选煤厂规划.docx

1、选煤厂规划选煤厂三年规划前 言*选煤厂隶属于霍州煤电集团*，原设计能力为1.80Mt/a的炼焦煤选煤厂，主要入洗本矿井原煤与集团公司内部部分矿点原煤。2003年入洗能力计划2.10Mt，超设计能力17%。截止上半年已入洗107万吨，完成年计划的51.39%，年底有望完成计划，甚至突破计划，其能力利用率达预计可达119.91%。但是，随着本矿矿井资源的变化，以及集团公司内部洗煤系统整体形势的发展，选煤厂面临着资源量缺乏、入洗结构调整、洗煤效率偏低、环节能力不适应及整体发展后劲不足等一系列矛盾。为此，根据矿井三年规划生产能力及洗煤厂的实际情况，对洗煤厂后三年的整体发展进行了规划，整体规划从选煤厂可

2、入洗资源量、工艺现状入手，着重分析了后三年入洗原料煤来源及其可选性，工艺存在的问题及改造的必要性，环节配套改造，投资、成本、产出等，明确的提出了核心工艺改造方案为全重介工艺，进一步完善工艺及其配套系统，提高选煤厂的生产能力、装备水平和竞争实力，确保选煤厂的可持续发展。第一章 *选煤厂现状一、概况*选煤厂是*方式合作开发。位于*之间，距霍州市4km，通过地方公路与大（同）运（城）干线公路相连，有3.828km的铁路专用线在圣佛车站与南同蒲铁路接轨。选煤厂设计年入洗能力180万吨，属炼焦煤选煤厂，现行工工艺采用跳汰三产品、煤泥浓缩浮选、尾煤压滤回收。目前，入选原煤除来自本矿矿井1#、2#、10#、

3、11#原煤外（入洗比例40%），还包括集团公司*2#煤、*10#煤、*2#煤、*2#煤、*2#、10#煤等（入洗比例60%），生产产品主要包括8-11级1/3焦煤和肥煤。二、原煤系统选煤厂原煤除来自本矿斜井和平峒，大部分入选原煤来自本集团公司内部附近其他矿井。斜井通过皮带运输；平峒通过1t矿车运输，同两个翻车机房受煤，每个翻车机房下各设有一个缓冲仓。内部调煤通过汽车运输至储煤场，推土机送入受煤坑，经回煤暗道进入原煤准备系统筛分、破碎处理后进入原煤配煤仓，配煤仓下设有自动配煤系统。现选煤厂储煤场包括113煤场（2000m2）、228煤场（2000m2）、101煤场（2000m2），配煤仓为3个1

4、2m、各仓容量1300t的圆筒仓。原煤准备为双系统，设有预先筛分、选择性破碎、手选、块原煤破碎等生产环节，能够满足生产要求。三、工艺系统原设计生产工艺采用050mm原煤脱除煤泥后跳汰主洗、中煤重介旋流器再洗、煤泥浓缩浮选、尾煤压滤回收、洗水闭路循环的联合工艺流程。其中：跳汰为双系统；中煤重介再选系统自1989年试生产以来，一直未能投入使用。后经改造，现行生产工艺采用不分级跳汰、浮选联合工艺流程。另外，设计采用选前脱泥作业由于跑粗原因，实际生产中只把该作业改为跳汰分选前预先润湿和输送用。同时针对浮选入料灰分投产后超过设计一倍（原设计17.5%，实际35%），浮选精煤无法达标的问题，对浮选工艺进行

5、了改造，将原一段浮选改为一段粗选二段精选工艺。四、储装运系统选煤厂现有6个12m、各仓容量1300t的圆筒精煤仓，仓下配有自动配煤系统，3个12m、各仓容量1300t的圆筒中煤仓。并设有精煤装车站和中煤装车站各1个。五、供配电和自动化1、电气系统目前选煤厂使用BFC型低压配电屏，屏内主要元件DZX10系列断路器（飞弧距离大）和CJ10系列交流接触器（已淘汰），不适合在单元组合配电屏中使用。现场观察，各电气元件安装距离偏小，各单元之间和屏与屏之间无可靠隔离。一个回路发生故障时，不能可靠分断故障回路而造成整个单元电气元件烧毁，甚至波及整块配电屏和相邻屏，造成更多的电气设备损坏，影响配电系统安全正常

