新莊選煤廠重介中煤破碎再選研究與工藝改造實踐

王 發，趙江濤

(河南神火煤電股份有限公司 新莊選煤廠，河南 商丘 476643)

新莊選煤廠于1994年3月開工建設，1995年5月建成投產。建設初期設計能力為60萬t/a，實際處理能力為90萬t/a，采用跳汰分選工藝。經1999、2002、2005、2008年四次改造，目前新莊選煤廠年入選能力達到240萬t，實際年處理能力達300萬t，現采用原煤預先分級脫泥+塊煤淺槽重介分選+末煤無壓三產品重介質旋流器分選+粗煤泥TBS分選+細煤泥浮選+尾煤壓濾聯合生產工藝[1]。新莊選煤廠入選原煤主要為 二2、三2煤[2-3]，均屬低水、低灰、特低揮發分、特低硫、特低磷、高發熱量、極易選的三號無煙煤。由于新莊礦開采時間較長，二2煤已經開采80%，目前主采三2煤。

新莊選煤廠中煤由重介中煤和TBS尾礦兩部分組成，中煤灰分為42%左右，發熱量約為16.64 MJ/kg，直接供電廠作為動力煤使用。該廠入選原煤中三2煤比例為70%左右，中煤產量約占原煤的18%，其中重介中煤約占原煤的8%。目前新莊原煤年產量為160萬t，重介中煤量約為12.8萬t，重介中煤粒級為1～13 mm，灰分在30%～35%之間，灰分較低，發熱量偏高，若不采取有效措施，會導致部分精煤流失[4-6]。為提高精煤產量，該廠對重介中煤進行了破碎研究，以探索重介中煤破碎再選方案，從重介中煤中最大程度地回收精煤，提高經濟效益[7-8]。

1 重介中煤篩分浮沉試驗

1.1 篩分試驗

將重介中煤縮分取樣后，進行13、6、3、1、0.5 mm篩分試驗，試驗結果見表1。

表1 重介中煤篩分試驗結果

由表1可知：

(1)中煤灰分為33.49%，隨著粒度減小，灰分呈降低趨勢，但各粒級灰分相差不大，最高灰分為33.81%，最低為30.48%。

(2)中煤中<1 mm粒級含量僅為3.22%，主導粒級為3～13 mm。

1.2 浮沉試驗

對重介中煤進行1.5 g/cm3密度級浮沉試驗，結果見表2。

表2 重介中煤浮沉試驗結果

由表2可知：>1.5 g/cm3密度級含量為95.54%，灰分為33.43%，為重介中煤主導密度級；<1.5 g/cm3密度級含量為4.46%，灰分為15.90%。

2 破碎試驗

2.1 破碎粒度上限為6 mm

2.1.1 篩分試驗

將重介中煤破碎至<6 mm粒級后，對破碎后的重介中煤進行3、1、0.5 mm篩分試驗，試驗結果見表3。

表3 <6 mm粒級篩分試驗結果

由表3可知：隨著粒度減小，灰分先升高后降低，最高灰分為35.56%，最低為31.54%，主導粒級為>1 mm粒級。

2.1.2 浮沉試驗

將重介中煤破碎至<6 mm粒級后，對0.5～6 mm粒級進行浮沉試驗，結果見表4。

表4 0.5～6 mm粒級浮沉試驗結果

由表4可知：0.5～6 mm粒級破碎級煤樣主導密度級為1.6～1.8 g/cm3密度級，產率為44.31%，灰分為34.41%；其中<1.4 g/cm3密度級含量為0.89%，灰分為11.29%。

