CN102489391B

CN102489391B - 一种高硫动力原煤的分选工艺

Info

Publication number: CN102489391B
Application number: CN 201110430489
Authority: CN
Inventors: 何青松; 杨江清; 罗骏
Original assignee: NANTONG COAL SEPARATING PLANT OF CHONGQING NANTONG MINE CO Ltd
Current assignee: NANTONG COAL SEPARATING PLANT OF CHONGQING NANTONG MINE CO Ltd
Priority date: 2011-12-20
Filing date: 2011-12-20
Publication date: 2013-04-03
Anticipated expiration: 2031-12-20
Also published as: CN102489391A

Abstract

一种高硫动力原煤分选工艺，将高硫动力原煤经破碎筛分成100（50）—13（6）mm块原煤、13（6）—0mm动力原煤，100（50）—13（6）mm块原煤进入块煤重介质浅槽分选系统，出洗块精煤和矸石；13（6）—0mm动力原煤进入重介质旋流器分选系统分选，出洗动力精煤和矸石；其中块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石均进入自生介质旋流器矸石分选系统分选，出硫精砂和电煤，同时分流细粒硫精砂作为块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统的补充介质；最终加工出洗动力精煤、洗块精煤、硫精砂、电煤等产品。本发明分选系统环节简化、占地面积小、运行成本降低，全厂的投资和运行成本降低了15-20%；同时脱硫好，节能减排效果显著。

Description

一种高硫动力原煤的分选工艺

技术领域

本发明涉及煤的分选工艺，具体涉及一种含高硫的原煤分选工艺。

背景技术

我国已探明的保有煤炭储量达11597.76亿吨，据煤田勘察资料统计，含硫＞1.5％的煤炭储量有1848.8亿吨，全国含硫＞3％的煤炭储量有854.9亿吨；其中高硫煤数量以山西省、贵州省最多，分别达到406.5亿吨和169.25亿吨；硫分以西南区重庆最高，达到4-6％。

2009年我国产煤29.7亿吨，平均硫分为1.1％，据资料统计中高硫煤(St.d＞2％)占14％，则中高硫煤的年产量为：29.7*14％＝4.16亿吨。其中，70％以上作为动力煤使用，绝大部分动力煤未经洗选就直接使用。

通常，目前对于高硫动力原煤的处理采用传统的块煤重介质分选工艺(立轮、斜轮、浅槽)+末煤重力选煤工艺(跳汰)，其工艺流程是：0-100mm进行分级，大于13mm的块原煤进入(立轮、斜轮、浅槽)重介质分选，出块精煤和高硫矸石；小于13mm的末原煤进入重力分选系统，由跳汰机将物料分选成洗精煤和矸石；矸石分选则采用梯跳或摇床分选出硫精矿和沸腾煤。

该工艺存在以下主要问题：

(1)、分选工艺复杂，系统环节多，占地面积大，运行成本高。该工艺由三套生产系统组成，相互之间衔接的周转环节多，占地面积大，针对块原煤重介质分选需单独设计一套介质回收系统，采用磁铁矿作为介质，运行费用高；高硫矸石采用梯跳或摇床分选，因单台设备的处理能力低，系统设备多，厂房面积大；

(2)、重力选煤分选精度低，脱硫效果差，洗精煤硫分高。跳汰机分选的不完善度为0.18-0.20，其动力洗精煤硫分都在2.5-3.0％，跳汰选煤无机硫的脱硫效率仅60％左右；

(3)、梯跳、摇床对粒度范围较宽的物料分选时单位处理量小、分选效果太差；特别是为了保证粗粒度分选，细粒度很容易直接进入沸腾煤中，造成沸腾煤硫分高，给电厂的脱硫系统运行控制SO₂的排放造成很大的困难(根据目前低热值煤电厂炉内固硫及烟气脱硫设施运行情况，要求燃料硫分要小于4.5％)。

