选煤厂主厂房设计毕业设计

机械工程系|毕业设计说明书

设计题目 150万吨选煤厂主厂房设计

日期 2013年4月19日

毕业设计任务书

学 生 姓 名 设 计 题 目 接受任务日2013年3月4 期 指 导 教 师 专 业 班 级 选矿技术10-1 150万吨选煤厂主厂房设计 完成任务日期 指导教师单位 新疆工程学院 设计目标 1、年处理能力为1.5Mt/a； 2、工作制度每年工作330天，每天工作16h； 3、入厂原料煤为该矿A、B两层煤，其中A层占67% ，B层占 33% ； 4、最终产品质量要求：精煤灰分Ad=10.51-11.00%，精煤水分Mt≤12%； 5、主、再洗跳汰机的不完善度可分别取I主＝0.16，I再＝0.18； 6、边界平均密度－1.3密度级可取1.20，＋1.8密度级，矸石段可取2.0，中煤段可取1.9； 7、因缺少浮选试验资料，计算浮选作业时可取本级产率γ浮精＝78%，灰分Ad=10%。 1、 对入厂原料煤资料进行综合、分析，绘制出原煤可选性曲线并评定原料煤的可选性； 2、 根据工艺流程进行数质量和水量的计算； 3、 编制选煤产品实际平衡表，选煤最终产品平衡表和水量平衡表； 4、 根据流程计算结果进行主要设备及辅助设备的选型； 5、 绘制选煤厂主厂房的设计布置图。 1、第一周数据处理，流程计算。 2、第二周、三周草图。 3、第四周、五周、六周正视图。 4、第七周检查设计说明书及图纸。 5、4.19-4.21答辩。 1、 谢广元，张明旭，边炳鑫.选矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2001 2、 戴少康.选煤工艺设计的思路与方法[M].北京:煤炭工业出版社.2003 3、 郝凤印.选煤手册[M].北京:煤炭工业出版社.1993 4、 选煤设计研究院.选煤厂设计手册（工艺部分）[M].北京:煤炭工业出版社.1978 5、 李贤国，刘峰.选煤实用计算[M].徐州:中国矿业大学出版社.1996年 6、 于寿珍.选煤厂工艺流程与选煤设备选型计算[M].北京:煤炭工业出版社.1990 设计要求注：此表发给学生后由指导教师填写，学生按此表要求开展毕业设计工作。

设计指导记录参考资料

目录

一 设计任务 ................................................................... 1 1.1 设计任务 ....................................................................................................................................... 1 1.2 作业内容 ................................................................... 1 1.3 注意事项 ................................................................... 1 二 煤质资料及分析 .............................................................. 3 2.1 筛分资料的综合 ............................................................. 3 2.2 浮沉资料的综合 ............................................................. 7 三 工艺流程的计算 ............................................................... 13 3.1 工艺流程计算的依据 ........................................................ 13 3.2 准备作业的计算 ............................................................ 16 3.3 跳汰选作业的计算 .......................................................... 17 3.4 煤泥处理及浮选作业的计算 .................................................. 18 3.5 水量流程的计算 ............................................................ 20 3.6 工艺流程数据的综合 ........................................................ 23 四 工艺流程的评述 ............................................................... 24 五 设备选型与计算 ............................................................... 26 5.1 设备选型原则 .............................................................. 26 5.2 筛分设备的选型计算 ........................................................ 27 5.3 破碎设备的选型计算 ........................................................ 27 5.4 分选设备的选型计算 ........................................................ 27 5.5 脱水设备的选型计算 ........................................................ 28 六 工艺布置 ..................................................................... 33 6.1 工艺布置原则 .............................................................. 33 6.2 重选车间工艺布置 .......................................................... 33 6.3 浮选车间工艺布置 .......................................................... 33 七 工艺设计评述 ................................................................. 34 八 结束语 ....................................................................... 35 附录：设备清单 .................................................................. 36 参考文献 ........................................................................ 37

