120万吨炼焦煤选煤厂设计

摘　要本设计选煤厂为年处理能力１２0万吨矿区型炼焦煤选煤厂。入选原煤属于较难选煤。通过对煤质资料进行充分的分析,最终确定选煤工艺流程为预先脱泥-无压三产品重介旋流器、浮选联合分选流程。入选原煤选前脱泥,脱泥后0.5-５0.０mｍ粒级煤采用重介旋流器分选,-0.５ｍｍ煤泥采用浓缩浮选的工艺流程。原煤经分选后,其最终精煤产率为７２．04%，，灰分为　９.47%，　水分为1０.４４%;中煤产率为18.99%，灰分为27.86%;矸石产率为８.97%,灰分为7２．86%；以上指标均达到设计的要求。本流程采用了预先脱泥,提高了无压三产品重介旋流器分选精度和效率,并且提高了介质的回收;浮选精煤、尾煤都采用压滤;全厂洗水实现闭路循环，达到环保要求。厂区、厂房布置合理、规范,各生产环节符合规范要求。选煤厂工作 制度 关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载 定为每年330天,每天１6小时。关键词：脱泥；三产品重介旋流器;煤泥水ABＳTRACTＴhis　designis　fｏr　ａcｅntｒal　cｏａlpreparationplantofcoｋing　ｃoal,　　ofｗｈｉcｈthｒouｇｈ－ｐutｃapaｃｉｔyis1．2　miｌliｏntoｎｅvｅrｙyeaｒ.Tｈｉｓｒａwcｏalｂelongstoａraｔherｄiffiｃｕｌtgrａdingof　ｃoａl.　Accordingtocoａldistrｉnｃtandcoａｌquality,itｅmpｌｏys　ｔecｈnologiｃal　proceｓｓ　of　　dｅsliｍｉｎg　befoｒesｅpａration,　ｈeaｖｙ－medｉumcycｌone　wｉtｈtｒｉpleｐroduct　ｏfｚerｏ-ｐressurefeeｄ,cｏmbinｉngｗithflｏtａtｉon..Thｅraｗ　ｃoaltoｂe　ｄｒｅsｓｅd　woulｄbe　deslimｅdｂｅforｅseparation.Ａfteｒ　its　dｅｓliming,ｃoａｌ　ｇrainfinｅnessｓizeof0.5-5０．0mmissｅｐarａtedbyheavy-meｄiumcｙcｌone,aｎdtｅｃhｎological　ｐrocess　oｆ　thiｃking　flｏtａｔionｉsｕseｄ,ifiｔis　ｓmalｌerthａn0．5　ｍm．　Ａftersｅpａratｉｏｎofrａwcｏaｌ,　theｆｉｎａl　ｃleancｏalcontａinscｏal　pｒoductivitｙｒatio７2.04%,ash　rａｔio9.47%,ｗaｔｅr　cｏntenｔ10.44％;aｎdmidｄｉngsprｏduｃｔivityratｉｏ１8.99％,asｈratio27.86%　ａndｇａnｇueｐroductiｖitｙｒａtｉo8．９7%，　aｓhrａtｉo72.８６%.Alｌtｈeqｕotasaｂovearrivesa　ｓtandardｏfdesignrequiremenｔ.Dｅslimｉngbefoｒeseparatiｏn　is　adoｐted　inthetecｈｎologicaｌ　proｃeｓs,　wｈiｃhhasincreａsedsepａrationaccuｒａcyandeｆfｉciencyofheａｖy－meｄｉumcycｌoneｗiｔｈzerｏ－ｐresｓureｆｅｅd,　and　incｒｅａｓｅdｔheｒｅcovery　ｏf　　ｔhｅmｅdiａ.　Fｌｏtation　concenｔratｅａnｄｔaｉlingｓａre　ａll　ｃoncentraｔedｗｉｔh　filｔerpressing.　Thｅsluicingwaｔｅrisina　cｌｏsedcircuitinthｅｗholepｌant，ｉt　canreacｈthe　rｅquｉreｍentof　eｎvironmｅntaｌｐｒｏｔection.Ｆactoｒiesｒｅｇioｎａｎd　fａctｏry　buildinｇｓaredｉstribuｔedｒeａsonabｌyandnorｍallｙ，aｎdｅａchpｒoducingstepｉsconformedｔｏspeciｆiｃatｉｏns　anｄrequiremｅnt.Ｗoｒksysteｍ　isrｅｇuｌaｔedas　worｋiｎg３３0dａyｓfｏｒ　ａｙeａｒ　and16hｏurｓpｅrday．Ｋｅywｏｒds:desｌimｅ;　heavy-mｅdium　cycloｎe;ｓlurrｙﻬ 目录 工贸企业有限空间作业目录特种设备作业人员作业种类与目录特种设备作业人员目录1类医疗器械目录高值医用耗材参考目录 TOC　\o"1-3"\ｈ＼z　\u　1前言ﻩ12厂区概况32.１　矿区总体概述ﻩ３2.2地理概况ﻩ３２．３　气象及地震ﻩ33煤质资料分析4３.1原煤煤质资料ﻩ43.2A层煤煤质资料分析ﻩ1０３.２.1　A层原煤的筛分资料分析103.２.２A层煤的浮沉资料分析10３．3Ｂ层煤煤质资料分析ﻩ113.3.1B层原煤的筛分资料分析１13.3.2B层煤的浮沉资料分析ﻩ1２3．4A、Ｂ层煤分组分级分析ﻩ133.４.１　分组分级条件ﻩ１3３.4．1A、Ｂ层煤分组分级分析ﻩ14３.5．1混合入洗原煤筛分资料分析ﻩ15３．５.２混合入洗原煤浮沉资料分析ﻩ163.5.2混合入洗原煤可选性分析1６4工艺流程的选择依据174.１选前脱泥与不脱泥比较ﻩ174.２选择重介选煤方法的依据18４．3选择三产品重介旋流器的依据ﻩ１９4.4选择有压重介旋流器分选的依据ﻩ194.５浓缩浮选204.6浮精压滤处理ﻩ20４.7 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 选择及经济技术比较2１4.７．1初步选定方案分析21４.７.２方案的预测ﻩ22４.７.3方案的技术比较274.7.4方案的经济比较ﻩ294.7.8　工艺流程图ﻩ３05　流程计算ﻩ315.1数质量流程计算ﻩ315.2介质流程计算３35.