6、工作。2、自动化选煤厂设有以PLC（MODICON984系列）为基础的集中控制装置。现横块区有损坏，集控装置处于带电停运状态。其他自动化包括：跳汰机采用数控风阀控制，并设有自动排料装置；原煤精煤仓下自动配煤系统；501精煤皮带ZZ-89型在线测灰仪自动检测。六、2003年选煤厂生产能力计划2003年入洗原煤计划210万吨，超设计能力17%；生产精煤计划103万吨，同比增幅29%;外运总量149万吨，同比增幅%；各指标情况见表1。 2003年洗精煤及副产品生产计划 表1第二章 煤源、煤质及可选性分析一、煤源概况1、煤源2004-2006年预计入洗煤源主要包括本矿井生产的1#、2#、10#、11#

7、原煤和集团公司内部调拨原煤，由于李雅庄选煤厂、回坡底选煤厂的相续投产，内调原煤相对困难，资源不足，预测只能调*矿2#、10#原煤。截止2003年6月末，本矿矿井剩余可采储量1550.2万吨，圈定可采储量1557.2万吨。矿井产量规划2004年80万吨、2005年120万吨、2006年150万吨，分井口、分采区的矿井三年产量规划见表2。 矿井三年（2004-2005年）产量规划 表2内调煤（暂定为*矿井）可调运量能确保每年100万吨。根据资源可采产量确定选煤厂三年入洗能力见表3，其中：10#原煤入洗比例达 %；11#原煤入洗比例达 %；1#2#原煤入洗比例达 ；11#原煤入洗比例预计达 %选煤厂

8、三年（2004-2005）入洗量规划 表32、煤层特性入洗原煤以1/3焦煤为主，有时也有偏肥煤。本部矿井可采煤层主要有：1#、2#、5#、6#、9#、10#、10下#和11#煤。目前，矿井开采煤层为1#、2#、10#、和11#煤，其中上组煤1#、2#属中灰低硫煤，下组煤中除11#煤硫分较低外，6#、9#、10#煤中含硫含量较高，硫分赋存状态以硫化物硫和有机硫为主。二、煤质及可选性分析各矿点煤质及可选性1、*2#原煤根据白龙2#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表4：白龙2#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井2#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1

9、.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。2、*10#原煤根据白龙10#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表5：白龙10#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井10#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。3、*11#原煤根据白龙11#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表6：白龙11#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井11#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。4、*2#煤根据*2#原煤大样资料分

10、析结合日常生产技术检查得表7：*2#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井2#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。5、*10#煤根据*2#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表8：*2#原煤浮沉试验综合结果表。本矿矿井2#原煤粒度组成较好，末煤含量低，煤泥含量12.46%，各级别理论分选比重偏高，9级1.55、10级1.60、11级1.65，可选性较好。从上述各煤层的性质分析看，各点原煤可选性差异较大，分选比重和产率相差很大，实际生产中应以配煤入洗为主，以便综合利用资源，达到最佳分选效果。综合煤质及可

11、选性根据近几年配煤入洗的配比和各煤层资源情况，本规划预计各来煤比例：1#2#原煤占 %、10#原煤占 %、11#原煤占 （11#原煤单洗100%）。根据配比得入洗原煤浮沉组成表9（预计组成情况）。入洗原煤综合浮沉组成 表9由浮沉组成情况可知：主导级为 密度级，产率达 ，其次为+1.8密度级，产率达 %，说明可见矸较多。综合1.31.4密度级分析，产率达34.81%，本级灰分达 %，说明入洗原煤内灰较高，生产低灰精煤的可选性较难。绘制可选性曲线，当精煤灰分要求9.5%时，其理论分选密度为 kg/l，0.1含量达 %，可选性为 。当精煤灰分要求10%时，其理论分选密度为 kg/l，0.1含量达 %

