楊永亮，鄧微微

(1.中煤科工集團唐山研究院有限公司，河北 唐山 063012；2.河北省煤炭洗選工程技術(shù)研究中心，河北 唐山 063012)

基于梯級解離和分段回收的中煤再選試驗研究

楊永亮1,2，鄧微微1,2

(1.中煤科工集團唐山研究院有限公司，河北 唐山 063012；2.河北省煤炭洗選工程技術(shù)研究中心，河北 唐山 063012)

為提高撫順礦區(qū)的煉焦煤資源利用率，提出了基于梯級解離和分段回收的中煤再選方案。在將重介中煤破碎至<3 mm的基礎(chǔ)上，依次通過水力旋流器和螺旋溜槽對其中>0.25 mm粒級“取精”并“拋尾”；螺旋溜槽精煤經(jīng)粗磨后與破碎產(chǎn)物中<0.25 mm粒級混合，通過預(yù)先浮選進一步“拋尾”，浮選精煤經(jīng)細磨后再次分選。試驗結(jié)果表明：灰分為31.20%的重介中煤經(jīng)破碎再選后，可獲得產(chǎn)率為39.30%、灰分為11.49%的精煤，分選效果較好。

重介中煤；破碎；再選

我國煤炭資源豐富，但煉焦煤資源相對稀缺，煉焦煤儲量僅占煤炭總儲量的27.46%[1]；加之有限的煉焦煤在開發(fā)利用過程中存在浪費現(xiàn)象，這進一步加劇了我國煉焦煤資源緊缺的局面。由于灰分較高，平均產(chǎn)率30%的中煤可燃體含量較少，且其解離度較低難以再選，通常被當(dāng)作燃料煤直接利用。隨著我國煤炭洗選技術(shù)的不斷進步，設(shè)備分選精度的逐步提高及低能耗、高效率破碎磨礦技術(shù)的日益成熟[2]，中煤解離再選技術(shù)得到了越來越多人的認可。

國內(nèi)很多學(xué)者對中煤解離再選技術(shù)進行了研究，楊毛生等[3]對新峪選煤廠的重介中煤進行了破碎解離，并對破碎產(chǎn)物中3～0.5 mm粒級的重介質(zhì)旋流器分選指標進行了預(yù)測，發(fā)現(xiàn)當(dāng)灰分<12%時精煤產(chǎn)率為6.70%。朱向楠[4]和張磊[5]在分別對淮北選煤廠和馬頭選煤廠的重介中煤破碎解離及分步釋放浮選的基礎(chǔ)上，檢測了不同密度級產(chǎn)物的礦物嵌布特性和煤巖顯微組分，并分析了其解離度。范海偉等[6]在試驗室內(nèi)通過篩分和浮沉對金能選煤廠的粗中煤泥進行脫泥、排矸，并在優(yōu)化棒磨參數(shù)和合理調(diào)控磨礦產(chǎn)物粒度組成的條件下對其進行浮選，獲得了產(chǎn)率為33.89%、灰分為12.92%的精煤。

礦物的解離是隨著粒度減小同步完成的，但整個過程是非線性的，礦物嵌布粒度越細，解離過程中需要的磨細度和能量輸入越高[7-8]。此外，煤炭過粉碎后粘土類礦物易泥化，導(dǎo)致煤泥可浮性變差。因此，重介中煤解離再選應(yīng)遵循以下原則[9]：破碎、磨礦解離工藝并用，重選、浮選方法結(jié)合，即梯級解離，分段回收；分選過程中要將解離出的低灰組分盡早回收，高礦化組分盡早拋除，以減少破碎、磨礦過程中的能量消耗和粘土類礦物的泥化，即要合理的“取精”和“拋尾”。以撫順礦區(qū)的重介中煤為研究對象，按照上述原則設(shè)計再選工藝，并對分選工藝進行優(yōu)化。

