成果研究总结报告（石壕洗煤厂提高浮选精煤产率的研究）

《石壕洗煤厂提高浮选精煤产率的研究》

---成果研究报告

1前言 ................................................... 3 1.1浮选基本原理....................................... 3 1.2影响浮选的主要因素 ................................. 3 1.2.1煤泥性质对浮选的影响 .......................... 4 1.2.2浮选机的工作性能 .............................. 4 1.2.3操作制度...................................... 5 1.2.4 液相性质 ..................................... 6 1.2.5浮选工艺流程 .................................. 6 1.3项目主要研究内容 ................................... 7 1.3.1石壕洗煤厂介绍 ................................ 7 1.3.2石壕洗煤厂浮选机介绍 ......................... 10 1.3.3项目提出的背景 ............................... 14 2项目的主要研究内容..................................... 18 2.1改变药剂制度...................................... 18 2.1.1采用高效捕收剂 ............................... 18 2.1.2药剂制度..................................... 19 2.1.3 加药系统的改造 .............................. 22 2.2改变浮选入料性质 .................................. 23

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2.2.1浮选入料性质分析 ............................. 23 2.2.2工艺流程改造 ................................. 24 3项目研究结果 .......................................... 29 3.1项目的创新点...................................... 29 3.1经济效益 ......................................... 29 4项目存在问题 .......................................... 31

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1前言

1.1浮选基本原理

浮选又称浮游选煤，指从煤泥水中浮出精煤的过程，是煤泥分选的有效方。煤泥浮选的目的是将煤泥中灰分低、可浮性好的优质成分分选出来以提高煤炭的回收率。选煤厂中煤泥的来源有入选原煤中所含的原生煤泥，还有在加工过程中因粉碎、泥化等作用而产生的次生煤泥。

煤泥的浮选是根据精煤与矸石颗粒表面润湿性的差异来进行的。煤泥与水混合后以矿浆的形式加入搅拌器，使其形成悬浮液，并将其配成适当的浓度，同时加入适量的浮选药剂进行充分的搅拌。搅拌后的煤浆进入浮选机，由于浮选机种搅拌机构的充气作用，在矿浆中产生数量适中、尺寸适宜的气泡。疏水的煤粒由于浮选药剂的作用，使其表面疏水性更强，极易与气泡附着在一起，随气泡上升到矿浆液面聚集形成矿化泡沫层，由刮泡器刮出作为浮选精煤。而亲水的矸石颗粒则由于水化膜的作用不能附着到气泡上而滞留在矿浆中形成浮选尾煤。

1.2影响浮选的主要因素

浮选过程是多因素的综合过程，各因素之间互相紧密联系又互相影响，使得分选过程甚为复杂。即使其他因素都处在最佳的工作状态，由于某一因素的影响，也会使浮选过程失调。只有各个因素间互相配合，并且都处在最佳的工艺条件下，才能获得良好的浮选效果。

影响浮选过程的主要因素，可以归纳为5大方面：1.煤泥的性质；

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2.浮选机的工作性能；3.操作制度；4.液相性质；5.浮选工艺流程。 1.2.1煤泥性质对浮选的影响

煤泥浮选原料由不同粒度、不同密度的煤和矸石以及它们的连生体组成。在分析煤和矸石的成分及性质指出：煤粒表面的非极性程度以及由其决定的疏水性或可浮性的大小，要受到煤化程度、煤岩成分、氧化程度和矿物质浸染等因素的影响；矸石表面的极性程度以及由其决定的表面特性，取决于组成矸石的矿物成分；煤和矸石颗粒表面性质的差别程度、连生体、过大粒以及细泥等都是影响浮选过程和浮选效果的重要因素。 1.2.2浮选机的工作性能

浮游选煤的任务是使矿浆中低灰分的煤粒与高灰分的矸石颗粒以及杂质颗粒分离。这一工艺过程必须通过浮选机来实行。因为浮选机能使矿浆得以充气、搅拌，造成气、液、固三相相互作用的条件，使经过药剂作用的固体颗粒能选择性、较迅速地吸附在气泡上，以致能够得到不同的产物。因此，浮选机是实现浮选的必要设备，浮选效果的好坏在很大程度上取决于浮选机结构的完善程度，目前常浮选机的充气性能、加煤性能指标及其他相关指标来鉴定浮选机的工作效果。

（1）充气量是评价浮选机工作性能的一个重要指标。浮选机的处理能力在一定范围内随充气量的增加而增加。因为充气量越大，在空气粉碎程度相同的情况下，气水界面总面积就越大，煤粒与气泡接触的概率就越大，浮选速度就越快，所以处理量可以得以提高。

