东曲选煤厂浮选系统跑粗治理改造实践

杜爱军

（西山煤电（集团）有限公司东曲选煤厂，山西 太原 0302000）

1 概述

东曲选煤厂属矿井型选煤厂，于1994年11月建成投产，原设计能力为年入洗原煤4.0 Mt。主要采用跳汰粗选-重介旋流精选-煤泥浮选的联合工艺流程，洗选设备分别从德国、美国、澳大利亚引进。系统经过十多年的运行，设备老化，洗选效率低下，生产工艺明显落后，已不适应矿井煤质的变化，无法满足洗选的要求。

2009年将生产工艺改造为：脱泥无压三产品重介旋流器分选+粗煤泥TBS分选+细煤泥浮选的联合流程。即：进入洗选系统的50～0 mm原煤经1.0 mm脱泥后，50～1.0 mm采用无压三产品旋流器分选；1.0 mm 以下的采用分级旋流器分级，底流1.0～0.25 mm采用TBS分选机分选，分选后精矿的灰分在11%以下，与重介旋流器精煤一同进入精煤仓；溢流～0.25 mm煤泥采用旋流微泡浮选柱浮选，浮选精煤利用快开压滤机回收进入精煤仓；浮选尾煤采用浓缩+压滤工艺回收进入中煤仓；主要洗选设备：WTMC1400/1050无压三产品旋流器、KS－TBS3000干扰分选机、FCMC-4000型旋流微泡浮选柱、WPFZ5000型短柱微泡浮选机、快开式精煤压滤机等[1]。

2 原浮选系统存在的主要问题

东曲选煤厂浮选采用两台WPF-Z5000型微泡浮选机和4台FCMC4000Ⅰ型旋流微泡浮选柱。这两种浮选设备均是深槽、精矿自溢式浮选设备，适应精矿产率低、矿物粒度细的细粒煤分选，对煤质与粒度的变化适应性较差，因此对主选系统的工艺要求较为严格。如果主选系统因设备磨损存在跑粗现象，不但低灰粗粒损失在尾矿中，同时阻止细粒在浮选柱内的上浮，严重影响浮选效果。

该厂浮选入料的来源主要有：分级旋流器的溢流、TBS精矿脱水系统（TBS精煤弧形筛的筛下水、煤泥离心机的离心液）。

2.1 煤泥池来料的不合理性影响分级旋流器的压力

原设计原煤经脱泥筛分级1 mm以下随筛下水进入煤泥池，煤泥池物料经煤泥泵打入煤泥旋流器。煤泥旋流器溢流去器。煤泥旋流器溢流去浮选，底流进入TBS干扰床分选机分选。因原煤性质变化，细粒物料增加，煤泥池物料浓度增大。两系统脱泥筛筛下管在煤泥池位置见图1。两系统脱泥筛筛下水管进入煤泥池的位置都在3217煤泥泵一侧，二系统脱泥筛筛下水管进入煤泥池位置更靠近3217煤泥泵，使3217煤泥泵打入3218煤泥旋流器的物料浓度较大，入料压力不稳定，影响旋流器分选效果的同时也容易使3218煤泥旋流器底流堵塞，造成进入浮选系统的粗颗粒增加。

图1 优化前浮选系统工艺流程图

2.2 TBS后续脱水设备存在跑粗现象

TBS精矿脱水系统为：精矿先流入精矿桶，由精矿泵给入TBS产品旋流器，浓缩后底流再经弧形筛、煤泥离心机脱水，浓缩旋流器的溢流、弧形筛筛下水、煤泥离心机的离心液进入浮选入料池。生产中固定弧形筛筛缝为0.5 mm，煤泥离心机筛缝为0.3 mm，使用初期两者效果还可以，运行一个月后筛缝磨损变大，筛下水及离心液中＞0.5 mm的粒级明显增多，是造成系统跑粗的原因[2]。对TBS弧形筛筛下水及离心机离心液进行了粒度检测，结果见表1。

表1 TBS弧形筛筛下水及离心机离心液的小筛分试验报告

由上表可以看出，TBS 弧形筛筛下水中〉0.5 mm产率为11.90%，离心机离心液〉0.5 mm产率为21.95%，二者都存在不同程度的粗颗粒物料。因弧形筛以及离心机的跑粗，不仅使得TBS分选精矿不能得到有效回收，更主要的是这些粗颗粒物料均进入浮选系统，严重影响柱式浮选机的分选效果[3]。