2.1.3 <0.5 mm粒級小篩分試驗

對<0.5mm粒級進行0.5、0.25、0.125、0.074、0.045 mm小篩分試驗，試驗結果見表5。

表5 <0.5 mm粒級小篩分試驗結果

由表5可知：主導粒級為0.25～0.5 mm粒級，灰分為31.32%；隨著粒度的減小，灰分先減小后增大，其中<0.045 mm粒級灰分最高，為34.75%。

2.1.4 <0.5 mm粒級分步釋放浮選試驗

按照GB/T 36167—2018《選煤實驗室分步釋放浮選試驗方法》進行分步釋放浮選試驗，試驗結果見表6，根據表6繪制分步釋放浮選試驗曲線(圖1)。

表6 <0.5 mm粒級煤粉分步釋放浮選試驗結果

圖1 <0.5 mm粒級煤粉分步釋放浮選曲線

由表6、圖1可知：

(1)當要求浮選精煤灰分為10.50%時，理論精煤產率為14.41%(占本級)，占全樣的2.83%，尾煤灰分為35.68%，浮選精煤可燃體回收率為18.98%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(2)當要求浮選精煤灰分為11.00%時，理論精煤產率為15.79%(占本級)，占全樣的3.10%，尾煤灰分為36.00%，浮選精煤可燃體回收率為20.68%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(3)當要求浮選精煤灰分為11.50%時，理論精煤產率為17.26%(占本級)，占全樣的3.38%，尾煤灰分為36.34%，浮選精煤可燃體回收率為22.48%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

2.1.5 >0.5 mm粒級煤樣可選性

根據GB/T 16417—2011《煤炭可選性評定方法》繪制可選性曲線(圖2)。

圖2 >0.5 mm粒級可選性曲線

由圖2可知：

(1)當要求精煤灰分為10.50%時，理論精煤產率為0.65%(占本級)，占全樣的0.52%；理論分選密度為1.33 g/cm3，δ±0.1含量為2%，可選性等級為易選。

(2)當要求精煤灰分為11.00%時，理論精煤產率為0.92%(占本級)，占全樣的0.74%；理論分選密度為1.35 g/cm3，δ±0.1含量為3%，可選性等級為易選。

(3)當要求精煤灰分為11.50%時，理論精煤產率為1.42%(占本級)，占全樣的1.14%；理論分選密度為1.36 g/cm3，δ±0.1含量為5%，可選性等級為易選[9]。

2.1.6 破碎至<6 mm后的精煤產率

將中煤破碎至<6 mm粒級時，理論精煤產率如下：

(1)當要求精煤灰分10.50%時，理論精煤產率為2.83%+0.52%=3.35%。

(2)當要求精煤灰分11.00%時，理論精煤產率為3.10%+0.74%=3.84%。

(3)當要求精煤灰分11.50%時，理論精煤產率為3.38%+1.14%=4.52%。

2.2 破碎粒度上限為1 mm

2.2.1 篩分試驗結果

將重介中煤破碎至<1 mm粒級后，對中煤進行0.5 mm的篩分試驗，試驗結果見表7。

表7 <1 mm粒級篩分試驗結果

由表7可知：0.5～1 mm粒級灰分為34.32%，<0.5 mm粒級產率為67.65%，灰分為32.98%，隨著粒度減小，灰分逐漸降低。

2.2.2 浮沉試驗結果

對破碎級為0.5～1 mm粒級進行浮沉試驗，結果見表8。由表8可知：0.5～1mm粒級主導密度級為1.6～1.8 g/cm3，產率為43.65%，灰分為35.74%；<1.4 g/cm3密度級產率為2.01%，灰分為6.29%。

表8 0.5～1mm粒級浮沉試驗結果

2.2.3 <0.5 mm粒級小篩分試驗結果

對<0.5 mm粒級煤進行0.5、0.25、0.125、0.074、0.045 mm小篩分試驗，試驗結果見表9。

表9 <0.5 mm粒級小篩分試驗結果

由表9可知：當破碎至<1 mm粒級時，產生的<0.5 mm粒級煤粉的主導粒級為0.25～0.5 mm，灰分為31.62%；隨粒度的減小，灰分呈增加趨勢，其中<0.045 mm粒級灰分最高，為35.44%。

2.2.4 <0.5 mm粒級煤粉分步釋放浮選試驗

按照GB/T 36167—2018《選煤實驗室分步釋放浮選試驗方法》進行分步釋放浮選試驗，試驗結果見表10，根據表10繪制出分步釋放浮選曲線(圖3)。

表10 <0.5 mm粒級分步釋放浮選試驗結果

由表10、圖3可知：

圖3 <0.5 mm粒級煤分步釋放浮選曲線

(1)當要求精煤灰分為10.50%時，理論精煤產率為4.51%(占本級)，占全樣的3.05%，尾煤灰分為34.32%，浮選精煤可燃體回收率為6.05%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(2)當要求精煤灰分為11.00%時，理論精煤產率為5.59%(占本級)，占全樣的3.78%，浮選精煤可燃體回收率為7.45%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(3)當要求精煤灰分為11.50%時，理論精煤產率為7.02%(占本級)，占全樣的4.75%，浮選精煤可燃體回收率為9.31%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

