重介选煤工艺流程设计书.docx
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重介选煤工艺流程设计书
重介选煤工艺流程设计书
第1章绪论
1.1选题意义
选煤作业作为煤炭加工的第一步作业，能在很大程度上排除原煤中存在的大部分矸石、硫分等成分，减少煤炭运输负担，提高利用率，可以直接满足钢铁厂等一些用煤单位的需要。
但从我国选煤规模方面与国外相比，国外已达到90%以上的原煤进行入洗，而在我国仅有48%左右的原煤入洗。
煤炭作为我国的主要能源，占一次能源的75%。
煤炭的合理、高效开发与利用是关系中国经济能否持续、快速发展的一个重要课题[1]。
鸡西矿务局是黑龙江省四大矿区之一，针对鸡西杏花矿有限的煤炭资源，结合可持续发展的宏伟战略，提高煤炭资源的利用价值，减少资源浪费以及对环境的污染，在该地区新建一个0.5Mt/a的矿区型选煤厂，入洗附近矿区的原煤。
来解决煤炭在利用中存在运输量大、利用率低、经济效益差等问题。
1.2厂区概况
1.2.1生产能力及工作制度
设计选煤厂年处理量为0.5Mt，属矿区型选煤厂，年工作日为330天，每天16小时，二班生产，一班检修。
1.2.2厂区地理位置及自然情况
1．地理位置：
鸡西杏花矿选煤厂位于鸡东县哈达河乡与鸡西市长青乡交界处（东经131°8ˊ，北纬45°20ˊ），杏花选煤厂距鸡西市18公里。
选煤厂南约300米是城密国防公路，铁路专用线18公里，通过西鸡西车站与国铁牡密线接轨，交通方便。
选煤厂南约2公里为穆棱河，河水一般流量为78.1米/秒，最大流量为3120米/秒，属季节性河流。
2．该地区气候情况：
该区属大陆性气候，最高温度36ºC，最低温度零下35ºC。
结冻期由十一月至次年四月末。
冻结深度一般为2米。
风向多西北风，最大风速25米/秒，年降雨量540毫米左右。
1.2.3产品及用户
主要产品：
精煤、中煤
副产品：
煤泥、矸石
精煤灰分为：
9.59%；产率：
56.29%；水分：
12.30%
中煤灰分为：
22.05%；产率：
22.32%；水分：
15.00%
煤泥灰分为：
63.22%；产率：
4.93%；水分：
22.00%
矸石灰分为：
77.78%；产率：
16.46%；水分：
15.00%
用户：
精煤主要供鞍钢、本钢等大型钢铁集团使用
中煤供市发电厂及本厂锅炉房使用
煤泥主要供民用
第2章煤质资料的审查与分析
2.1煤质资料的审查
煤质资料的可靠性,对设计流程和选用设备的合理性起着决定性作用。
为确保设计的可靠性、合理性要严格按照国家标准进行采样和试验。
所有的资料均经过校正，确定为准确可靠的数据。
本选煤厂常规设计所依据的原始资料数据如下：
（见附录三）
1.原煤筛分总样化验结果表
2.原煤筛分试验结果表
3.+50mm煤和夹矸煤破碎后筛分试验表
4.0.5-0mm粉煤筛分试验表
5.50-0mm自然级浮沉试验表
6.50-0mm破碎级浮沉试验表
煤质资料分析和研究的目的，是进一步的了解煤的内在特性和制定合理的选煤的工艺流程，是制定选煤工艺流程、进行流程计算和设备选型的基本依据。
2.2煤质资料的分析
表2-1筛分总样化验结果
化验
项目
Mad
%
Ad
%
Vdaf
%
St,d
%
Qgr,d
Mj/Kg
胶质层
粘结指数
X,（mm）
Y,（mm）
毛煤
1.92
26.54
30.29
0.16
22.45
0
0
—
净煤
0.68
8.68
27.69
0.44
0
37
12
75
2.2.1煤的工业分析
1.原煤水分：
Mt=5%
2.原煤灰分：
Ad=26.23%，在20.01-30.00%之间，属于中灰分煤
3.原煤硫分：
St.d=0.44%，小于0.50，属于特低硫煤[3]
4.煤种：
