禾草沟二矿选煤厂浮选替代工艺改造实践

2020-12-16李小乐吴树明

煤炭加工与综合利用 2020年11期

李小乐，赵杰，吴树明，周彪

(1.中煤科工集团唐山研究院有限公司；2.唐山国选精煤有限责任公司；3.河北省煤炭洗选工程技术研究中心，河北唐山 063012)

1 选煤厂存在问题

延安市禾草沟二号煤矿选煤厂是一座设计能力为0.60 Mt/a的矿井型炼焦煤选煤厂，设计采用“无压三产品重介质旋流器分选+两段浮选+煤泥压滤”联合工艺流程。选煤厂于2012年5月建成投产后，先后进行了尾煤压滤扩能、大于25 mm块煤排矸系统改造，目前洗选能力达到1.20 Mt/a。入选原煤主要为禾草沟二号煤矿的3号煤和一号煤矿调入的5号煤，2种原煤均为气煤，其中主洗3号煤的配洗比例为50%～100%，生产综合精煤灰分不大于8.5%。2种原煤中：3号煤为薄煤层，平均厚度0.7 m，但实际采高大于1.2 m，导致井下毛煤含矸量高；5号煤的煤层稍厚但嵌布有厚度300 mm的矸石层，机械开采过程也会混入大量过粉碎矸石。2种原煤所含矸石均为黏土类矿物含量很高的泥质页岩，洗选过程存在严重的矸石泥化现象，日常生产中需设定较大的分流开度以及时排出进入重介系统的煤泥，保证重介悬浮液的稳定。这些细泥随着磁选机尾矿经水力旋流器分级浓缩后从溢流进入细粒煤泥水，带来浮选入料浓度高(不小于100 g/L)、灰分高(不小于52%)、浮选过程选择性差的问题(煤泥水具体处理工艺流程见图1)。生产统计显示，浮选精煤仅占浮选入料的20%左右，配套浮精压滤系统的利用率仅为额定负荷的23%，利用浮选回收细粒煤泥水内精煤泥的成本收益率较低，需要对煤泥水系统进行取样分析，以寻求可行的浮选替代工艺。

图1 原煤泥水处理工艺流程

2 取样结果与分析

鉴于组成矸石的黏土类矿物在水中一般很容易分散成小于0.01 mm的细小鳞片，而精煤虽然质脆易碎但在具体的分选过程中其最终散碎粒度趋向于某一粒级范围[1-2]，当两者差别较大时可考虑通过分级的方法在煤泥水入浮前将高灰细泥从中分离出来，在降低浮选负荷的同时降低高灰细泥对浮精的污染。朱勇武等据此研制了一种浮选入料脱泥池，并将其成功应用于潘一矿选煤厂[3]。针对禾草沟二矿选煤厂，图1所示煤泥水处理流程的部分采样化验结果见表1、表2。

表2 二次浮选工艺指标

由表1可知：各取样煤泥水主导粒级均为小于0.125 mm，产率为44.98%～88.04%，灰分为66.21%～72.30%。精煤磁选尾矿及浮选入料中，大于0.125 mm粒级物料灰分分别为15.63%、13.86%。结合单独测定的脱介筛矸石灰分为75%～85%，说明矸石泥化后主要分布于小于0.125 mm细煤泥水中，而具有回收价值的精煤泥散碎后多以大于0.125 mm存在。由表2可知：该厂浮选入料灰分高达56.41%，一次浮选精煤灰分偏高，为11.53%，高灰细泥夹带明显。为保证二段浮精灰分，二段浮选牺牲明显，尾矿灰分仅为48.18%，低于浮选入料灰分。目前尾煤泥灰分为68.71%，结合表1结果，在保证精煤泥与尾煤泥灰分不低于原工艺条件下，通过分级方法(分级粒度不大于0.125 mm)将高灰细泥与低灰精煤泥分离，代替原浮选工艺在理论上是可行的。

由表1可知，精煤水力旋流器溢流及振动弧形筛筛下水中大于0.125 mm粒级含量分别为11.96%、55.02%，灰分分别为5.29%、18.76%，在去掉浮选工艺情况下该部分物料直接排放会造成精煤损失。此外，精煤磁选尾矿中大于0.125 mm粒级灰分为15.63%，这与三产重介旋流器的分选下限多在0.25 mm、低于该分选下限的煤泥得不到有效分选有关，简单截粗回收该部分物料至精煤中会造成主洗精煤的“背灰”问题[4-5]。综上，在后续工艺改造过程中选择分级方法和设备时，现有水力旋流器、振动弧形筛的结构参数与性能并不适用，需要进行调整优化，而且需针对截粗后的煤泥增加分选环节以提高整体精煤的回收率。