2.2.5 >0.5 mm粒級煤樣可選性

根據GB/T 16417—2011《煤炭可選性評定方法》繪制可選性曲線(圖4)。

圖4 1～0.5 mm粒級可選性曲線

由圖4可知：

(1)當要求精煤灰分為10.50%時，理論精煤產率為7.54%(占本級)，占全樣的2.44%，理論分選密度為1.40 g/cm3，δ±0.1含量為15%，可選性等級為中等可選。

(2)當要求精煤灰分為11.00%時，理論精煤產率為7.95%(占本級)，占全樣的2.57%，理論分選密度為1.405 g/cm3，δ±0.1含量為16%，可選性等級為中等可選。

(3)當要求精煤灰分為11.50%時，理論精煤產率為8.69%(占本級)，占全樣的2.81%，理論分選密度為1.42 g/cm3，δ±0.1含量為17%，可選性等級為中等可選。

2.2.6 破碎至<1 mm粒級后的精煤產率

將中煤破碎至<1 mm粒級時，理論精煤產率如下：

(1)當要求精煤灰分10.50%時，理論精煤產率為3.05%+2.44%=5.49%。

(2)當要求精煤灰分11.00%時，理論精煤產率為3.78%+2.57%=6.35%。

(3)當要求精煤灰分11.50%時，理論精煤產率為4.75%+2.81%=7.56%。

2.3 破碎粒度上限為0.5 mm

2.3.1 小篩分試驗

對破碎級<0.5 mm粒級重介中煤進行0.5、0.25、0.125、0.074、0.045 mm小篩分試驗，試驗結果見表11。

表11 <0.5 mm粒級小篩分試驗結果

由表11可知：破碎至<0.5 mm粒級后，煤樣主導粒級為0.25～0.5 mm粒級，灰分為31.79%；隨著粒度的減小，灰分逐漸增加。

2.3.2 分步釋放浮選試驗

按照GB/T 36167—2018《選煤實驗室分步釋放浮選試驗方法》進行分步釋放浮選試驗，結果見表12，并繪制出分步釋放浮選曲線(圖5)。

由表12、圖5可知：

圖5 <0.5 mm粒級煤粉分步釋放浮選曲線

表12 <0.5 mm粒級分步釋放浮選試驗結果

(1)當要求浮選精煤灰分為10.50%時，理論精煤產率為8.43%(占本級)，占全樣的8.43%，尾煤灰分為35.87%，浮選精煤可燃體回收率為11.39%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(2)當要求浮選精煤灰分為11.00%時，理論精煤產率為9.13%(占本級)，占全樣的9.13%，尾煤灰分為36.01%，浮選精煤可燃體回收率為12.26%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(3)當要求浮選精煤灰分為11.50%時，理論精煤產率為9.89%(占本級)，占全樣的9.89%，尾煤灰分為36.17%，浮選精煤可燃體回收率為13.21%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

2.4 破碎粒度上限為0.25 mm

2.4.1 小篩分試驗

對破碎級<0.25 mm粒級重介中煤進行0.25、0.125、0.074、0.045 mm小篩分試驗，試驗結果見表13。

由表13可知：破碎至<0.25 mm粒級后，煤樣主導粒級為0.125～0.25 mm，灰分為33.92%；隨著粒度的減小，灰分變動幅度較小。

表13 <0.25 mm粒級篩分試驗結果

2.4.2 分步釋放浮選試驗

按照GB/T 36167—2018《選煤實驗室分步釋放浮選試驗方法》進行分步釋放浮選試驗，結果見表14，并繪制出分步釋放浮選曲線(圖6)。

由表14、圖6可知：

圖6 <0.25 mm粒級煤粉分步釋放浮選曲線

表14 <0.25 mm粒級分步釋放浮選試驗結果

(1)當要求精煤灰分為10.50%時，理論精煤產率為15.90%(占本級)，占全樣的15.90%，尾煤灰分為37.46%，浮選精煤可燃體回收率為21.29%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(2)當要求精煤灰分為11.00%時，理論精煤產率為16.42%(占本級)，占全樣的16.42%，尾煤灰分為37.53%，浮選精煤可燃體回收率為21.87%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