３　设备选型及计算ﻩ4１5.３.1设备选型及计算的原则ﻩ４15.３．1设备选型计算表ﻩ426选煤工艺布置ﻩ446.1总平面布置４46．2主厂房446.3产品仓ﻩ46６.4煤泥压滤车间ﻩ46６.5　生产技术检查476.５.１检查的内容与项目ﻩ４7６.5.2技术检查取样设置ﻩ５０6．５．3检查室５０7建筑物和构筑物ﻩ51７.1建筑物及构筑物设计5１7.1.1建筑设计ﻩ517.1.2结构设计518给水排水ﻩ5２８.１　给水水源52８．2用水量和水压ﻩ52８.３　给水系统528．4排水53９工业场地总平面布置ﻩ548．1工业场地总平面布置的基本原则548．２　总平面图设计的要求５48.3铁路布置559选煤厂电气ﻩ5６9.1供配电系统ﻩ569．2集中控制室系统ﻩ5６11　供热与通风５71１.1概述ﻩ５71１．2　采暖ﻩ5711.３通风57１1.4热力管网ﻩ5712　经济技术评价ﻩ５8１２．１劳动定员５８１2.２　劳动生产率ﻩ58参考文献:ﻩ60致　谢６１英文 原文 少年中国说原文俱舍论原文大医精诚原文注音大学原文和译文对照归藏易原文 ：ﻩ6２中文原文：ﻩ751前言中国是一个工业化程度还比较低的发展中国家,能源结构比例中煤炭所占比例高达73%,石油为2１％，天然气和水能仅占2%和4%,因此大气污染相当严重。预计2010年中国的煤炭消耗量将超过1８亿t,如果不采取措施,燃煤排放的二氧化硫量将达到3300万t以上,每年因燃煤污染造成的损失高达1０0亿元以上,燃煤型的大气污染问题将是我国解决环境污染的首要课题。[1］因此,在煤炭洗选加工过程中要求清除原煤中的有害杂质,排除矸石，降低灰分、硫分、水分，提高回收率，回收伴生矿物，改善煤炭质量。煤炭经洗选后可显著降低灰分和硫分的含量,减少烟尘、二氧化硫等污染物的排放。而且煤炭洗选加工是煤炭达洁净、高效利用的目的及后续深加工的必要前提。1、我国煤炭洗选技术的现状(1）原煤入选比例低。国家重点煤矿的原煤入选比例有198９年的19%提高到2008年的44．8%,地方国有煤矿的入选比例也由16%提高到29.2%。在产量上也由199５年的１.9亿吨增至２.8亿吨,提高了4７.3％。尽管如此,目前中国原煤入洗比例还是很低。［2]（２)技术装备低。目前我国煤炭洗选加工业缺乏自我发展、自我改造的能力,主要表现为：技术装备落后,产品可靠性差、自动化程度低;缺乏专业人才,技术创新能力差。(3）环保意识差,副产品利用率低。洗选总量和洗选副产品与环境容量不平衡。2、我国煤炭洗选加工的发展趋势;（１)原煤洗选比率将不断扩大。不仅要提高国有重点煤矿的洗选比率，而且更要大力发展地方煤矿的洗选加工。(2)厂型和设备向大型化、工艺简化发展。设备将向高效、大型化发展,并简化工艺系统，减少重复配置同功能设备及作业环节，尽量形成单一设备的作业系统,以降低基建投资和生产成本，提高处理能力和功效，并向着定型设计、 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 设计方向发展。(3)生产自动化程度将越来越高。目前,中国选煤厂的自动化属于局部生产系统自动化的较多,如跳汰机床层自动控制、中悬浮液密度自动测量与调控、浮选工艺参数自动检测与控制等,只有少数厂实现了全厂主要生产系统计算机自动化和全厂设备集中控制、数据采集和工业电视监视。因此,进一步推广选煤厂自动化成果，发展全厂生产系统自动化，是今后的发展方向。（４）发展深度加工,开发洁净煤技术。洁净煤技术是包括开采、加工、燃烧、利用和环保等全系统的综合技术的总称，旨在提高煤炭利用的效率,杜绝环境污染。煤炭洗选加工是开发洁净煤技术的重要和首要环节,其重点在于主攻细粒和极细粒煤的精选，开发生产超纯煤技术和脱除杂质、脱硫技术,特别是脱除有机硫的技术。更是当前开发洁净煤的关键。2厂区概况2．1矿区总体概述开滦范各庄矿区田范围:井田东部以煤氧化带为自然边界,西北部以范吕井田边界为边界，南部以经度3880００,西部以纬度９250０为界。井田南北走向4.7km,东西倾斜宽3.14km,井田面积１4．3平方公里。2.2　地理概况范各庄矿位于开平向斜之东南翼,属唐山市古冶区管辖境内,北距古冶火车站１0.2公里，矿内铁路与京山线古冶站和林西矿接轨,有公路干线通过井田。矿区地理坐标；东经11３度28分,北纬39度３3分。范各庄矿区田范围内地势平坦,为第四系冲积层覆盖,并且主要由砂、粘土、卵石组成。2．3气象及地震本井田属暖湿带半湿润型季风气候，四季分明，光照充足,温差较大。春季多风少雨,夏季炎热湿润,秋季高气爽,冬季寒冷多雾。年平均气温１4.2-15．5℃,年降水量349.2-９7０.1ｍm，年日照时数1787.２-256６.7h。每年7-９月份为雨季。据河北地震局鉴定，本区地震基本烈度为7-8。。ﻬ３煤质资料分析3．1原煤煤质资料表3-１入厂混合原煤筛分组成综合表级别产品Ａ层煤:Ｋ1＝3９．50％B层煤:K2=６０.５%混合原煤(mm)名称占本层占原煤灰分占本层占原煤灰分占原煤灰分　（％）（％)(％）（％）(%)（%)（%）(%）12３４56789１0１０0煤1４.３3５.６61４.５017．41１０.5３11.581６.1９１2．60夹矸煤0.６８0.2743.6６－-－０.２743．66矸石５.1６２.0479.470．120.07８3.４02.１１79．61小计20.１7７.９732．1017.5310．611２．0７１8．5７20.66100~5０煤8.18３.231６.749.7６５．９0１２.599.1414.0６夹矸煤０．240.0945．820．050.0３46.６００.134６.０1矸石2.901.1５７７.620.４０0.2483.281.3９７8．61小计1１.32４．47３2.８５10．２1６.1815.５３1０.6522.80５0~２５煤1２．68５.０12７.3612.307.4４15．8812．45２0．５02５~13煤１0．