芦岭1.5Mta选煤厂方案设计及主厂房工艺布置说明书_毕业设计.doc

芦岭 1.5mta 选煤厂方案设计及主厂房工艺布置说明书 安徽理工大学毕业设计 i 淮北矿业集团芦岭 1.5mt/a 选煤厂方案设计及主厂房工艺布置 摘要 中国是一个煤炭生产大国，中国的煤炭企业越来越重视选煤行业的发展， 以提高煤炭产品质量。因此，先进的设计有着重要作用。本设计是芦岭选煤厂 的主厂房，这篇论文首先介绍芦岭矿厂区位置、地理概况和原料煤基地。本设 计采用重介选煤工艺，其主要设备是无压给料三产品重介质旋流器。然后阐明 了芦岭矿选煤厂的选煤方法的特点以及制定该工艺的依据。并且介绍了选煤厂 的服务年限和车间的工作制度，编制计算和选型。最后，从数量检查、质量检 查和采制化设施三个方面论述了该厂生产技术检查。设计符合设计要求，能够 较好地完成设计任务。 关键词：三产品重介旋流器，选煤厂，工艺效果关键词：三产品重介旋流器，选煤厂，工艺效果 the design and layout of the main plant 安徽理工大学毕业设计 ii process of the 1.5mt/a luling coal preparation plant of huaibei mining group abstract china is a large coal production country .the coal enterprises in china pay attention to develop the coal preparation industry more and more in order to improve coal product quality. so, the advanced design plays an important role . the design is the luling coal preparation plant, the first part of this thesis introduces the position of plant area and general geography situation and the base of raw coal of luling mine. the design adopt the heavy medium preparation technique, and its main equipments are three-product dense medium cyclone by unpressurized feeding. then introduces the coal preparation methods and the preparation technique and why preparation technique is adopted. then introduces the limit service time and the work system of coal preparation industry, compute the preparation technique and choose the type. in the last part, i discuss the arrangement of crafts and the quantity check and the facilities adopted, by which the technique of luling coal preparation plant can be checked. the design fits the requirement, and can complete the design. keywords: three-product dense medium cyclone, coal preparation plant, process effect 芦岭 1.5mta 选煤厂方案设计及主厂房工艺布置说明书 安徽理工大学毕业设计 i 目录 摘要 i abstractii 1 绪论1 2 厂区概况2 2.1 厂区位置2 2.2 地理概况2 2.3 气象、地震2 3 原料煤基地3 3.1 厂区地质特征3 3.2 煤层及生产矿井埋藏量、生产能力和服务年限3 4 煤质特征及其可选性4 4.1 煤质特征及其可选性4 4.2 煤质资料分析4 4.2.1 原煤筛分试验4 4.2.2 原煤浮沉试验5 5 选煤方法限度及工艺流程说明8 5.1 选煤方法与限度8 5.2 工艺流程制定依据8 5.2.1 选择无压给料三产品重介旋流器的依据8 5.2.2 采用直接浮选的依据.9 5.3 工艺流程的说明10 5.3.1 分选、脱介、脱水作业.10 5.3.2 介质回收.10 5.3.3 粗煤泥回收.10 5.3.4 煤泥水处理.11 6 原煤设计能力、工作制度及服务年限.13 6.1 选煤厂及车间的工作制度13 安徽理工大学毕业设计 ii 6.2 选煤厂的服务年限及原煤处理能力13 6.2.1 服务年限.13 6.2.2 