由筛分总样化验结果可知，Vdaf=27.69%，Vdaf＞20.0～28.0%,胶质层厚度Y=12mm，Y＜25.0且粘结性指数为75，则由此可以判定此煤种为焦煤[9]。
5.含矸量：
由原煤筛分试验表可以看出原煤含矸量为3.04%，其值<5%所以为中矸煤可以不考虑机械排矸，只设人工检查性手选。
2.2.2筛分、浮沉资料的分析
煤质资料分析和研究的目的，是进一步了解煤的内在特性和制定合理的选煤工艺流程，经分析得：
1.由筛分资料可看出原煤各粒级数量百分数相近，各粒级灰分与原煤灰分相近且粒度减小而有一定程度的降低。
说明该煤的粒度分布较均匀，煤质也较均匀，脆且易碎。
2.查50-0.5mm可选性曲线按等λ原则可知其±0.1含量为48.5%，可以此粗略判断该煤为极难选煤。
3.由小筛分资料可查出原生煤泥r=9.13%、Ad=16.64%,说明煤泥含量较大。
筛分试验的目的是测定煤的粒度组成和各粒级产物的质量特性，它是合理利用煤炭以及设计选煤厂的基础材料。
浮沉资料是评定煤的可选性和分选作业流程计算的依据，而可选性的难易又是选煤厂设计和生产管理的重要依据。
第3章选煤工艺
3.1煤的可选性与可浮性
3.1.1原煤可选性
原煤的可选性决定选煤方法的选用以及具体工艺流程的制定。
因此在确定选煤方法及工艺流程之前，首先要对原煤的可选性进行分析，以便确定合理的选煤方法、工艺流程，从而更充分利用能源和获得最佳经济效益。
评定原煤可选性常用的方法有两种：
1．中煤含量法。
在分选过程中，产品之间很难避免互相混杂，但原煤中，当中间密度级物料含量愈多，混杂的愈严重，也即分选的困难愈大，故以中煤含量的多少来评定原煤可选性是有科学根据的。
根据我国的情况，对炼焦煤密度1.4～1.8为中煤范围，并以此范围内的重量百分数作为评定指标；对于动力用煤，密度1.5～1.8为中煤范围；无烟煤1.8～2.0为中煤范围。
这种方法简单方便，但精确度较低。
适用于对原煤的可选性，作粗略的对比。
2．±0.1邻近比重物含量法。
它是把分选密度±0.1范围内的物料作为中煤，以其含量大小来评定原煤的可选性的难易程度。
愈接近分选密度的物料混杂程度愈严重，远离分选密度的物料混杂可能愈小。
这种方法评定原煤的可选性，因考虑了分选过程的分选制度，更加接近实际地反映了煤的可选性难易程度，而中煤含量法没有考虑到实际所用的分选密度，也没有考虑产品质量的要求。
根据目前普遍采用的最新可选性评定标准，即γδ±0.1含量法。
由于该方法近似实际地反映了煤的可选性难易程度。
根据所确定的灰分点Ad=10.00%，按等λ原则从50-0.5mm可选性曲线上查得其值为48.5%，根据我国标准：
γδ±0.1含量＞40%，属于极难选煤。
3.1.2煤泥可选性
判断〈0.5mm煤泥的可选性，采用灰分符合要求条件下的浮选精煤可燃体回收率作为指标。
即用实际精煤中回收的可燃体与入料中所含的可燃体的比值，来表示实际状态与理想状态在数量上的接近程度，从而来评价煤泥浮选效果。
计算公式：
Ec=γc（100-Ad.c）/（100-Ad.f）
经计算Ec=75.42%，其值介于60.1～80%之间，属于中等可选。
3.2选煤方法的确定
选煤工艺流程的制定，是关系到选煤厂生产规模、技术状况和国家对产品质量指标的要求。
在确定选煤工艺流程之前，根据煤质特性和用户要求，要解决相关问题。
选煤方法是制定选煤厂工艺流程的核心问题。
选煤方法包括：
跳汰选煤法、重介选煤法、槽选法、旋流器（离心力场）选煤法、摇床选煤法、浮游选煤法、以及风法选煤法等。
选煤方法的确定取决于煤的牌号、可选性以及用户对产品质量的要求，还要考虑技术上、经济上的合理性及我国设备制造的能力和供应情况。
在我国选煤普遍采用跳汰选和重介选。
跳汰选煤法。
它是我国应用最为广泛的一种选煤方法。
跳汰适于易选或中等可选煤，它的分选粒度范围比较宽，上限可达到50～100mm甚至更大些，其下限为0.5～0.3mm。
