摘 要： 根据我国的特点，普遍认为选煤技术是中国洁净煤技术的基础和重点。重力选和浮选相结合应该是高硫煤洗选脱硫的最有效工艺，然而只有在研制出高效的重介质旋流器和微泡浮选柱后，并且在它们的合理配合下才可能达到满意的脱硫效果。

    本文着重讨论重介旋流器和微泡浮选柱配合的高硫煤脱硫工艺，同时介绍一些半工业性试验和工业生产的结果。

    关键词：选煤、脱硫、重介质旋流器、微泡浮选柱

    1 引言

    中国煤炭资源的特点是内在灰分较高，难选煤多，硫分大于2.0%的中高硫和高硫煤占全国煤炭总储量的14%左右，而且比较集中于川、贵、山东和中南的某些省分，大量燃用高硫煤使上述地区酸雨严重，高硫煤炼制焦炭也严重影响钢铁企业的产品质量和经济效益，因而高硫煤的洗选脱硫越来越引起重视。在“中国21世纪议程”中把发展洁净煤技术作为主要内容之一。

    根据我国一次能源消费结构和煤炭用户分布的特点，我国洁净煤技术的重点应放在煤的洁净生产，包括煤炭的合理开采、煤炭的洗选、配煤、型煤、水煤浆和煤炭的转化等方面，为煤炭的洁净和有效利用创造条件，其中选煤技术成熟、可靠、投资少、成本低。它可以除去煤中的杂质，对多数中国的高硫煤（包括S_td>2%）可除去50-70%的黄铁矿硫，减少燃煤的烟尘和S0₂的污染。有关资料表明，建设选煤厂的投资仅为发电厂脱硫装置的10%，运行成本也低得多。选煤加工费低，炼焦煤约10-14元/t，动力煤约5-7元/t。重庆地区通过选煤减少S0₂排放的成本为500-700元/t，因此选煤的优势是显而易见的。

    重力选一直被认为是最经济而有效的脱硫方法，因为煤中黄铁矿的密度约3.2-4.0kg/dm³ ，而净煤的密度一般小于1.5 kg/dm³ ，对于大多数中国煤，无机硫的含量随煤的密度（或灰分）而升高，为获得硫分和灰分合格的精煤，常常要将分选密度降得很低（例如1.45 kg/dm³ 或更低），这时煤的重选可选性，在多数情况下，成为难选和极难选，只有高分选精度的设备才能满足要求，此外随着煤的粒度减小，黄铁矿和成灰矿物解离愈充分，因而同时要求设备的有效分选粒度下限愈细愈好，因此，运作良好的重介质旋流器最适合于高硫煤脱硫。

    然而无论是哪一种重介旋流器，它的分选粒度下限总有限制，而正是在细粒和超细粒煤中黄铁矿解离最充分，因而是最有利于脱硫的。

    目前分选细粒和超细粒煤的方法主要有浮选、油团选和选择性絮凝等方法，其中只有前者技术上最成熟并已产业化，在其基础上发展起来的微泡浮选柱不仅提高了分选效率，而且分选粒度范围进一步延伸到微米级，特别适用于超细粒物料的分选和煤与黄铁矿的分离，因此它可以作为与重介质旋流器配合进行高硫煤脱硫的首选设备。

    随着强调细粒煤的分选回收和浮选柱的应用，精煤水分也随之增高，原用的圆盘式真空过滤机已不能适应，而且能耗大，新的精煤压滤机应运而生。它具有产品水分低，能耗小，噪声小等优点，是新一代浮选精煤脱水设备。

    本文将对重介质旋流器和微泡浮选柱脱硫的有关问题及它们合理配合的工艺进行讨论，并提供有关半工业试验和工业性生产结果。

2 常规跳汰——浮选工艺的特点

    跳汰浮选选煤工艺在我国已沿用几十年。小于50mm原煤混合入洗，最简单的是+13 mm精煤用振动筛脱水，-13 mm用斗子捞坑和末煤离心机脱水，捞坑溢流进浮选，浮选精煤用盘式真空过滤机脱水。该工艺简单，运行可靠，易于管理，洗选易选及中等可选的煤种时（实际分选密度> 1.6 kg/dm³ ）能达到较高的效率。然而该工艺用于脱硫时即产生以下困难：