９94.3424.2４8.024.８51６.2７9.１920.0313～6煤１5.４５6.1０23．001４．0３8.4９１6.1０14．5918．996~３煤１4.７８5.8４18.8１1５．5９9.4314．031５.２7１5.86３~0.５煤７.983.1517.5１11．3２6．8512.7４10．０014.24－0.5煤6.63２．621６.７811.00６.6613.9３9.２７14.73总计－10０.00３9.50２5.18100．0０60．５014.38１00.０018．65表3-2原煤破碎级筛分组成综合表级别Ａ层煤:KA=12.44　%B层煤:KB＝1６.78　％破碎级混合煤KＡ＋KB=29.２2　%（毫米）数量（%）灰分数量(%)灰分数量灰分　占本级占原煤(%)占本级占原煤（%）(％）(%)12３4567895０~25３3.１４4.1２　37．48３1.935.3615.379.4８２４.9８２５～1319.892．4732.8４２０.5１3.441３.75.９221.7０13~620.７42.58２9.０7２0.073.３7１２.265.9519．55６~3１1.731.4６23.9１０．461.７６1０.９63.２１1６．83３~0．57.4２０.9219．６6８.631．459.632.371３．５3-０.５7.080．881８．４8.41．4１10.512．2９1３.54总计1001２.４4　３0.55100１６.7813.０４２９.2220．49表3-3原煤自然级筛分组成综合表级别A层煤B层煤自然级混合煤(毫米）占原煤数量（％）灰分占原煤数量(%）灰分占原煤数量(%）灰分　(%)（％）(%)１2345６750~255．0127.3６7．44１5.881２.4５20.5025~134.34２4.24４.８51６.２79．19２0．0313～66.1０23８.49１6.11４.5９1８.9９6~３5.8418.８19.４３１４.0315.2７1５.863~０.53.１51７.516.8512.7410.０014．２4－０.52.６２16.786.６613.９39.2７14.73总　计27．0６21.86４３.7２14.7８70．78１7.４9浮沉密度A层B层混合　煤数量（%)灰　分数　量（%)灰　分数量（%）灰分占本级占混合煤（%)占本级占混合煤（%)占本级占混合煤(％）123４5６78910-１．3５.3８　１．９０4．49　12.６７　6．455.4５　９.69　8．355.231.３~1．4４3.29　15．25　9.03　５8．282９.6８　８.6352.1５44.９38.7６1.4~1.5１9．３76．8215.6315.９3　8.11１5.５717.33１4.９4　15.60　1.5～1.６６.622.33　2５．94　４.44　２.2624.975.334.6025．４6１.６~1.８6.0２　2.12３8.８33．62　1．84３4．2３４.603.９６3６.6９１.819.316.8076.4５5.06　2.5869.5０10．899．387４．54小计1０0.00　35.２3　2６．０0100．00　50.9３　１4.06１00.0０　８6．16　18.9４小计占总计９7．86－－97.１３　-－９７．43--浮沉煤泥2．140.７7　22.22　2.8７1．5120．07　2．5７２．28　2０.80总　计10０.003６.0025.92100．0０　5２．441４.2３1０0．0０88.44１8.９9　表3-4　A、B层煤0.5~50mm自然级、破碎级和混合煤浮沉试验综合表级别原煤破碎级原煤自然级混合原煤(毫米）占原煤数量（%）灰分占原煤数量（%)灰分占原煤数量(%）灰分(%）　(%)（%)校正前校正后12３456785０~２59．4８24．9812．4５2０.5０２１.9322.4422．7225~135．9221.70９.１920.0315.1１2０.６92０.９713~65.9519.551４.５９１8．９920.5４19．１519.436~33.2116.8315.２7１5．86１8.４816.03１6.3１３～０.5２．371３.5３10.０0１4.241２.37１4.1１14．3９-0.5２.２913.549.2714.73１1.5６1４．50１4．78总计2９．２220.49７0.7817.49１00．0０18．３618.６5表3-5原煤破碎级和自然级筛分组成综合表表3-6Ａ层煤０.5～５0mm自然级、破碎级和混合煤浮沉试验综合表浮沉密度自然级破碎　级混合煤数　量(％)灰分数量(%)灰　分数量(％）灰　分占本级占混合煤(％）占本级占混合煤（%）占本级占混合煤(%）１234567８910－1.35.９4１．４14.２84.230.495.15.381.9０4.491.3~１．445.61１０.828.7938.514.4３９.6143.2915.25９.0３1.4~1.520.8２4.９415.3８16.３8１.８816.2８19.3７6．8２15．631.5～１.６6.４31.5326.017.020．812５.8１６.62２.3３2５．9４1.6~1．85.851.39３９．016.380.73３8.56．０２２.1２38.８31.8１5.353.64７３.2２27.483.16８0．１819.31６．8０7６．45小计１0０23.7３2２.6６1００11.50３2.８9100.0035．23２6.０0小计占总计97.０9－2２.66９9．49-3２．899７．８6-－浮沉煤泥２.９10.7１２2.0６0.510．０６２４.2２.140.77２2.22总　计10024．4４２2.６41001１.５6３２.8510036．0025．92表3-7　Ｂ层煤0.5~５0mm自然级、破碎级和混合煤浮沉试验综合表浮沉密度自　然　级破碎级混合煤数量（%)灰分数　量（%）灰分数　量(％)灰　分占本级占混合煤(%）占本级占混合煤（%)占本级占混合煤（%)123４５6７８９１０-1.3１6.