楊宗義
(山西焦煤集團有限責任公司 技術中心, 山西 太原 030024)
隨著采煤機械化程度的提高,入洗原煤中末煤的含量越來越多,-6 mm粉煤甚至達到50%以上[1-2]. 對于動力煤分選,末煤全粒級入洗不僅增加了生產成本,而且給煤泥水處理系統帶來很大壓力。因此,研究原煤脫粉的煤泥減量化工藝,可以從源頭上減少末煤進入分選系統,降低煤泥水系統中的細泥含量,對改善細泥含量大導致的煤泥水難處理現狀有重要的意義。
目前原煤脫粉工藝極為簡單,一般是將篩下小于6.0/3.0 mm的脫粉原煤全部回摻至精煤產品中[3-5],該工藝僅適用于原煤中粉煤含量不高的選煤廠,對粉煤含量大的選煤廠并不適用[6]. 以官地選煤廠為實例,建立高粉煤含量的原煤脫粉入洗模型,結合該廠煤質條件和分選工藝,通過模型計算得出合理的原煤脫粉入洗方案,對高粉煤含量的原煤脫粉入洗有重要的借鑒意義。
官地選煤廠是入洗能力為3.0 Mt/a的礦井型選煤廠,產品主要為優質動力煤,同時還生產噴吹煤。原煤中50~1 mm采用無壓三產品重介旋流器分選,1~0.25 mm采用TBS分選,-0.25 mm采用浮選柱分選。入洗原煤的粉煤含量極大,-6 mm含量在50.00%以上。同時,由于廠區空間有限,一段、二段濃縮機的直徑僅為22 m和15 m,而且尾煤壓濾只有3臺快開式隔膜壓濾機,煤泥水系統的處理能力嚴重不足。因此,有必要研究適合該廠高粉煤含量的原煤脫粉入洗工藝,以減少系統中的煤泥含量。
官地選煤廠要求精煤產品發熱量大于6 000 kcal/kg,水分小于13.00%,灰分小于14.00%. 隨著弛張篩和交叉篩相繼研制成功,原煤選前進行6 mm或3 mm脫粉工藝得以實現,因此主要研究6 mm和3 mm脫粉工藝。官地選煤廠原煤篩分試驗結果見表1,原煤各粒級浮沉組成見表2.

表1 原煤篩分試驗表

表2 原煤各粒度級浮沉組成表
由表1,2可知,若采用6 mm脫粉工藝,則產率為58.00%、灰分為24.89%的粉煤全部回摻精煤產品,50~6 mm原煤在分選為1.51 g/cm3時,精煤產品灰分最低為22.39%,灰分過高無法滿足發熱量要求。同理,若采用3 mm脫粉工藝,50~3 mm原煤分選密度在1.55 g/cm3時,精煤產品灰分最低為22.01%,同樣無法滿足發熱量要求。綜上可知,該選煤廠粉煤含量高,脫粉原煤全部回摻精煤產品的脫粉工藝不可行。
2.2.1高粉煤含量的原煤脫粉入洗模型
部分脫粉原煤回摻精煤工藝的關鍵就是尋找最佳脫粉粒度、粉煤回摻比例和分選工藝參數,因此可以看做是不同粒級原煤在不同分選方式、不同分選工藝參數下的合理配洗。
因此,建立了高粉煤含量的原煤脫粉入洗模型,以不同粒級煤配洗的總精煤產率最大為目標函數,以最終精煤的指標要求為約束條件,建立目標模型如下:
MaxF(x)=λ1γ1(1-β)+λ2γ2(1-β)+
…λnγn(1-β)+γ1β+γ2β+…γnβ
(1)
式中:
λn—第n個粒級煤的分選產率;
γn—原煤中第n個粒級煤的含量;
β—粉煤摻入比例。
其中,約束條件具體表現為灰分指標,轉換為數學模型如下:
(2)
式中:
An—第n個粒級原煤分選后精煤的灰分,%;
A′n—原煤中第n個粒級煤的灰分,%.
2.2.2最終精煤灰分
由于部分脫粉原煤回摻精煤產品,勢必會導致精煤水分降低,為保證精煤發熱量不變,可適當提高精煤產品的灰分。
官地選煤廠精煤產品水分每降低1%,發熱量提高86 kcal/kg,灰分每提高1%,發熱量降低97 kcal/kg. 可見,水分每降低1%,最終精煤灰分可相應提高0.88%. 由生產經驗可知,最終精煤產率在60%左右,則各粒度級粉煤摻入后對最終精煤灰分影響的計算公式如下:
(3)
式中:
ΔA—最終精煤灰分增量;
κ—各粒級粉煤洗選前后水分之差。
為簡單計算,假設洗選前后6~3 mm水分不變,3~1 mm差值為3%,1~0.25 mm差值為7%,-0.25 mm差值為15%,根據式(3)計算了不同粉煤摻入比例的最終精煤灰分指標,見表3.
由表3可知,隨著原煤摻入比例的提高,最終精煤灰分不斷提高,當粉煤摻入比例為20%、25%和30%時,最終精煤灰分分別提高到15.24%、15.56%和15.87%.