1）+13（或10）mm部分黄铁矿未充分解离，而需破碎；

2）实际分选密度需降低到< 1.45（或1.5）kg/dm³时，煤可选性变成难选或极难选；

3）细粒级（如-3 mm）的分选精度低于粗粒级，而其实际分选密度通常又高于粗粒级。特别是当循环水浓度偏高或操作不当时，有效分选粒度下限只达1-2 mm。粗煤泥的灰分、硫分都比精煤平均灰分、硫分高得多。

4）传统的机械搅拌式浮选机，分选粒度上限勉强可以到0.5 mm，下限只能达到约0.04 mm。由于初始氧化的黄铁矿具有一定疏水性，常规浮选脱硫效果差。 综合结果是分选的精度低，存在分选粒度缺口，从而导致洗选效率低，精煤灰分和硫分都不能满足环保和市场的要求，严重影响了精煤的回收率。

    常规洗选工艺 — 精度低，存在分选粒度缺口

重介浮选柱新工艺 ——全粒级高精度分选脱硫不存在分选粒度缺口

图1 脱硫工艺与常规工艺的对比

    上述分析表明，要实现高效脱硫洗选，首先要选用高精度的末煤分选及浮选设备，并组成能充分发挥它们效能的工艺流程。

3 圆筒重介旋流器的脱硫性能

    尽管硫铁矿单体的密度（大于3.2 kg/dm³）要远高于净煤的密度（小于1.45kg/dm³），但由于嵌布粒度的原因，要使黄铁矿单体完全解离，必须将原料磨得很细（如≤5m m），这就必然大大增加了加工成本。因此，从总体工艺效果和经济效益来看，更为可取的办法是将煤破碎到一定程度（如〈13mm），解离出大部分硫铁矿，得到适宜硫分的精煤产品，在这个粒度条件下，煤的全硫分（主要是黄铁矿硫）与密度级有着明显的相关性，密度愈高，硫分愈高。

    因此，用于脱硫的末煤分选设备必须具备分选精度高，分选粒度下限低两个主要特点，在这方面圆筒型重介旋流器具有明显的优越性。 表1给出了圆筒重介旋流器（HMCC-400型，中国矿业大学研制）在工业性生产中的分选结果。

表1 圆筒重介旋流器对13-0.5 mm跳汰粗精煤分选结果

    由此可见，圆筒型重介旋流器完全具备了上述两个特点，在对>0.5mm的物料实现较高分选精度的同时，对〈0.5mm物料也起到了明显的分选脱硫作用。此外，圆筒重介旋流器还具有单机处理能力大，配置容易，操作方便，磨损小，寿命长等一系列优点，是末煤物理脱硫的优选设备。

4 微泡浮选柱的工作原理及脱硫性能

    浮选是高硫煤脱硫的重要方法之一，因为浮选的粒度细，黄铁矿的解离较充分，但是常规浮选的选择性不高，导致脱硫效果不明显。黄铁矿被浮入精煤的原因一般归结为3点，即（1）黄铁矿的疏水性；（2）煤与黄铁矿的结合体；（3）机械夹带，即黄铁矿微粒被水带进精煤。有研究表明黄铁矿的疏水性常常不是它被浮入精煤的主要原因。为此，采用浮选柱提高浮选的选择性可以改善浮选的脱硫效果。

	表2沿柱高采样结果 样品 Ad% Std% 原煤 20.37 0.74 精煤1 6.81 0.51 2 16.67 0.68 入料口 18.72 0.76 4 20.51 0.81 5 20.38 0.79 6 22.68 0.85 7 24.37 0.85 8 30.48 1.10 9 34.36 1.00 尾煤10 69.47 1.5

    此外，由于加厚的泡沫层和泡沫喷洗，把微粒的夹带及连生体颗粒的浮起减到最低限度（见图3）。因此，逆流式微泡浮选柱具有很高的选择性和经济矿物的回收能力。

    中国矿业大学矿物加工工程研究中心积十余年的经验，研制成功了逆流式微泡浮选柱。其原则构造及工作原理如图4所示，浮选柱包括粗选段、精选段和扫选段。精选段的顶部设有泡沫喷洗装置和精矿收集槽。给矿管位于柱高的约2/3处，尾矿从柱体底部排出。采用高效能自吸式微泡发生器，布置于柱体之外，便于维修和更换，用循环泵将矿浆从粗选段底部抽出加压，喷入气泡发生器，吸入空气并粉碎成气泡，同时由于压力降低而析出大量微泡，然后沿切线或以一定角度进入扫选段。