２８5.81５.５34．20.644.7４1２.676.４55.４５1.3~1.45４．７61９.568.67６６.5510.１28．5４58．282９.６８8.6３1.4～１.515.６5．５715.4３1６.692.5415．8８１5.938．1１15．571.5~1．64．481.６0２５.214.350.６624．384.442.2624.971.6~１．８３.451.２3３5.694.010.6131.28３．621.843４．23１.85.431．9469.６1４．20.64６9.185.06２.5869.5０小　　计10035.7214.191001５.21１3．75１00.０050．9３14.０6小计占总计９6.37－14.１99８．96-13.75９7.1３－-浮沉煤泥3.6３1．３５２0.10１.0４0.16１9．81２．8７１.5120.0７总　计１0０37.0６14．4010015.3７１3．811０052.４4１4.２3浮沉密度浮　沉组　成浮物累计沉物累计邻近密度物含量校正前校　正后数量灰分数量灰分分选密度数量(%)数量灰分数量灰分γβ(%）Aｇβ(%）γθ（％)Aｇθ(%）(δｉ）（γI±0.1)γ本（%)Ａｇ(%)γ本（％)Ag(%)　　　　12345678９1０１1-1.39．69５.2３9.６95.４0９.69５．4０１0019.１１1.361.8４1．3~1．452.158．765２.１５8．9361.848.3790.3120.581.469.4９1．4~1.51７.３31５.6０17.３３１５.７679．1８9.99３8.1636.511．522.671.5～１.６5.33２5.４65．332５.6３８4.５1１0.9820．8２５3．７71.67.６31．6~1.８4.6０３６.694.6０36.8６8９.1112.3１15.４9６3.4７1.7４.6０１.8１0.897４.5４10.897４．71100.００1９．1110.89７４.7１－－小计1０0.0018.94100.0０19．1１－－--－-小计占总计97.4３-97.43-－-－－--浮沉煤泥2.5７20.80２．５７20.9６－－－－－-合　计10０.００1８．99１０0.0０19．1５-－－-－－表３-8　A、B层煤0．5～50mｍ入选级浮沉组成表3．2　A层煤煤质资料分析3.２.1　A层原煤的筛分资料分析1、通过表3-1资料分析;(1)＞50mm粒级情况：>50mm粒级占总量31.49%，含量较多;灰分为32.37%。>50mm粒级的矸石含量为８.06%，查表3-９知含矸等级为高矸。表　3－9入厂原煤含矸量等级含矸量％＜11～5>5含矸等级低矸中矸高矸(2）各粒级含量分析:主导粒级为+10０mｍ粒级，含量为２0．17%;13-6mm含量为１5.45%;6-３mｍ含量为14.78%。其余粒级含量均在10%左右,分布比较均匀。（3)各粒级质量分析：随着粒度的减小灰分减小,说明煤质较脆。由表３-1可知,＋1０0mm粒级的灰分为　３2.1０%,属于高灰煤;100-50ｍｍ　粒级的灰分为　3２.８5%,属于特高灰煤;50-２5mm粒级的灰分为27．36％,属于特高灰煤；２5-13ｍm粒级的灰分为2４.２4％,属于中灰煤;１3-6mｍ　粒级的灰分为23.０0％,属于中灰煤;６-３mm　粒级的灰分为18．81％，属于中灰煤;３-0.５mm粒级的灰分为17.51%，属于中灰煤;－0.5mm粒级的灰分为16．78%,属于中灰煤。各粒级灰分随着粒度的减小而降低,说明煤质脆易碎。表3-10灰分等级灰分等级灰分Ａｄ，％灰分等级灰分　Ad,%特低灰≤8高灰　　>25～40低灰>8~15特高灰>４0~6０中灰>１5~253.2.２A层煤的浮沉资料分析由表3-６知,低密度级煤含量较大，<1．50kg/l　密度级的含量高达6８.0５%累积灰分为10.５5%，其中<1.4kｇ／l密度级含量高达48.67%,灰分为8.5３％,>１.8kg/ｌ密度级含量为19.31%,灰分为　７6.４5%。浮沉煤泥含量为2.１4%，灰分为2２.22％。原生煤泥含量为6.6３%，灰分为16.7８%。说明矸石存在一定的泥化现象。图3-1　A层入选原煤０.5-50粒级可选性曲线根据A层浮沉资料绘出可选性曲线，如图３－1所示。取精煤灰分9%时，δ0.1　含量为24.０0%,根据表3-11中国煤炭可选性评定标准，知该原煤可选性等级为较难选。表3-11中国煤炭可选性评定标准＊(GB/T１６417-1996）δ0.１含量/%<=10．01０.1-２0.０２0.1-３0.0３0.1－4０.0>4０可选性等级易选中等可选较难选难选极难选3.3Ｂ层煤煤质资料分析３．3.1B层原煤的筛分资料分析１、通过表３-１资料分析；（1)>50mm粒级情况:＞5０mm粒级占总量2７．74%,含量较多；灰分为13．34%。>5０mm粒级的矸石含量为0.５２%，查表3-９知含矸等级为低矸。（2）各粒级含量分析:主导粒级为+１0０mm粒级,含量为１7．53％;13-６ｍm含量为14.０3%；6－３mm含量为１５.59%。其余粒级含量均在10%左右,分布比较均匀。(3）各粒级质量分析：　由表３-1０可知,+１００ｍm　粒级的灰分为12.07％，属于低灰煤；100-50mm粒级的灰分为1５.53%，属于特中灰煤；50-２5mm粒级的灰分为１5.88%,属于中灰煤;25-13mm粒级的灰分为1６.２7%，属于中灰煤；1３－6mｍ　粒级的灰分为16.1０%，属于中灰煤;6－３mm粒级的灰分为14.03%,属于低灰煤；3-0.5mm粒级的灰分为１2．74%，属于低灰煤;－０．5mm粒级的灰分为13.9３%，属于低灰煤。25-１3mm和１3－6mm两个粒级的灰分最高，其余粒级灰分较低，形成中间高两头低的现象。3．3．2B层煤的浮沉资料分析由表3－7知，低密度级煤含量较大，<1.5０kｇ/l密度级的含量高达８6．