3 改造方案

3.1 分级方法与设备

煤泥水细粒分级常用工艺方法包括：机械筛分、重力场或离心力场水力分级等方法，其中机械筛分方法的精度最高，但效率及处理量随筛分粒度的减小降低明显，在保证合理工况下对入料浓度要求较高[6-7]，常用作多级分级工序的最后把关设备；重力场水力沉降装置主要利用不同粒度颗粒干扰沉降末速差实现煤泥水分级，具有处理量大、分级粒度小等特点，但占地面积大，受限于本项目厂房空间，并不适用；利用离心力场的离心分离因数比重力场高很多的特点，可实现煤泥水的快速沉降分级，设备单机矿浆处理量大，常用作选煤厂煤泥水的初级分级浓缩[8]。结合采样结果，目前本厂应用的常规水力旋流器在分级粒度为0.125 mm时，溢流跑粗明显，这与常规旋流器为兼顾分级及浓缩效果，在结构上设计成两段不同筒体有关，一段圆柱筒体用于入料煤泥水的分级，二段小锥角(20°)圆锥筒体实现粗粒物料的浓缩，锥角在降低底流夹细的同时也增加了粗粒物料进入溢流的可能[9]。本改造为保证细粒溢流满足直接排放要求，考虑仅用圆柱筒体进行分级，以严格控制溢流粗粒含量，加之后续工艺安排有进一步的分选设备，分级段底流浓度只需满足分选设备入料要求即可。

结合相关文献资料[10-12]及生产经验，对影响旋流器分级效果的结构参数进行了初步设计，并对筒体长度及入料压力进行了相关试验，结果见表3。

表3 入料压力、圆柱筒体长度对分级效果的影响

由表3可知：对同一筒体长度，随入料压力增加，溢流中大于0.125 mm粗粒物料含量略微降低，底流浓度升高。同一入料压力下，随筒体长度增加，溢流粗粒含量有下降趋势，但不明显。不同条件组合下，溢流综合灰分变化不大，均能保证不低于70%，入料压力及筒体长度增加时入料泵的功耗相应增加，因此后续改造中分级段旋流器的入料压力设定为不小于0.06 MPa，筒体长度为700 mm。

3.2 分选方法与设备

目前市面上应用成熟的粗煤泥分选工艺设备包括：小直径煤泥重介旋流器、水介质旋流器、螺旋分选机、TBS干扰床分选机等，结合车间场地空间限制，从简化工艺、节约基建投资等方面考虑，决定采用水介质旋流器。分选用水介质旋流器锥段锥角通常在80°～120°，远高于常规分级用水力旋流器，目的是利用大锥角的强力浓缩作用，在锥段形成高浓度(不小于700 g/L)的适宜煤泥按密度分层的自生介质分选环境[13-15]。分选旋流器的入料为分级旋流器的底流，因此考虑将分级与分选段组合，以优化管路连接与设备布置。分选旋流器的结构参数结合分级旋流器的排料情况及试验结果设定。最终制作的三产品分级、分选组合旋流器样机结构示意见图2。

图2 分级、分选组合旋流器结构示意

工作过程：精煤磁选尾矿经该设备一段进料口进入一段圆柱筒体分级，细粒煤泥水从一段溢流口排出，一段底流进入二段大锥角圆锥筒体进行分选，低灰分粗粒物料及部分细粒物料由二段溢流口排出，高灰分粗粒物料由二段底流口排出。精煤磁尾经该设备处理后各物料的采样结果见表4。

表4 分级、分选组合旋流器工艺指标

由表4可知：采用分级、分选组合旋流器后，一段圆柱筒体分级得到的溢流灰分高达72.86%，达到直接排放至浓缩机的标准(原工艺压滤尾煤泥灰分为68.71%)，其中大于0.125 mm粒级物料产率仅为1.36%，溢流夹粗问题明显改善；二段溢流与二段底流的灰分分别为44.12%和54.08%，其中大于0.125 mm粒级物料灰分分别为11.45%和41.37%，说明二段大锥角圆锥筒体对大于0.125 mm粒级物料具有明显的分选作用；二段底流粗粒物料灰分与重介中煤灰分相当，可直接排放至中煤筛。二段溢流浓度为236 g/L，考虑到筛分粒度小于0.125 mm的要求，兼顾脱水、脱泥效率，决定采用1台DZSN3042三质体电磁振动高频筛(φ0.105 mm聚氨酯筛网)处理[16-17]，筛上物去精煤离心机，筛下水去浓缩机。

3.3 改造方案与效果

停用原浮选及精煤压滤系统后的工艺流程见图3。

图3 改造后煤泥水处理工艺流程

原浮选系统设备予以保留，相关管路通过阀门与改造后系统隔离并保持备用状态，特殊煤质下需要使用原工艺系统时可方便临时切换。改造完成后，对不同原煤配洗下新工艺的指标进行了生产统计，结果见表5。

表5 改造后工艺指标统计

由表5可知：电磁筛上精煤泥灰分为7%～9%，较同粒级入料灰分降低3%～4%，与原二段浮选精煤灰分相当。分析认为，电磁筛脱泥过程中细粒物料与水组成具有一定密度的悬浮液，在透筛的同时将低密度的粗粒托起，同一粒级物料中密度小的物料透筛率小于密度大的物料。根据生产统计，结合精煤磁选尾矿的筛分结果，原工艺流程中粗精煤泥(振动弧形筛上)、浮选精煤、尾煤泥分别约占32%、9%、59%，则原精煤泥(振动弧形筛上+浮精)的平均灰分为13%。改造后的精煤泥(电磁筛上)平均灰分为8%，与改造前相比，掺入主洗精煤中的精煤泥灰分降低约4%。根据生产测算，原工艺压滤尾煤泥约占原煤的11%，改造后平均灰分由70%提高到72%，抽出精煤灰分按8.5%计，则总精煤产率预计提高0.35%。改造前浮选精煤通过刮板机间断排料至精煤中，煤泥易团聚、分散性差，改造后粗精煤泥全部进离心机，与主洗重介精煤掺混后连续均匀混入精煤中，销售产品的匀质性较好。