一 设计任务书

本作业是在给定原料煤资料、工艺流程和其他一些已知条件的基础上，为设计某矿井选煤厂而进行的原料煤资料综合与分析、工艺流程计算及主要工艺设备选型等工作。

通过本作业，加深对所学知识的理解，对整个选煤系统的有一个整体认识。因此要求同学们在老师的指导下，参考有关资料，独立认真地完成本设计。 1.1 设计任务

处理能力为150万吨/年的矿井选煤厂，服务年限为40年以上，工作制度每年工作330天，每天工作16小时(即两班生产、一班检修)，原煤牌号为气煤，入厂的原料煤为该矿A、B两层煤，其中A层占入厂原煤48%、B层占入厂原煤52%。有关原料煤资料详见后表，工艺流程图见后图。

最终产品质量要求：精煤灰分10.00%～10.50%，精煤水分Mt≤12%。 1.2 作业内容

1.对入厂原煤资料进行分析，了解入厂原煤性质；根据给定的工艺流程、选煤方法及入选粒度上下限等进行资料综合，并进行校正；求得入选原煤的粒度组成和密度组成，由此绘制出原煤可选性曲线，分析入选原煤的性质。

2.按照给定的工艺流程，对各工艺作业进行数质量和水量的计算，跳汰产品计算表附后，并绘制出数质量流程图。

3.根据流程计算的结果编制出选煤产品设计平衡表、最终产品平衡表和水量平衡表。相关计算表格附后。

4.根据流程计算的结果，对准备、跳汰、浮选和浓缩等车间的主要设备进行计算与选型，并按工艺作业顺序列出主要设备选型计算指标表。相关表格附后。

1.3 注意事项

1.原煤资料综合和流程计算时，对于γ和Ad要求小数后面两位有效数字；对于Q、Mt及W等要求小数后面一位有效数字。

2.再选机入料密度组成即为主选中煤产品的密度组成；在计算时要注意占本级和占全样的百分数问题；不完善度取I主=0.16，I再=0.18，边界平均密度-1.3密度级取1.20，+1.8密度级的δe，矸石段取2.0，中煤段取1.9，分配指标由近似公式法计算出t值，查t-F(t)表得出ε，再选机中煤段分选密度按“等λ原则”

1

确定，并编写在说明书的“工艺流程的计算”章节中。

3.由于煤泥量不大，灰分不高，所以流程计算中可酌情考虑将全部煤泥并入溢流精煤。

4.因缺乏浮选试验资料，计算浮选作业时取浮选精煤Ad=10%，浮选精煤占本级产率的78%，浮选精煤和浮选尾煤γ按数质量平衡原则计算。

5.说明书文字叙述与图表应很好配合，文字编写到哪里，图表就附在哪里，并要求书写工整，字迹清晰。

2

二 煤质资料及分析

煤质资料的综合，要根据工艺流程的特点（本作业为混合入选）进行，目的是借此评定煤的可选性，绘制可选性曲线和进行工艺流程的计算。

本作业是混合该矿A、B两层原煤进行分选，其中A层占入厂原煤48%，B层占入厂原煤52%，原煤的筛分、浮沉组成都应按这个选煤量的比例分项综合在一起。 2.1 筛分资料的综合

1.入厂混合原煤筛分资料的综合

首先应根据设计任务书确定各层煤在入厂混合原煤中所占的比例，然后将各层煤各粒级分别换算成占入厂混合原煤的百分数。综合上述换算的各数值（即将各层煤的同一粒级数量加到一起），得出入厂原煤的综合数量。