因此，有必要探索高效、经济、可靠的高硫动力煤分选新工艺，解决我国高硫煤矿区选煤厂原煤及高硫煤矸石加工难的问题。

发明内容

本发明的目的在于提供一种分选效率高、脱硫效果好的高硫动力原煤分选工艺。

本发明目的是通过如下技术方案实现：

一种高硫动力原煤分选工艺，其特征在于：首先将高硫动力原煤经分选前准备系统生产出100(50)-13(6)mm块原煤、13(6)-0mm动力原煤，100(50)-13(6)mm块原煤进入块煤重介质浅槽分选系统，出洗块精煤(洗块精煤可作为洗动力精煤的配煤基料)、电煤和矸石，或与13(6)-0mm动力原煤一起进入重介质旋流器分选系统分选，出洗动力精煤、电煤和矸石；13(6)-0mm动力原煤单独作为13(6)-0mm筛选煤或作为洗动力精煤的配煤基料或作为电煤的配煤基料或进入重介质旋流器分选系统分选，出洗动力精煤和矸石；其中块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石均进入自生介质旋流器矸石分选系统分选，出硫精砂和电煤，同时分流细粒硫精砂作为块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统的补充介质；最终加工出13(6)-0mm筛选煤、洗动力精煤、洗块精煤、硫精砂、电煤等产品。

本发明所述的100(50)-13(6)mm块原煤、13(6)-0mm动力原煤，在本领域是明确的；根据粒径的不同分为四种类型的原煤，100-13mm粒径的原煤、50-6mm粒径的原煤、13-0mm粒径的原煤、6-0mm粒径的原煤。

上述分选前准备系统是将高硫动力原煤经过原煤筛分分级、破碎，生产出(13(6)-100(50)mm)块原煤、(0-13(6)mm)动力原煤等中间产品。

具体地说，上述硫精砂作介质的块煤重介浅槽分选系统，是将(13(6)-100(50)mm)块原煤先进入混料桶，再进入重介浅槽分选机，分选出的矸石经矸石脱介筛脱介分级，筛上物作为矸石去选硫，矸石脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶；重介浅槽分选机分选出的精煤经精煤脱介筛脱介分级，筛上物作为洗块精煤，精煤脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，精煤脱介筛下的稀介质去浓缩分级，分级后底流去摇床，分级后溢流去耙式浓缩机，摇床精矿和矸石脱介筛下的稀介质到倾斜管介质浓缩斗，倾斜管介质浓缩斗的溢流去耙式浓缩机，底流去混料桶，摇床尾矿去浓缩分级，其底流去煤泥回收筛，其溢流去耙式浓缩机，煤泥回收筛的筛上物作电煤，筛下物返回浓缩分级；耙式浓缩机溢流作为循环水，底流到压滤机，其溢流滤液水返回耙式浓缩机，其底流滤饼作为电煤。

具体地，上述硫精砂作介质的重介旋流器分选系统，是将(0-13(6)mm)或(0-100(50)mm)动力原煤先进入混料桶，再进入到重介旋流器，分选出精煤、中煤和矸石；所述精煤进入精煤脱介筛脱介后，筛上物作为洗动力精煤，脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，所述中煤进入中煤脱介筛脱介后，筛上物作为电煤，中煤脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，所述矸石进入矸石脱介筛脱介后，筛上物作为矸石去选硫，矸石脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，矸石和中煤脱介筛下的稀介质经多功能煤泥旋流器分选(为专利号ZL 200920207264.9所公开的煤泥旋流器)，其底流经倾斜管浓缩斗浓缩分级后，底流去混料桶，溢流去浓缩压滤，多功能煤泥旋流器的溢流去浓缩分级，分级后溢流去浓缩压滤，底流去煤泥筛回收，筛上物作洗动力精煤，筛下物返回浓缩分级；精煤脱介筛下的稀介质去浓缩分级，其溢流去浓缩压滤，其底流去摇床分选，摇床精矿去倾斜管浓缩斗，摇床尾矿去煤泥筛；浓缩压滤溢流水作为循环水，底流滤饼作为电煤。