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（2）加煤性能指标包括在正常生产条件下的煤浆通过能力、干煤处理量、功率消耗、分选选择性、药剂消耗量以及破碎度等。 1.2.3操作制度

操作制度又包括药剂制度和给料制度。

（1）药剂制度也称药方，包括药剂的种类和数量、配比，加药方式和加药地点，以及药剂的乳化等。在浮选过程中使用药剂的目的之一就是为了扩大煤和矸石颗粒间可浮性的差异。另一个目的就是产生稳定性合适和足够散度的气泡。还有一个目的是为了抑制黄铁矿、细粒煤泥杂质等有害物质的不良影响，活化氧化煤粒的浮游性。在煤泥浮选中，一般使用两种药剂，一种是改善煤粒表面疏水性的捕收剂；另一种则是降低液气界面张力的起泡剂。

药剂的选择主要取决于煤泥的性质及其所含杂质的种类和数量。浮选易浮煤时，对捕收剂浮选活性的要求低一些，但浮选表面疏水性差的煤时，就必须用浮选活性高的药剂。起泡剂的选择应视煤泥中所含高灰分细泥数量级浮选机的充气情况而定。对高灰分细泥含量多的煤泥不宜采用起跑率高，气泡直径小，寿命长的起泡剂。在浮选粗粒含量多的煤泥使，宜采用起泡率高、气泡直径小、寿命长的起泡剂。

加药方式和加药地点对浮选产品的质量和数量指标、药剂消耗量等都有一定的影响。通常的加药方式有两种，一种是一次加药，另一种是分段加药。一次加药操作方便，可以提高浮选速度，缺点是降低了气泡矿化的选择性。分段加药保证精煤的质量，改善浮选泡沫产品的脱水效果，能充分发挥药剂的作用，并能有效地控制和调整煤泥的

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浮选速度。加药地点主要取决于煤粒和药剂的接触时间。必要的接触时间能保证药剂能附着在煤粒表面，它取决于药剂的性能和原料的性质等因素。

（2）给料制度包括入料浓度和入料量。矿浆浓度时煤泥浮选工艺过程中的主要因素，也是煤泥浮选操作中的主要调整因素，它对浮选技术经济指标有着直接的影响。如泡沫产品的质量和产率、药剂消耗、浮选机的处理量、不同粒级煤泥的可浮性、浮选机的吸气量和气泡直径的大小等随矿浆浓度的变化而变化。

矿浆中不同粒度的煤泥的浮选特性也不同。大于0.5mm 的过粗粒在浮选中易流失于尾矿中；0.5-0.074mm的粗粒，可浮性较好，选择性也较好；0.074-0.001mm的细粒浮选选择性差，对精煤的污染较大；小于10μm的微粒在浮选中很难回收。 1.2.4 液相性质

浮选矿浆的液相组成成分大致分为两类：一类是无机矿物离子，一类是循环水中的剩余药剂。由于大多数选煤厂实现了洗水闭路循环，导致了矿物盐离子在循环水中的积聚，加强了起泡能力，但当钙离子含量过高时，会降低浮选的活性。而在浮选生产过程中添加的捕收剂和起泡剂由于不能被消耗掉，会使浮选矿浆中药剂的实际浓度增大，导致浮选不是在最佳的药剂浓度下进行，对浮选指标产生一定的影响。

1.2.5浮选工艺流程

浮选流程的选择主要取决于原料的性质和对产品指标的要求。由

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于浮选流程决定着产品的质量、数量、浮选机、耗水量、耗电量等各项指标，所以在确定工艺流程时，原则上应该使用生产费用低并保证良好的产品指标。 1.3项目主要研究内容 1.3.1石壕洗煤厂介绍

（1）石壕洗煤厂是2008年设计开工，2010年5月建成投产，设计规模为年入洗原煤120万吨；煤源以石壕矿生产的原煤为主，同时入洗观音堂、曹窑、曹窑东井等附近单位的原煤；选煤工艺为“重介—浮选”联合工艺流程，即采用“不脱泥、不分级无压给料三产品重介旋流器”进行重介选煤，-0.5mm煤泥进浮选，尾煤泥水采用高效斜管浓缩后用沉降过滤式离心机和压滤机回收，实现洗水闭路循环。