再用加权平均的方法计算综合后各粒级原煤的灰分。

归纳上述计算结果，得出入厂混合原煤筛分组成综合表，表1所示。 通过对入厂原煤筛分试验数据的综合可以分析出该入厂原煤有如下特性： （1）该矿A层原煤灰分为25.18%，属中等灰分煤，其中>50mm级含量为31.49%，灰分为32.41%；可见矸含量为8.06%，属高含矸量煤；原煤中各粒级的产率随粒度减小而减小，说明煤的硬度大，煤质较硬；原煤中各粒级煤的灰分随粒度的减少而降低，说明煤的质地较脆，易碎，而矸石的质地较硬。

（2）该矿B层原煤灰分为14.38%，属低中灰分煤，其中>50mm级含量为27.74%，灰分为13.34%；可见矸含量为0.52%，属低含矸量煤；原煤中各粒度级产率比较接近，说明原煤的粒度分散均匀；原煤中各粒级煤的灰分与该层原煤总灰分比较接近，说明该层原煤煤质均匀。

（3）入厂综合原煤灰分为17.51%，属低中灰分煤，其中>50mm级含量为28.83%，灰分为19.38%；可见矸含量为2.71%，属中等含矸量煤；原煤中各粒级的产率随粒度减小而减小，说明煤的硬度大，煤质较硬；原煤中各粒级煤的灰分随粒度的减少而降低，说明煤的质地较脆，易碎，而矸石的质地较硬。

2.入厂原煤破碎级筛分资料的综合

根据入厂原煤中各层煤大于入选上限的原煤破碎到小于入选上限的粒度组成，按各层煤大于入选上限的数量占入厂混合原煤的比例进行综合。然后用加权平均的方法求各粒级的灰分，即得入厂原煤破碎级筛分综合表，表2所示。

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表1 入厂原煤筛分试验综合表

A层（γA=48%) 级别 （mm) 产品 名称 数量γ（%） 占本层 占全样 1 2 煤 夹矸煤 100 矸石 小计 煤 夹矸煤 100-50 矸石 小计 50-25 25-13 13—6 6—3 3-0.5 -0.5 总计 煤 煤 煤 煤 煤 煤 3 14.33 0.68 5.16 20.17 8.18 0.24 2.90 11.32 10.99 15.45 14.78 7.98 6.63 4 6.88 0.33 2.48 9.68 3.93 0.12 1.39 5.43 12.68 5.28 7.42 7.09 3.83 3.18 灰分 Ad（%） 5 14.50 43.66 79.47 32.10 16.74 45.82 77.62 32.95 6.09 24.24 23.00 18.81 17.51 16.78 B层（γB =52%) 综合 数量γ（%） 占本层 6 17.41 0.12 17.53 9.76 0.05 0.40 10.21 27.36 8.02 14.03 15.59 11.32 11.00 占全样 7 9.05 0.00 0.06 9.12 5.08 0.03 0.21 5.31 12.30 4.17 7.30 8.11 5.89 5.72 灰分 数量 灰分 Ad（%） γ（%） Ad（%） 8 9 10 11.58 15.93 12.84 83.40 0.33 2.54 43.66 79.57 12.07 18.80 22.39 12.59 46.60 83.28 9.00 0.14 1.60 14.40 45.96 78.36 15.53 10.74 24.34 6.40 16.27 15.88 12.48 9.45 20.72 16.10 14.71 19.58 14.03 15.20 16.26 12.74 13.93 9.72 8.90 14.62 14.95 100.00 48.00 25.18 100.00 52.00 14.38 100.00 19.57 4

表2 原煤破碎级筛分试验综合表

A层（γA=15.12%) 级别 （mm) 数量γ（%） B层（γB=14.42%) 综 合 数量γ（%） 灰分 灰分 数量 灰分 占本层 占全样 Ad（%） 占本层 占全样 Ad（%） γ（%） Ad（%） 2 33.14 19.89 20.74 11.73 7.42 7.08 3 5.01 3.01 3.13 1.77 1.12 1.07 4 37.48 32.84 29.07 23.90 19.66 18.40 5 31.93 20.51 20.07 10.46 8.63 8.40 6 4.61 2.96 2.90 1.51 1.24 1.21 7 15.37 13.70 12.26 10.96 9.63 10.51 13.04 8 9.62 5.96 6.03 3.28 2.37 2.28 29.54 9 26.89 23.35 21.00 17.95 14.38 14.21 22.00 1 50-25 25-13 13—6 6—3 3-0.5 -0.5 总计 100.00 15.12 30.55 100.00 14.42 3.入厂原煤自然级筛分资料的综合

