120万吨炼焦煤选煤厂设计.doc

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 design is for a central coal preparation plant of coking coal, of which through-put capacity is 1.2 million ton every year. This raw coal belongs to a rather difficult grading of coal. According to coal distrinct and coal quality, it employs technological process of desliming before separation, heavy-medium cyclone with triple product of zero-pressure feed, combining with flotation.The raw coal to be dressed would be deslimed before separation. After its desliming, coal grain fineness size of 0.5-50.0mmis separated by heavy-medium cyclone, and technological process of thicking flotation is used, if it is smaller than 0.5 mm. After separation of raw coal, the final clean coal contains coal productivity ratio 72.04%, ash ratio 9.47%, water content 10.44%; and middings productivity ratio 18.99%, ash ratio 27.86% and gangue productivity ratio 8.97%, ash ratio 72.86%. All the quotas above arrives a standard of design requirement.Desliming before separation is adopted in the technological process, which has increased separation accuracy and efficiency of heavy-medium cyclone with zero-pressure feed, and increased the recovery of the media. Flotation concentrate and tailings are all concentrated with filter pressing. The sluicing water is in a closed circuit in the whole plant, it can reach the requirement of environmental protection. Factories region and factory buildings are distributed reasonably and normally, and each producing step is conformed to specifications and requirement. Work system is regulated as working 330 days for a year and 16 hours per day.Keywords: deslime; heavy-medium cyclone; slurry目 录1前言12厂区概况32.1 矿区总体概述32.2 地理概况32.3 气象及地震33 煤质资料分析43.1 原煤煤质资料43.2 A层煤煤质资料分析103.2.1 A层原煤的筛分资料分析103.2.2 A层煤的浮沉资料分析103.3 B层煤煤质资料分析113.3.1 B层原煤的筛分资料分析113.3.2 B层煤的浮沉资料分析123.4 A、B 层煤分组分级分析133.4.1 分组分级条件133.4.1 A、B层煤分组分级分析143.5.1 混合入洗原煤筛分资料分析153.5.2 混合入洗原煤浮沉资料分析163.5.2 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174.2 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194.4 选择有压重介旋流器分选的依据194.5 浓缩浮选204.6 浮精压滤处理204.7 方案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224.7.3 方案的技术比较274.7.4 方案的经济比较294.7.8 工艺流程图305 流程计算315.1 数质量流程计算315.2 介质流程计算335.3 设备选型及计算415.3.1 设备选型及计算的原则415.3.1 设备选型计算表426 选煤工艺布置446.1 总平面布置446.2 主厂房446.3 产品仓466.4 煤泥压滤车间466.5 生产技术检查476.5.1 检查的内容与项目476.5.2 技术检查取样设置506.5.3 检查室507 建筑物和构筑物517.1 建筑物及构筑物设计517.1.1 建筑设计517.1.2 结构设计518 给水排水528.1 给水水源528.2 用水量和水压528.3 给水系统528.4 排水539 工业场地总平面布置548.1 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569.1 供配电系统569.2 集中控制室系统5611 供热与通风5711.1 概述5711.2 采暖5711.3 通风5711.4 热力管网5712 经济技术评价5812.1 劳动定员5812.2 劳动生产率58参考文献：60致 谢61英文原文：62中文原文：75中国矿业大学（北京）2006级本科生毕业设计（论文）1 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。 3 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0.680.2743.660.2743.66矸石5.162.0479.470.120.0783.402.1179.61小计20.177.9732.1017.5310.6112.0718.5720.6610050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11.324.4732.8510.216.1815.5310.6522.805025煤12.685.0127.3612.307.4415.8812.4520.502513煤10.994.3424.248.024.8516.279.1920.03136煤15.456.1023.0014.038.4916.1014.5918.9963煤14.785.8418.8115.599.4314.0315.2715.8630.5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（%）（%）（%）123456789502533.144.12 37.4831.935.3615.379.4824.98251319.892.47 32.8420.513.4413.75.9221.7013620.742.58 29.0720.073.3712.265.9519.556311.731.46 23.910.461.7610.963.2116.8330.57.420.92 19.668.631.459.632.3713.53-0.57.080.88 18.48.41.4110.512.2913.54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（%）（%）（%）123456750255.0127.367.4415.8812.4520.5025134.3424.244.8516.279.1920.031366.10238.4916.114.5918.99635.8418.819.4314.0315.2715.8630.53.1517.516.8512.7410.0014.24-0.52.6216.786.6613.939.2714.73总 计27.0621.8643.7214.78 