1 試驗

1.1 儀器與設(shè)備

重介中煤煤巖分析選用M1m顯微分光光度計，標準物質(zhì)為藍寶石和釔鋁石榴子石，光譜范圍為200～2 100 nm。礦物組成分析選用XRD7000型衍射儀，工作條件為:Cu 靶，工作電壓40 kV，電流50 mA，石墨單色器，采樣間隔 0.02°/步，采樣范圍為5°～85°。重選設(shè)備包括FX-7水力旋流器和BLL-600實驗室螺旋溜槽，F(xiàn)X-7水力旋流器的入料濃度為100 g/L，入料壓力為0.13 MPa，溢流管插入深度為50 mm；BLL-600實驗室螺旋溜槽的入料濃度為250 g/L，入料壓力為0.10 MPa，精尾煤開口比為2∶1。浮選設(shè)備為XFDII-1型充氣浮選機，葉輪直徑為45 mm，葉輪轉(zhuǎn)速固定為1 900 r/min,刮板轉(zhuǎn)速為24 r/min。破碎設(shè)備為PCZ-250×360型錘式破碎機，入料粒度≤120 mm，出料粒度≤3 mm,功率為4 kW。磨礦設(shè)備為XMB-68型棒磨機，入料粒度<3 mm，出料粒度≤0.075 mm,功率為0.55 kW,磨礦濃度為35%，介質(zhì)填充率為40%，轉(zhuǎn)速為78 r/min，介質(zhì)配比直徑為φ20、φ14、φ10 mm的鋼棒比為1∶2∶1。

1.2 試驗方案

試驗分為破碎-重選和磨礦-浮選兩大部分，根據(jù)“梯級解離，分段回收”的原則，設(shè)計不同的磨礦-浮選工藝，通過對比分析分選效果，確定最佳分選工藝。

通過粗碎將嵌布粒度較粗的礦物解離出來[10]，解離出的粗粒煤炭由水力旋流器分選，礦化程度較高的高密度物通過螺旋溜槽拋棄，即由二者完成“取精”和“拋尾”；將中間密度物進一步細磨解離，并與破碎產(chǎn)物中的細煤泥混合，通過浮選“取精”。

1.3 評價指標

以<3 mm和<0.25 mm粒級的產(chǎn)率，結(jié)合<1.40 g/cm3密度級的產(chǎn)率評價破碎、磨礦的解離效果，以灰分<11.50%的最終精煤產(chǎn)率評價分選效果。

2 中煤煤質(zhì)分析

2.1 礦物組成

該重介中煤的X射線衍射(XRD)圖譜和煤巖顯微分析結(jié)果(圖1、圖2)顯示：煤中礦物成分較多，以粘土類礦物為主，且嵌布形式多樣，細粒狀、團塊狀、透鏡狀、條帶狀均存在；方解石、石英、正斜長石等礦物均有分布，部分呈條片狀、致密塊狀。由于礦物嵌布粒度粗細不同，故可采用破碎、礦磨梯級解離的方式逐步減小煤樣粒度。

由于高嶺石和蒙脫石屬于層狀硅酸鹽礦物，其結(jié)構(gòu)中的四面體片和八面體片之間易吸附水，并發(fā)生泥化膨脹，進而在浮選中易以泡沫夾帶和水流夾帶的方式污染精煤，也可能以罩蓋的形式吸附在煤粒表面，從而影響浮選的正常進行。因此考慮將粘土礦物中礦化程度較高的組分預(yù)先拋除，以減少磨礦入料量并降低浮選的泥化程度。

圖1 重介中煤的XRD圖譜

圖2 重介中煤的煤巖顯微圖

2.2 粒度與密度組成

該重介中煤的粒度組成和密度組成如表1、表2所示。由表1、表2可知：煤樣的主導(dǎo)粒級為13～3 mm，產(chǎn)率為49.78%；煤泥含量較少，灰分分布較均勻；粗粒級灰分略高于細粒級，總灰分為31.13%，屬于低灰中煤，有較高的再選價值。煤樣的主導(dǎo)密度級為1.40～1.80 g/cm3，產(chǎn)率為77.42%；<1.40 g/cm3密度級產(chǎn)率極少(僅為4.78%)，說明其解離度較低，內(nèi)灰偏高，根據(jù)δ±0.1含量法判斷，其為中等可選煤。