根据入厂原煤各层煤小于入选上限的自然级筛分资料，各粒级占混合原煤的百分数，按同粒级相加，即得入厂混合原煤自然级中该粒级的百分数。然后用加权平均的方法求各粒级的灰分，即得入厂原煤自然级筛分综合表，表3所示。

表3 原煤自然级筛分试验综合表

A层 级别 （mm) 1 50-25 25-13 13—6 6—3 3-0.5 -0.5 总计 占全样 （%） 2 6.09 5.28 7.42 7.09 3.83 3.18 32.88 Ad（%） 3 27.36 24.24 23.00 18.81 17.51 16.78 21.86 占全样 （%） 4 6.40 4.17 7.30 8.11 5.89 5.72 37.58 B层 Ad（%） 5 15.88 16.27 16.10 14.03 12.74 13.93 14.78 综 合 数量 γ（%） 6 12.48 9.45 14.71 15.20 9.72 8.90 70.46 灰分 Ad（%） 7 21.48 20.72 19.58 16.26 14.62 14.95 18.08 4.自然级和破碎级混合原煤筛分资料的综合

根据以上求得的混合原煤自然级和破碎级的筛分资料，各粒级占混合原煤的

5

百分数，按同粒级相加，即得混合原煤中该粒级的百分数。然后用加权平均的方法求各粒级的灰分，即得破碎级和自然级混合原煤筛分组成综合表，表4所示。

原煤的筛分试验结果综合时会产生误差，使得试验前后的数量百分数和灰分百分数不一致，所以筛分试验综合结果应进行综合灰分的校正。

筛分试验结果灰分的校正方法是利用筛分资料综合前的灰分为基准校正综合后的灰分，使综合前后的总计灰分数值相一致。

首先应计算灰分的校正值：Δ=Ad前- Ad后=19.57%-19.24%=0.33%；然后分别在筛分后的每一粒级的加权平均灰分值上加灰分校正值Δ；最后加权平均计算出各粒级的合计灰分，如表4中各粒级合计灰分为17.51%，与综合前的总计灰分相一致。

表4 原煤自然级和破碎级筛分试验综合表

自然级 级别 （mm) 破碎级 综 合 校正后 灰分Ad(%) 累 计 产率 灰分 产率 灰分 产率 灰分 灰分 （%） Ad（%） （%） Ad（%） γ（%） Ad（%） 2 3 4 9.62 5.96 6.03 3.28 2.37 2.28 5 26.89 23.35 21.00 17.95 14.38 14.21 6 7 8 1 50-25 25-13 13—6 6—3 3-0.5 -0.5 总计 9 12.48 21.48 9.45 20.72 22.10 23.83 24.16 24.16 15.41 21.74 22.06 22.06 20.74 19.99 20.32 20.32 18.48 16.56 16.89 16.89 12.08 14.57 14.90 14.90 11.18 14.80 15.12 15.12 14.71 19.58 15.20 16.26 9.72 8.90 14.62 14.95 70.46 18.08 29.54 22.00 100.00 19.24 19.57 19.57

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矿物加工工程设计说明书

2.2 浮沉资料的综合

1.入厂原煤各层煤自然级与破碎级50-0.5mm浮沉资料的综合

根据各层煤自然级、破碎级50-0.5mm的浮沉资料和各层煤中自然级、破碎级所占的重量百分数进行综合。也就是先将本层煤自然级及破碎级50-0.5mm中各浮沉级占本级的重量百分数换算成占全样自然级与破碎级混合煤的百分数，相应的灰分按加权平均法求出，表5、表6所示。