更具体地说，上述自生介质旋流器矸石分选系统是将上述块煤重介浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石作为自生介质旋流器矸石分选系统的原矿，矸石经破碎机破碎之后进入筛分分级，筛上物(大于4mm)进入棒磨机磨矿后与筛下物一同进入0.5mm脱泥筛分级，筛上物进入混料桶，再一段分选旋流器，底流去二段分选旋流器，一段分选旋流器的溢流和二段分选旋流器溢流混合进入弧形筛脱介，弧形筛筛下返回混料桶，弧形筛筛上物进入0.5mm电煤脱介筛分级，筛上物为作为电煤，电煤脱介筛下合格介质返回混料桶，二段分选旋流器的底流去0.5mm脱介筛分级，筛上物去精矿沉淀斗，0.5mm脱介筛下合格介质返回混料桶；上述0.5mm脱泥筛筛下物去浓缩分级，分级的溢流去300mm旋流器2，分级的底流经入料斗去主洗摇床分选，主洗摇床精矿去分级旋流器，主洗摇床中矿去浓缩斗，浓缩斗底流去再洗摇床分选，再洗摇床精矿去精矿沉淀斗，主洗摇床尾矿、再洗摇床尾矿和浓缩斗溢流一起去300mm旋流器2；上述0.5mm电煤脱介筛稀介质进入300mm旋流器1分级，溢流去300mm旋流器2，底流去入料斗；上述0.5mm脱介筛稀介质和主洗摇床精矿去分级旋流器，分级旋流器的底流精矿沉淀斗，溢流去倾斜管浓缩斗，倾斜管浓缩斗的溢流水去精矿沉淀斗，底流返回混料桶和去上述块煤重介浅槽和重介旋流器补充介质；300mm旋流器2的底流去矿泥回收筛，筛上物作电煤，筛下物与300mm旋流器2的溢流一起去250mm旋流器，250mm旋流器的底流返回300mm旋流器2，250mm旋流器的溢流加入絮凝剂去耙式浓缩机，耙式浓缩机的溢流水作循环水，底流回收作电煤；精矿沉淀斗溢流去250mm旋流器，底流作硫精砂。

本发明具有如下的有益效果：

本发明分选工艺以高硫煤矿区来源可靠、价格低廉的煤伴生资源-硫精砂取代价格昂贵的磁铁矿作为重介质，并且所用介质是从原煤洗选加工所产生高硫煤矸石提取硫精砂过程中制备并补充到分选系统的，生产成本低廉。本发明建立了一个分选前准备系统，解决了不同粒度、不同灰分、不同硫份质量的原煤是否分级入洗、全部入洗、配煤入洗的问题；建立了一个自生重介质浅槽分选高硫块原煤流程，解决了原有以磁铁矿作为加重质，需单独设计一套介质回收及补给系统以及介质成本过高的问题；建立了一个全厂自生重介质旋流器分选高硫动力原煤工艺流程，解决原有以跳汰为核心的分选工艺，分选精度低、脱硫效果差的问题。特别地，由于加工成本高，目前一般不采用重介质旋流器(注：磁铁矿作为加重质)分选高硫动力煤，而本发明建立了一个系统自生重介质旋流器分选高硫煤矸石工艺流程，目前煤矸石的分选设备为梯跳或摇床，处理量小，分选精度差，尤其对细颗粒(小于1mm)分选不好，因此用重介离心力场实现高效分选，是煤矸石分选工艺技术的一大突破。

本发明分选系统环节简化、占地面积小、运行成本降低。由于采用价格低廉、系统自生的细粒硫精砂作为分选介质，大大简化了高硫动力煤分选系统采用磁铁矿作为分选介质的介质循环回收系统，采用重介旋流器取代跳汰机和摇床减少了设备台数，减少了厂房面积，简化生产环节，全厂的投资和运行成本降低了15-20％。

本发明工艺分选精度高、降低了洗块精煤、洗动力精煤和电煤硫分，提高了全硫回收率。采用重介旋流器取代跳汰机和摇床，分选精度明显提高，脱硫、选硫效果好，按照传统高硫动力煤生产方式洗动力精煤硫分达到2.5％-3.0％，而本发明工艺系统生产的洗动力精煤，其硫分可控制在2.5％以内；传统高硫动力煤生产方式电煤硫分达到4.5％以上、无法满足电厂对硫分的要求，而本发明工艺系统生产的电煤，其硫分可控制在4.0％以内，满足了电厂要求的硫分质量指标。

同时，本发明工艺减少了SO₂污染：本发明分选工艺与传统高硫动力煤生产工艺相比，洗煤脱硫效率提高了10-15％，原矸石选硫系统的全硫回收率仅60％，本发明系统的全硫回收率达70％，比旧系统高10％。以每年处理120万吨高硫动力煤计算，每年可减排SO₂ 0.79万吨。(120万吨×25％×20％×28％×2×0.8＝2.68万吨/年)