（2）分选工艺。我认为应重点介绍浮选工艺及流程图洗煤厂工艺流程见图1-1。50-0 mm的原料煤给入3GDMC1100/780AI型重介质旋流器，第一段分选后的轻产物经弧形筛和振动筛脱介、分级，>13mm的为块精煤，<13mm的末精煤由离心脱水机脱水。第一段分选后的重产物进入第二段旋流器再选，分选出中煤和矸石，中煤和矸石由各自的弧形筛、振动筛进行脱介和脱水。中煤、矸石弧形筛、振动筛筛下介质和部分精煤弧形筛筛下介质进入原煤合格介质桶。精煤、中煤和矸石脱介筛晒下水进入各自的磁选机。各台磁选机的精矿进入原煤合格介质桶，尾矿分别由相应的弧形筛、煤泥筛截粗后进行煤泥水处理。精煤弧形筛筛下水部分进入原煤合格介质桶，部分分流至煤泥合

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格介质桶进入煤泥旋流器进行分选，分离出来的高密度产物进入中煤磁选机，低密度物进入精煤磁选机，既平衡了介质系统的煤泥量，又

原料煤三产品重介旋流器弧形筛弧形筛弧形筛脱介筛分流脱介筛脱介筛离心机末精煤磁选机离心机磁选机弧形筛弧形筛中煤去浮选精煤合格介质去尾煤浓缩机合格介质矸石 图1-1石壕洗煤厂工艺流程图 有利于粗精煤泥回收和浮选生产。 （3）主要设备介绍

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1、主选设备选用一台3GDMC1100/780AI型无压给料三产品重介旋流器，与采用多台较小直径的无压给料三产品重介旋流器相比，主要优点在于可避免多台旋流器并联使用中产生的压力、流量和粒度分配不匀以及各台旋流器磨损程度不同而带来的整体分选效果降低的问题。

2、浮选作业：采用两段分选，一段分选精煤经卧式离心机脱水时的离心液，进入二段进行再选。一段采用FJC12四槽浮选机，二段采用FJC20型两槽煤用喷射式浮选机，并选配与其相配套浮选剂乳化器，具有分选选择性好、处理能力大、电耗和浮选剂耗量低、维修工作量小等特点。

3、脱介筛选用国产大型直线振动脱介筛和击打振动弧形筛，该设备性能可靠，运转平稳，使用寿命长，并且脱介效率高、处理量大。

4、末精煤和末中煤离心脱水机选用国内领先的LLL型离心脱水机。该机处理量大，产品水分低，工作平稳可靠，使用效果好。

5、磁选机选用美国艺利磁铁在中国的合资产品，其设计先进，适应于煤泥含量高的工作环境，矿浆通过量大，结构紧凑，磁选精矿回收率达99.6%以上。

6、尾煤泥卧式沉降过滤离心脱水机选用国产LWZ型卧式沉降过滤式离心脱水机，脱水产物水分低并松散，动力消耗小，工作平稳可靠，而且其控制系统比较直观。

7、浮选精煤脱水采用卧式沉降过滤离心脱水机和精煤压滤机脱水回收，与采用圆盘真空过滤机相比可降低加工费用，降低精煤水分；

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与采用加压过滤机相比，可降低投资和事故率，减少加工费用；与全部采用压滤机相比，可减少操作工人，降低精煤水分。

8、浓缩机选用高效斜管浓缩机，与选用高效耙式浓缩机相比，此类型浓缩机具有系统可靠、占地面积小、处理量大、运行费用低、投资少等优点；而且由于一段浓缩机内无动力设备，不存在压耙子问题，可以实现无故障运转。 1.3.2石壕洗煤厂浮选机介绍

石壕洗煤厂使用的浮选机为FJC喷射性浮选机，由充气搅拌装置、浮选槽箱、刮泡机构、放矿机构、液面调整机构以及配套的煤浆循环泵等组成，如图1-2所示。充气搅拌装置是FJC型浮选机的核心部件，其结构示意图如图1-3所示。

图1-2 FJC型浮选机结构图 10

其工作原理：煤浆与浮选药剂充分混合后，进入浮选机入料箱，

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一部分直接进入槽箱，另一部分通过假底进入循环泵，这部分浮选煤浆经循环泵加压，在混合室内与空气充分搅拌，从喷嘴高速喷出，并通过喉管由伞形分散器向斜下方射到浮选机假底。由于喷射流的抽吸作用，混合室内形成负压，外界空气不断经吸气管进入混合室，这样喷射流发生卷裹剪切，空气被粉碎成细小微泡，均匀分布于煤浆中，完成煤浆充气搅拌过程。每个槽箱含有4个充气搅拌装置，在充气搅

图1-3充气搅拌装置示意图 拌装置的作用下，煤浆完成矿化过程，并均匀上升至液面聚集。最后通过旋转的刮泡板刮出，形成浮选产物。由于假底和槽箱间流通孔的特殊设计，未矿化的煤粒一部分经流通孔流入下一槽箱，另一部透过