表1 重介中煤粒度組成

表2 重介中煤密度組成

3 試驗結(jié)果與分析

3.1 破碎-重選試驗

破碎產(chǎn)物的粒度組成如表3所示。

表3 中煤破碎產(chǎn)物粒度組成

由表3可知：破碎產(chǎn)物的粒度上限為3 mm，>2 mm粒級的產(chǎn)率僅為9.14%，<0.25 mm粒級的產(chǎn)率為26.25%，破碎粒度控制較好。由于煤化其他礦物易碎，故出現(xiàn)了灰分隨粒度減小而下降的現(xiàn)象。對于<0.25 mm 粒級煤泥，目前沒有可高效分選的重選設(shè)備，為此通過浮選對其進行處理。

3～0.25 mm粒級煤泥的密度組成如表4所示。由表4可知：與破碎前的重介中煤相比，當(dāng)要求灰分為11.50%時，精煤理論產(chǎn)率為17.13%；>1.80 g/cm3密度級和<1.40 g/cm3密度級的產(chǎn)率均有所增加，但中間密度級1.40～1.80 g/cm3的產(chǎn)率仍高達61.97%，說明礦物解離度有所增加但總體依然較低。>1.80 g/cm3高密度產(chǎn)率較高，可先將其拋除，再對中間密度級進行磨細解離，并通過浮選“取精”。

表4 3～0.25 mm粒級中煤破碎產(chǎn)物密度組成

將3～0.25 mm粒級破碎產(chǎn)物配置成一定濃度的煤漿，通過泵給入水力旋流器，水力旋流器底流由螺旋溜槽 “拋尾”[11-12]，兩種設(shè)備的分選結(jié)果如表5所示。

表5 重選分選結(jié)果Table 5 Parameters and result of dense medium separation %

注：產(chǎn)率均為占中煤總量的百分比。

由表5可知：水力旋流器精煤的灰分為11.23%，符合產(chǎn)品質(zhì)量要求，可作為精煤產(chǎn)品；螺旋溜槽尾煤的灰分為45.13%，再選價值較低，可直接作為動力煤銷售；螺旋溜槽精煤的灰分為28.35%，產(chǎn)率為38.50%，具有較高的再選價值，但無法通過重選進行有效分選，可進一步細磨后通過浮選處理。

3.2 磨礦-浮選試驗

棒磨具有選擇性磨礦的作用，可通過先碎粗粒再碎細粒的方式有效避免過粉碎現(xiàn)象，較適合中煤的細磨[13]，四種棒磨-再選方案流程如圖3所示，D90和D95為各段棒磨產(chǎn)物中累計粒度分布數(shù)達到90%、95%時所對應(yīng)的粒徑。

圖3 四種棒磨-再選方案流程

根據(jù)預(yù)先浮選和分步釋放浮選結(jié)果及灰分11.50%時的精煤累計產(chǎn)率，對四種方案的分選效果進行分析。各方案的分步釋放浮選入料的粒度組成如圖4所示，>0.5 mm粒級只在方案二產(chǎn)物中存在。由圖4可知：方案一中D90<0.125 mm，粒度上限為0.5 mm；方案二中D90<0.25 mm，<0.045 mm粒級產(chǎn)率為15.94%，0.25～0.125 mm粒級產(chǎn)率為40.49%；方案三和方案四中D95<0.125 mm，而方案四的粒度更細。

圖4 四種方案的分步釋放浮選入料粒度組成

四種方案的分步釋放浮選結(jié)果如表6和圖5所示。在要求灰分為11.50%時，各方案所對應(yīng)的精煤累計產(chǎn)率從大到小依次為：方案四、方案三、方案一、方案二，即方案四的精煤累計產(chǎn)率最高，且所需的分選次數(shù)最少(一次粗選一精選)，僅需分選兩次即可得到灰分基本符合要求的產(chǎn)品。

方案二的煤泥粒度最粗，解離度較差，故分步釋放浮選中對應(yīng)灰分的產(chǎn)率最低，說明細磨至0.125 mm時煤泥得不到充分解離。方案一的煤泥粒度較細，但混合棒磨的選擇性較差，研磨釋放出的精煤未能及時分離，經(jīng)細磨后選擇性變差；此外，由于大量粘土類礦物未能及時被拋除，經(jīng)細磨后在浮選過程中發(fā)生了泥化，進而影響浮選效果。方案三是對預(yù)浮尾煤細磨、再選，由于尾煤礦化程度較高，礦物含量較高，經(jīng)細磨后泥化嚴重，引發(fā)了異質(zhì)細泥的夾帶和罩蓋現(xiàn)象[14]，導(dǎo)致浮選效果較差。方案四是在粗磨、預(yù)浮“拋尾”的基礎(chǔ)上對精煤細磨、再選，在有效釋放精煤的同時避免了對粘土類礦物的過度研磨，提高了磨礦的選擇性，避免了異質(zhì)細泥對精煤的污染，分選結(jié)果最好。綜合分析，方案四的粗磨-預(yù)浮“拋尾”-細磨再選方式可使煤泥獲得較好的分選效果。