通过本发明，实现了以下技术目标：洗块精煤产品硫分控制在1.5-3.0wt％，精煤脱硫率＞85％；洗动力精煤硫分控制在1.5-2.5％，精煤脱硫率＞65％；电煤硫分控制在3-4.5％；硫精砂硫分≥28％，全硫回收率＞70％；对高硫块原煤(13(6)-100(50)mm)，重介质浅槽Ep≤0.055；对0-13(6)mm或0-100(50)mm高硫动力原煤，重介质旋流器Ep≤0.06；对-4mm矸石，自生介质旋流器Ep≤0.16。

附图说明

图1：高硫动力原煤分选工艺示意图；

图2：块煤重介浅槽分选系统工艺流程图；

图3：重介质旋流器分选系统工艺流程图；

图4：自生介质旋流器矸石分选系统工艺流程图。

具体实施方式

下面通过实施例对本发明进行具体的描述，有必要在此指出的是以下实施例只用于对本发明做进一步说明，不能理解为对本发明保护范围的限制，该领域的技术人员可以根据上述发明内容对本发明作出一些非本质的改进和调整。

实施例1

一种高硫动力原煤分选工艺，其特征在于：首先将高硫动力原煤经分选前准备系统生产出100(50)-13(6)mm块原煤、13(6)-0mm动力原煤，100(50)-13(6)mm块原煤进入块煤重介质浅槽分选系统，出洗块精煤(洗块精煤可作为洗动力精煤的配煤基料)、电煤和矸石，或与13(6)-0mm动力原煤一起进入重介质旋流器分选系统分选，出洗动力精煤、电煤和矸石，；13(6)-0mm动力原煤单独作为13(6)-0mm筛选煤或作为洗动力精煤的配煤基料或作为电煤的配煤基料或进入重介质旋流器分选系统分选，出洗动力精煤和矸石；其中块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石均进入自生介质旋流器矸石分选系统分选，出硫精砂和电煤，同时分流细粒硫精砂作为块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统的补充介质；最终加工出13(6)-0mm筛选煤、洗动力精煤、洗块精煤、硫精砂、电煤等产品；

上述硫精砂作介质的块煤重介浅槽分选系统，是将(13(6)-100(50)mm)块原煤先进入混料桶，再进入重介浅槽分选机，分选出的矸石经矸石脱介筛脱介分级，筛上物作为矸石去选硫，矸石脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶；重介浅槽分选机分选出的精煤经精煤脱介筛脱介分级，筛上物作为洗块精煤，精煤脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，精煤脱介筛下的稀介质去浓缩分级，分级后底流去摇床，分级后溢流去耙式浓缩机，摇床精矿和矸石脱介筛下的稀介质到倾斜管介质浓缩斗，倾斜管介质浓缩斗的溢流去耙式浓缩机，底流去混料桶，摇床尾矿去浓缩分级，其底流去煤泥回收筛，其溢流去耙式浓缩机，煤泥回收筛的筛上物作电煤，筛下物返回浓缩分级；耙式浓缩机溢流作为循环水，底流到压滤机，其溢流滤液水返回耙式浓缩机，其底流滤饼作为电煤；

上述硫精砂作介质的重介旋流器分选系统，是将(0-13(6)mm)或(0-100(50)mm)动力原煤先进入混料桶，再进入到重介旋流器，分选出精煤、中煤和矸石；所述精煤进入精煤脱介筛脱介后，筛上物作为洗动力精煤，脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，所述中煤进入中煤脱介筛脱介后，筛上物作为电煤，中煤脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，所述矸石进入矸石脱介筛脱介后，筛上物作为矸石去选硫，矸石脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，矸石和中煤脱介筛下的稀介质经多功能煤泥旋流器分选，其底流经倾斜管浓缩斗浓缩分级后，底流去混料桶，溢流去浓缩压滤，多功能煤泥旋流器的溢流去浓缩分级，分级后溢流去浓缩压滤，底流去煤泥筛回收，筛上物作洗动力精煤，筛下物返回浓缩分级；精煤脱介筛下的稀介质去浓缩分级，其溢流去浓缩压滤，其底流去摇床分选，摇床精矿去倾斜管浓缩斗，摇床尾矿去煤泥筛；浓缩压滤溢流水作为循环水，底流滤饼作为电煤；