厂型.13 6.2.3 处理能力.13 7 选煤厂工艺流程的计算14 7.1 选煤数、质量的计算14 7.1.1 分选作业的计算.14 7.1.2 介质流程的计算.16 7.1.3 数质量流程的计算.29 7.1.4 水量流程的计算.34 7.1.5 编制最终产品平衡表.35 7.2 选后产品的质量与品种35 8 主要工艺设备的选型与计算37 8.1 不均衡系数的选取37 8.2 主要工艺设备的选型与计算37 8.2.1 主选设备的选择.37 8.2.2 脱介设备的选型与计算.38 8.2.3 脱水设备的选型与计算.40 8.2.4 磁选机的选型与计算.40 8.2.5 粗煤泥弧形筛及离心机的选型与计算.41 8.2.6 矿浆准备器的选型与计算.42 8.2.7 浮选精煤及尾煤脱水设备的选型与计算.43 8.2.8 介质桶的选型与计算.43 8.2.9 粗煤泥桶的选型与计算.43 8.2.10 尾煤浓缩机的选型与计算.44 8.2.11 主厂房皮带的选型与计算.44 8.2.12 其他设备的选型与计算.45 9 工艺布置.48 9.1 主厂房工艺布置原则48 9.2 主厂房布置简介48 9.2.1 标高 24.30 平面48 9.2.2 标高 16.50 平面.48 9.2.3 标高 10.50 平面.48 安徽理工大学毕业设计 iii 9.2.4 标高 4.80 平面49 9.2.5 标高 0.00 平面49 10 生产技术检查.50 10.1 数量检查50 10.2 质量检查50 10.3 煤样室与化验室50 参考文献51 附录52 致谢54 安徽理工大学毕业设计 1 1 绪论 根据安徽理工大学下达的毕业设计任务书，设计淮北矿业集团芦岭 1.5mt/a 选煤厂 方案设计及主厂房工艺布置，厂型为 150mt/a 的炼焦煤选煤厂，设计煤炭质量要求为： 精煤灰分10.5111.00%；水分 mt12.00，-0.5mm 粒级煤参加浮选。 d a 本选煤厂入洗的原料煤基地为芦岭矿矿井的主焦煤和肥煤，主要入洗煤层有 p3,p6,p7,p8-2 等层。 该厂位于安徽省北部宿县城东，宿东煤田的南部，属矿区型选煤厂。 本设计采用不脱泥无压给料三产品重介旋流器+煤泥直接浮选+尾煤浓缩压滤工艺。 选后产品的用途：精煤供应钢铁厂用于炼焦，中煤供应电厂，煤泥民用。 该设计的主要特点： （1）采用适应煤质特征的选煤方法及工艺系统，产品满足用户要求，适应性强、 经济效益好。采用了粗精煤泥回收工艺，充分利用了三产品重介旋流器分选下限较低 的特点，从而减轻了浮选作业的压力；介质回收流程采用两段磁选，脱介筛采用全程 喷水，提高了介质回收效率，降低了介耗。煤泥水浓缩过后采用压滤进行回收，保证 了煤泥水的闭路循环，满足环保要求。 （2）主要设备选型均采用我国自行设计或引进国外先进技术自行制造的设备。具 有可行、先进的优点。 （3）主厂房为重介和浮选的一体化建筑。厂房内自然采光好、生产检修方便。厂 房内留有适当空间、以适应进一步技术发展的需要，主厂房土建结构一次建筑，部分 设备二期安装。 （4）工艺布置规则简单、结构紧凑占地面积小。系统较灵活、生产方便并留有一 定的余地。 （5）设备尽可能统一型号，便于维护检修。 安徽理工大学毕业设计 2 2 厂区概况 2.1 厂区位置 选煤厂与芦岭矿井建于同一广场铁路南侧，芦岭矿井位于安徽省北部宿县城东， 宿东煤田的南部，离宿县城东 20 余公里，宿东煤田走向 18 公里，宽约 3 公里，面积 52 平方公里，其朱仙庄井田走向长 7.7 公里，倾斜宽 13 公里，面积 23 平方公里。 2.2 地理概况 矿区面临津浦铁路，宿泗公里，横穿矿区北部，宿县到芦岭有煤矿专用公路，沱 河斜穿矿井南部，可通行木船，但受季节影响。 矿区地势平坦，西北高东南低，海拔标高 23.225m。井田内浅部有沱河斜切通过流 入淮河，全长 192 公里。年平均流入量 11.4m3/s。66 年在宿县西北角七岭新开汴河， 因此平时季节下游流量很小。 2.3 气象、地震 本区属大陆海洋性过渡气候，即我国滋润区，年平均降雨量为 904.6，7 月份平 均 282.1mm。 年平均气温+14.3c，一月份最低为-23.2c,七月份最高 41c,年平均蒸发量 1801.9mm,冻结期一般为 12 月上旬到次年 2 月上旬冻结深度 0.3-0.5m,春雨季为东南风, 平均风速 2.8m/s,最大风速 20m/s。 地震烈度:7 级 本地区人少地多,每人约 4 亩,产量又高,平均为 200 斤。 安徽理工大学毕业设计 3 3 原料煤基地 3.1 厂区地质特征 本区为隐藏区,第四纪覆盖层由东向西厚达 129-237m,含煤层属石碳二迭系 .石 炭系为海陆交替相沉积厚达 150-170m,含煤 5-6 层,可采厚度仅 1-2 层,煤厚 0-15.6m 分布不稳,顶部第一层石炭岩是与二迭系的分层标志。 二迭系共含煤 21 层,平均总厚达 23.29m,平均厚达可采的有 8 层,总厚 19.40m,其 中主要可采煤为 p3(10),p6(9),p7(8),占总厚的 79.3%,p8-2 为大部分可采,p9-2,p10- 2,p11-2,p13-2,3 为局部可采。 