它的优点是：
工艺流程简单易行、生产能力大、维护管理方便、选别易选和中等可选性煤的数量效率和精煤质量指标较高，选煤成本低，在处理难选煤时，其工艺指标仅次于重介选。
跳汰选煤法对于原煤性质适应性强，对易选煤的数量效率可达到90%以上，对难选煤数量效率可达到70～80%。
重介选煤法。
它是当前最为先进的选煤方法。
可以有效的分选难选煤和极难选煤。
它的优点是：
分选效率和分选精度都高于其它选煤法；分选密度的调节比较灵活而且范围宽；分选的粒度范围宽，上限可达到300～500mm，甚至更大些，下限在离心力场中分选时，同样可达到0.3～0.5mm；当用户对精煤质量要求有变动时，精煤灰分可按要求予以相应改变，因此，重介选煤有很强的适应性；重介分选时，原煤给入量及原煤性质改变时，其影响不大；加工费用稍高，但重介选可以减少精煤的损失，提高产品产率；我国的煤大部分属于难选煤和极难选煤，采用重介可获得较好的分选效果。
同时，重介选具有生产操作和工艺调整简单，易于实现选煤厂自动化。
比较两种选煤方法，跳汰具有流程结构简单，基建投资低，但对难选或极难选煤的分选效率低，不容易操作。
重介投资大但重介选煤方法适于难选煤甚至极难选煤，使用该方法选煤，产品质量稳定，分选效率高。
根据可选性曲线，查50-0.5mm可选性线可知，γδ±0.1=48.5%,属极难选煤。
根据实际情况和通过上述比较，采用重介选煤方法。
3.3入选方式的确定
现在常见的入选方式主要有：
分组入选、分级入选、混合入选、配煤入选等多种入选方式。
选不同矿井或煤层的煤，由于其煤的牌号不同或可选性相差悬殊，或其轻成分中含硫分相差较大时，则需考虑能否混合入选，还是分组、分级入选问题[4]。
分组入选的缺点是流程作业系统复杂，厂内基建和生产费用高，生产管理困难，除了十分必要外，一般不采用分组入选。
在我国绝大多数选煤厂采用混合入选单系统选煤流程。
根据所给的资料，该入洗原煤属于同一煤种，因此设计中不考虑分组入选，只考虑是否分级。
根据设计任务书的要求，确定精煤灰分A=10%时，由50-0mm可选性曲线上查得λ=23%，根据等λ原则，分别在50-13mm可选性曲线、13-0.5mm可选性曲线可知，其分选密度差值为0.043，小于0.05。
因此采用不分级入洗。
3.4工艺流程的制定
在确定选煤方法和原则流程的基础上，还要根据煤的牌号、质量和用途，具体研究选煤流程结构，需要进一步细致地、具体的解决各作业的流程结构问题。
3.4.1选前准备作业流程
选煤厂选前准备作业比较简单，其流程是由所采取的选煤方法和入选粒度上限所决定。
因此，准备作业的任务就是在于确保入料粒度上限。
根据煤质分析以及入选粒度上限确定原煤准备流程，即采用筛孔φ50的分级筛进行预先筛分，其筛上物再进行人工检查性手选，除去杂物。
由于采用重介旋流器作为分选设备，为了严格保证入料粒度，采用破碎机对+50mm粒级的煤进行破碎。
然后与筛下物料混合进入原煤仓。
3.4.2分选作业
1重选作业
由于该煤属于极难选煤且采用不分级入洗，故拟用三产品重介旋流器分选原煤，由旋流器出来的精煤、中煤、矸石分别进入弧形筛、脱介筛进行脱介。
脱介后的产品直接上仓，但对小于0.5mm的末精煤因含水量大，还需进入离心机脱水。
2煤泥浮选
因浮选入料的固体含量大于60g/L,所以采用直接浮选。
直接浮选流程的优点有：
取消了浓缩作业，使流程简化；减少了煤泥在系统中的循环，对主选作业有利；煤泥与水的接触时间缩短，使煤泥的可浮性和选择性提高；可实现清水选煤。
尾煤浓缩机中加入絮凝剂，实现了清水洗煤，解决了灰分高的细泥对精煤污染的难题。
由于管理及设备运行状态等因素而导致煤泥水中出现“跑粗”现象，因此采用浓缩旋流器组进行截粗，再用高频筛进行脱水。
脱水后的粗粒产品与末精混合后上仓。
3分级脱水
对洗精煤采用单层振动脱介筛，并使煤流自流到下层分级筛中，进行分级。