上述自生介质旋流器矸石分选系统是将上述块煤重介浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石作为自生介质旋流器矸石分选系统的原矿，矸石经破碎机破碎之后进入筛分分级，筛上物(大于4mm)进入棒磨机磨矿后与筛下物一同进入0.5mm脱泥筛分级，筛上物进入混料桶，再一段分选旋流器，底流去二段分选旋流器，一段分选旋流器的溢流和二段分选旋流器溢流混合进入弧形筛脱介，弧形筛筛下返回混料桶，弧形筛筛上物进入0.5mm电煤脱介筛分级，筛上物为作为电煤，电煤脱介筛下合格介质返回混料桶，二段分选旋流器的底流去0.5mm脱介筛分级，筛上物去精矿沉淀斗，0.5mm脱介筛下合格介质返回混料桶；上述0.5mm脱泥筛筛下物去浓缩分级，分级的溢流去300mm旋流器2，分级的底流经入料斗去主洗摇床分选，主洗摇床精矿去分级旋流器，主洗摇床中矿去浓缩斗，浓缩斗底流去再洗摇床分选，再洗摇床精矿去精矿沉淀斗，主洗摇床尾矿、再洗摇床尾矿和浓缩斗溢流一起去300mm旋流器2；上述0.5mm电煤脱介筛稀介质进入300mm旋流器1分级，溢流去300mm旋流器2，底流去入料斗；上述0.5mm脱介筛稀介质和主洗摇床精矿去分级旋流器，分级旋流器的底流精矿沉淀斗，溢流去倾斜管浓缩斗，倾斜管浓缩斗的溢流水去精矿沉淀斗，底流返回混料桶和去上述块煤重介浅槽和重介旋流器补充介质；300mm旋流器2的底流去矿泥回收筛，筛上物作电煤，筛下物与300mm旋流器2的溢流一起去250mm旋流器，250mm旋流器的底流返回300mm旋流器2，250mm旋流器的溢流加入絮凝剂去耙式浓缩机，耙式浓缩机的溢流水作循环水，底流回收作电煤；精矿沉淀斗溢流去250mm旋流器，底流作硫精砂。

以120万吨/年高硫动力煤生产厂(St，d＝3.5-4.0％)为例，按实施例1的分选工艺，其所得产品结构如下：洗块精煤产品20万吨，粒度100(50)-13(6)mm，灰分10-20％，硫分1.5-3.0％，主要用于化工厂；洗动力精煤50万吨，粒度0-13(6)mm，灰分10-20％，硫分1-2.5％，主要用于化工厂；电煤40万吨，粒度0-13(6)mm，灰分50-60％，硫分3-4.5％，主要用于发电厂；矸石选硫系统最终选出的硫精矿产品为：4～0mm，硫分28.40％，年产8.5万吨，主要用于化工厂。

下面为具体试验数据：

(1)100-13mm高硫块原煤重介浅槽脱硫

采用硫精砂作为加重质，将100(50)-13(6)mm高硫块原煤作介质，试验结果见下表。

100～13mm块原煤浅槽重介浮沉资料

采用灰分平衡法和格式法计算，精煤产率：46.77％，矸石产率：53.23％；Ep＝0.055，δ_p＝1.85。精煤脱硫率：88.30％。

(2)13-0mm高硫末原煤重介旋流器脱硫

采用硫精砂作为加重质，将13-0mm高硫末原煤进入重介旋流器进行脱硫试验，其结果见下表。

0-13mm末原煤重介浮沉试验资料

0-13mm末原煤重介筛分试验资料

采用灰分平衡法和格式法计算，精煤产率：64.77％，中煤产率：19.50％，矸石产率：15.73％；Ep＝0.005，δ_p＝1.60。精煤脱硫率：69.59％。