    含气液固三相的循环矿浆在扫选段作回旋运动，气泡和已矿化的气絮团向中心移动并上升进入粗选段，气泡与从上部给入的矿浆中矿粒逆向碰撞而矿化，气泡在柱体内不断上升矿化并受到清洗，清除夹带的黄铁矿及高灰物质。精选段较厚的泡沫层及冲洗水的喷洗作用进一步清洗混入的黄铁矿和高灰矿物，综合起来在一个柱体内完成了粗选、精选和扫选三个作用，使浮选柱获得较高质量的精煤和可燃体回收率。用大屯选煤厂煤泥在直径f 200mm高3.5m的浮选柱中试验结果如图5和表2所示。

    从上列数据可以看到，浮选柱的脱硫降灰都很明显。在浮选柱内，沿高度造成的明显的灰分和硫分梯度，也说明了浮选柱优良的分选作用。

    目前该浮选柱已经商业化，并已形成了f 1.0m、f 1.5m、f 2.0m和f 3.0m的系列。该浮选柱的优点是：

1)结构设计新颖合理、构造简单，柱体短（5.5米），占地面积小；

2)单位容积处理能力大，工艺指标先进。由于浮选柱集浮选和重选于一体，在一个柱体内能完成粗选、精选和扫选作用，所以，高灰细泥对精煤的污染小，精煤的灰分低，回收率高，完全适用于小于0.5mm的煤泥浮选，尤其适合于灰分高、粒度特细（<0.045mm）的难选煤泥浮选；

3)动力消耗小、节能明显（比相同处理能力的常规浮选机节能约1/3）；

4)维修量小，运行稳定可靠。

5)能使用普通浮选药剂、用量也基本相同。

    因而微泡浮选柱是细粒煤浮选脱硫的有效而经济的工艺设备。

５．重介质旋流器与微泡浮选柱合理配合的工艺

    +0.5mm煤炭的重介质选可有两个方案选择：一是用三产品重介旋流器；二是用跳汰机排矸，粗精煤进重介旋流器精选。前者工艺简单，投资小，但受煤质波动，特别是含矸量波动影响大，而且大量矸石和黄铁矿高速进入旋流器，使它磨损严重，工作寿命短（3~6个月），不仅影响其工艺稳定性和可靠性，而且增加了运行费用。后者设备较多，工艺较复杂，一次性投资大些，但重介质旋流器受煤质波动的影响较小，完全排除了含矸量变化的影响，重介质旋流器和跳汰机的磨损小，工作寿命达数年之久。此外，跳汰机排矸能力强，一段（排矸）的分选密度远离二段精煤的分选密度，不会引起精煤的损失，能保持高效率、长时间稳定可靠的运行。结果使维护工作量小，运行费用低。另外，更重要的是，当煤质变好，或市场要求产品质量等级较低时，可以只用较经济的跳汰系统。于是产品的种类和质量都能根据市场变化而快速反应，灵活调整。兴隆庄选煤厂和中梁山选煤厂多年生产实践足以证明上述观点。

    此外，一般重介浮选工艺流程中，通常沿袭跳汰浮选流程的分界方法，即重选法分选到0.5mm，< 0.5mm煤泥入浮选。实践证明，这种传统的分界方式，从分选和脱硫的角度来看，具有三个明显的问题。

(1)由于分级的不精确性，常造成浮选入料的跑粗。

(2)由于末煤重介选的实际分选下限通常能达到0.2mm-0.3mm，这就使得部分经过重介选分离了的物料（0.2mm-0.5mm粒级），又重新混合到一起进入浮选；造成重复分选，从而增加了分选成本。

(3)由于黄铁矿具有较强的天然可浮性，大量的粗粒黄铁矿进入浮选，必然会导致常规浮选精煤的硫分增高，降低了系统的总体脱硫率。

    为此，我们认为，对末煤重介——煤泥浮选联合流程，粒度分界点应选择在0.25mm-0.35mm。也就是使部分或全部粗煤泥，在重介中回收，并在稀介磁选尾矿中回收高低灰产品。