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假底再次经循环泵加压，通过充气搅拌装置实现矿化。如此周而复始，直到最后一槽箱，煤浆中杂质从尾矿箱排出，完成整个浮选过程。

FJC型喷射式浮选机的其主要特点为：

（1）有大量具有活化作用的微泡析出。FJC 系列煤用喷射式浮选机将浮选煤浆用循环泵加压到0.16～0.18MPa，空气即溶解于煤浆中，当压力煤浆从喷嘴高速喷出后，处于混合室的高负压区，溶解于煤浆中的空气即成过饱和状态，以微泡状从煤浆中析离出来。这种微泡是一种很好的“活化剂”，它能首先有选择性地在疏水性煤粒表面析出，增加固、液、气三相接触周边，使煤粒向气泡粘着的速度和粘着力大大增加，从而强化气泡矿化过程。FJC浮选机析出大量20μm -40μm的微泡，这种微泡能选择性地吸附在矿粒表面，增加了矿粒和气泡的接触面积，加强了气泡矿化过程。

（2）对浮选药剂有乳化作用。FJC喷射式浮选机可将不易在水中分散的浮选剂乳化成直径仅为50μm-20μm的微小油滴，起到很好的乳化作用。同时，可利用喷射旋转的高速射流将空气剪切成微细气泡，有利于煤浆的充气和气泡的矿化。

（3）充气量大，气泡质量高。大量细小微泡的析出，有利于浮选精煤的产生；每个槽体内安装的充气搅拌装置使得充气煤浆分布更加均匀。特殊的假底结构和W型煤浆流动形式大大提高了中下部煤浆的流动，有利于矿化气泡上升，提高浮选精度。

（4） 煤浆兼并2种入料途径。机体假底和槽箱间流通孔的设计，可使煤浆通过假底底部采用吸入的方式入料，同时一部分煤浆又可通

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过槽体间流通孔直接入料，大大提高了煤浆流量，避免了“短路”现象。

1.3.3项目提出的背景

1、煤质变化

石壕洗煤厂是2008年进行设计建设的，设计时原煤煤质情况如表1-1—1-2所示。从表中我们可以看出：

（1）原煤灰分34.87%，属中高灰煤。

（2）末煤含量较大，13-0mm粒级产率占91.27%，主导粒级为3-0.5mm，产率为40.93%，需采用高效的分选和脱水设备。

（3）原生煤泥含量高，-0.5mm级含量为30.44%，灰分为30.30%。 （4）煤泥粒度较粗，-0.054mm级为13.67%，-0.074mm级为23.82%。

表1-1 50-0mm级入选原煤筛分试验表 粒级mm 50-25 25-13 13-6 6-3 3-0.5 0.5-0 合计

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占本级(%) 3.09 3.59 8.76 12.27 41.85 30.44 100.00

灰分(%) 73.67 68.30 48.92 36.94 28.91 30.30 34.87

表1-2 0.5-0mm级煤泥筛分试验表 粒级mm 0.5-0.25 0.25-0.125 0.125-0.074 0.074-0.054 <0.054 合计

占本级(%) 25.28 30.21 20.70 10.15 13.67 100.00

灰分(%) 27.36 30.04 30.40 31.77 35.12 30.30

近几年，随着石壕煤矿煤层开采比例的变化，采煤机械化水平的提高，煤质发生了变化，煤质数据见表1-3和1-4。 表1-3 50-0mm级入选原煤筛分试验表 粒级mm 50-25 25-13 13-6 6-3 3-0.5 0.5-0 合计

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占本级(%) 4.05 5.08 13.66 15.53 25.79 35.89 100.00

灰分(%) 70.42 65.46 55.24 53.95 38.42 30.68 43.56

表1-4 0.5-0mm级煤泥筛分试验表 粒级mm 0.5-0.25 0.25-0.125 0.125-0.074 0.074-0.054 <0.054 合计

占本级(%) 42.60 20.10 12.30 19.60 5.40 100.00

灰分(%) 29.26 30.68 30.62 34.89 40.17 37.09

从表中我们可以看出：

（1）由于综采对煤没有选择性，导致原煤灰分变大，灰分为43.56%。

（2）浮选入料灰分偏高。随着井下地质条件的变化和采煤工艺的改变，浮选入料灰分上升了7个百点，为37.09%。

（3）浮选入料变粗。随着矿井原煤提升系统的改进，加之重选设备洗选下限低，煤泥中0.4-0.5mm颗粒大幅减少，导致压滤机滤饼脱落效果不好。

（4）浮选精煤的产率低。

表1-5 2012年前5个月浮选精煤产率的统计 精煤

1月 36.21

2月 35.98

3月 36.12

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4月 35.78

5月 36.69

平均 36.76

产率%

由于煤质的变化，造成浮选精煤产率低，与什么相比直接导致洗煤厂精煤产率低。浮游选煤是一种高成本的选煤方法，只有多产出精煤，才能保证较好的经济效益。从炼焦煤资源的利用效率方面考虑，石壕洗煤厂生产的精煤属于主焦煤，在我国为稀缺煤种。因此，提高选煤效率，尤其是提高浮选效率是石壕洗煤厂经济高效与可持续发展的关键。