12、，可选性为 。当精煤灰分要求10.5%时，其理论分选密度为 kg/l，0.1含量达 %，可选性为 。第三章 工艺系统规划及环节改造一、现阶段存在的主要问题工艺方面1、从煤质指标、生产技术指标、产品指标，结合精煤最大产率原则及最大经济效益的取得的角度考虑，现行生产工艺存在以下问题：、目前入洗原煤煤质变化大，末煤含量大大增加，跳汰机分选效果变差，从近几年的生产指标来看，中煤带煤损失较高22-25%，矸石污染8%，精煤损失大，影响了选煤厂的经济效益。、11#原煤灰分在29-35%范围内，属较高灰分，-13mm级原煤含量近60%，原煤易碎。煤泥含量达15%左右，含量适中，其中浮沉煤泥占本级含量2-3%

13、，原煤不易泥化；-1.40密度级含量40-45%，灰分9.65%-9.90%，矸石含量20-30%，矸石含量较高。从其可选性来看，11#煤精煤灰分10.5%时，p0.1=48.3%，理论回收率为58.83%，属极难选煤。采用跳汰工艺，很难生产9-11级精煤，精煤产率无法保障，若单独入洗11#原煤，则精煤产率仅为28-33%，产率极低；若与2#、10#原煤混合入洗，则由于煤质性质的不同，影响精煤最大产率的取得和产品质量的稳定。2、洗煤厂工艺现状洗煤厂原设计工艺流程为跳汰主洗-中煤重介及浓缩浮选工艺流程，设计工艺上包括中煤重介再选系统，共有机电设备 台，投入 万元。现在净值 万元。由于设计时间为1

14、984年，当时重介质旋流器洗选工艺不十分成熟，设备可靠性、适应性较差，投产后一直没有应用的原因主要有以下两方面的原因：、原设计工艺中，生产产品包括1#（8.16%）精煤、2#（10.85%)精煤、中煤和矸石，其中：跳汰中煤产率26.49%、灰分26.78%，经重介分选、脱介、脱泥后，2#精煤产率8.29%、灰分10.85%，中煤产率25.32%、灰分34.65%。实际生产中，随着原煤条件及洗选产品结构的变化，现洗煤厂生产8-11级精煤，副产品中煤产率20-23%，灰分达30-35%，热值为4200-4800大卡/kg，灰分较高，已无必要进行分选即可排放，否则重介分选后，其中煤灰分将大于45%，

15、只能作为矸石排放，精煤灰分达15%以上，其产品数质量关系如下表11：入洗原料及加工费：60万吨/年11元/吨+60万吨/年780元/吨=5340万元产品销售收入：60万吨/年25元/吨180元/吨=4320万元，由以上分析可知，中煤重介若投入每年减少销售收入1000万元、工艺落后、选型设备可靠性差中煤重介工艺采用中煤筛分破碎后无压给入两产品旋流器，分选后经过两次脱介、离心机脱水，脱介及介质调节系统选用传统的振动筛和磁选机，主要设备存在以下问题：a.所选600重介质旋流器不是定型产品，其工作的可靠性及设备耐磨问题没有解决，没有大范围内的推广应用。b.脱介系统跑粗严重，没有把关环节。c.VC-48

16、型离心脱水机，运行中脱水效率低，磨损严重，该设备在全国推广没有成功的范例。b.选用的介质调节系统不可靠，不能正常运行。c.部分环节没有安装调试完毕，如介质准备、粗介质回收等没有形成系统。d.由于中煤重介系统设备闲置14余年，尽管采取了封存、保护等一系列措施，但现有设备严重腐蚀无法使用，进行技术改造基本已无利用价值。e.洗煤厂投产以来，进行过多次技术改造，部分管道已占用或折除，并且部分管道已经磨损，更换数次已无法恢复。f.就地控制系统中的电缆线及部分配电盘，由于现场环境潮湿，腐蚀严重，没有利用的价值，但配电室中高低配电柜可以利用。综上所述，重介选煤工艺经过十余年的发展，从工艺、设备已经发生了质的

