选煤厂三年规划

1 / 12 选煤厂三年规划 前 言 煤厂隶属于霍州煤电集团 设计能力为 /要入洗本矿井原煤与集团公司内部部分矿点原煤。年入洗能力计划，超设计能力 17%。截止上半年已入洗 107 万吨，完成年计划的 %，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 %。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入洗资源量、工艺现状入手，着重分析了后三年入洗原料煤主要有： 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、 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 %，各级别理论分选比重偏高， 9级、 10级、 11级，可选性较好。 2、煤 根据白龙 10#原煤大样资料分析结合日常生产技2 / 12 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 %，各级别理论分选比重偏高， 9级、 10级、 11级，可选性较好。 3、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 %，各级别理论分选比重偏高， 9级、 10级、 11级，可选性较好。 4、 根据 煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表 7： 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 %，各级别理论分选比重偏高， 9级、 10级、 11级，可选性较好。 5、 根据 煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表 8： 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 %，各级别理论分选比重偏高， 9 级、 10 级、 11级，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 。根据配比得入洗原煤浮沉组成表 9。 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3 / 12 次为 +密度级，产率达 %，说明可见矸较多。综合 密度级分析，产率达 %，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 %时，其理论分选密度为 kg/l，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，含量达 %，可选性为 。当精煤灰分要求 %时，其理论分选密度为 kg/l，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围内，属较高灰分， 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原煤不易泥化； 0灰分 %-%，矸石含量20矸石含量较高。从其可选性来看， 11#煤精煤灰分 %时， p =%，理论回收率为 %，属极难选煤。采用跳汰工艺，很难生产 9煤产率无法 保障，若单独入洗 11#原煤，则精煤产率仅为 28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4 / 12 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 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 1984 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#精煤、 2#（ %)精煤、中 煤和矸石，其中：跳汰中煤产率 %、灰分 %，经重介分选、脱介、脱泥后， 2#精煤产率 %、灰分 %，中煤产率 %、灰分 %。 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产品中煤产率 20灰分达 30热值为 4200卡 /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%，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： 00 重介质旋流器不是定型产品，其5 / 12 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。 有把关环节。 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。 能正常运行。 介质准备、粗介质回收等没有形成系统。 4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。 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。 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 水方法分两种：一是跳汰精煤用离心机脱水，产品水分 7基本能满足用户要求；二是浮选精煤用 滤机脱水，产品水分 26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 %。虽经仓储脱水， 精煤水分仍达不6 / 12 到用户要求。年上半年商品煤实际水分为 %，若对该水分不采取措施，年将损失运费万元。 2、自动化控制水平低，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 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。用人多，生产效率低，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、 11级精煤，原煤理论含量偏高、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 级精煤时含量达 %，属较难选煤，导致分选效率极低，达 %，精煤产率 %，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，含量分别为 %和 %，属中等可选煤，虽然适用于跳汰分选，但分选效率也仅达到 %和 %，精煤产率达 %和 %，精煤在中煤中的损失仍达1820%，矸石污染在 8%左右，得不到最佳经济效益。若同样7 / 12 的原煤采用重介洗煤方法，效果将明显提高，分选效率分别提高 %、 %、 %，达到 %、 %、 %。精煤产率分别增加 %、 %和 %，分别达到 %、 %、 %，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 14 年上半年共入洗原煤万吨，生产精煤万吨， 比全重介少生产精煤万吨，综合产品万吨，比全重介多万吨。按 上半年累计产品价格测算，全重介增加加工费元 /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 15 2、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 全跳汰工艺精 煤产率最低，中间产品产率最大，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两8 / 12 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25进入混料桶。为了解决脱泥筛跑粗问题，脱泥筛筛下水经筛缝的弧形筛回收粗煤泥后再进入煤泥水系统，粗煤泥进入重介分选系统。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脱介，矸石产品进入跳汰系统除杂筛脱介。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 主要设备选型 设备选型原则上选用国内先进可靠的设备 分选设备：采用技术过关的 300 有压给料三产品重介旋流器。入料上限控制在 25 破碎设备：选用具有筛分功能的 利于减少次生煤泥。 脱介设备：采用技术成熟、运行可靠的 振动筛。 粗煤泥回收：采用弧形筛与 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：9 / 12 中 煤、矸石稀介质选用原有的 3台 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：估算总投资万元，其中设备 450万元，土建 50万元，安装 270万元，预备费万元。 生产成本增加，年增加万元，吨原煤万元 效益：按全年精煤计划 100 万吨 ,测算，精煤产率增加 %，中煤产率降低 %，综合产率降低 %，外运量减少万吨，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，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： 时 ,产量可达 300800比真空 过滤机提高 4 滤饼水分低，浮选精煤脱水，工作压力为 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：工作压力为时 ,电耗只有真空过滤机的 1/2 左右，节省了大量10 / 12 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。 改造方案初步设计 拆除主厂房三层原 1台 过滤机，在原基础上安装 1台加压过滤机，并增建控制室 15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=1000浮精运输刮板，将浮精转载入 4291 运输皮带。 在地下室增建浮精缓冲入料池 50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，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到 18总精煤水分可由 11%降到 %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万元。 11 / 12 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