大于13mm粒级的精煤脱介后进入一楼的皮带外运，末精煤进行入离心机脱水，并到一楼的皮带运出。
浮精采用加压过滤机进行脱水，脱水后的浮精与末精混合后从一楼皮带运至产品仓。
3.4.3.介质净化、回收
重介选煤的悬浮液应循环使用。
由于煤泥对介质的污染和部分介质被稀释，因而需要介质净化回收作业，再循环使用。
常用的介质净化、回收流程三种：
浓缩——磁选——再磁选；直接磁选；磁选——浓缩——再磁选。
第一种流程适用于悬浮液浓度很低，煤泥含量小的，采用这种工艺流程可减少磁选机的台数，节约投资，提高经济效益。
第二种直接磁选适用于不脱泥入选。
入选中煤泥含量高，原煤易碎泥化，该工艺简化生产操作管理方便，加重质回收率高。
第三种流程适用于适用于煤泥入洗，加重质粒度细，煤泥含量不高时，在两段磁选间加浓缩，以提高二段磁选的回收率，减少二段磁选机的台数，可降低加重质的损失。
由于本设计采用的是不脱泥入选，由原煤的性质和工艺流程的特点因可知，此次设计采用第二种流程。
3.4.4.煤泥水处理流程
1粗煤泥的处理
在该流程中根据情况采用浓缩旋流器组进行粗煤泥回收，以防止粗煤泥进入浮选作业，影响浮选效果和增加损失，回收来的粗煤泥进入截粗高频振动筛进行脱水，然后与末精煤混合。
2细煤泥的处理
为保护和改善环境，进行洗水闭路循环、煤泥厂内回收，是消除煤泥水排放厂外、侵占农田并防止污染环境的一项有力措施，同时也有利于节约用水、提高分选效果、增加经济效益和社会效益。
为维持循环介质系统的稳定，循环介质中的细泥量也需维持在一定的范围内，根据煤泥厂内回收洗水闭路循环的原则，采用煤泥水全闭路流程。
3.5产品结构
产品结构的确定是选煤厂设计的重要环节，产品结构确定是否合理关系到选煤厂经济效益的好坏，因此，为了确定最优的产品结构，达到最高经济效益，采用将块精煤、末精煤和浮选精煤合在一起，浮精和末精合在一起，块精单独装仓两种方案，对这两种方案进行对比，以年总效益作为方案对比指标进行计算，以求得最好的经济效益。
具体计算结果见表3—1。
表3—1产品构成表
方案
产品
灰分
%
单价
元/t
产率
%
年效益万元
1
块精
11.29
640
14.93
4777.6
末精+浮精
8.97
720
41.36
14889.6
2
末+块+浮精
9.59
680
56.29
19138.6
由计算结果表明：
将块精煤与末精煤单独装仓时产品结构最优。
单独装仓时比混合装仓时年效益多528.6万。
所以采用将块精和末精单独上仓这种方案。
但为了避免煤质的变化和满足市场、客户需求灵活设计，也可使其一起上仓以达到最高的经济效益。
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图3—1工艺流程图
第4章工艺流程计算
4.1数质量流程计算
入洗原煤为每年0.5Mt，年工作日330天，日工作16小时，两班生产，则小时处理量为：
Qi=Q/Tt=500000/330×16=94.697t/h
式中：
Qi——选煤厂小时处理量（吨/小时）
Q——选煤厂年处理量（吨/年）
T——选煤厂年工作日数（日/年）
t——选煤厂日工作小时数（小时/日）
4.1.1准备作业的计算
1、预先筛分
入料：
r1=100%，Q1=Qi=94.697t/h，A1=26.23%
设预先筛分效率为100%，则：
筛上：
r2=r+50=8.057+4.324=12.381%
Q2=Qi×r2=94.697×12.381%=11.724t/h
A2=A+50=34.47%
筛下：
r3=r1-r2=100%-12.381%=87.619%
Q3=Q1-Q2=94.697-11.724=82.973t/h
A3=（r1A1-r2A2）/r3
=（100×26.23%-12.381×34.47%）/87.619
=25.06%