3 改造方案

3.1 煤泥池来料改造

将二系统3201脱泥筛筛下水管在二层处割断，并重新铺设管路使其由煤泥池后侧中间处给入煤泥池。这样，两系统脱泥筛筛下水都由煤泥池后侧给入，使两系统煤泥泵打入煤泥旋流器的料相对均匀。同时从喷水管路上在三层半处接一趟管路至煤泥旋流器旁，这样生产中能够不间断的在底流中加入生产水，提高底流物料流动性，减少底流堵塞的可能性。

图2 优化后浮选系统工艺流程图

3.2 TBS后续脱水设备及工艺改造

TBS溢流直接通过电磁振动高频筛脱水后进入煤泥离心机，电磁振动高频筛的筛下水及煤泥离心机的离心液进入煤泥池。即拆除TBS精矿浓缩旋流器、精矿桶、精矿泵、弧形筛，安装四台电磁振动高频筛（DZM2436）。

DZSM电磁振动高频筛（规格2436）面积为8.64 m2，处理量为80 m3/h，干煤泥量为35 t/h，入料浓度＞200 g/l。设备具有以下特点：

（1）筛面振动，筛箱不动。由于整体筛箱不动，电磁振动高频筛对地基要求不严，布局简单，故障率低。

（2）振动频率高，振动强度大。其激振率为50 Hz，即3000 min-1，此频率是最适合煤泥脱水的振动频率。

（3）筛面振幅可分段、实现在线调节。筛面下布置6个激振器，每个激振器由独立的模块控制，可以实现对入料段、脱水段、出料段振幅的在线调节。

（4）参振质量小，电耗低。耗能是其它筛分设备的1/5～1/8。

（5）筛分下限范围大，回收率高。

（6）该厂采用电磁振动高频筛回收浮选尾煤，效果良好，实际生产中此设备对入料浓度变化不敏感，且产品的固体产率相比其他回收设备有一定的提高，水分也比较低，如果TBS溢流先通过电磁振动高频筛脱水后再进入离心机进一步脱水，可以提高离心机的入料浓度，从而达到提高离心机的脱水效率，减少粗颗粒透筛的效果[4-5]。

4 改造后的效果

4.1 煤泥池来料的改造稳定了分级旋流器的压力

通过对二系统脱泥筛筛下水管入煤泥池段管路的改造，两系统脱泥筛筛下水从煤泥池后侧给入，平行向前流动，不会造成两系统给料浓度不均，使二系统煤泥旋流器入料压力稳定，保证了煤泥旋流器的分选效果，同时减少了煤泥旋流器底流堵塞造成溢流中粗颗粒增加情况的发生，从而改善了浮选效果。

4.2 粗精煤脱水改造前后筛下水小筛分试验报告

改造后电磁高频筛筛下水中+0.25 mm产率为5.89%，高频筛脱水回收效果较好。而改造前浓缩旋流器溢流中+0.25 mm产率为27.95%，弧形筛筛下水中+0.25 mm产率为28.73%，说明改造前浓缩旋流器浓缩效率低，弧形筛跑粗现象严重等，致使一部分灰分低的粗颗粒不能得到回收而进入到浮选系统，影响浮选系统的效果。粗精煤脱水改造前后筛下水小筛分试验报告见表2。

表2 粗精煤脱水改造前后筛下水小筛分试验报告

5 效益测算

5.1 解决跑粗后浮精产率明显提高

彻底解决系统跑粗问题后，浮精抽出率可以由原来的70%提高到72%，按进入浮选的煤泥量占入洗原煤20%计算，精煤产率提高20%×2%=0.4%。

效益测算： 按选煤厂2019年计划入洗原煤228万吨，精煤价格750元/吨，中煤价格400元/吨计算，精煤产量可提高228×0.4%=0.912万吨，同时中煤减少0.912万吨，精煤产率提高后每年产生的效益为0.912×（750-400）=319.2万元。

5.2 TBS后续脱水工艺改造后简化工艺及设备 降低了生产成本

改造后减少了精矿桶、浓缩旋流器及入料泵、浮选入料泵，减少了设备，节约了电能，不仅降低了生产成本，而且便于生产管理及检修维护。浓缩旋流器的上料泵功率为110 kW，浮选入料泵功率为280 kW，高频煤泥脱水筛功率为2.4 kW，按一度电0.7元计算，全年节省电费330×16×(110+280-2.4×2)×0.7=203.39万元。

6 结语

本次浮选系统改造不仅杜绝了浮选系统跑粗，改善了浮选效果，实现了高耗能设备浮选入料泵的停运，使系统更为简洁高效。同时简化创新了TBS传统精煤脱水工艺，为今后浮选系统跑粗治理以及TBS粗精煤脱水工艺的合理优化提供了成功的实践案例。