煤的牌号以气煤为主 ,p3,p6,p7,p8-2 为工业用煤配焦使用 ,现将各主要可采煤层 特征列表如下；见附 录表 3-1。 3.2 煤层及生产矿井埋藏量、生产能力和服务年限 该矿井采区工作面除使用 44 型可弯曲链板机外，无大型机械，一律炮采，矿井 提升系统、主副井绞车均为同型号苏式 5m 双滚筒 1800kw 绞车。主井井筒净直 径 5.5m ，采用一对 9 吨卸式箕斗，副井为 6.1m 直径采用 3 吨矿车单车双层罐笼， 提矸下料和上下人员。 本矿仅有铁路专用线 5.5km，属级专用线，装车煤仓有两股道，一股装车一 股材料。 本矿井设有矸石山，采用 2.5m3 的双卸矸架双箕斗方式。 本矿的生产能力及服务年限详见 附录表 3-2 和表 3-3。 安徽理工大学毕业设计 4 4 煤质特征及其可选性 4.1 煤质特征及其可选性 1.本矿井主要可采煤层为 (p3,p6,p7,p8-2)，均属气煤。 2.各煤层以八层煤（ p7），煤层最厚平均厚为 8.6m ，为本井主要煤层，从其 储量看，约占可采煤层的 60%。其次较厚煤层在 9 层（p8）为 3.4m，10 层（p2） 为 2.2m。 3.各煤层除 p8-2 灰分较高以外（25。3229.93%），其余各层平均灰分在 16.1422.09%。均属中等灰分煤，以八层煤和十层煤较低。 4.各煤硫分在 0.220.46%之间，均属低硫分煤。 5.+50mm 级含量，8 层煤含量少 3.131%，7 层煤含量多为 15.883%。 6.7 层煤占原煤的 64.52%p8-2煤 130 mm 含量大。8 层煤占原煤的 85.522%主要煤层 p7。末煤多的原因从煤的特征可看出，因多为丝炭化物质， 以半丝质组为主。常以块状，条状及碎片分布，尤8 层煤中部及 9 层较为破碎煤 质较软。 7.原生煤泥多：8 层煤为 17.315%，a=16.35%；7 层煤为 12.203% a=27.92%p8-2 原煤中以 8 层煤丝质组含量少，半丝质含量相对增高，这可能影响浮选效果。 8.0.5mm 级中其 4080#含量较高为 4358%，其+2.0 含量为 1933%，两 级分化不均匀。 4.2 煤质资料分析 4.2.1原煤筛分试验 原煤筛分试验资料如下表： 表表4-1 500mm筛分资料筛分资料 粒级 (mm)数量 (%)灰分 ad(%) 50253.4655.81 251310.4653.68 13610.6535.26 6317.0827.86 30.534.4722.84 -0.523.8821.85 合计10029.15 由表4-1对原煤分析如下： （1）各粒级含量分析：13mm以下末煤含量为86.08%，其中3mm以下粉煤含量为 安徽理工大学毕业设计 5 58.35%，说明原煤为易碎煤，故不宜采用跳汰选。 （2）各粒级质量分析：表4-1中， 500.5mm的各粒级随着粒级的减小，灰分逐 渐减小，说明该原煤煤质较脆；各粒级灰分与原煤总灰分接近，说明煤质较均匀。 4.2.2原煤浮沉试验 原煤浮沉试验资料如下表： 表表4-2 500.5mm浮沉资料浮沉资料 密度级占本级数量 (%)占全样数量 (%)灰分 ad(%) -1.38.01 5.71 3.89 1.31.436.61 26.11 7.6 1.41.512.51 8.92 16.1 1 6.85 25.94 5 3.82 36.48 1.827.91 19.90 79.73 小计100 71.31 31.81 小计占总计93.68 93.68 31.81 煤泥6.32 4.81 25.96 合计100 76.12 31.44 （1）从各密度级的含量和灰分来分析，由-1.5kg/l密度级的产率为40.74%，灰分 为8.94%，可知可以选出低灰分的炼焦精煤；由中间密度级的浮沉数据可知，要分选出 灰分在10.5111.00%的精煤的可能性为较难选，因此在选择分选工艺时不宜选择跳汰 分选，选择重介质分选较为合适。 （2）为了研究 500.5mm 级入选原煤的浮沉组成，还要进一步分析它的密度组 成特性。由表 4-2 的浮沉资料可以得出下面的 500.5mm 粒级原煤浮沉试验综合表。 表表4-3 500.5mm粒级原煤浮沉试验综合表粒级原煤浮沉试验综合表 密度组成浮物累计沉物累计邻近密度物含量 校正后 密度级 数量 (%)灰分 ad(%) 数量 (%) 灰分 ad(%) 数量 (%) 灰分 ad(%) 分选密 度 数量 0.1 12367891011 -1.38.013.898.013.89100.0031.811.3044.62 1.31.436.617.644.626.9391.9934.241.4049.12 1.41.512.5455.3851.851.5022.12 125.9466.7411.3942.8762.291.6014.96 536.4872.0913.2533.2672.791.705.35 +1.827.9179.73100.0031.8127.9179.75 小计10031.81 小计占总计93.6831.81 煤泥6.3225.96 安徽理工大学毕业设计 6 总计10031.44 由表 4-3 中数据分别列出可选性曲线里灰分特性曲线中基元灰分与产率的关系、 密度曲线中浮物累计产率与相应密度的关系、浮物曲线中灰分与浮物累计产率的关系、 沉物曲线中灰分与沉物累计的关系和密度0.1 曲线中密度与邻近密度物含量的关系。 