通过分析，确认导致浮选精煤回收率低的主要原因有以下几点： （1）浮选入料性质发生变化，而浮选工艺没有进行相应的调整。 （2）浮选药剂选择性能差，对入料中的精煤不能有效地回收。 太少，再加两调 2、浮选系统存在问题

随着原生煤泥量的逐渐增加，煤泥水处理工艺出现了以下问题: （1）煤泥水处理系统负荷大，浓缩机长期超负荷运转，分级浓缩效果差。洗水浓度高，不仅使跳汰机分选效果差，精煤受污染，同时也造成了精煤脱水筛因洗水浓度大而跑水，影响产品水分，恶化作业条件，增加了工人劳动强度。改为影响重介分选的结果。

（2）由于原浮选流程中不能有效地排出-0.076mm准确粒级的细泥，使其在洗水中循环，增加了浮选入料浓度，浮选效果差，精煤灰分高、产率低，尾煤灰分低；同时浮选出的精煤中-0.076mm含量较高，还影响到过滤机的过滤效果，滤饼较薄，不易脱落，处理量低；反过来又影响了浮选机正常工作，大量煤泥水得不到有效处理就排到

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尾煤中。

2项目的主要研究内容

针对造成浮选精煤回收率低的原因，采取相应的措施进行解决。

2.1改变药剂制度 2.1.1采用高效捕收剂

长期以来，石壕洗煤厂浮选所用捕收剂为柴油供应提供型号，其选择性一般。当煤质好时，其捕收效果尚可。但当煤质变差时，时常出现精煤灰分高、波动大、精煤产率低的情况。为此，需选用新型浮选药剂。核力公司生产的捕收剂型号，成分是一种新型高效选煤专用捕收剂，可代替煤油或柴油，该捕收剂的捕收性和选择性好，可以更有选择性地吸附在煤粒的表面，使煤粒更容易与气泡黏附，从而得到更高的精煤产率和更低的精煤灰分。与柴油相比， 核力捕收剂具有以下特点:①在宽粒级范围内都可以取得很好的捕收效果；②对浮选入料中>0.074mm级颗粒有特别的捕收作用；③有消泡作用，能有效抑制尾矿中的泡沫，因而更有利于后续作业；④非易燃品，使用安全。 为了检验核力捕收剂的使用效果，采用核力捕收剂与采用缺少做了对比试验，试验结果见表2-1。标准的应做浮选分布释放试验 表2-1捕收剂试验结果 药剂

入料灰分%

精煤灰分%

尾矿灰分%

浮精产率%

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柴油 36.79 11.98 12.04

51.03 53.37

36.63 40.42

核力捕收剂 36.12

从试验过程和结果可以看出:

（1）与柴油相比，在确保浮选精煤灰分合格的前提下，采用复合药剂作为捕收剂，尾矿灰分提高了2.34个百分点，精煤产率提高了3.79个百分点。

（2）与柴油相比，使用复合药剂，浮选精煤中粗粒级含量增多，主要表现在压滤机滤饼增厚，水分降低，复合药剂的消泡作用明显。

（3）复合药剂所具有的消泡作用，改善了循环用水的质量，减少了循环水中的固体含量，实现了清水洗煤。

（4）与柴油相比，复合药剂气味明显减小，无刺激性，有利于员工的身体健康。

（5）与柴油相比，浮选指标更容易控制。由于浮选入料为极难选煤，产品质量控制难度大，当浮选精煤灰分不合格时，使用柴油作捕收剂所需的调节时间为3-4h，使用复合药剂作捕收剂后，提高或降低灰分的调节时间缩短为1h。