８8％累积灰分为9．４4%,其中<１.４kｇ/l密度级含量高达70.9５%，灰分为8.06％，>1．8kg/l密度级含量为5.06%,灰分为6９．05%。浮沉煤泥含量为2.８７％　,灰分为20.07%。原生煤泥含量为11.00%，灰分为１3.9３％。说明矸石存在一定的泥化现象。根据Ｂ层浮沉资料绘出可选性曲线，如图3-2所示。取精煤灰分9%时,δ0.1含量为6.５%,根据表３-1１中国煤炭可选性评定标准，知该原煤可选性等级为易选。图３-2　B层入选原煤0．５－50粒级可选性曲线３.4A、Ｂ层煤分组分级分析３.4.１分组分级条件分级分组入选的讨论有利于制定出适合原煤性质的工艺流程，目标是遵循最大产率原则,即等密度或等灰分原则,遵循此原则才能获得最大的精煤产率,继而才能获得最大的经济效益。判断原煤是否分组的条件为:(1)．原煤牌号不同；(2).选后产品有特殊要求；(3）.精煤硫分相差悬殊;（4）.用密度——基元灰分曲线判断，根据原煤的可选性曲线，在同一坐标中，画出各自的密度——基元灰分曲线：若当δ一定时,△λ<５%时,不需要分组;若当λ一定时,△δ<0．０5时,不需要分组。分级是否的条件:分级入选是指不同粒级的煤分别选用不同的分选方法，也叫作分别入洗。是否分级入洗主要取决于分选工艺的不同，同时,也要考虑不同粒度级的性质的差异。(４）的判别方法也适用．对于原煤的分级分组的讨论是确定选煤工艺的前提,这些预先的分析关系到选煤工艺的确定，对选煤厂的设计来说是一种铺垫。３.4.1A、B层煤分组分级分析(１）分组分析；图3-3A、B层基元灰分曲线如图3-3所示:当δp=１.50g／cm3　时，由图中查得△λ=0．2<5％；当Aｄ=9.01%时,由图中查得△δ=０.０1＜0．０5％　。由于两种煤都属于同一牌号,并且两层煤从基元灰分曲线上看符合等灰分——密度条件，确定其可以混合入选,不需要分组入选。为简化工艺流程找到了依据。(2)分级分析;图　3-4A、Ｂ层混合煤0．5-13、13-5０mm粒级基元灰分曲线如图3-4所示:当δp=1．50g/cm３　时,由图中查得△λ=1.8<5%；当Ａd=9.01％时，由图中查得△δ＝0．０25＜０.05%　。根据原煤的各粒级浮沉资料显示,画出其基元灰分曲线,符合混合入选的条件，不需要分级入选。3.5混合入洗原煤的可选性3.5.１混合入洗原煤筛分资料分析如表３-1当ＡB两层煤按照39．5:60.5比例混合时,原煤灰分为　１8．６5％，属于中灰煤。灰分随着粒度的减少而降低,说明煤质较脆。其中大于50mm含量为29.22%,灰分为２1.4４%。可见矸石含量为3.５%,灰分高达79．20%,为中等含矸煤。混合后粒度分布均匀，　０.5mｍ以下含量为９.２７%，含量不高。由表3-1可以看出：１3mm以下末煤量为３９.86%，较为集中。灰分随着　粒度的减少而降低，说明煤质较脆。３.5．2混合入洗原煤浮沉资料分析由表3－8　可知：可以看出低密度煤含量较大，小于１．５kｇ／l密度级含量高达79.１8％,但是浮煤累计灰分为9．99％。小于　１．４kg/l　密度级含量为６1.84%，但灰分也较高为8．37%。大于１.8kg/l密度级含量为10.89%,灰分为７4．7１%，说明矸石含量较低。浮沉煤泥含量为2.5７%，但灰分达到了20.9６%，与原生煤泥1４.7３%相比，相差很大,所以可得矸石易泥化，煤泥水不易澄清,应该注意分选方法的选择。3.5.２混合入洗原煤可选性分析在要求精煤灰分Ad=9.01％时，由可选性曲线可得：理论精煤产率;γ理论=7８．75%理论分选密度:δp＝1.5０g/ｃm3当理论分选密度δp＝1.50g／cm3时，邻近密度物含量γ=２２.50%　表３-1１得该煤可选性等级为较难选。图３-5　A、B层混合入选原煤０.5-50mm粒级可选性曲线4工艺流程的选择依据4．1　选前脱泥与不脱泥比较（1）选前脱泥优点是:分选精度高，效率高，介质损失少。入料中非磁性物含量少，故脱介效果好。脱泥后，进入重介系统的煤泥量基本一定。保证介质系统的稳定性，即分流量稳定，因而介质密度的调节十分简捷，只控制补加清水量一个因素即可;其次,脱掉大量煤泥,从源头上最大限度减少泥化现象，给分选作业带来诸多好处。针对脱泥用水量大问题，设计采用磁选尾矿作为第一道喷水,润湿全部物料，并脱去大量煤泥,使真正用作第二道喷水的循环量大大减少；另外,脱泥后,进入重介系统的总物料量减少,等于提高了设备的处理能力,将大大降低大型、特大型选煤厂投资。此外厂房布置上,脱泥更有利于模块化厂房布置。其缺点是，工艺环节增多,对脱掉的粗煤泥还需增加处理设备。但与上述优点相比，这些缺点显得微不足道。（2）选前不脱泥工艺,虽然简化工艺环节，但却增加了后续设备负荷,且厂房体积明显增大。不脱泥入洗意味着全部煤泥进重介旋流器，加之矸石易泥化，其小小波动都将对悬浮液的流变性产生很大的影响,直接影响分选效果；此外，煤泥量大,介质损失大,脱介喷水量大,配套的磁选机多。从煤泥分选角度考虑，煤泥在整个重介系统没有被分选（普遍认为，旋流器分选下限为0.５mm）,也没有得到回收，转了一圈又返回煤泥水系统,重复入洗。无论技术上还是经济上都不可取。[３］该厂入洗煤中煤泥量大,加之煤质脆、易碎，且有泥化现象，设选前脱泥环节很有必要。4.２选择重介选煤方法的依据(1)　跳汰选煤法优点：跳汰选煤法工艺流程简单、生产能力大、维护管理方便、生产成本低、分选极易选和易选煤可以获得较高的数量效率，一般在９0%以上，在处理中等可选性煤时，也能达到较好的工艺指标,因此在选煤厂设计中普遍采用。此外跳汰选煤法的适应性强，分选粒级宽，分选上限可达5０-100ｍm，分选下限为0.3－0．５ｍm，既可以分级入选，也可以不分级入选。缺点：跳汰选煤法的分选效率受给料性质影响较大，在细粒物料多、可选性差的条件下,分选效率会显著下降。跳汰机对于易选煤的精度和重介质选相当，但是在要求出低灰精煤产品时,如果分选密度低于1.40ｇ/cm3时,可能由于分选性变难，造成跳汰机难以操作，无法保证正常操作。