为绘制可选性曲线，分别将密度曲线、沉物曲线和密度0.1 曲线中的产率一栏用 100% 减去原有数据，结果见表 4-4。 表表4-4 灰分特性曲线密度曲线浮物曲线沉物曲线密度0.1 曲线 灰分产率密度产率灰分产率灰分产率密度产率 3.800.003.800.00 3.894.011.3091.993.898.0131.810.001.3055.38 7.6026.321.4055.386.9344.6234.248.011.4050.88 16.1050.881.5042.878.9457.1351.8544.621.5077.88 25.9461.941.6033.2611.3966.7462.2957.131.6085.04 36.4869.421.7027.9113.2572.0972.7966.741.7094.65 79.7386.0531.81100.0079.7572.09 98.00100.0098.00100.00 然后根据表4-4绘制入选原煤500.5mm粒级可选性曲线如下图4-1所示，为原煤的 可选性曲线。 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0102030405060708090100 灰分/% 浮物产率/% 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 1.201.301.401.501.601.701.801.902.002.102.20 密度/g.cm-3 沉物累计/% 安徽理工大学毕业设计 7 图图 4-1 原煤可选性曲线原煤可选性曲线 由图4-1可知： 要求精煤灰分 10.5111.00%，当精煤灰分为 10.51%时，理论分选密度为 1.56g/cm3，小于 1.70g/cm3，扣除沉矸（+2.00g/cm3）为 100%计算0.1 含量，所以此时 所求得的 0.1 含量（15%）应当扣除沉矸。沉矸数值为 24%，故 0.1 含量为： 17/（100-24）=22.4% 根据煤炭可选性等级的划分指标，见表 4-5。 表表 4-5 中国煤炭可选性评定标准（中国煤炭可选性评定标准（gb/t164171996） 判断原煤较难选。 0.1 含量/%10.010.120.020.130.030.140.040.0 可选性等级易选中等可选较难选难选极难选 安徽理工大学毕业设计 8 5 选煤方法限度及工艺流程说明 5.1 选煤方法与限度 对于粒度级 500.5mm 原煤的分选方法，根据前面煤质的分析可知：该原煤的可 选性为较难选，采用重介质选煤的方法比较合适。 目前各种类型旋流器工艺技术的日趋成熟，根据国内部分选煤厂在重介旋流器分 选工艺方面的实践经验，采用重介旋流器分选工艺在简化工艺环节、方便操作管理、 减少介耗、电耗等方面有明显的优势。同时重介旋流器的单台处理能力大、设备占地 面积小、辅助设备少等优势使基建投资低远低于采用其他分选工艺的选煤厂。故本次 设计采用了无压三产品重介旋流器的工艺。 对于粒度为-0.5 mm 煤泥的分选可采用两种方式：一是煤泥全部浮选的方式；二是 粗细煤泥采用不同的工艺分别处理的方式，即：煤泥弧形筛和浮选机浮选工艺。有关 试验资料证实旋流器的有效分选下限可达 0.20.15mm，为了充分发挥旋流器有效分选 下限较低的优势，本次设计采用第二种方式。采用煤泥弧形筛和浮选机浮选工艺，先 将粗煤泥经煤泥弧形筛和煤泥离心机后成为精煤产品的一部分，不但能有效的降低产 品的水分，还能减少入浮量。众所周知，浮选是一种高投资、高成本的分选工艺，减 少入浮量对于降低浮选工艺成本有很大作用。 综上所述，根据选煤厂设计规范、原煤的可选性以及目前选煤技术的发展状况， 该选煤厂主选设备采用“3dmc1200/850a 型无压给料三产品重介旋流器”，采用不预先 脱泥，不分级的重介分选工艺，对 0.50.2mm 的粗煤泥进行回收，-0.2mm 的煤泥直接 浮选。入料上限可达 50mm。 5.2 工艺流程制定依据 根据已确定的选煤厂产品方案，生产灰分 10.51-11.00%的精煤。通过对入选原煤 的可选性分析，当生产出要求灰分的精煤时，原煤的可选性属于较难选。由煤质资料 知原煤中 13mm 以下末煤含量为 86.08%，其中 3mm 以下粉煤含量为 58.35%，粉、末 煤含量极大不宜采用跳汰分选，因为跳汰机分选末煤，特别是分选 3mm 以下的粉煤时， 透筛损失大，分层效果差，分选效率明显降低。这也是本次设计采用重介选的原因。 5.2.1 选择无压给料三产品重介旋流器的依据 （1）重介分选设备的比较 在重介选方面有很多设备供我们选择，如立轮重介分选机、斜轮重介分选机、重 介浅槽和重介旋流器等。前三种一般都作为块煤分选设备，重介旋流器则可把有效分 安徽理工大学毕业设计 9 选下限降低到 0.15mm，如果要与浮游选矿结合，则重介旋流器有很大的配合作用。