表4入洗原煤煤泥与入浮煤泥小筛分

    与其它重选设备类似，重介旋流器对细粒级的分选密度通常都要高于粗粒级，但由于黄铁矿密度与净煤密度差异较大，因此 ，重产物脱介筛下稀介非磁性物不仅灰分能达到或接近普通浮选尾矿的水平；同时，其中还汇集了绝大多数（90%以上）解离出来的黄铁矿。毫无疑问，将这部分物料单独处理或直接排入浮选尾矿（参见图6），对降低总精煤硫分是非常有益的。

    中梁山选煤厂采用该流程，在几乎不增加生产成本并有效地实现对>0.5mm物料脱硫降灰作用的同时，还使浮选入料的灰分和硫分分别由原来的19%和1.85%，降至15%和1.35%（参见表4），入浮矿量减少1/3，从而大大改善了浮选条件，降低了生产成本，稳定了总精煤质量。 　

6.细粒浮选精煤脱水

    为进一步降低洗精煤的灰分和硫分，提高精煤的回收率，必须使煤中的成灰矿物及黄铁矿充分解离。尤其是煤炭的深度脱硫降灰必须将煤粉碎，从而使细粒煤炭的比例大大增加。在强化细粒级的分选和回收，并采用微泡浮选柱后，由此更增加了细粒产品的脱水难度。目前，全国平均浮选精煤滤饼水分约29%，一些选煤厂达到30-34%甚至更高，致使精煤总水分在11-13%，全国平均12.5%，靠传统的真空过滤机很难达到总精煤水分10%的要求。

    目前，国内外典型的微细物料高效脱水设备主要有加压过滤机、板框压滤机等。据报导加压过滤机滤饼水分可达到19-21%，滤液浓度6-19g/l，处理能力0.4-0.8t/m².h，国外进口的加压过滤机价格昂贵，用户难以承受；国产加压过滤机，运行故障较多，机体笨重，系统较复杂，且价格贵，能耗大，密封排料装置用密封圈质量不过关，刮板运输机底粘煤严重，对入料浓度、粒度组成要求苛刻，入料粒度组成变化较大时，产品水分和过滤机处理量波动大。

    精煤板框压滤机结构比较简单，能耗比加压过滤机大大降低，滤饼水分达到20%，滤液固含量低，几乎是清水。各厂均具有尾矿压滤机的使用经验。精煤板框压滤机使用维护较方便，且改进了压滤工艺后，压滤机单循环时间大大缩短，处理能力大大提高，目前中小型精煤板框压滤机使用基本过关。我们认为，精煤板框压滤机是高硫煤脱硫降灰工艺中的降低细粒精煤水分的最有效的配套设备。

7.结论

    综上所述，重介质旋流器与微泡浮选柱相结合的选煤工艺是煤炭洗选脱硫的最佳工艺，因为：

(1)重介质旋流器可以实现低密度、高精度的分选，可以有效地排除未充分解离的中间密度的黄 铁矿与煤的连生体，获得较高回收率的低灰低硫末精煤。

(2)微泡浮选柱具有很明显的脱硫降灰能力，而且对微米级的极细粒煤特别有效。

(3)重介质旋流器的有效分选粒度下限可以达到0.1-0.2mm，而微泡浮选柱的有效分选粒度上限却达到0.5mm，两者配合可以实现全粒级（几乎从入选粒度上限到0）高精度的洗选脱硫，工艺流程简单、可靠，设备台数少，通过能力大，经济效益好。

(4)精煤板框压滤机价格便宜，能耗低，使用维护方便，产品水分低，可以作为煤炭洗选和脱硫工艺中的降低浮选精煤水分的首选设备。

参考文献

1. 中国洁净煤技术评价及环境控制措施(非电力行业部分)，中国煤炭加工利用协会，1998年。
2. Kawwatra, S. K. Eisele, T.C. and Johnson, H., 1991.“Recovery of Liberated Pyrite in Coal Flotation : Entrainment or Hydrophobicity ?”in : Proc. And Util. of High Sulfur Coals , P. R. Dugan, D.R. Quigley and Y.A. Attia [Eds].
3. Ou Zeshen et al. 1996, “Coal Desulfurization By Column Flotation”in: Proc. of the’96 lnt. Symp. on Mining Science and Tech. Guo Yuguang and Tad S. Golosinski (Eds).
4. 杨建国、欧泽深，“发展重介选煤提高精煤质量”《中国煤炭》1997（1）
5. “难选高硫煤脱硫降灰研究鉴定文件”，中国矿业大学，中梁山矿务局，1995年7月。