各层煤自然级和破碎级占全样的重量百分数可以从两层原煤自然级、破碎级筛分试验综合表中查得。

表5 A层煤自然级和破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表

自然级 密度级 数量γ（%） 占本级 1 <1.3 1.3-1.4 1.4-1.5 1.5-1.6 1.6-1.8 >1.8 小计 煤泥 总计 2 5.94 45.61 20.82 6.43 5.85 15.35 破碎级 综 合 数量γ（%） 数量γ（%） 灰分 灰分 灰分 占全样 Ad（%） 占本级 占全样 Ad（%） 占本级 占全样 Ad（%） 3 1.71 13.15 6.00 1.85 1.69 4.43 4 4.28 8.79 15.38 26.01 39.01 73.22 5 4.23 38.51 16.38 7.02 6.38 27.48 6 0.59 5.38 2.29 0.98 0.89 3.84 7 5.10 9.61 16.28 25.81 38.50 80.18 8 5.38 43.29 19.37 6.62 6.02 19.31 9 2.30 18.53 8.29 2.84 2.58 8.27 10 4.49 9.03 15.63 25.94 38.83 76.45 26.00 22.22 25.92 100.00 28.84 2.91 0.86 22.66 100.00 13.97 22.06 0.51 0.07 32.88 100.00 42.81 24.20 2.14 0.94 100.00 29.70 22.64 100.00 14.05 32.84 100.00 43.75

2.入选原煤浮沉资料的综合

入选原煤是原煤中各层煤自然级与破碎级的总和。因此，可根据各层煤自然级与破碎级的综合浮沉资料及各层煤在其中所占的重量百分数进行综合。方法同前。

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矿物加工工程设计说明书

表6 B层煤自然级和破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表

自然级 密度级 数量γ（%） 占本级 1 <1.3 1.3-1.4 1.4-1.5 1.5-1.6 1.6-1.8 >1.8 小计 煤泥 总计 2 16.28 54.76 15.60 4.48 3.45 5.43 破碎级 综 合 数量γ（%） 数量γ（%） 灰分 灰分 灰分 占全样 Ad（%） 占本级 占全样 Ad（%） 占本级 占全样 Ad（%） 3 5.00 16.81 4.79 1.38 1.06 1.67 4 5.53 8.67 15.43 25.21 35.69 69.61 5 4.20 66.55 16.69 4.35 4.01 4.20 6 0.55 8.70 2.18 0.57 0.52 0.55 7 4.74 8.54 15.88 24.38 31.28 69.18 8 12.67 58.28 15.93 4.44 3.62 5.06 9 5.55 25.51 6.97 1.94 1.58 2.22 10 5.45 8.63 15.57 24.97 34.23 69.50 14.06 20.07 14.24 100.00 30.70 3.63 1.16 14.20 100.00 13.08 20.10 1.04 0.14 13.75 100.00 43.77 19.81 2.87 1.29 100.00 31.86 14.41 100.00 13.21 13.82 100.00 45.07

原煤的浮沉试验结果综合时会产生误差，使得试验前后的数量百分数和灰分百分数不一致，所以浮沉试验综合结果应进行校正。

浮沉试验结果的校正有两种方法，一种是灰分校正值法，另一种是数量百分数（产率）调整法。具体利用哪种方法进行校正，主要取决于灰分校正值的大小。

首先应计算灰分的校正值：Δ=Ad筛- Ad浮=17.94%-17.75%=0.19%<0.2%，所以应采用灰分校正值法进行浮沉试验资料的校正。

灰分校正值法即以浮沉前+0.5mm级灰分为基准，校正浮沉后+0.5mm粒级灰分，不需要校正浮沉煤泥的灰分。此方法与前面的筛分资料的灰分校正法基本相同。

首先通过前面的计算知道灰分的校正值Δ=0.19%；然后分别在入选原煤浮沉试验结果综合表的各密度级灰分值上分别加灰分校正值Δ；最后重新加权平均计算出校正后的小计灰分和总计灰分，如表7中浮沉后+0.5mm总计灰分为17.94%，与浮沉前+0.5mm粒度级的总计灰分相一致。表7所示。