(3)當要求精煤灰分為11.50%時，理論精煤產率為17.56%(占本級)，占全樣的17.56%，尾煤灰分為37.79%，浮選精煤可燃體回收率為23.25%，煤粉的可浮性等級為極難浮。

3 試驗結果

新莊選煤廠重介中煤經破碎至不同粒度上限(6、1、0.5、0.25 mm)，提高的理論精煤產率見表15。

表15 破碎粒度上限不同時提高的理論精煤產率

由表15可以看出：重介中煤解離越充分，精煤產率越高。

4 破碎機的選擇及確定

4.1 重介中煤破碎機的選擇

通過對重介中煤破碎再選進行試驗分析，可以看出，重介中煤破碎粒度越細，解離程度越高，理論精煤產率越高。為確保破碎設備符合生產實際，2020年9月，新莊選煤廠分別對立式強力復合破碎機、復合式破碎機、球磨機等破碎設備進行了考察。

4.1.1 立式強力復合破碎機

1100型立式強力復合破碎機如圖7所示。處理能力為10～40 t/h，電機功率為75 kW，日常運行電耗偏高。破碎機內部分三級破碎，每層4個錘頭，共計12個錘頭，錘頭固定在轉子上，設備穩定性較好，維護量較小，使用壽命達到1a以上。設備購置費用約30萬元/臺，費用較高；且破碎后出料偏粗，最大粒度<10 mm，<1 mm粒級占50%，破碎粒度不能滿足生產需求。

圖7 1100型立式強力復合破碎機

4.1.2 復合式破碎機

1000型復合式破碎機如圖8所示。該機處理能力為10～30 t/h，電機功率為55 kW，日常電耗相對較低。破碎機內部分四級破碎，每層可裝6個活動錘頭，共計24個錘頭，更換一個活動錘頭約200元，全部更換約4 800元，運行成本較低。該機<1 mm粒級成品率在80%以上，破碎粒度基本符合生產需求。購置一臺1000型復合式破碎機約10萬元，由于錘頭為活動錘頭，與立式強力復合破碎機相比，錘頭磨損相對較大，使用壽命在3個月以上。

圖8 1000型復合式破碎機

4.1.3 球磨機

MQY-2445型球磨機如圖9所示。該機出料粒度范圍為0.3～0.074 mm，破碎粒度最優，但是由于MQY-2445型球磨機尺寸較大，設備高度達到4.5 m，超過廠房單層高度，不能正常安裝，且質量達到69 t，若選用該機需要單獨建設廠房，基建費用投資較大。單獨建設廠房后還需將重介中煤運輸到MQY-2445型球磨機進行破碎，設備流程復雜，難度較大。購置該球磨機費用約為120萬元，設備購置費用較高；此外，MQY-2445型球磨機電機功率為320 kW，功率較高，運行成本較大。

圖9 MQY-2445型球磨機

其他破碎機(高效細碎機、制砂機等)對水分要求較高，不符合中煤破碎的實際情況，在此不作考慮。綜合考慮破碎的粒度要求以及現場實際情況，認為采用1000型復合式破碎機比較符合生產要求。

4.2 方案確定

經分析對比，最終確定將重介中煤破碎解離至1 mm以下，采用TBS+浮選的聯合再選生產工藝[10-13]。改造前后工藝原則流程如圖10、圖11所示。

圖10 改造前生產工藝原則流程

圖11 改造后生產工藝原則流程

新莊選煤廠中煤篩型號為SLG3061W，重介中煤占中煤比例約30%，TBS尾礦約占70%，為實現重介中煤單獨破碎，在中煤篩中間加一道高150 mm聚氨酯橡膠隔板，將中煤篩面分為兩部分，2/5篩面為重介中煤，3/5篩面為TBS尾礦。在廠房三樓新安裝一臺1000型復合式破碎機[14]，重介中煤通過破碎機破碎后，進入塊煤磁尾桶，塊煤磁尾桶物料通過泵進入2301、2302脫泥篩進行脫泥分級，再經單體旋流器分級后，分別進入粗煤泥系統和浮選系統進行分選，實現重介中煤破碎再選的方案。改造前后設備流程如圖12、13所示。