表3 不同粉煤摻入比下最終精煤灰分指標表
2.2.3脫粉工藝可行性分析
根據模型的需要,由表2中各粒級浮沉資料建立了浮物曲線、密度曲線的數學模型,經過擬合得到的分選密度-精煤產率、精煤產率-灰分曲線方程分別見表4,5.

表4 分選密度-精煤產率擬合方程表

表5 精煤產率-精煤灰分擬合方程表
該選煤廠煤泥浮選采用的是兩臺浮選柱組成的兩段分選工藝,浮選灰分和浮精產率比較固定,一般精煤灰分為10.00%左右,產率為66.00%左右。
該研究采用優化計算軟件Lingo(Linear Interactive and General Optimizer)求解粉煤摻入比例為20%、25%和30%的洗選方案,求解結果見表6,表7.

表7 3 mm脫粉工藝各分選指標和結果對比表
由表6可知,為滿足最終精煤的發熱量需求,當原煤采用6 mm脫粉工藝,粉煤摻入比例為20%時,最終精煤產率為58.93%,比選前不脫粉工藝產率降低0.76%,且隨著粉煤摻入增加,最終精煤產率不斷降低,脫粉方案不可行。若減小粉煤摻入比例到20%以下,則失去原煤脫粉的意義。可見,在最終精煤發熱量為6 000 kcal/kg時,原煤采用6 mm脫粉工藝會使最終精煤產率下降,脫粉方案不可行。

表6 6 mm脫粉工藝各分選指標和結果對比表
由表7可知,為滿足最終精煤的發熱量需求,當原煤采用3 mm脫粉方案,粉煤摻入比例為20%時,最終精煤產率為60.39%,比選前不脫粉工藝產率提高0.70%;粉煤摻入比例提高到25%時,最終精煤產率為60.54%,比選前不脫粉工藝產率提高0.85%;繼續提高粉煤摻入比例到30%,最終精煤產率反而下降到60.37%. 可見,在最終精煤發熱量為6 000 kcal/kg時,原煤采用3 mm脫粉方案會使最終精煤產率上升,且粉煤摻入為25%時,最終精煤產率最高,脫粉方案可行。此時,精煤產率為60.54%,灰分為15.87%,重選密度為1.56 g/cm3,TBS分選密度為1.63 g/cm3,浮選精煤灰分為10.00%.
針對官地選煤廠原煤中粉煤含量高,6/3 mm脫粉原煤不能全部回摻精煤產品的問題,提出部分脫粉原煤回摻最終精煤的工藝,建立了高粉煤含量的原煤脫粉入洗模型,并結合選煤廠現有分選工藝進行了計算。計算結果表明,精煤發熱量要求為6 000 kcal/kg時,原煤采用6 mm脫粉工藝會導致精煤產率下降,脫粉方案不可行;采用3 mm脫粉工藝時最終精煤產率上升,且粉煤摻入比例為25%時,最終精煤產率最高為60.54%,比選前不脫粉工藝提高0.85%,脫粉方案可行。該工藝對煤質變化的適應性強,能最大程度地提高粉煤摻入精煤的比例,減輕了煤泥水處理壓力,提高了選煤廠的經濟效益。