17、飞跃，利用十五年前陈旧的工艺及设备，入洗极难选煤能否达到预期的效果，需经过专家小组重新评价。环节配套方面1、脱水系统精煤水分的高低主要是由洗煤工艺和脱水方法决定的。目前，选煤厂的洗煤工艺是全跳汰-浮选工艺，脱水方法分两种：一是跳汰精煤用离心机脱水，产品水分7-8%，基本能满足用户要求；二是浮选精煤用PG116和GP120过滤机脱水，产品水分26-28%，远大用户要求7%，是产品水分高的主要原因。它约点总精煤的10%，影响总精煤水分2.44%。虽经仓储脱水，精煤水分仍达不到用户要求。2003年上半年商品煤实际水分为8.76%，若对该水分不采取措施，年将损失运费106.1万元。2、自动化控制水平低

18、，生产效率低自动化控制是高效选煤厂的必然途径，是减人提效，降低加工成本，获得最大经济效益的有效措施。目前，选煤厂在自动化控制方面，只是在运输系统采用了PLC（MODICON 984系统）为基础的集中控制，且投产后因综合保护不全等原因没有调试，采用的就地手动开车（目前，主机接口板已损坏）。用人多，生产效率低，2003年上半年全员效率 吨/工，比高效选煤厂的标准 吨/工差 吨/工，应逐步进行自动改造。二、整体规划核心工艺规划1、工艺现状生产实践表明，全跳汰工艺只能适应于易选煤或中等可选煤，对难选、极难选煤采用跳汰洗煤方法，效率和产率极低，经济效益极差。如现选煤厂采用的跳汰选煤方法，生产9级、10级

19、、11级精煤，原煤理论0.1含量偏高、较难选。表是选煤厂近期时间以来的技术指标。跳汰选煤方法技术指标 表12生产9级精煤时0.1含量达21.5%，属较难选煤，导致分选效率极低，达75.34%，精煤产率47.18%，精煤在中煤中的损失超过了28%，矸石污染达9%，有2530%的中煤混入精煤，1525%的矸石混入中煤，影响了产品质量的稳定，严重损失了洗煤厂的经济效益。在生产10级、11级精煤时，0.1含量分别为17.5%和14.8%，属中等可选煤，虽然适用于跳汰分选，但分选效率也仅达到80.34%和85.34%，精煤产率达51.58%和56.13%，精煤在中煤中的损失仍达1820%，矸石污染在8%

20、左右，得不到最佳经济效益。若同样的原煤采用重介洗煤方法，效果将明显提高（见表12、表13），分选效率分别提高14.05%、12.07%、8.5%，达到89.39%、92.41%、93.84%。精煤产率分别增加8.80%、7.75%和5.59%，分别达到55.96%、59.33%、61.72%，精煤在中煤内的损失降到10%以下，矸石污染降到2%左右，经济效益明显提高。重介选煤方法技术指标 表13全跳汰与全重介工艺产率、效率对比表142003年上半年共入洗原煤72.5万吨，生产精煤31.77万吨，比全重介少生产精煤6.73万吨（其中：9级1.61万吨、10级0.36万吨、11级0.15万吨），综合

21、产品50.19万吨，比全重介多1.77万吨。按*矿上半年累计产品价格（精煤9级220元、10级215元、11级200元，原混80元、洗混70元）测算，全重介增加加工费2.04元/吨原煤，今年上半年损失利润 万元即吨原煤损失 元，吨精煤损失 元，因此，对核心工艺进行改造是非常必要的。现工艺损失精煤效益分析 表152、改造规划根据选煤厂实际，我们认为应首先对影响精煤产率和效益较大的跳汰工艺进行改造。选煤方法的确定选煤方法和工艺流程是选煤厂的核心问题，它决定着选煤厂经济效益水平发挥的高低。根据选煤厂入选原煤资料，我们对四种工艺方案进行了说尽的计算比选（见表16、表17）全跳汰工艺精煤产率最低，中间产

