前      言 xxx选煤厂隶属于霍州煤电集团xxxxxx，原设计能力为/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。～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         xxxxxx选煤厂现状 一、概况 xxxxxx选煤厂是xxx方式合作开发。位于xxxx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#、11#原煤外（入洗比例40%），还包括集团公司xx2#煤、xx10#煤、xxx2#煤、xx2#煤、xx2#、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（XXm2）、228煤场（XXm2）、101煤场（XXm2），配煤仓为3个φ12m、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0—50mm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%，实际35%），浮选精煤无法达标的问题，对浮选工艺进行了改造，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φ12m、各仓容量1300t的圆筒精煤仓，仓下配有自动配煤系统，3个φ12m、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、～年选煤厂生产能力计划 ～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。                       ～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 ～--～年预计入洗煤源主要包括本矿井生产的1#、2#、10#、11#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xxxxxx矿2#、10#原煤。截止～年6月末，本矿矿井剩余可采储量万吨，圈定可采储量万吨。矿井产量规划～年80万吨、～年120万吨、～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（～--～年）产量规划                             表2内调煤（暂定为xxxxxx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           % 选煤厂三年（～--～）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 ㈠各矿点煤质及可选性1、xxx2#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%，各级别理论分选比重偏高，9级、10级、11级，可选性较好。2、xx10#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%，各级别理论分选比重偏高，9级、10级、11级，可选性较好。3、xx11#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%，各级别理论分选比重偏高，9级、10级、11级，可选性较好。4、xxxxxx2#煤 根据xxxxxx2#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表7：xxxxxx2#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。5、xxxxxx10#煤 根据xxxxxx2#原煤大样资料分析结合日常生产技术检查得表8：xxxxxx2#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。 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。 ㈡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           （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 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 ㈠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： ⑴、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。 ⑵、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%，原煤不易泥化；密度级含量40-45%，灰分%%，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%时，δp±=%，理论回收率为%，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： ⑴、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8-11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%，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=5

　　「1」 「2」 「3」

　　340万元 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 ⑵、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φ600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。 -48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。 ㈡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%。虽经仓储脱水，精煤水分仍达不到用户要求。～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，～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 ㈠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25~30%的中煤混入精煤，15~25%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18~20%，矸石污染在8%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%、%、%，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（其中：9级万吨、10级万吨、11级万吨），综合产品万吨，比全重介多万吨。按xxxxxx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。 ⑴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。 ⑵工艺流程布置 ①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。 ②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（恢复）和跳汰系统两台脱泥筛（加

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