(3)采用4-0.5mm物料的选硫工业性生产试验情况

将高硫矸石破碎到4mm以下，然后筛分去除0.5mm以下的部分，然后将0.5-4mm的物料作为自生重介选硫生产的入料。其结果见下表。

选硫筛分资料

选硫浮沉资料

用硫分平衡法和格式法计算：+0.5mm原矿硫精砂产率为：39.16％，沸腾煤产率60.84％，旋流器对+0.5mm的全硫回收率为：83.60％。Ep＝0.14，δ_p＝2.875。

Claims

1.一种高硫动力原煤分选工艺，其特征在于：首先将高硫动力原煤经分选前准备系统生产出100—13mm粒径的块原煤、50—6mm粒径的块原煤、13—0mm粒径的动力原煤或6—0mm粒径的动力原煤，100—13mm粒径的块原煤或50—6mm粒径的块原煤进入块煤重介质浅槽分选系统，出洗块精煤、电煤和矸石，或与13—0mm粒径的动力原煤或6—0mm粒径的动力原煤一起进入重介质旋流器分选系统分选，出洗动力精煤、电煤和矸石；

或13—0mm粒径的动力原煤或6—0mm粒径的动力原煤单独作为13—0mm或6—0mm粒径的筛选煤或作为洗动力精煤的配煤基料或作为电煤的配煤基料或进入重介质旋流器分选系统分选，出洗动力精煤和矸石；其中块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石均进入自生介质旋流器矸石分选系统分选，出硫精砂和电煤，同时分流细粒硫精砂作为块煤重介质浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统的补充介质；最终加工出13—0mm或6—0mm粒径的筛选煤、洗动力精煤、洗块精煤、硫精砂、电煤产品。

2.如权利要求1所述的高硫动力原煤分选工艺，其特征在于：所述分流细粒硫精砂作补充介质的块煤重介浅槽分选系统，是将100—13mm粒径的块原煤或50—6mm粒径的块原煤先进入混料桶，再进入重介浅槽分选机，分选出的矸石经矸石脱介筛脱介分级，筛上物作为矸石去选硫，矸石脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶；重介浅槽分选机分选出的精煤经精煤脱介筛脱介分级，筛上物作为洗块精煤，精煤脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，精煤脱介筛下的稀介质去浓缩分级，分级后底流去摇床，分级后溢流去耙式浓缩机，摇床精矿和矸石脱介筛下的稀介质到倾斜管介质浓缩斗，倾斜管介质浓缩斗的溢流去耙式浓缩机，底流去混料桶，摇床尾矿去浓缩分级，其底流去煤泥回收筛，其溢流去耙式浓缩机，煤泥回收筛的筛上物作电煤，筛下物返回浓缩分级；耙式浓缩机溢流作为循环水，底流到压滤机，其溢流滤液水返回耙式浓缩机，其底流滤饼作为电煤。

3.如权利要求1或2所述的高硫动力原煤分选工艺，其特征在于：所述分流细粒硫精砂作补充介质的重介旋流器分选系统，是将100—0mm、50—0mm、13—0mm或6—0mm粒径的动力原煤先进入混料桶，再进入到重介旋流器，分选出精煤、中煤和矸石；所述精煤进入精煤脱介筛脱介后，筛上物作为洗动力精煤，脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，所述中煤进入中煤脱介筛脱介后，筛上物作为电煤，中煤脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，所述矸石进入矸石脱介筛脱介后，筛上物作为矸石去选硫，矸石脱介筛下的合格悬浮液回到混料桶，矸石和中煤脱介筛下的稀介质经多功能煤泥旋流器分选，其底流经倾斜管浓缩斗浓缩分级后，底流去混料桶，溢流去浓缩压滤，多功能煤泥旋流器的溢流去浓缩分级，分级后溢流去浓缩压滤，底流去煤泥筛回收，筛上物作洗动力精煤，筛下物返回浓缩分级；精煤脱介筛下的稀介质去浓缩分级，其溢流去浓缩压滤，其底流去摇床分选，摇床精矿去倾斜管浓缩斗，摇床尾矿去煤泥筛；浓缩压滤溢流水作为循环水，底流滤饼作为电煤。