22、品产率最大，经济效益最差。全重介工艺精煤产率最高，中间产品产率最低，经济效益最优。其次是精煤重介，再次是中煤重介工艺。综上分析，核心工艺改造选择全重介工艺，其工艺技术已经成熟，便于集中控制，易于管理。工艺流程布置原则：保留全跳汰工艺，实施全重介工艺改造。充分利用原有生产系统，力求生产工艺简单、灵活，可实现全跳汰和全重介两种工艺灵活切换。具体布置：见附图：工艺原则流程图。恢复原有脱泥作业，在脱泥筛前溜槽内加切换装置。也就是可以实现全重介和全跳汰的切换。筛上物进入破碎机破碎至25mm以下，再进入混料桶。为了解决脱泥筛跑粗问题，脱泥筛筛下水经0.5mm筛缝的弧形筛回收粗煤泥后再进入煤泥水系统，粗煤泥

23、进入重介分选系统。混料桶将原煤和循环介质混合后，经泵进至三产品旋流器分选。精煤产品利用原中煤重介系统的两台精煤脱介筛（恢复）和跳汰系统两台脱泥筛（加弧形筛）脱介，中煤产品进入原中煤重介脱介筛脱介，矸石产品进入跳汰系统除杂筛（改造并在其前加弧形筛）脱介，矸石产品进入跳汰系统除杂筛（改造并在其前加弧形筛）脱介。稀介质分别进入精煤稀介桶和中煤矸石稀介桶，再分别进入不同的磁选系统回收磁介质。精煤磁选机的尾矿在经过弧形筛与电磁高频筛网振动筛回收了粗精煤泥后，进入煤泥水系统。中煤矸石稀介质经磁选机后进入尾煤回收系统。最终产品平衡（见表18：最终产品平衡表）主要设备选型设备选型原则上选用国内先进可靠的设备分

24、选设备：采用技术过关的3NZX710/500有压给料三产品重介旋流器（晋阳选煤厂使用良好）。入料上限控制在25mm。破碎设备：选用具有筛分功能的MMD系统筛分破碎机，有利于减少次生煤泥。脱介设备：采用技术成熟、运行可靠的ZKX型振动筛。粗煤泥回收：采用弧形筛与MVS电磁振动高频振网筛配合回收。该设备振动频率高达3000次/分，有利于粗煤泥脱水降灰，灰分降低约23%，水分2122%。介质回收：中煤、矸石稀介质选用原有的3台XCTB-1050*2100磁选机。精煤稀介质选用磁场强度高的1030型磁选机。泵类：采用石家庄工业泵厂的渣浆泵。介质制备：恢复原有的介质制备系统技术经济投资：估算总投资100

25、0.0万元，其中设备450万元，土建50万元，安装270万元，预备费（8%）61.7万元。生产成本增加，年增加307.07万元，吨原煤2.04万元效益：按全年精煤计划100万吨,测算（见表19），精煤产率增加9.49%，中煤产率降低11.45%，综合产率降低1.96%，外运量减少20.68万吨，年增收利润577万元。投资回收期：在确保原产品结构、煤价与原煤煤质的条件下，1.44年可收回投资。、配套环节规划1、浮精脱水系统改造工艺选择经过综合对比，调查了解，现适用于浮选精煤、煤泥脱水效果较好的为加压过滤机及配套工艺，其工艺技术日趋成熟，成功应用并取得巨大经济效益的洗煤厂有西山煤电西曲选煤厂、西山