现 在随着采煤机械的广泛应用，原煤的破碎程度越来越大，原煤中含碎煤的比例越来越 大，按照这种趋势，选择重介旋流器是最符合要求的。 （2）三产品重介旋流器与两段两产品重介旋流器的比较 由于我们设计的是炼焦煤选煤厂，一般要对原煤进行比较细致的分选，以提高对 炼焦煤最大程度的利用，故选用三产品重介旋流器或两段两产品重介旋流器比较合理。 如果采用两段两产品重介旋流器，则需要有两套悬浮液系统，这样介质系统复杂，不 便管理。相比之下，三产品重介质旋流器有如下优点：只设一个低密度悬浮液系统， 工艺流程简单，设备布置方便，并且基建和生产费用都比较低；最为突出的优点是管 理简便、分选精度高、效率高、具有较低的分选粒度下限。借鉴望峰岗选煤厂等国内 选煤厂的选煤经验，选择三产品重介旋流器较适合。 （3）入料有压与无压的比较 根据原煤资料，我们知道该原煤为易碎煤，我们应当减少原煤在分选过程中不必 要破碎，如果采用有压入料，则不符合我们的分析，所以，最终我确定我的主选设备 为无压三产品重介旋流器。 （4）分选前脱泥与不脱泥的选择 脱泥有哪些缺点： 1）选前脱泥增加工艺环节，工艺布置复杂，增加基建费用。 2）不能较好的发挥重介旋流器选煤下限低的优势。 3）脱下来的煤泥需直接打入浮选作业，增加浮选作业的处理量和难度，增加了精 煤的损失。 4）根据实际经验，重介悬浮液中含有一定量的煤泥有利于保持悬浮液的稳定，过 度的去除悬浮液中的煤泥量不利于重介质分选设备的正常工作。因此采用不脱泥工艺 更有利于生产。 通过以上说明，不难得出以下结论： 采用无压给料三产品重介悬流器不脱泥不分级选煤技术是最符合生产要求的。 5.2.2 采用直接浮选的依据 历史上一度占主导地位的是浓缩浮选，浓缩浮选有其最大的缺点：循环水的浓度 和粘度不断增加，使得有循环水的环节工艺效果变差。 针对浓缩浮选的缺点，现在大多数选煤厂采用直接浮选。直接浮选的优点如下： （1）由于全部煤泥水都经过浮选处理，而且浮选尾矿经过有效的浓缩澄清，从而 使循环水浓度大大降低，保证了较低的洗水浓度，改善了洗选效果，减小了块精煤的 污染从而使得精煤质量提高，同时也有利于精煤的回收。 （2）由于煤泥水全部直接进入浮选作业，从而缩短了煤在水中的停留时间，减弱 安徽理工大学毕业设计 10 了煤粒表面的氧化程度，同时也减少了次生煤泥量，最终使煤泥的可浮性得到了改善。 （3）由于循环水中固体含量较少，在生产系统中可以被充分利用，所以不需大量 补充清水，全厂水耗有望大大降低，从而有利于对洗水的管理，为实现洗水闭路循环 创造了有利的条件。 （4）简化了工艺流程，减少了作业层次，使煤泥水处理的设备数量和容量，以及 设备占地面积得以减少。 浮选尾煤入浓缩机，浓缩机底流去压滤机，溢流去循环水 池。该系统可以很大 程度上将细泥从系统中排除，避免了浓缩浮选中细煤的恶性循环，使得悬浮液系统 更加稳定。 本工艺可以实现洗水一级闭路循环，没有外排，满足环保要求的同时，容易平 衡生产水量。因此，本流程选择直接浮选。 综合上述分析，本次设计采用的选煤工艺流程为： 500.5mm 采用三产品重介 旋流器分选，-0.5mm 煤泥采用直接浮选工艺。 5.3 工艺流程的说明 工艺流程分为无压三产品重介旋流器分选、介质回收、粗煤泥回收、煤泥水处理 系统四部分。 5.3.1 分选、脱介、脱水作业 50-0mm 粒级的入选原煤不脱泥、不分级、无压给入三产品重介旋流器，然后以 单一低密度悬浮液进行分选，一次性分选出精煤、中煤、矸石三种产品。精煤、中煤 经弧形筛一次脱介后，再经单层振动脱介筛二次脱介，振动筛筛上物分别进入精煤和 中煤离心机脱水，脱水后成为最终产品；矸石经弧形筛一次脱介和单层振动脱介筛二 次脱介脱水后，直接成为最终产品。 5.3.2 介质回收 中煤和矸石弧形筛筛下介质作为合格介质进入合格介质桶，精煤弧形筛筛下介质 一部分作为合格介质进入合格介质桶，另一部分作为分流与精煤振动筛筛下介质进入 精煤磁选机。中煤振动筛和矸石振动筛筛下介质分别进入中煤磁选机和矸石磁选机。 磁选精矿进入合格介质桶，精煤磁选尾矿进入精煤泥桶，中煤磁选尾矿进浮选入料池， 矸石磁选尾矿进入浓缩机。合格介质用介质泵打至无压给料三产品重介悬流器作为分 选介质。损失的介质由磁铁矿粉经加工后准备成合格的磁铁矿粉加入原煤合格介质桶， 并补加所需的循环水和清水。 5.3.3 粗煤泥回收 安徽理工大学毕业设计 11 精煤磁选尾矿由精煤泥桶收集后，用泵打入粗煤泥弧形筛进行一次脱水分级，振 动弧形筛筛上物进入精煤泥离心机进行二次脱水分级，其产品作为最终精煤产品。粗 煤泥弧形筛筛下物、粗煤泥离心液都进入浮选入料池中，进行浮选。这样充分发挥了 重介分选下限低、分选精度高的优势，有效地减少了浮选入量，同时保证了最终精煤 产品的水分。 5.3.4 煤泥水处理 浮选入料池中的煤泥水用泵打至浮选系统进行直接浮选，分选出浮选精煤和浮选 尾煤，浮选精煤采用加压过滤机脱水回收，滤液返回浮选入料池，浮选尾煤进入耙式 浓缩机。耙式浓缩机入料来自浮选尾煤和矸石磁选尾矿，浓缩池底流进入压滤机。压 滤机的滤饼作为煤泥产品，供民用，滤液与浓缩池溢流汇合返回循环水池。