表6 四種方案的分步釋放浮選試驗結(jié)果

注：方案三產(chǎn)物1中包含了預(yù)先浮選精煤，方案四產(chǎn)物6中包含了預(yù)先浮選中尾煤。

圖5 浮選精煤累計產(chǎn)率-平均灰分曲線

結(jié)合考慮，破碎-重選與方案四的磨礦-浮選相結(jié)合的再選工藝分選效果最好，具體的重介中煤再選原則流程如圖6所示。

圖6 重介中煤再選工藝流程

4 結(jié)論

(1)撫順礦區(qū)的重介中煤解離度較低，礦物嵌布粒度粗細不均，可選性極差，有效解離是實現(xiàn)有效再選的關(guān)鍵。由于其中含有較多的粘土類礦物，對礦物的破碎、研磨要合理，防止因碎磨過度而泥化。該重介中煤解離再選時應(yīng)遵循以下原則：梯級解離，分段回收，且分選過程中要及時“取精”“拋尾”，以降低碎磨過程中的能耗和浮選的泥化程度。

(2)將重介中煤破碎至<3 mm，3～0.25 mm粒級煤泥由水力旋流器分選，水力旋流器底流由螺旋溜槽分選，即由二者完成 “取精”和“拋尾”；水力旋流器精煤的灰分為11.23%，符合產(chǎn)品質(zhì)量要求，可作為精煤產(chǎn)品；螺旋溜槽尾煤的灰分為45.13%，再選價值較低，可直接作為動力煤銷售；螺旋溜槽精煤的灰分為28.35%，產(chǎn)率為38.50%，具有較高的再選價值，可進一步細磨后通過浮選處理。

(3)將螺旋溜槽精煤粗磨至D90<0.25 mm，再與破碎產(chǎn)物中<0.25 mm粒級煤泥混合，并通過預(yù)先浮選“拋尾”，預(yù)浮精煤被細磨至D95<0.125 mm，通過一次粗選和一次精選即可得到產(chǎn)率為45.93%、灰分為11.59%的浮選精煤。

(4)破碎-重選與方案四的磨礦-浮選相結(jié)合的重介中煤再選工藝分選效果最好，可從灰分為31.20%的重介中煤中分選出產(chǎn)率為39.30%、灰分為11.49%的精煤，分選效果較好。

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Research on middlings re-cleaning technology based on cascade dissociation and substep recovery

YANG Yong-liang1,2，DENG Wei-wei1,2

(1. China Coal Technology & Engineering Group Tangshan Research Institute Co., Ltd., Tangshan, Hebei 063012, China;2. Coal Preparation Engineering & Technology Research Center of Hebei Province, Tangshan, Hebei 063012, China)

To make full use of coking coal in Fushun mining area, a method of middlings re-cleaning is proposed based on cascade dissociation and substep recovery. In dense medium coal preparation technology, middlings, crushed to minus 3 mm, is successively delivered to hydrocyclone and spirals, while minus 0.25 mm is polished; after rough grinding, clean coal from spirals is processed by rough flotation together with crushed coal minus 0.25 mm, and then this flotation concentrate is separated again after fine grinding. The result shows that clean coal with yield of 39.30%, ash content of 11.49% is obtained when middlings with ash content of 31.20% is crushed and then separated again.

middlings from dense medium separation system; crush; recleaning

1001-3571(2015)05-0001-05

TD942

A

2015-07-20

10.16447/j.cnki.cpt.2015.05.001

楊永亮(1986—)，男，黑龍江省雞西市人，助理工程師，從事選煤工藝設(shè)計與選煤廠運營管理工作。

E-mail:dengweiwei136@126.com Tel：18633320798