26、煤电镇城底选煤厂等多家单位，其技术特点主要表现为：加压过滤机是一种高效、节能、全自动操作的新型脱水设备，与真空过滤机相比具有数倍过滤推动力，因而不仅具有很大的生产能力，而且具有很低的滤饼水份和清洁的滤液，全过程采用计算机自动控制。生产能力高：0.250.35Mpa时,产量可达300800kg/m2.h，比真空过滤机提高4-8倍。滤饼水分低，浮选精煤脱水，工作压力为0.250.35Mpa时，滤饼水分为20%以下，比真空过滤机滤饼水分降低1013%。能耗低：工作压力为0.25Mpa时,电耗只有真空过滤机的1/2左右，节省了大量的电力，具有很高的经济效益和社会效益。全自动化操作：整机（包括部分辅机）

27、由计算机控制，运行情况调出不同的画面进行直观的显示，该机的启动、停止以及特殊情况下短时等待均为自动操作，液位、料位自动调整和控制；具有故障自动报警及停止运转等安全装置。根据工作状态变化和要求的改变，自动程序可以很容易地调整。滤液浓度低,通常情况下为515g/L；噪音低：为62.5dB。改造方案初步设计拆除主厂房三层原1台PG116型过滤机（412），在原基础上安装1台加压过滤机（包括加压仓、过滤机、刮板运输机），并增建控制室15m3，在控制室布置相应的控制柜及控制平台。在主厂房二层安装排料装置及卸料料斗，并布置高、低压风机。在主厂房一层安装1台B=1000mm的浮精运输刮板，将浮精转载入429

28、1运输皮带。在地下室增建浮精缓冲入料池50m3，并安装2台渣浆泵。改造平面布置示意图及剖面示意图见附图预计投资总投资445万元，其中：设备购置394万元（主机320万元、配套设备74万元），土建安装及其它费用51万元。预期效益及投资回收期该项技术为国内煤泥水过滤处理先进技术，可根据现场实际选择、设计，对主机的工作参数和配套设备的型号及规格进行确定，自动化操作减少劳动强度和劳动用工，大大地改善了工作环境。浮精水分可由28-32%降到18-20%，总精煤水分可由11%降到9.5%以下，经仓储及路途脱水，基本可满足用户对产品水分的要求，同时可减少运费损失和超水扣吨损失，年预计可减少运费损失136.9

29、2万元。浮选精煤掺入总精煤量可大大提高，小时浮精处理量提高48倍，减少了因过滤作业处理不及时，造成的浮选机跑料，浮精产率损失，预计可提高浮精抽出率10%，增加总精煤产率0.75%，按2003年入洗210万吨原煤计算，可创效2100.75%（220.63-182.98）元/吨=59.29万元。3、可减少推土机作业、回煤溜子作业等不必要的成本投入及用工投入，每年可少消耗近10万元。4、投资回收期 约为2.16年5、从预期效益及投资回收期来看，投资回收期预计2年多既可收回，回收期虽较长，但改造的后期效益是不可估量的，必然会给洗煤生产工艺的良性循环带来无穷的动力。2、自动化系统在尽量使用现有集控设计的

30、前提下，更换和补充一些控制元件，以现场总线的控制方式实现工艺设备的集中控制，并完善保护设施。建立以现场总线为基础的控管联合的综合信息调控系统，即调度监控及自动化系统，该系统在完成主要工艺数据如入选煤量、各产品煤量、精煤灰分、浮选工艺参数以及重介悬浮液密度值等的采集处理并形成历史趋势曲线外，还完成浮选工艺参数、重介悬浮液密度值和各介质桶桶位的自动调控及中煤配煤和精煤的配煤调控。对大功率设备和主要工艺设备的工作电流采集处理并形成报警和历史趋势曲线，为设备运行和检修提供依据。效果提高选煤厂技术管理水平，将形成综合信息调控系统，降低加工成本，提高生产效率，达到高效选煤厂水平。其它规划1、煤泥量大，产率达7%8%，灰分50.30%、热值2000大卡，为此积极寻求煤泥综合利用新途径。4、引进设备配件的问