从而实现 洗水闭路循环。 工艺流程特点综述： （1）系统简单、生产成本低：原煤不脱泥直接进入分选设备，省去了脱泥环节， 使系统比较简单，煤泥弧形筛与煤泥离心机结合处理粗精煤泥，大大减轻了入浮煤泥 量，降低了生产成本。 （2）灵活性、适应性强：重介选煤工艺流程洗选精度高，无论是易选还是难选均 可进行有效的分选。适应市场需求的灵活也很强。 （3）工艺系统先进完善：原煤利用三产品重介旋流器进行分选，直接出三种产品， 粗煤泥由煤泥弧形筛和煤泥离心机脱水成为精煤产品，细精煤泥由浮选回收，浮选尾 矿和矸石磁选机尾矿组成的最终煤泥由耙式浓缩机和压滤机所组成的煤泥水回收系统 回收，确保了洗水的闭路循环，达到零排放，满足环保要求。大大地促进整个工艺连 续性和灵活性，工艺结构完善可靠、先进合理。 （4）介质流程先进、简单、易于操作管理。 下图为本次设计的工艺流程图： 安徽理工大学毕业设计 12 图图 5-1 工艺流程图工艺流程图 安徽理工大学毕业设计 13 6 原煤设计能力、工作制度及服务年限 6.1 选煤厂及车间的工作制度 根据选煤厂设计规范及设计委托书。选煤厂工作制度定为年工作330 天，每天 工作 16 小时，两班生产一班检修。 6.2 选煤厂的服务年限及原煤处理能力 6.2.1 服务年限 至少 65 年。 6.2.2 厂型 选煤厂建设规模为 1.5mt/a,该选煤厂为矿区型选煤厂。 6.2.3 处理能力 小时处理量为：284.09 吨，日处理量为：4545.45 吨。 安徽理工大学毕业设计 14 7 选煤厂工艺流程的计算 选煤厂工艺流程的计算包括分选作业的计算，数、质量流程的计算，介质流程 的计算及水量流程的计算和编制选煤产品最终平衡表等。 选煤工艺流程的计算遵循数、质量平衡的原则，在流程计算中，以入选原煤的 数量为 100%作为基数，各工艺作业的煤量以占入选原煤全量的百分数y%表示。 7.1 选煤数、质量的计算 7.1.1 分选作业的计算 根据前面原煤资料分析，可知入选原煤为 较难选煤，采用无压给料三产品重介 旋流器进行分选，查阅课本，可以得到重介质分选设备的可能性偏差，见下表： 表表 7-1 三产品重介旋流器的可能性偏差三产品重介旋流器的可能性偏差 作业条件可能性偏差(e)选取值 一段（主选）分选粒级0.5mm0.030.050.03 二段（再选）分选粒级0.5mm0.050.070.05 计算分配率首先要根据重介选的近似公式（）计算出 t 值，et p / )(675 . 0 然后从 t 值表查出所需要的分配率。 根据可选性曲线，可查得原煤的理论分选密度 i=1.56 g/cm3。按照我国的统计 资料及经验，理论分选密度与实际分选密度由一定差值，其差值见下表。表中的差值 对中煤段为负值，对矸石段为正值乘以 2。由此表可将理论分选密度转化为实际分选密 度。 表表 7-2 实际与理论分选密度差值实际与理论分选密度差值 0.1 含量/%10.010.120.020.130.030.140.040.0 可选性等级易选中等可选稍难选难选极难选 密度差值范围 /gcm-3 00.0400.0500.060.020.080.040.10 由于入选原煤可选性为较难选，根据上表，可以得到三产品重介旋流器一段的实 际分选密度： 55 . 1 01 . 0 56 . 1 01 . 0 1 ip 三产品重介旋流器二段的实际分选密度等于一段的底流悬浮液密度，根据统计资 料及经验，正常底流悬浮液的密度比工作悬浮液的密度高 0.40.7g/cm3 ,无压旋流器底 流取小值，故二段实际分选密度为： 94 . 1 40 . 0 12 pp 根据重介选的近似公式及查 t 值表，见分配率计算表 安徽理工大学毕业设计 15 表表 7-3 三产品重介旋流器分配率计算表三产品重介旋流器分配率计算表 主选段分配率再选段分配率 e t11t22 1.2-7.88 100.00-9.99 100.00 1.35-4.50 100.00-7.97 100.00 1.45-2.25 98.78-6.62 100.00 1.550.00 50.00-5.27 100.00 1.73.38 0.04-3.24 99.94 27.88 0.000.81 20.90 进而，可以得到三产品重介旋流器设计指标计算表 表表 7-4 500.5 毫米级三产品重介质旋流器主选产品计算表毫米级三产品重介质旋流器主选产品计算表 原煤精煤再选入料 密度级 /%ad/%/%ad/%1/%/% -1.38.01 3.89 8.013.89 100.000.00 1.3-1.436.61 7.60 36.617.60 100.000.00 1.4-1.512.51 16.10 12.3616.10 98.780.15 1.5-1.69.61 25.94 4.8125.94 50.004.81 1.6-1.85.35 36.48 0.0036.48 0.045.35 +1.827.91 79.73 0.0079.73 0.0027.91 小计100.00 31.81 61.78 10.2538.22 表表 7-5 500.5 毫米级三产品重介质旋流器再选产品计算表毫米级三产品重介质旋流器再选产品计算表 