4.如权利要求1或2所述的高硫动力原煤分选工艺，其特征在于：所述自生介质旋流器矸石分选系统是将上述块煤重介浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石作为自生介质旋流器矸石分选系统的原矿，矸石经破碎机破碎之后进入筛分分级，大于4mm的筛上物进入棒磨机磨矿后与筛下物一同进入0.5mm脱泥筛分级，筛上物进入混料桶，再一段分选旋流器，底流去二段分选旋流器，一段分选旋流器的溢流和二段分选旋流器溢流混合进入弧形筛脱介，弧形筛筛下返回混料桶，弧形筛筛上物进入0.5mm电煤脱介筛分级，筛上物为作为电煤，电煤脱介筛下合格介质返回混料桶，二段分选旋流器的底流去0.5mm脱介筛分级，筛上物去精矿沉淀斗，0.5mm脱介筛下合格介质返回混料桶；上述0.5mm脱泥筛筛下物去浓缩分级，分级的溢流去300mm旋流器2，分级的底流经入料斗去主洗摇床分选，主洗摇床精矿去分级旋流器，主洗摇床中矿去浓缩斗，浓缩斗底流去再洗摇床分选，再洗摇床精矿去精矿沉淀斗，主洗摇床尾矿、再洗摇床尾矿和浓缩斗溢流一起去300mm旋流器2；上述0.5mm电煤脱介筛稀介质进入300mm旋流器1分级，溢流去300mm旋流器2，底流去入料斗；上述0.5mm脱介筛稀介质和主洗摇床精矿去分级旋流器，分级旋流器的底流精矿沉淀斗，溢流去倾斜管浓缩斗，倾斜管浓缩斗的溢流水去精矿沉淀斗，底流返回混料桶和去上述块煤重介浅槽和重介旋流器补充介质；300mm旋流器2的底流去矿泥回收筛，筛上物作电煤，筛下物与300mm旋流器2的溢流一起去250mm旋流器，250mm旋流器的底流返回300mm旋流器2，250mm旋流器的溢流加入絮凝剂去耙式浓缩机，耙式浓缩机的溢流水作循环水，底流回收作电煤；精矿沉淀斗溢流去250mm旋流器，底流作硫精砂。

5.如权利要求3所述的高硫动力原煤分选工艺，其特征在于：所述自生介质旋流器矸石分选系统是将上述块煤重介浅槽分选系统和重介质旋流器分选系统产生的矸石作为自生介质旋流器矸石分选系统的原矿，矸石经破碎机破碎之后进入筛分分级，大于4mm的筛上物进入棒磨机磨矿后与筛下物一同进入0.5mm脱泥筛分级，筛上物进入混料桶，再一段分选旋流器，底流去二段分选旋流器，一段分选旋流器的溢流和二段分选旋流器溢流混合进入弧形筛脱介，弧形筛筛下返回混料桶，弧形筛筛上物进入0.5mm电煤脱介筛分级，筛上物为作为电煤，电煤脱介筛下合格介质返回混料桶，二段分选旋流器的底流去0.5mm脱介筛分级，筛上物去精矿沉淀斗，0.5mm脱介筛下合格介质返回混料桶；上述0.5mm脱泥筛筛下物去浓缩分级，分级的溢流去300mm旋流器2，分级的底流经入料斗去主洗摇床分选，主洗摇床精矿去分级旋流器，主洗摇床中矿去浓缩斗，浓缩斗底流去再洗摇床分选，再洗摇床精矿去精矿沉淀斗，主洗摇床尾矿、再洗摇床尾矿和浓缩斗溢流一起去300mm旋流器2；上述0.5mm电煤脱介筛稀介质进入300mm旋流器1分级，溢流去300mm旋流器2，底流去入料斗；上述0.5mm脱介筛稀介质和主洗摇床精矿去分级旋流器，分级旋流器的底流精矿沉淀斗，溢流去倾斜管浓缩斗，倾斜管浓缩斗的溢流水去精矿沉淀斗，底流返回混料桶和去上述块煤重介浅槽和重介旋流器补充介质；300mm旋流器2的底流去矿泥回收筛，筛上物作电煤，筛下物与300mm旋流器2的溢流一起去250mm旋流器，250mm旋流器的底流返回300mm旋流器2，250mm旋流器的溢流加入絮凝剂去耙式浓缩机，耙式浓缩机的溢流水作循环水，底流回收作电煤；精矿沉淀斗溢流去250mm旋流器，底流作硫精砂。