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表7 A、B层煤50-0.5mm浮沉试验结果综合表

A层 密度级 数量γ（%） 占本级 1 <1.3 1.3-1.4 1.4-1.5 1.5-1.6 1.6-1.8 >1.8 小计 煤泥 总计 2 11.27 50.33 18.13 5.42 4.61 10.23 100.00 3.28 100.00 灰分 占全样 Ad（%） 3 6.71 29.96 10.79 3.23 2.75 6.09 59.54 2.02 61.56 4 5.21 8.72 15.40 25.67 37.73 72.23 18.30 20.94 18.38 B层 数量γ（%） 占本级 5 4.22 52.06 16.53 5.73 5.23 16.23 100.00 0.77 100.00 灰分 占全样 Ad（%） 6 1.14 14.08 4.47 1.55 1.42 4.39 27.05 0.21 27.26 7 4.93 8.95 16.08 25.29 35.83 78.80 23.64 21.31 23.62 综 合 数量γ（%） 占本级 8 9.07 50.87 17.63 5.52 4.81 12.11 100.00 2.51 100.00 灰分 占全样 Ad（%） 9 7.85 44.05 15.26 4.78 4.16 10.48 86.59 2.23 88.82 10 5.17 8.79 15.60 25.54 37.08 74.98 19.96 20.97 19.99 校 正 数量γ（%） 占本级 11 11.27 50.33 18.13 5.42 4.61 10.23 100.00 3.28 100.00 灰分 占全样 Ad（%） 12 6.71 29.96 10.79 3.23 2.75 6.09 59.54 2.02 61.56 13 5.21 8.72 15.40 25.67 37.73 72.23 18.30 20.94 18.38

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表8 A、B层煤50-0.5mm入选密度组成表

密度组成 密度级 校正前 产率(%) 1 <1.3 1.3-1.4 1.4-1.5 1.5-1.6 1.6-1.8 >1.8 小计 煤泥 总计 2 9.07 50.87 17.63 5.52 4.81 12.11 100.00 2.51 100.00 Ad(%) 3 5.17 8.79 15.60 25.54 37.08 74.98 19.96 20.97 19.99 校正后 产率(%) 产率(%) 4 9.07 50.87 17.63 5.52 4.81 12.11 100.00 2.51 100.00 Ad(%) 5 5.31 8.93 15.74 25.68 37.22 75.12 20.10 21.11 20.13 6 9.07 59.94 77.57 83.09 87.89 100.00 7 5.31 8.39 10.06 11.10 12.52 20.10 8 100.00 90.93 40.06 22.43 16.91 12.11 9 20.10 21.58 37.63 54.84 64.35 75.12 10 1.30 1.40 1.50 1.60 1.70 1.80 11 59.94 68.50 23.15 7.92 4.81 4.42 Ad(%) 产率(%) Ad(%) 密度 产率(%) 浮物累计 沉物累计 邻近物含量

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由以上的入厂原煤筛分试验数据以及50-0.5mm浮沉试验综合数据可以分析出入选原煤的性质如下：

（1）由表7可以看出，入选A层煤低密度含量较大，<1.50kg/L密度级含量达68.05%，累计灰分为10.55%，其中<1.40kg/L密度级含量高达48.67%，灰分为8.53%，说明有条件生产低灰精煤。>1.80kg/L密度级含量为19.31%，灰分为76.45%，说明矸石含量较高，浮沉煤泥含量为2.14%，灰分为22.22%，较原生煤泥灰分高5.44%，说明矸石有轻度的泥化现象。