（6）捕收剂用量在0.6kg/t太高干煤泥，比柴油降低了0.2kg/t干煤泥。 2.1.2药剂制度

1、捕收剂与起泡剂配比的确定

试验采用核力专用捕收剂，起泡剂为仲辛醇，在其他条件相同的情况下进行了正浮选试验，以确定捕收剂与起泡剂的最佳配比。试验

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结果见表2-2。

缺少浮选参数

表2-2捕收剂与起泡剂配比不同的小浮选试验结果 配比

精煤产 尾煤产 精煤灰 尾煤灰 浮选完 可燃体 率%

4:1 5:1 6:1 7:1

41.02 42.75 44.42 41.18

率% 58.98 57.55 55.58 58.82

分% 11.18 11.42 11.51 11.33

分% 53.67 54.14 54.81 53.54

善指标% 回收率% 42.00 42.28 43.04 41.56

57.01 58.50 60.62 57.08

由表2-2可知，在精煤灰分变化不大的情况下，当药剂总用量相同、捕收剂与起泡剂质量配比为6:1时精煤产率以及浮选完善指标和可燃体回收率明显高于质量配比为4:1、5:1、7:1的，即当质量配比为6:1时浮选完善指标和可燃体回收率几乎都达到最大值，两者分别为43.04%、60.62%。即确定捕收剂与起泡剂最佳配比为6:1。当捕收剂用量过多时，由于排挤作用而使气泡稳定性下降;当起泡剂用量过多时，由于多余起泡剂分子在煤粒表面已形成的捕收剂油膜上产生反向吸附而使煤粒表面又变得亲水。这2种情况都使煤浮选性降低。当二者配比合适时，将达到较好的综合作用，有利于浮选效果的提高。

2、药剂总量的确定

在捕收剂与起泡剂的最佳配比(6：1)基础上分别以药剂总用量为

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1.6kg /t、1.70kg /t及1.8kg/t三种条件下进行常规浮选试验，以确定最佳药剂用量。试验结果见表2-3。

表2-3药剂总量不同小浮选试验

药剂用精煤产 尾煤产 精煤灰 尾煤灰 浮选完 可燃体 量kg/t 率% 1.6 1.7 1.8

41.48 44.42 44.8

率% 58.52 55.58 55.20

分% 11.21 11.51 11.62

分% 53.84 54.36 54.21

善指标% 回收率% 42.21 43.04 42.77

57.53 60.34 60.77

捕收剂与起泡剂质量配比为6:1、药剂总用量为1.70kg /t时精煤产率以及浮选完善指标和可燃体回收率明显高于总用量为1.6kg /t的,精煤灰分变化不大。与药剂总用量为1.8kg /t的浮选效果相比较,浮选完善指标和可燃体回收率相差不大,综合考虑,确定最佳药剂总用量为1.70kg /t。从药剂作用的机理知,用药适量非常重要。用量少时,药剂不能在煤表面完全覆盖吸附,影响精煤回收;过大时,会造成双分子吸附,既使气泡矿化的选择性降,精煤质量降低,又会造成不必要的浪费。

由于石壕煤矿原煤煤质变差，属于极难选煤，其煤质特点是煤的接触角小、疏水性差，比表面积大、中间比重物多，主要表现在入洗缘灭灰分高、发热量低、入浮粗粒少、细粒级物料多，煤难以浮起。此时增加捕收剂用量，同时增大油比。根据现场试验，药剂制度为：

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捕收剂用量，0.50-0.65kg/t干煤泥；起泡剂用量0.06-0.1kg/t干煤泥；油比在6:1左右。 2.1.3 加药系统的改造

石壕洗煤厂的浮选系统加药方式一直沿用传统的人工手动加药方式，即手动调节药剂管路阀门自流加药，通过肉眼观察药剂加入量 多少。人为操作的手动加药方式不但降低了浮选效果，而且达不到浮游选煤加药量的精确度要求，浮选药剂系统具体存在的问题如下:

（1）加药精确度差。仅靠肉眼观察药剂自流油柱的粗细，来判断加药量多少，精确度很差，不能满足浮选需要，常常造成浮选精煤质量不稳定，波动性大。从生产数据来看，浮选精煤合格率仅为60%左右。

（2）药剂的分散效果差。添加的药剂未经过任何乳化程序，只依靠叶轮不是充气浮选机的搅拌分散。由于非极性油类捕收剂在水中的分散性差，不能与煤粒发生有效碰撞吸附，降低了药剂性能，致使药剂用量大，而且影响精煤质量，尾矿灰分偏低，进而降低了浮选精煤产率。

（3）加药调整难度大。洗煤生产时，浮选入料性质（煤质）、浓度、粒度变化波动较大，需不断调整加药量，由于改变加药量是人工手动调节闸阀，误差较大，造成精煤质量波动大，浮选精煤产率低。