2、检查性手选
因检查性手选所除去的主要是铁器等杂物，所以不计入原煤中，故原煤的数质量不变。
r5=0，Q5=0，A5=0
r4=r2=12.381%，Q4=Q2=11.724%，A4=A2=34.47%
3、破碎
破碎前后物料数质量不发生变化：
r6=r4=12.381%，Q6=Q4=11.724t/h，A6=A4=34.47%
最后得出入选物料数质量为：
r7=r3+r6=100%，Q7=Q3+Q6=94.697，
A7=（r3A3+r6A6）/r7=26.23%
4.1.2重介分选作业的计算
1、产品旋流器的计算
r7=100%，Q7=94.697t/h，A7=26.23%;
rm=ry+rc+rf=20.04%Am=22.64%
r11=41.18%Q11=38.996A7=9.58%
r10=22.32%Q10=21.136A10=22.05%
r9=13.42%+3.04%=16.46%
Q9=16.46%×94.697=15.587
A9=（13.42×76.72+3.04×82.44）/16.46=77.78%
2、脱介作业计算
（1）精煤脱介：
假设经弧形筛固体含量不变，即：
r16=0，Q16=0，A16=0；
r17=r11=41.18%，Q17=Q11=38.996t/h，A17=A11=9.58%；
由精煤带走的煤泥量，即：
Gc=0
r26=r17×r+13/r+0.5=0.4118×31.85/87.83=14.933%
Q26=r26×Qi=14.933%×94.697=14.1413t/h
A26=11.2929%
r25=r17×r13~50/r+0.5=41.18%×55.98/87.83=26.2468%
Q25=r25×Qi=0.262468×94.697=24.8549t/h
A25=（41.18×9.58-14.933×11.2929）/26.2468=8.6055%
（2）中煤脱介：
假设经弧形筛固体含量不变，即：
r15=0，Q15=0，A15=0；
r14=r10=22.32%，Q14=Q10=21.136t/h，A14=A10=22.05%;
由中煤带走的煤泥量为Gc20=0
r20=r10=22.32%，Q20=Q10=21.136t/h，A20=A10=22.05%
（3）矸石脱介：
假设假设经弧形筛固体含量不变，即：
r13=0，Q13=0，A13=0；
r12=r9=16.46%，Q12=Q9=15.587t/h，A12=A9=77.78%
由矸石带走的煤泥量为：
Gc18=0
r18=r12=16.46%，Q12=Q18=15.587t/h，A12=A18=77.78%
3、精煤离心脱水机
r25=26.2468%，Q25=24.85493t/h
设离心机的脱水效率为100%
Q31=24.8549t/h，A31=8.6055%
r31=26.2468%
4、磁选作业
r34=Gc34/Qi=18.97707/94.697=20.0398%；
Q34=18.9771，A34=22.64%；
5、粗煤泥回收作业
r55=r34=20.0398%
Q55=Q34=18.9771t/h;
A55=22.64%
设无粗粒级精煤，则：
r36=r38=0，Q36=Q38=0，A36=A38=0
r35=r55=20.0398%
Q35=18.9771t/h
A35=22.64%
6、主选精煤总产品
r主=r31+r26=26.2468%+14.933%=41.18%
Q主=r主×Qi=41.18%×94.697=38.996t/h
A主=（r31A31+r26A26）/r主=9.58%
7、浮选作业
（1）矿浆处理器：
设精煤过滤机脱水返回矿浆准备器的物料为：
r44=0，Q44=0，A44=0；
r56=r35=20.0398%，Q56=Q35=18.9771t/h，A56=A35=22.64%
