选煤厂原煤配煤入洗方案对比优化

边 远

(大同煤矿集团精煤分公司，山西 大同 037007)

0 引言

山西某矿配套选煤厂于1998年建设完成，煤炭洗选能力提升至120万t/a，主要洗选该矿的9号、10号煤层。其中9号煤层赋存较为稳定，全区可采，厚度在2.88～4.96 m，平均3.25 m，局部含有厚度在0.1～0.3 m泥岩夹矸；10号煤层部分可采，厚1.25～3.86 m，平均2.35 m，含一层0.3 m厚夹矸；12号厚1.52～3.68 m，平均2.02 m。从9号、10号、12号原煤可选性来分析，9号煤层精煤产率高，矸石含量相对较低，10号煤层属于难以洗选煤层，12号煤层分选性中等。为此，从经济性、选煤厂洗选工艺以及9号、10号、12号煤层煤质等方面出发，对配煤入洗方案进行优化。

1 洗选工艺及存在的问题

1.1 选煤厂洗选工艺

用跳汰机对原煤洗选，分选出矸石、精煤以及中煤等产品。精煤用振动筛脱泥、脱水后再进行13 mm分级，粒径>13 mm为块精煤；粒径在0.5～13 mm间需要再通过离心机进行脱水处理，形成末精煤。中煤采用提升机提升至中煤筛进行脱水处理后形成中煤产品。粒径在0.5 mm以下的煤泥采用分级旋流器处理后，0.3～0.5 mm间粒径煤采用粗煤泥分选机处理，并经压滤机脱水后形成精煤，底流采用高频振动筛脱水处理后形成中煤；粒径小于0.3 mm的煤泥通过浮选机进行处理，并脱水后形成精煤[1-3]。具体煤炭洗选工艺流程如图1所示。

图1 选煤厂煤炭洗选工艺流程

1.2 选煤厂存在问题分析

该选煤厂设计之初原煤为极易或易洗选煤炭，采用跳汰机对此类原煤洗选时具有极强的适应能力。但随采深增加、煤量变差，选煤厂的煤炭洗选工艺过程，操作方案、生产组织以及人员素质、过程控制等方面仍是延续易选煤方式[4-7]。在生产工艺方面，未对煤炭分选设备进行有效管控，只注重产品灰分控制，未充分考虑各个环节涉及到的单个设备性能，从而导致灰分高；浮选机分选出的尾矿含有精煤等[8-11]。在洗选得到的产品方面，灰分含量不平稳时，当灰分过高时，影响产品销售；当出现灰分含量过低时，又会影响产品产率。

2 配煤方案优化

2.1 入选原煤分选

2.1.1 9号煤层原煤浮沉及可选性

选煤厂采用10号煤层洗选的精煤具有高硫、高灰分特点，具体硫分、灰分含量分别为4.3%、10.3%，造成洗选出的精煤不仅无市场，而且也不能满足环保要求。因此，需要将10号煤层与优质的9号煤层或者12号煤层进行配比入洗，通过配煤改善原煤的可选性，从而提升产品的竞争力及销售价格。具体9号煤层原煤浮沉结果见表1，可选性曲线如图2所示。

表1 9号煤层原煤浮沉结果

图2 9号煤可选性曲线

9号煤层为矿井煤质最好煤层，具有灰分低，发热量高等优点，不需要分选就可以直接作为精煤进行销售，但显然单独销售9号煤层不可行，存在许多现实问题。

2.1.2 10号煤层原煤浮沉及可选性

10号煤层原煤浮沉结果见表2，可选性曲线如图3所示。从表2、图3可以看出，10号煤层精煤灰分在10.55%时，理论产品产率为44%；分选密度为1.5 g/cm3时，中煤灰分含量为39.88%，产率为10.68%，扣除密度>1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比17.12%，综合评定的可选性为中等。

图3 10号煤可选性曲线

表2 10号煤层原煤浮沉结果

2.1.3 12号煤层原煤浮沉及可选性

12号煤层原煤浮沉结果见表3，可选性曲线如图4所示。12号煤层精煤灰分在10.5%时，理论产品产率为59%；中煤灰分含量为44.05%，产率为9.37%，分选密度1.5 g/cm3，扣除密度大于1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比18.61%，综合评定的可选性为中等。

表3 12号煤层原煤浮沉结果

2.2 配煤优化

2.2.1 方案拟定

从经济方面考虑，选煤厂入选收益可以采用下述公式计算[12-13]

洗选收益=中煤产值+精煤产值-吨煤加工成本-原煤单价

(1)