针对加药系统存在的问题，经研究采取了以下措施：

（1）安装乳化器。石壕洗煤厂安装了2 台由唐山国华研究院研制开发的浮选药剂乳化器，依靠乳化泵形成高速喷射的水流，将药剂

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切割成微米级大小的液滴，大大提高了药剂性能。采用该乳化器，可节约捕收剂用量25%-30%，浮选精煤产率提高0.5%。

（2）安装玻璃转子流量计。石壕洗煤厂安装了两套玻璃转子流量计，流量计通过耐油塑料管与捕收剂的来料，出料管相连接，将塑料旋钮改制成自己加工的铁旋钮，可准确计量加药量，使用效果良好。从玻璃转子流量计的刻度上准确读数，只需要调节旋钮即可调节加药量，既方便，又准确，大大提高了浮选效果。

（3）改变起泡剂加药方式。在捕收剂乳化器成功应用的前提下，对起泡剂进行乳化，取得了较好的浮选效果。首先将起泡剂引入玻璃转子流量计，在流量计转子的调节作用下，实现了起泡剂加药量的精确调节和计量； 然后再将流量计的出口端引入乳化器，利用捕收剂乳化装置，对起泡剂进行乳化，提高了起泡剂的药剂性能。 2.2改变浮选入料性质 2.2.1浮选入料性质分析

浮选入料粒度分析见表2-4。 表2-4 浮选入料粒度 粒级/mm +0.3mm 0.3-0.125 0.125-0.074 0.074-0.045 -0.045

产率/% 6.08 10.97 12.73 17.76 52.46

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灰分/% 10.35 10.46 17.78 25.92 52.66

合计

从表2-4中可以看出：

100.00 37.95

（1）在浮选入料中， >0.3mm的占入料6.08%，灰分也较低，10.35%，并且在入料中没有>0.5mm颗粒，这说明粗精煤泥弧形筛对浮选入料的粒度控制是很好的，没有粗粒存在。

（2）浮选入料中0.3-0.074 mm的占入料的23.70%，灰分为14.39%，这部分物料是浮选机的主要分选物料，应该增大这部分物料所占的比例，并且降低灰分。

（3）0.074-0.045 mm粒级占入料的17.76%，灰分为25.92%，说明入洗原煤中煤泥含量高，且易泥化。

（4）-0.045 mm的占入料的比例较大，灰分也较高，而这部分物料的选择性较差，容易随浮选泡沫(精煤)被刮出，污染精煤；而浮选入料灰分偏高，也是由这部分物料造成的，因此在入料中应尽量减少这部分物料，降低浮选入料灰分，减少对精煤的污染。

通过粒度分析知道，在浮选入料中适合浮选机分选的粒级所占比例小，而-0.045 mm粒级的高灰细泥含量过高，从而造成浮选选择性差，浮选精煤灰分高。 2.2.2工艺流程改造

一是改造了具有截粗作用的精煤泥弧形筛，将筛缝由0.5 mm改为0.7 mm，并增加了振动装置以增强透筛能力；二是改造了煤泥重介系统，以便去除一部分高灰细泥物料。

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1、原煤泥水处理工艺流程

三产品重介旋流器弧形筛脱介筛分流离心机末精煤磁选机弧形筛去浮选精煤合格介质 图2-1原煤泥水处理工艺 浮选机入料来自精煤泥弧形筛筛下水。三产品重介旋流器溢流首先通过弧形筛进行一次脱介，筛上物再经过精煤脱介筛进行二次脱介，精煤筛筛下物和弧形筛分流部分的煤泥水直接进入精煤磁选机，回收重介质，磁选精矿进入合格介质桶；磁选尾矿经煤泥池由泵输送到主厂房顶层的弧形筛进行截粗，弧形筛筛上物进入离心机，变成精

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煤产品；筛下物进入浮选机。其工艺流程如图2-1所示。

2、改造后煤泥水处理工艺

浮选机入料同样来自精煤磁选机尾矿。但磁选机入料有了改变，精煤筛筛下水还是直接进入精煤磁选机；弧形筛分流部分的煤泥水不

三产品重介旋流器弧形筛脱介筛分流离心机末精煤煤泥旋流器磁选机弧形筛中煤磁选合格介质机去浮选精煤 图2-2改造后煤泥水处理工艺 直接进入精煤磁选机，而是进入煤泥重介系统，该部分物料经煤泥重介旋流器分选后，溢流进入精煤磁选机，底流进入中煤磁选机。精煤磁选机尾矿同改造前一样，由泵输送到主厂房顶层的弧形筛进行截粗。改造后的工艺流程如图2-2所示。

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3、改造后浮选入料粒度

改造后浮选入料粒度组成见表2-5。 表2-5 改造后浮选入料粒度 粒级/mm +0.3mm 0.3-0.125 0.125-0.074 0.074-0.045 -0.045 合计 由表2-5可知:

