线。在实际情况下，分配曲线的中间段是1条斜直线，其越陡直，分级精确度越高。筛缝0.3 mm弧形筛的精确度比后者要好。

(2)可能偏差Epm是对分配曲线中间直线段垂直度的量化，Epm值越小则其越趋于垂直。单段弧形筛的Epm为0.069 mm，而水力旋流器与弧形筛串联的Epm为0.169 mm。很明显，单段弧形筛的分级精确度更高。

(3)分配粒度是指在分配曲线上分配率等于50%的分离粒度，此粒径的颗粒进入粗粒产物或细粒产物的概率均为50%。单段弧形筛的分配粒度S50=0.243 mm，是其筛缝间隙0.3 mm的0.81倍，此为配置气动击打器可及时排除堵塞筛缝的颗粒及强化难筛颗粒的透筛能力的缘故。跟分配曲线有关的各项指标见表6。

表6 跟分配曲线有关的各项指标

5.2 分级效率

分级效率是将煤炭分级工艺的分离精度作进一步具体化、定量化地评定。其计算式为:

Si=Ec+Ef-100%

(2)

式中，Si为分级效率，%;Ec为粗粒物正配效率，%;Ef为细粒物正配效率，%。

(1)粗粒物正配效率Ec。粗粒物正配效率为粗粒产物中粗粒物料与计算入料中粗粒物料的百分比值。在理想条件下，Ec=100%，其计算式为:

(3)

式中，∑γ0>Sd为粗粒产物中大于指定粒度的物料累计产率，%;∑γFT>Sd为计算入料中大于指定粒度的物料累计产率，%。

临涣选煤厂粗精煤泥回收系统入料的指定粒度Sd为0.25 mm，根据表4所列数据进行计算。

对于单段弧形筛生产系统:

由此表征在入料中>0.25 mm的煤粒有近90%正配到筛上粗粒产物中，只有约10%该粒级误配到筛下细粒产物中。

对于水力旋流器与弧形筛串联生产系统:

由此意味着在入料中>0.25 mm煤粒不到70%正配到粗粒产物中，而30%以上误配至细粒产物。

分析2个生产系统相差近20个百分点的最直接原因，可能是筛缝间隙变化的缘故。

(2)细粒物的正配效率Ef。细粒物正配效率为细粒产物中细粒物料与计算入料中细粒物的百分比值。在理想条件下Ef=100%,其计算式为:

(4)

式中,∑γu

对于单段弧形筛生产系统:

100%=90.36%

此表征在入料中<0.25 mm的煤粒有90%以上正配到筛下细粒产物中，而只有不到10%的该粒级误配到粗粒产物中。

对于水力旋流器与弧形筛串联生产系统:

100% =89.94%

此表征在入料中<0.25 mm的粒级近90%正配到筛下细粒产物中，而有10%以上的该粒级误配到粗粒产物中。

筛缝变细至0.3 mm后，其细粒物的正配效率略好于后者，原因有以下几点:①该弧形筛的筛条背宽由原来的1.6 mm减小到0.76 mm，筛面的开孔率增加了4.49个百分点，达到28.30%;②在同样长度的筛面上，筛条根数增加50%以上，加大了煤浆在弧形筛上切割的次数;③配置的气动式击打器可及时清理被难筛粒堵塞的筛缝，有效地保持了筛分面积;④在单段弧形筛出料端用清水喷洗脱泥，也是有力的措施之一。

(3)分级效率。根据式(2),对于单段弧形筛生产系统，分级效率:Si=89.87+90.36-100=80.23(%)。对于水力旋流器和弧形筛串联系统，分级效率:Si=69.70+89.94-100=59.64(%)。两者分级效率相差20.59%，证明了采用带有气动击打器0.3 mm细筛缝的单段弧形筛在粗精煤泥回收生产系统中的工艺先进性。对于细颗粒筛分，无论干法还是湿法，能达到80%的分级效率指标均很不错。

6 经济效益

(1)节省浮选剂用量。对于2个生产系统进行数质量计算，经煤泥离心机脱水后的粗精煤泥产率(占入料)，单段弧形筛的为37.12%，而水力旋流器与弧形筛串联的为30.09%。前者的产率增加了7.03个百分点，且其灰分比后者低了0.46个百分点。相应的是入浮煤泥量减少了7.03个百分点，即此数量可观的低灰分粗精煤泥避免进入浮选作业重复分选。而实际上>0.25 mm的粗煤泥因本身重量大，不可能全部黏附在气泡上，必然有一部分损失到尾煤中。据估算，仅因入浮煤泥量的减少，全厂可节省浮选剂费用近二十万元。

(2)节省电力消耗。对于水力旋流器，要求其工作压力为0.2 MPa，经测定入料泵电动机实测工作电流为270 A。对于弧形筛不需要此额外的工作压力，经测定入料泵电动机实测工作电流100 A。

按式(5)计算电动机的实际功率(P，kW):

(5)

式中，I为实测电流安培数，A;U为实测电压伏特数，V;cosφ为电动机铭牌功率因数，取cosφ=0.85。

由式(5)可计算出功率分别为150.9 kW和55.9 kW，两者相差95 kW。按年工作5 280 h，采用单段弧形筛生产系统取代水力旋流器与弧形筛串联生产系统后，全厂全年可节电150万kWh，工业用电按0.60元/kWh计，可节省电费90万元。

7 结 语

带有气动击打器的细筛缝弧形筛已在选煤厂推广多年，临涣选煤厂使用单段细筛缝弧形筛的1号生产系统和当时仍使用水力旋流器—弧形筛串联的2号生产系统进行了试验对比，在前者的处理量比后者大17.39%的条件下，将浮选入料粒度上限控制在0.5 mm以下，入浮煤泥量减少了7.03%，相对应的离心脱水后的粗精煤泥产率增加了7.03%，而其灰分下降0.46个百分点。在工艺指标上，前者的可能偏差值为0.069 mm，分级效率为80.23%，而后者可能偏差为0.169 mm，分级效率为59.64%，充分展示出细筛缝弧形筛的先进性。

全厂3个生产系统均技改为单段弧形筛，由于入浮煤泥量减少，预计技改后全厂每年可节省浮选剂费用近二十万元;简化工艺取消水力旋流器后，全厂每年可节约用电150万kWh。粗精煤泥回收系统的技改有效果，完全符合国家所倡导的节能降耗的大方向。