再选入料中煤矸石 密度级 1/%/%/%ad/%2/%/%ad/% -1.3100.000.000.003.89 100.000.003.89 1.3-1.4100.000.000.007.60 100.000.007.60 1.4-1.598.780.150.1516.10 100.000.0016.10 1.5-1.650.004.814.8025.94 100.000.0025.94 1.6-1.80.045.355.3436.48 99.940.0036.48 +1.80.0027.915.8379.73 20.9022.0879.73 小计38.2216.14 48.78 22.08 79.72 上面两个表中计算的指标是以 500.5mm 粒级不带浮沉煤泥时为 100%，因而为 了得到选煤产品最终设计平衡表，还需要加上20201515100.5mm 粒级的数质量 分选作业的计算 从前面计算的结果可以得到如下数据 1=0=100% 安徽理工大学毕业设计 30 a1= a0= 29.15% q1= q0= 284.09（t/h） 3= 57.83% a3= 12.87% （t/h） 164.28q 313 =q 4=22.57% a4=34.54 % t/h 64.13q 414 q 5= 19.60 % a5= 70.97 % t/h 55.68q 515 q 产品脱介作业的计算 假设合格介质中含有一定的煤泥量，在分选过程中不带入原煤煤泥。因此，精煤 段 6= 41.73 % a6 =10.79 % q6 = 118.54 (t/h) 12= 38.89 % a12 =10.25 % q12 =110.48 (t/h) 中煤段 9= 22.57 % a9=34.54 % q9=64.13 (t/h) 18=10.16 % a18=48.77 % q18=28.86 (t/h) 矸石段 11=19.60 % a11=70.97 % q11=55.68 (t/h) 21=13.90 % a21=79.72 % q21=39.49 %(t/h) 安徽理工大学毕业设计 31 离心脱水作业的计算 假设离心液中含有一定的煤泥量，在分选过程中不带入原煤煤泥。因此 精煤段 23= 38.88 % a23= 10.25 % q23= 110.47 (t/h) 中煤段 48 = 10.16 % a48= 48.78 % q48= 28.85 (t/h) 粗精煤泥回收作业的计算 粗精煤弧形筛的入料为精煤磁选尾矿。设固体有 55%进入筛上物，筛上物灰分比 精煤灰分高 2%，则有 q入= 53.81 (t/h) 入= 18.94 % a入= 18.25 % q32= 29.59 (t/h) 32= 10.42 % a32= 12.25 % q33= 24.21 (t/h) 33= 8.52 % a33= 25.58 % 设离心液中固体含量为入料量的 0.1，不产生次生煤泥，也不跑粗，离心液灰分比 入料精煤灰分高 2%。 q34= 26.64 (t/h) 34= 9.38 % a34= 12.02 % 浮选及煤泥脱水作业的计算 （1）浮选作业的计算 浮选入料来自五部分，中煤磁选尾矿、精煤泥离心脱水离心液、精煤泥弧形筛的 筛下物、中煤离心液和加压过滤滤液。通过介质流程的计算，可知非磁性物中除含煤 泥外，还含有磁性介质带进来的非磁性物，故可以得到进入浮选的煤泥量。 t/h 62.46q41 安徽理工大学毕业设计 32 % 21.9841= % 23.52 41 =a 根据经验及最终精煤灰分要求，设定浮选精煤灰分 ad=12.00%，浮选精煤产率为 入料的 70%。则 42= 15.39 % a42=12.00% q42= 43.72 (t/h) 43= 6.60 % a43= 50.41 % q43= 18.74 (t/h) （2）精煤泥脱水作业的计算 为了简化计算，一般设滤液中固体含量为零，因此 % 15.39 4244 = % 12.00 4244 =aa t/h 43.72 4244 qq 浮选尾煤处理作业的计算 对于尾煤浓缩及尾煤压滤，一般设滤液中固体含量为 0，尾煤浓缩池来料包括两部 分，即浮选尾煤和矸石磁选尾矿 进入尾煤浓缩池的总煤泥量为 t/h 34.93qqq 433036 泥， % 12.3036= % 50.05a36= 根据前面的设定，尾煤浓缩底流的数质量参数为 % 12.30 3639 = % 50.05 3639 =aa t/h 34.93 3639 qq 压滤作业滤饼的数质量参数为 % 12.30 3946 = % 05.50 3946 =aa t/h 34.93 3946 qq 煤泥在重介选产品中的分配 煤泥量分配的确定方法： 分别从个产品各磁选尾矿所带走悬浮液中的固体量 g 中，减去相应的已折算成磁 安徽理工大学毕业设计 33 性物含量为 95%的磁铁矿粉量，就是原煤中煤泥在产品中的分配量。设精煤带走煤泥 灰分比精煤灰分高 8%，矸石带走煤泥灰分比入料煤泥灰分高 25%，根据平衡关系可求 出中煤带走煤泥灰分。 重介选精煤中含有的煤泥量： t/h 0.006595 . 