（2）入选B层煤低密度含量较大，<1.50kg/L密度级含量达86.88%，累计灰分为9.44%，其中<1.40kg/L密度级含量高达70.95%，灰分为8.06%，说明有条件生产低灰精煤。>1.80kg/L密度级含量为5.06%，灰分为69.50%，说明矸石含量较低，浮沉煤泥含量为2.87%，灰分为20.07%，较原生煤泥灰分高6.14%，说明矸石产生了泥化的现象。

（3）由表7、表8中综合校正后的数据可以看出，混合入选原煤低密度含量较大，<1.50kg/L密度级含量占全样的81.19%，累计灰分为9.91%，其中<1.40kg/L密度级含量高达64.22%，灰分为8.36%，说明有条件生产低灰精煤的可能。>1.80kg/L密度级含量为9.37%，灰分为74.03%，说明矸石含量较高，浮沉煤泥含量为2.65%，灰分为20.79%，较原生煤泥灰分高6.30%，说明入选原煤的矸石产生了泥化现象。

3.可选性曲线的绘制

综上入选原煤浮沉资料的综合，可以绘制出入选原煤的可选性曲线，图1

所示。

H-R可选性曲线包括五条曲线:基元灰分曲线、浮物累计曲线、沉物累计曲线、

密度曲

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图1 入选原煤可选性曲线

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。三 工艺流程的计算

3.1工艺流程计算的依据

表3-1 50--0.5毫米级主选跳汰产品计算表 密度 <1.3 1.3-1.4 1.4-1.5 1.5-1.6 1.6-1.8 >1.8 小计

γ 9.07 50.87 17.63 5.52 4.81 12.11 100.00 原煤 Αd 5.31 8.93 ε1 0.00 1.21 矸石 γ本 0.00 3.07 9.90 9.83 17.79 59.41 100.00 γ产 0.00 0.61 1.99 1.97 3.57 Αd 5.31 8.93 25.68 37.22 γ入 9.07 50.26 3.55 1.24 0.19 0.00 ε2 0.00 7.80 68.68 93.36 99.58 0.00 中煤 γ本 0.00 29.40 42.19 18.28 8.68 1.45 γ产 0.00 3.92 5.63 2.44 1.16 0.19 Αd 5.31 8.93 15.74 25.68 37.22 75.12 γ本 13.61 69.56 15.04 1.67 0.12 0.00 100.00 精煤 γ产 9.07 46.33 1.11 0.08 0.00 66.61 Αd 5.31 8.93 25.68 37.22 75.12 9.78 15.74 11.26 25.68 35.69 37.22 74.21 75.12 98.39 20.10 0.00 15.74 15.64 35.98 10.01 15.74 11.91 75.12 20.05 55.61 100.00 13.34 18.28

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表3-2 50--0.5毫米级再选跳汰产品计算表 密度 <1.3 1.3-1.4 1.4-1.5 1.5-1.6 1.6-1.8 >1.8 小计

Y 0.00 29.40 42.19 18.28 8.68 1.45 100.00 原煤 Ad 5.31 8.93 E1 0.00 2.19 矸石 Y本 0.00 3.07 28.21 32.36 29.65 6.71 100.00 Y产 0.00 0.65 5.93 6.80 6.23 1.41 Ad 5.31 8.93 Y入 0.00 E2 0.00 中煤 Y本 0.00 11.26 51.30 28.90 8.39 0.15 Y产 0.00 2.98 7.66 2.22 0.04 Ad 5.31 8.93 25.68 37.22 75.12 Y本 0.00 49.11 43.20 7.27 0.42 0.00 100.00 精煤 Y产 0.00 25.78 3.82 0.22 0.00 Ad 5.31 8.93 25.68 37.22 75.12 28.76 10.37 15.74 14.05 25.68 37.22 37.22 71.82 75.12 97.21 18.28 0.00 15.74 36.26 37.48 25.68 11.47 66.74 37.22 75.12 2.44 0.04 0.00 90.93 98.81 0.00 13.59 15.74 22.67 15.74 21.02 29.10 100.00 26.50 19.74 52.48 13.21