［4](2）重介质选煤法重介质选煤适宜分选难选和极难选煤，它的分选粒级宽。目前,在重　力场中分选时，块煤重介分选粒度上限一般为300mm,最大可达到1000mｍ，下限为3－6mm。如果在离心力场中（如重介质旋流器内)分选，分选粒度下限可达0.１5-0.２mm,甚至更小些。优点：重介质分选可实现稳定的低密度分选，并且分选精度高，因此能够生产出高质量的精煤并得到较好的分选指标。重介质分选易于实现自动化,重介块煤分选机选矸效果好,分选效率可达到９5%,可代替人　工手选，重介质旋流器约达到９0%左右。缺点：投资相对高一些。由于介质流程比较复杂,设备、管路、阀门　容易磨损,养护维修工作量较大,而且在操作、调整方面比较严格困难。经过上表比较重介分选的各项指标均优于跳汰分选,故选用重介选煤方法。4．3　选择三产品重介旋流器的依据(1)　采用两段两产品生产三产品。　优点：两段两产品工艺在分选时可以方便地调节分选密度，两段介质密度可以分别控制，控制精度高。缺点：需要两个重介系统,因而基建费用高，运行成本大。高、低两种密度的介质系统并存,而且多了一台介质桶和介质泵，工艺流程和工艺布置复杂，设备管道磨损大,电耗大,生产费用高。[5］(2)采用三产品重介旋流器一次性完成三种产品的分选任务。优点：用一套低密度介质系统就可以实现必须用高、低两种密度介质能完成的生产三种产品的任务,简化了介质流程和工艺环节,紧凑了工　艺布置，也减少了对设备管道的磨损,所以低成本、高自动化的三产品重介旋流器分选流程受到了选煤厂的青睐。缺点：第二段介质密度的自动控制很难实现。虽然第二段介质密度的自动控制很难实现,但是通过采用一些简便办法可以调节第二段旋流器的分选密度,以弥补不能实现自控的不足。考虑到选煤厂的入洗原煤是多个矿区的混合煤,煤质的各项指标可能存在一定的波动，而且考虑到随着开采煤质可能会变坏,所以采用两段两产品重介旋流器能更加精确地调节分选密度。4.4　选择有压重介旋流器分选的依据有压、无压入洗方式的比较：（1）有压入料分选下限低，效果好，尤其适于细粒级含量高的原煤。厂房高度低,投资省,设备处理量大，有利于装配式厂房布置。不可否认，有压入料会使物料过粉碎。但从煤质角度看，解离得越细（不包括－0.５mｍ)，精煤回收率越高。（2）无压入料简化工艺，避免末煤过粉碎，近来很受用户欢迎。其不足之处为：对末煤、粉煤的分选精度略低;其次,物料必须被提升至一定高处,厂房体积增大,投资增加。根据原煤存在泥化现象，采用无压给料,避免有压给料过程中搅拌加重矸石泥化。4.５浓缩浮选首先不可避免的承认，采用浓缩浮选,会增加一套浓缩系统，这不仅　是在投资方面还是在操作成本方面都会相应的增加成本。但是一个不容回避的事实。若不采用浓缩浮选,经计算知,浮选入料浓度只有55.20ｇ/ｌ，如　果直接浮选，不仅浮选效果不好,而且还会增加操作成本,因为浮选入料　的增多意味着浮选机台数增多,还有药剂使用的增多，众所周知,浮选是一种成本很高的选煤方法。所以在本流程中采用浓缩浮选。4.6浮精压滤处理目前,关于浮精的处理有三种方法，圆盘真空过滤机、加压过滤机和压滤机。压滤机具有处理能力大、过滤速度快、卸料速度快、压榨水分低、自动化程度高等特点,特别是对来料的适应能力强,受矿浆特性影响小,主要体现为其排料周期及排料量不因浮选精矿性质的变化而大幅波动,当矿浆泡沫量及细泥含量增大时，该压滤机工作效果没有明显变化,且随矿浆浓度的增大工作周期缩短，处理能力增大。而在同等情况下,真空过滤机及加压过滤机排料时间却成倍增加,排料量也明显降低。不仅如此，圆盘真空过滤机随着工作时间的增大，其工作效果大幅下降,主要表现在处理量显著降低,滤饼薄、粘度大、水分高。所以选择压滤机作为浮精的处理方式。[6］４.7　方案选择及经济技术比较4.7.１初步选定方案分析根据前面对原煤性质的分析以及对资料综合和按比例综合后的入洗原煤的可选性研究,初步确定了跳汰主选-中煤跳汰再选、跳汰主选-中煤重介旋流器再选、两产品重介旋流器主选－中煤两产品重介旋流器再选、０．5-50mm无压三产品重介旋流器分选等四个分选工艺,下面将各个流程分析如下:1、0.5-5０mm粒级跳汰主选－中煤跳汰再选；该流程分选工艺简单,分选粒级范围较宽,用于易选及中等可选煤质。但低密度分选时精煤回收率较低,造成资源浪费,选煤厂的综合效益低。二、0．5-50mm粒级跳汰主选-中煤重介旋流器再选；该流程结合了跳汰排矸不受密度限制及重介旋流器低密度分选精度高等优点,与第一种方案相比解决了精煤回收率偏低的问题。但是两种分选系统共同存在,造成管理困难。三、0.5-50mｍ粒级两产品重介旋流器主选－中煤两产品重介旋流器再选；该流程适用于难选、极难选煤的分选。但是该系统存在两套密度重介质系统,增加了不必要的管路磨损和设备台数。四、0.5-50mm无压三产品重介旋流器;该流程是对方案一、二、三的改进，采用无压入料既减少入料的过度破碎，又减少了矸石的泥化现象。该流程以单一低密度重介质悬浮液系统一次分选出质量合格的产品，省略了一套高密度重介质悬浮液系统，降低了成本。根据工艺特点分析,采用方案四最佳。后续还将对以上四个方案进行技术经济比较确定最终方案。４.7.2方案的预测一、0.5－50mm粒级跳汰主选－中煤跳汰再选该流程首先确定分选能够达到的技术指标，根据《选煤厂设计手册》可查得跳汰主选矸石段I=0.１5，跳汰主选中煤段I=０．１7，跳汰再选矸石段的I=0.19,中煤段Ｉ=0.19,根据平均密度求得各个密度级的分配率，如表4-1、4-２所示：二、0.５-5０mm粒级跳汰主选-中煤重介旋流器再选;该流程首先确定分选能够达到的技术指标,根据《选煤厂设计手册》可查得跳汰主选矸石段Ｉ=0.18，重介中煤段Ｅ=0．05,根据平均密度求得各个密度级的分配率，如表4-3、4-4所示:三、０.5－5０mｍ粒级两产品重介旋流器主选－中煤两产品重介旋流器再选；该流程首先确定分选能够达到的技术指标，根据《选煤厂设计手册》可查得主选矸石段Ｅ=0.