（2）浮选机：
由煤泥浮沉实验报告：
r0=75.4%，A0=9.6%
r41=20.0398%，Q41=18.9771t/h，A41=22.64%；
则浮选精煤：
r42=r41×r0=20.0398%×7504%=15.11%
Q42=r42×Qi=15.11%×94.697=14.31t/h
A42=A0=9.6%
浮选尾煤：
r43=r41-r42=20.0398%-15.11%=4.9298%
Q43=r43×Qi=4.9298%×94.697=4.6680t/h
A43=（r41A41-r42A42）/r43=63.22%
（3）浮选精煤压滤：
设滤液中固体量为0，则：
r44=0，Q44=0，A44=0;
r45=r42=15.11%，Q45=Q42=14.31t/h，A45=A42=9.6%
（4）浮选尾煤浓缩压滤：
设浓缩溢流中固体量为0，则：
r47=0，Q47=0，A47=0；
设滤液中固体量为0，
r49=0，Q49=0，A49=0；
r48=r43=4.9298%，Q48=Q43=4.668/h，A48=A43=63.22%
8、最终精煤数质量
r总精=r主+r45=15.11%+41.18%=56.29%
Q总精=r总精×Qi=53.305t/h
A总精=（r主A主+r45A45）/r总精=9.59%
4.2介质流程的计算
选煤厂小时处理量为Qi=94.697t/h，要求分选比重：
δP=1.40gcm-3原煤水分设为：
WQn=5.0%,加重剂中磁性物比重：
δf=5.0g·cm-3
4.2.1给料中煤泥水的计算
取煤泥比重：
δc=1.5gcm-3,rcn=100%;
β=r次+r原+r浮=7%+9.13%+3.91%=20.04%
给料中煤泥量：
G7=Qi×β=20.04%×94.697=18.9770t/h
原煤泥含水量为：
W7=WQn×Qi/（100-WQ7）=5.0×94.697/（100-5.0）=4.9841t/h
煤泥水体积:
V7=W7+G7/δc=4.9841+18.9770/1.5=17.6354m3/h
煤泥水密度:
Δ7=（G7+W7）/V7
=（18.9770+4.9841）/17.6354
=1.3587t/m3
煤泥水单位体积的固体含量：
g7=G7/V7=18.9770/17.6354=1.0761t/m3
4.2.2计算补加浓介质的性质
设浓介质比重：
Δx=2.0，δf=5.0，δc=1.5；
浓介质中非磁性物含量：
rcx=5%，磁性物含量：
rfx=95%；
浓介质中悬浮液的密度:
δx=δfδc/（δfδcx+δcδfx）
=5.0×1.5/（5.5%+1.595%）=4.478t/m3
浓介质悬浮液的固体含量：
gx=（Δx-1）δx/（δx-1）
=（2-1）×4.47761/（4.47761-1）=1.288t/cm3
其中浓介质悬浮液（非磁性物）的煤泥含量：
gcx=gxrcx=1.288×5%=0.064t/cm3
浓介质悬浮液的磁性物含量：
gfx=gx-gcx=1.288-0.064=1.224t/m3
单位体积含水量：
ωx=Δx-gx=2.0-1.288=0.712m3/m3
4.2.3确定工作介质的性质
要求分选比重：
δp=1.40kg/L
取工作介质悬浮液的比重：
Δ=0.14t/m3；Δ7=δp-Δ=1.4-0.15=1.25t/m3
Δ在0.12~0.18之间（入料粒度较大，磁铁矿粒度较细）[4]。
则工作介质中非磁性物含量最高限值：
rcmax=[G7rc7（Δx-Δ8）+gxrcxV7（Δ8-Δ7）]/[G7（Δx-Δ8）+gxV7（Δ8-Δ7）]
=[1
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