（1）通过改造后， >0.3 mm粒级产率为7.11%，并且没有>0.5 mm的粒度，产率比改造前的6.08%略有提高，但提高幅度不明显，这说明加大弧形筛筛缝后，没有改变浮选入料的截粗效果，对浮选入料粒度控制仍然很好。

（2）浮选入料中0.3-0.074 mm粒级占入料的32.84%，产率比改造前提高了9.14%，这说明弧形筛增加振动后，增强了透筛能力，浮选入料粒度得到了改善。

（3）<0.045 mm的产率由52.46%降到了43.68%，降低了8.8%，并且各级别的灰分都有所下降，入料总灰分已由改造前的37.95%降到32.40%，下降明显，这说明煤泥重介质旋流器的分选效果很好，去除了一部分的高灰细泥物质。

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产率/% 7.11 12.85 19.99 16.37 43.68 100.00

灰分/% 9.32 10.35 15.57 23.31 46.89 32.40

通过对表2-5的分析，证明对弧形筛的改造和煤泥重介的使用对改变浮选入料组成起到了很大的作用，适合浮选机分选的粒级含量有所增加，浮选粒度组成得到改善，入料灰分也有所降低，效果很明显。

4、改造后浮选效果

石壕洗煤厂浮选灰分要求在11%-13%，改造后通过实践，精煤灰分得到了很好的控制，产率提高了5.90%。改造前后浮选精煤灰分及产率见表2-6。

表2-6工艺改造前后浮选精煤质量及产率

改造前

入料精煤

序号

改造后

浮选

入料

精煤

尾煤

浮选

尾煤

灰分% 灰分% 灰分% 产率% 灰分% 灰分% 灰分% 产率% 1 2 3

平均

36.77 12.12 54.37 40.67 32.86 12.06 54.32 44.08 37.46 12.09 55.12 40.82 33.01 12.23 54.68 44.05 37.12 12.05 54.66 40.15 32.45 11.85 54.33 44.51 37.02

12.08 54.72 40.51 32.77 12.05 54.44 44.11

改造前，浮选入料灰分为37.02%，浮选产率为40.51%。改造后，浮选入料灰分降低到32.77%，在保证精煤质量的前提下，浮选精煤产率提高到了44.11%。

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3项目研究结果 3.1项目的创新点

1、根据小浮选试验确定适合石壕洗煤厂实际情况的药剂制度：捕收剂与起泡剂油比为6:1，捕收剂用量为0.50-0.65ke/t干煤泥；起泡剂用量0.06-1.0kg/t干煤泥；油比在6:1左右。

2、根据石壕洗煤厂的实际情况对药剂的加药方式进行了改进 （1）安装了2 台由唐山国华研究院研制开发的浮选药剂乳化器，可节约捕收剂用量25%-30%，浮选精煤产率提高0.5%。

（2）安装玻璃转子流量计从玻璃转子流量计的刻度上准确读数，只需要调节旋钮即可调节加药量，既方便，又准确，大大提高了浮选效果。

（3）改变起泡剂加药方式。首先将起泡剂引入玻璃转子流量计，在流量计转子的调节作用下，实现了起泡剂加药量的精确调节和计量； 然后再将流量计的出口端引入乳化器，利用捕收剂乳化装置，对起泡剂进行乳化，提高了起泡剂的药剂性能。

3、对煤泥系统的工艺流程进行了改进。

一是改造了具有截粗作用的精煤泥弧形筛，将筛缝由0.5 mm改为0.7 mm，并增加了振动装置以增强透筛能力。二是增加了煤泥重介系统，将浮选系统中的细煤泥进行分流，降低了浮选入料灰分。 3.1经济效益

通过该项目的实施，使浮选精煤产率由原来的36.76%提升到了44.11%，提升了7.35%。按照现有原煤煤质计算，进行浮选的煤泥含

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量占32%，入浮煤泥占50%计算，精煤总产率提高了1.41个百分点。每年入洗原煤按100万吨计算，每年可增加的经济效益为1128万元：

Jn=QγqJ -Ck =100×1.41%×800 ＝1128 其中： Jn-经济效益

Q-年入洗量（万吨）

γq-实施后精煤产率提高量（%） J-精煤差价 (元/吨）

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4项目存在问题

1、由于原煤煤质的不断变化，需要通过提高监测手段来时刻注意浮选煤质的变化，根据变化进行相应的药剂制度的改变。 2、浮选机已投入使用将近5年时间，设备开始老化，充气装置和搅拌装置需要进行更新。

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