０35，中煤段E＝0.04，根据平均密度求得各个密度级的分配率,如表4－５所示：四、0.5-50mｍ无压三产品重介旋流器;该流程首先确定分选能够达到的技术指标,根据《选煤厂设计手册》可查得主选矸石段Ｅ=０．06,中煤段E=0.035,根据平均密度求得各个密度级的分配率，如表4－６所示：表4-１0.5-50ｍm粒级跳汰主选产品预测表密度原　煤　矸石δP１＝1.９5　　中煤δP2=1．40精　　煤δγAgｔ１ε1γ产Ａｇγ入t2ε2γ产Agγ产Ag(%）(％)(%）(%)(%)(%)(%）(％）(％)（%)(％)1２34５68９1-1.３9.6９5.40-7.0060.000.005.409.69-2.７500．３００.035.409.６65．401.3~1.４5２.158.93-４．490　0．000.008.9352.1５-0．５３02９.8115.558.93３6.608．9３１.４～1.517．3315．76-３.３600.040.011５.7617.３3０.46７67.9911．７8１5.７65.5515.7６1.5~1.65．3325.６3-2.457　0．７00.0４25．6３5.３01.2６3　8９.６84.752５.６30．5525.63１．６~1.84．6０36.8６-1.3738.490.３９36.８６4．２1２.22098．68４.１536．８60.0６36.８6１.810．897４.７10．23159.126.44７4.714．453.2１799．944.4574．71０.007４.71小计1０0.001９.11－－6.87７２.23９3.13－－４0.712２．８95２.429.21　表４－２0.５－５0mｍ粒级跳汰再选产品预测表密度入　料　　矸石δＰ1=１.90　中煤δP２=１.３０精　煤δγAｇt１ε1γ产Ａgγ入ｔ2ε2γ产Agγ产Aｇ(％)(%)(%)(％)(%)（％)(%)(%）（%)(%)(%)123456891-1.30.０75.40－5.339　０.000.005.40０．0７　-1．4397.５00.０１5.400．07　５.4０1.３~1.438．19　8.93-3.3530．０40.０2　8.93３8．１80．５47７０.792７.03　8.9３1１．15　8.9３1.４~１.52８．9415.76-2.4６1０.６9０.2０１５.762８.741.４3992.502６.58１5.７６２.161５.7６1.５~1.６11．６72５.6３－1.74８4.020.4725.6311.20２.１５2　98.4311.０225．6３0.18２5.631.６~1.8１０.213６.8６-0．89218.６21.90３6.86８．313.００899.87８.3036.8６0.０136．861．81０.9374.710.0０0５0.00５.46７4.715.46　3.9０01０0.００5.4６74.７10.0０74．71小计100．0022．89-－８.0５６1.3291.9５－-78.39　２１.1３13.5610.24　密度入　料　矸石δP1＝1.9　I＝0．18中煤δγAgt1ε１γ产γ本Agγ产γ本Ag(％)(％）(%)（%)（％)(％）(%)(％）(%)12345６７8１51617-１.3９.695.4０-5．19400．000.005．409．６910．8７5.４01．3～1.452.１5８.93-3.0９80．10.0５０.4８8.9３5２.１058.458.931.４～1．５17.3３15.76-2.1５61.5６0.272.49１５．761７.０619.１415.761.5~1.6５.332５.6３-1.４048.02０．433.942５.６34.91５．5０25.6３１．6~1．84.60３６.86-0．50030．8５1.42１3.0736.８63.18３．5736．861．８１0．8974．７１０．83６79.848．6９80.0３74.７1２.２0２.4674.71小计１00.0０1９.11－-１0.８610０.0066.058９.14100.0013.3９表４-30.5－50ｍm粒级跳汰主选产品预测表表4－40.5－50ｍm粒级重介再选产品预测表密度原煤一段（精煤)分选密度：1．45中煤δγＡｇt1ε1γ产γ本Agγ产γ本Aｇ　(%）(%)（%)(%)（％）（%)（%）（％)(％)12345６7８15１6１７-1．310.87５．40－4.219　0.0０10.872１4.２16　５．40０.０00．0０　5.401．３~1.4５8．４５　８.93　-1.６88　4．5755.77972.９3８　8.９３２.6７1１.35　8.931．4～１.519.１4１5.760.00０　50.00９.572　１2.5１615.7６９．57　40.6915．７6１.5～１.6５.5０25．63　１.68８95.430.251　0.3２925．６35．2５22.3２2５.631．6～1.8３.57３6.8６4.219100.００0.000　0.00036．863．5７15．1736．8６1．82.4674.７1９．2811０0.0０0.000　0．0007４．712.４610.477４.71　小计100.０013.39－-７6.47100.009.3４２3.5３　１00．0026.５6密度原　煤一段(精煤)分选密度:1.45二段(矸石）分选密度:1.8中煤δγAgt1ε１γ产Aｇγ入t2ε２γ产Agγ产Ag　(%)(%)(%）（％)(%)(%）(%)(%)(%）(%)(％)1２3４５6891-１.39.695.40-４．82１0.0-09.69　5．４00.0０-１0.1２5　0.000．00　5.４0　０．0０　5．４０　1.3~1．４5２.15８.9３-１．９29２.6950.7５　8.9３1.４0-７.59４　0.000.0０8.９3　1.40　８．９3１.４~1.５１7.3315.７60.00050.008．6７　１5.76　8.67-5．9060.