计算得出单独洗选9号、10号、12号煤层时，选煤厂吨煤洗选效益见表4。

表4 单独洗选9号、10号、12号煤层选煤厂吨煤洗选效益

考虑到配煤洗选，具体确定2种方案，方案一为9号煤层与10号煤按照3∶8进行配煤洗选；方案二为12号煤与10号煤按照7∶3进行配煤洗选。

2.2.2 方案一分析

具体采用方案一将9号煤与10号煤按照3∶8进行配比,配煤后的沉浮试验结果见表5、可选性曲线如图5所示。采用方案一时，精煤灰分控制在9%时，理论产品产率为59.50%，精煤硫分控制在3%以内；中煤分选密度为1.58 g/cm3，理论产率为5.96%。扣除密度>1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比为8.52%，经综合评定其可选性为易选。配煤生产的精煤预测不含税价格为586元/t，中煤不含税价格为125元/t。根据公式(1)计算得出的选煤厂入选吨煤收益为-55.18元/t。

图5 9号煤与10号煤按照3∶8配比可选性曲线

表5 9号煤与10号煤按照3∶8配比沉浮试验结果

精煤灰分控制在10.5%时，理论产品产率为64%，精煤硫分控制在3%以内；中煤分选密度为1.72 g/cm3，理论产率为1.96%。扣除密度大于1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比为7.02%，综合评定的可选性为极易选。根据公式(1)计算得出的选煤厂入选吨煤收益为-27.08元/t。

2.2.3 方案二分析

方案二为考虑矿井9号煤层存在缺口，将12号煤层与10号煤层按照7∶3进行配比入选，具体采用方案一配煤后的沉浮试验结果见表6、可选性曲线如图6所示。精煤灰分控制在10.5%时，理论产品产率为53.60%，精煤硫分控制在2.2%以内；中煤分选密度1.52 g/cm3，理论灰分含量为41.69%。扣除密度>1.8 g/cm3的矸石，±0.1含量占比为22.24%，综合评定的可选性为中等。配煤生产的精煤预测不含税价格为741.38元/t，中煤不含税价格为135元/t。根据公式(1)计算得出的选煤厂入选吨煤收益为-13.93元/t。

图6 12号煤与10号煤按照7∶3配比可选性曲线

表6 12号煤与10号煤按照7∶3配比沉浮试验结果

2.2.4 方案确定

通过上式分析发现，选煤厂若不采取配煤方案，单独洗选9号煤时亏损43元/t；单独对矿井10号煤层进行洗选亏损61.26元/t，可选性为中等；单独洗选12号煤时亏损145.20元/t，可选性为中等。对原煤进行配煤后，若选取方案一(9号煤与10号煤按照3∶8配比)，洗选时亏损27.08元/t，可选性为易选；若选取方案二(12号煤与10号煤按照7∶3配比)，洗选时亏损13.93元/t，可选性为中等。综合上述分析，从经济性以及设备改造适用性方面分析，配煤选取方案二，即12号煤与10号煤按照7∶3配比进洗选，可以取得显著经济效益，同时原煤可选性为中等，采用的跳汰分选工艺经过简单改造后即可满足生产需要。

3 设备改造

随采深增加、煤质变差，原煤中矸石量更多。根据原煤煤质变化情况以及生产实际需要，将选煤厂现采用的ZKB1835中煤脱水筛进行升级改造为ZKB1236，改造后的振动筛处理能力提升50%以上；在末煤处理方面，将TLL-1000离心机改造成BHSG1400，处理能力提升67%以上，同时将脱水筛、离心机电机上增加变频控制器，实现振动筛及离心机的灵活控制。将浮选精煤原采用的圆盘压滤机改造成快开压滤机，改造后的压滤机处理能力更强，产品水分更低(较改造前降低20%以上)，并新增粗煤泥分选装置，实现原煤全粒径分选，有效降低分选后的产品灰分。改造后的粗精煤灰分由改造前的15%降低至9%，有效提升了产品品质。具体设备改造前后的处理效果见表7。

表7 设备改造前后对比表

4 结论

(1)通过进行配煤，并对洗选工艺进行优化，生产效率得以提升，由原有85%提升至90%；同时对洗选设备进行改造,改造后,设备的适用性及稳定性得以提升，降低了由于设备故障影响生产时间的概率。

(2)配煤后生产的产品硫分含量可以达到销售需要，将销售受限的高硫分煤通过配煤有效降低硫分含量，产品取得较好的销售成绩。

(3)通过进行配煤分选，得出选煤厂最佳的配煤方式，即将12号煤与10号煤按照7∶3方式进行洗选，将洗选亏损降低至13.15元，有效提升了选煤厂生产效益。