圖12 改造前設備流程

圖13 改造后設備流程

5 改造效果

5.1 重介中煤破碎前后數據對比

2021年2月3日，新莊選煤廠重介中煤破碎再選改造結束并投入使用。2021年1—2月，新莊礦采煤面均為37、35、25煤柱，原煤煤質條件相對一致。重介中煤破碎前后粒度分析見表16。

表16 重介中煤破碎前粒度分析

由表16可以看出：改造后,>1 mm粒級產率為16.21%，1～0.5 mm粒級占34.48%，<0.5 mm粒級產率為49.31%，可達到重介中煤破碎再選破碎至1 mm以下的要求。

重介中煤破碎前后灰分及發熱量情況見表17。

由表17可以看出：中煤破碎后，中煤平均發熱量為15.73 MJ/kg，最高為18.82 MJ/kg,最低為13.20 MJ/kg，比破碎前16.03 MJ/kg降低了0.30 MJ/kg；破碎后，中煤最大發熱量與最小發熱量差為5.62 MJ/kg，發熱量更趨于穩定。重介中煤破碎后，中煤發熱量降低明顯，達到了技術改造目標。

表17 重介中煤破碎前后中煤灰分及發熱量情況

重介中煤破碎前后煤泥灰分及發熱量情況見表18。由表18可知：中煤破碎后，煤泥平均發熱量為8.01 MJ/kg，比破碎前6.44 MJ/kg增加了1.57 MJ/kg,煤泥發熱量增加。

表18 重介中煤破碎前后煤泥灰分及發熱量情況

5.2 效益分析

新莊選煤廠粗精煤和浮選精煤灰分均按11.5%控制，精煤發熱量約為29.30 MJ/kg，進入煤泥浮選系統的中煤發熱量約為18.84 MJ/kg。重介中煤破碎后，>0.5 mm粒級中煤在粗精煤系統中可多回收精煤5.2%，<0.5 mm粒級中煤在煤泥浮選系統中多回收精煤25%。2021年2月入選原煤14.4萬t，重介中煤量約為14.4×8%=11 520 t。破碎后，1～0.5 mm粒級產率為34.48%，產量為：11 520×34.48%=3 972 t，則可從粗煤泥分選系統中多回收精煤量為3 972×5.2%=207 t。破碎后，<0.5 mm粒級產率為49.31%，產量為：11 520×49.31%=5 680 t，則可從煤泥浮選系統中多回收精煤量為5 680×25%=1 422 t。兩項合計，共計多回收精煤207 +1 422 =1 609 t，精煤價格按1 190元/t、重介中煤價格按260元/t、煤泥價格按90元/t計算，則綜合效益為(207+1 422)×1 190 +(3 972-207)×260 +(5 680-1 422)×90-11 520×83.79%×260 =79.1萬元。

2021年2月新莊選煤廠重介中煤破碎再選工藝完成改造，并投入使用，預計每年可多回收精煤1 609×12 =1.93萬t，年創效益949萬元[15]。本次改造設備及土建費用共計25萬元，只需10 d即可回收全部投資成本，可見重介中煤破碎再選改造經濟效益較為可觀。

6 結語

新莊選煤廠通過對重介中煤破碎再選進行研究探索，最終確定選擇1000型復合式破碎機將重介中煤破碎解離至1 mm以下，再通過TBS和浮選進行再選的工藝改造方案。2021年2月新莊選煤廠重介中煤破碎再選工藝完成改造，改造后每年可多回收精煤1.93萬t，年創效益為949萬元，為企業創造良好的經濟效益。新莊選煤廠重介中煤破碎再選改造可為其他選煤廠尤其是稀缺煤種選煤廠提高精煤、產率提供良好的借鑒。