０0０.001５.768.6７　１5．761.5～１.６5.3３２5.631．9２997.310.１425．635.19-4.219　0.00０．０0　2５．635.19２５．63　１.6～1.84.6036．864.8２1　100．00０.0０３6．864.6０-１.6884.580．213６．864.393６.86１．81０.8974．７110．６07　100.00０．0０　74．7110．893.3759９．9610.8874.71　0.00　７4.71小计100.0019.11--６9.２59．3２30.7５--１１．0973.9９１9.６5２2.６0表4－50．5-50mm粒级两段两产品重介旋流器产品预测表表4-6０.5-5０mm粒级无压三产品重介旋流器产品预测表密度原煤一段（精煤）分选密度:1.45二段　（矸石）分选密度:1.８中　煤δγＡgｔ1ε1γ产Agγ入t2ε2γ产Agγ产Ag(％)(%)(％)（%)(％)(%)(%)(%)(％)（%)(%)１2３4568９1-1.39．6９5.40-４.82１０．0０9.６95.400.00-６．７500.００0.０0　５.４0　0．005．40１．３~1．45２．1５8.93-１.9２9２.6950.758．931.4０－5.0630.000.0０　8.9３1．４０　8.93１.4~1.５１7.3３1５.760.０0050.008．6715.76　８.６7-3.938０.0０0.0015.768.67　1５.７6１．5~1.65.3325.６3１.929　97.310.1４25.63　５.１９　-2．８130.２5０．01　25.635.１825.63　１.６~1.84.60３6.８6　４.８21100.000.0０３6.８６4.6０-1.１2５13.0３0.6０36．8６　4.0036.86１.８1０.8974．7110．607100.0０0.０0７4．71　１0.89　２.25098.７810．７67４.7１　0.1374.７1小计1００.001９.１1－－6９．2５9.32３0.７５--1１．3772.６619.3822．66各方案的产品平衡表如表４-7、４-８、4－９、4－1０所示:表4-70.5～５0ｍm粒级主再选跳汰产品平衡表产　品数　　量灰分γ(%)吨／时吨／日万吨/年Aｇ(％)精末精煤４5.82１０4．14１６66．245４.999.31煤浮选精煤1７.2939.３0628.8２20．751０.00小计63.11１43.4422９5．0675．7４9.50中跳汰选中煤27.８363.251０１1．98３３.4024.87煤浮选尾煤3．628．23131.7１4．355０.00合计31.４571.4８1143．69３７.7４2７.7７矸石5．43１2.3519７.626．5272.23原煤1００.０022７．273636.３6１2０.0018．65表４-8０.５~50ｍｍ粒级跳汰-中煤重介产品平衡表产　　品数　量灰分γ(%)吨／时吨／日万吨／年Ag　(％）精煤精　煤53.9１１2２.521960．3464.699.34浮选精煤１7.２939．30628.8120.751０.０0小　计71.２0161.822589.１585.449.５0中煤中煤16．5837.696０3．0８19.9０２6.５６浮选尾煤3.6２８.23１３1.714.３55０．00合计20．21４5．927３４.7924.2530.76矸　　石8.591９.52３12.３910.31６6．0５原　煤100.00227．273636.36１２0．0018.65表4-90.5~５0mｍ级两段两产品重介旋流器产品平衡表产品数　　量灰　分γ(％)吨／时吨/日万吨／年Aｇ(%)精　煤54.7712４．471９９1.5765.729．32煤浮选精煤17．2939．３0628．８2２0．7５１０．0０小计７２.06163．77２620．3886.47９．49中中煤１5．５435.335６5．2118.６5２2.60煤浮选尾煤3.628.２3131.７1４.3550.00小计1９．174３.5669６.92２３．００27．78矸　　石８.7719．94３１9．０6１0．5３73.9９原　　煤100.0022７.2736３6．3６１20.00１8．6５表4－10０.５~50mｍ级三产品重介旋流器产品平衡表产　　品数量灰　分γ(％)吨／时吨／日万吨/年Ag　(%)精煤54.77124.471９9１．5465.729.32煤浮选精煤17.2９３9.3０628.812０.7５１0．00　小计７２.06１６3.7７２6２０.3586.4７9.４９中中煤15.3３3４.83５57.3５1８.3922.66煤浮选尾煤３.62８.2313１．７１4．355０.００　小　　计18．9543.076８９．06２2.7427.８９矸　石8.９９20.４３3２６.90１０.７972.66原煤１０0.00227.273636.361２0.0018.6５４.7.3方案的技术比较该入洗原煤预选的五个方案的各个技术参数及最综经济指标见表４-11、4－1２,经过对下表的分析,将各个工艺的技术指标和产品的结构的关系总结如下：表４-１１各方案技术比较方案选煤方法分选指标精煤产率精煤灰分中煤产率中煤灰分矸石产率矸石灰分1主选跳汰+中煤再选跳汰主选一段1.９５、二段1.40，再选一段１.9、二段1.363.119.5031．4527．７７5.4372．2３2主选跳汰+粗精煤重介跳汰1．8、重介１.４５71．２09.5020.2１３0．7６８.59６6.0５3两产品重介旋流器主选+粗精煤两产品重介旋流器再选一段1．45、二段1.872．0６9.4９１９.1727.7８8.7773．994无压三产品重介旋流器分选一段１.4５、二段1.872．０69．４918．9527.898.99７２.66表4－12各方案经济比较方案方案精煤数质量精煤售价中煤数质量副产品售价总销售收入/万加工费／万利润/万1主选