0 /g-g 23,2323 f q泥， % 25. 81a 32 = 泥， 重介选中煤中含有的煤泥量： t/h 0.007795 . 0 /g-g 48,4848 f q泥， % 89.22a 94 = 泥， 重介选矸石中含有的煤泥量： t/h 0.004795 . 0 /g-g 21,2121 f q泥， % 63.49a 12 = 泥， 最终产品的数质量计算及煤泥在产品中分配表的编制 最终精煤的数质量 % 63.6551= t/h 180.82 51 q % 10.93a51= 最终中煤的数质量 % 10.1652= t/h 28.85 52 q % 48.78a52= 最终矸石的数质量 % 13.9053= t/h 39.49 53 q ，整理以上数据可以得到下表% 79.72a53= 表表 7-12 煤泥在产品中的分配表煤泥在产品中的分配表 项目煤泥量 (t/h) 精煤0.0065 中煤0.0077 矸石0.0047 磁选尾矿105.2764 带走 合计105.2954 入料带入105.2954 补加介质带入0.0000 带入 合计105.2954 安徽理工大学毕业设计 34 差额0.00000 7.1.4 水量流程的计算 介质流程计算时，重介选系统作业的水量已计算，现在主要进行浮选作业、压滤 作业和粗煤泥回收水量的计算。 浮选作业水量计算 设泡沫精煤的液固比为 3.0，则浮选精煤中水量为 (t/h) 131.160 . 3 4242 =qw 设精煤滤饼水分为 18%，即 mt,44=18%则滤饼带出水量： h m m qw t t / t 9.60 -100 44, 44, 4444 则： t/h 121.56- 444245 www 进入浮选作业的水量 t/h 474.18 41 w 压滤作业水量计算 从介质流程计算中可以得到矸石磁选尾矿中水量 t/h 45.44 30 w 则，进入尾煤浓缩作业的水量为 t/h 388.46 433036 www 设尾煤浓缩底流的液固比为 3.0，则底流水量为: (t/h) 104.803 3939 =qw 尾煤浓缩池溢流为 t/h 283.67 393640 www 设滤饼水分为 24%，即 mt,46=24%,则滤饼带出的水量为 h m m qw t t / t 11.03 100 46, 46, 4646 则滤液量为 t/h 93.77 463947 www 粗煤泥回收作业水量计算 粗精煤泥产品水分 mt,34=14%，则 安徽理工大学毕业设计 35 h m m qw t t / t 4.34 100 34, 34, 3434 7.1.5 编制最终产品平衡表 表表 7-13 最终产品数质量平衡表最终产品数质量平衡表 产品名称产率(%)产量(t/h)产量(t/d)产量(t/a)灰分(%)水分（%） 重选精煤38.88110.471767.50583274.5410.257.00 浮选精煤15.3943.72699.50230834.9612.0018.00 粗煤泥回收精煤9.3826.64426.16140633.9712.0214.00 精煤 小计63.65180.822893.16954743.4710.9310.69 重选中煤10.1528.85461.61152330.8848.787.00 重选矸石13.9039.49631.77208482.4879.726.00 煤泥12.3034.93558.92184443.1750.0524.00 总计100.00284.094545.461500000.0029.1511.30 原煤100.00284.094545.461500000.0029.15 差额0.000.000.000.000.00 表表 7-14 水量平衡计算水量平衡计算 选煤过程用水水量（t/h）选煤过程排水水量(t/h) 精煤带走22.25 脱介用水251.75 中煤带走2.17 补循环水125.68 矸石带走2.52 煤泥带走11.03 循环水 小计377.43 损失水 小计37.97 原煤带入21.38 浓缩机溢流283.67 补加清水16.44 压滤机溢流93.77 稀释用水0.14 返回水 小计377.43 清水 小计37.97 总用水量415.40 总排水量415.40 7.2 选后产品的质量与品种 出厂精煤： % 63.65= 精 %10.93a= 精 ht / 180.82q 精 % 10.69m= 精 t 安徽理工大学毕业设计 36 出厂中煤： % 10.16 = 中 % 48.78a= 中 t/h 28.85q 中 %00. 7 , = 中t m 出厂矸石： % 13.90= 矸 % 79.72a= 矸 ht / 39.49q 矸 %00. 6m= 精 t 出厂煤泥 % 12.30= 煤泥 % 50.05a= 煤泥 ht / 34.93q 煤泥 %00.24m= 煤泥 t 安徽理工大学毕业设计 37 8 主要工艺设备的选型与计算 8.1 不均衡系数的选取 在选煤厂的生产中，原煤的数量和质量具有不均衡性，随时都可能产生波动。为 了保证选煤厂均衡生产在确定的型号和台数时，要将数、质量流程所计算的各作业环 节的