70.7817.4967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 1.90 4.49 12.67 6.45 5.45 9.69 8.35 5.23 1.31.443.29 15.25 9.03 58.28 29.68 8.63 52.15 44.93 8.76 1.41.519.37 6.82 15.63 15.93 8.11 15.57 17.33 14.94 15.60 1.51.66.62 2.33 25.94 4.44 2.26 24.97 5.33 4.60 25.46 1.61.86.02 2.12 38.83 3.62 1.84 34.23 4.60 3.96 36.69 1.819.31 6.80 76.45 5.06 2.58 69.50 10.89 9.38 74.54 小 计100.00 35.23 26.00 100.00 50.93 14.06 100.00 86.16 18.94 小计占总计97.86 97.13 97.43 浮沉煤泥2.14 0.77 22.22 2.87 1.51 20.07 2.57 2.28 20.80 总 计100.00 36.00 25.92 100.00 52.44 14.23 100.00 88.44 18.99 表3-4 A、B层煤0.550mm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1234567850259.4824.9812.4520.5021.9322.4422.7225135.9221.709.1920.0315.1120.6920.971365.9519.5514.5918.9920.5419.1519.43633.2116.8315.2715.8618.4816.0316.3130.52.3713.5310.0014.2412.3714.1114.39-0.52.2913.549.2714.7311.5614.5014.78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3-6 A层煤0.550mm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（%）12345678910-1.35.941.414.284.230.495.15.381.904.491.31.445.6110.828.7938.514.439.6143.2915.259.031.41.520.824.9415.3816.381.8816.2819.376.8215.631.51.66.431.5326.017.020.8125.816.622.3325.941.61.85.851.3939.016.380.7338.56.022.1238.831.815.353.6473.2227.483.1680.1819.316.8076.45小 计10023.7322.6610011.5032.89100.0035.2326.00小计占总计97.0922.6699.4932.8997.86浮沉煤泥2.910.7122.060.510.0624.22.140.7722.22总 计10024.4422.6410011.56 32.8510036.0025.92表3-7 B层煤0.550mm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（%）12345678910-1.316.285.815.534.20.644.7412.676.455.451.31.454.7619.568.6766.5510.128.5458.2829.688.631.41.515.65.5715.4316.692.5415.8815.938.1115.571.51.64.481.6025.214.350.6624.384.442.2624.971.61.83.451.2335.694.010.6131.283.621.8434.231.85.431.9469.614.20.6469.185.062.5869.50小 计10035.7214.1910015.2113.75100.0050.9314.06小计占总计96.3714.1998.9613.7597.13浮沉煤泥3.631.3520.101.040.1619.812.871.5120.07总 计10037.06 14.4010015.3713.8110052.4414.23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(%)Ag(%)(%)Ag(%)(i )(I 0.1)本(%)Ag(%)本(%)Ag(%)1234567891011-1.39.695.239.695.409.695.4010019.111.361.841.31.452.158.7652.158.9361.848.3790.3120.581.469.491.41.517.3315.6017.3315.7679.189.9938.1636.511.522.671.51.65.3325.465.3325.6384.5110.9820.8253.771.67.631.61.84.6036.694.6036.8689.1112.3115.4963.471.74.601.810.8974.5410.8974.71100.0019.1110.8974.71小 计100.0018.94100.0019.11小计占总计97.4397.43浮沉煤泥2.5720.802.5720.96合 计100.0018.99100.0019.15表3-8 A、B层煤0.550mm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%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 2540低灰815特高灰4060中灰15253.2.2 A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1.8kg/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， 0.1 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/T 16417-1996)0.1 含量/%40可选性等级易选中等可选较难选难选极难选3.3 B层煤煤质资料分析3.3.1 B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。3.3.2 B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1.8kg/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， 0.1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3.4 A、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：若当一定时，5%时，不需要分组；若当一定时，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。3.4.1 A、B层煤分组分级分析（1）分组分析；图3-3 A、B层基元灰分曲线如图3-3所示：当p=1.50g/cm3 时，由图中查得=0.25%；当Ad=9.01%时，由图中查得=0.010.05% 。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 3-4 A、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p=1.50g/cm3 时，由图中查得=1.85%；当Ad=9.01%时，由图中查得=0.0250.05% 。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 A B 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；理论=78.75% 理论分选密度：p=1.50g/cm3当理论分选密度p=1.50g/cm3 时，邻近密度物含量1.50.1=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。64.7 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：一、 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