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表 3-3 50--0.5毫米级主选跳汰产品实际平衡表 产品名称 精煤 中煤 矸石 小计 次生煤泥 浮沉煤泥 总计 数量% Y产 66.61 13.34 20.05 100.00 6.00 2.51 100.00 Y全 54.13 10.84 16.29 81.26 5.33 2.23 88.82 灰分Ad% 9.78 18.28 55.61 20.10 20.10 20.97 20.12

表 3-4 50--0.5毫米级再选跳汰产品实际平衡表 产品名称 精煤 中煤 矸石 小计 次生煤泥 总计 数量% Y产 52.48 26.50 21.02 100.00 6.00 100.00 Y全 5.35 2.70 2.14 10.19 0.65 10.84 灰分Ad% 13.21 19.74 29.10 18.28 18.28 18.28

表3-5 50--0.5毫米级主、再选跳汰产品实际平衡表 产品名称 主选精煤 精煤 再选精煤 合计 中 煤 矸 石 次生煤泥 煤泥 浮沉煤泥 原生煤泥 合计 合 计 产率Y原% 54.13 5.35 59.47 4.84 16.29 5.98 2.23 11.18 19.39 100.00 灰分Ad% 9.78 13.21 10.09 23.88 55.61 19.90 20.97 15.12 17.27 19.57

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3.2准备作业的计算

1. 小时处理量 Qi=

QaTt =1500000/(330*16)=284.1t/h

由表1-1 入厂原煤分组综合表中，求第9，第10两列加权平均可得选煤厂入料灰分Ad=19.57%

（1）预先筛分作业

由表1可知，预先筛分作业的入料：γ1=100%，Ad，1=19.57 %，Q1= Qi=284.1t/h。由于50～0mm不分级跳汰选，预先筛分和破碎作业的产物最终混合进入跳汰作业，故设筛分效率η=100%。设筛孔为50mm,由入厂原煤精度组成资料易得：

筛上物： γ3 =γ+50=γ+100 +γ100-50=70.46%

Ad3=（γ+100×Ad+100 +γ100-50×Ad100-50）/γ3=18.08 % Q3= Qi?γ3=284.1?18.08%=200.18t/h 筛下物： γ2=γ0-γ3=29.54%

Ad2=（γ1×Ad，1-γ2×Ad3）/γ2 =23.10% Q2=Q1-Q3=83.92t/h （2) 检查性手选作业

由于是检查性手选，只选出铁块、木等杂物，所以手选前后原煤数质量不变，根据数质量平衡原则有： γ4=0, A4=0, Q4=0，γ5=γ2=29.54% ， Ad,5= Ad,2=21.10 % Q5= Q2=83.92t/h

（3) 破碎作业

由于在开路破碎流程中，破碎后原煤仅改变粒度组成，其数质量部发生改变，筛分试验破碎级的粒度特性，代表本作业的结果。可得： γ6=γ5=29.54% Ad，6= Ad5=21.10 % Q6=Q5=83.92t/h 3.3 跳汰选作业计算

(1)主选跳汰机产品数质量计算： 入料：

γ7=γ3+γ6=100%，

Ad7=(γ3×A3+γ6×A6)/γ7=19.57% Q7= Q3+ Q6=284.1t/h

由于煤泥量不大，灰分也不高，所以流程计算中，可设全部煤泥进入精煤溢流，则溢流精煤：

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γ8=γ精+γ泥 =γ精+（γ原泥+γ浮泥+γ次泥） =72.87% Ad，8 =11.70%

Q8= Qi·γ8=284.1?72.87%=207.02t/h 中煤： γ9=γ中=10.84% Ad9= Ad，中=18.28%

Q9= Qi·γ9=284.1?10.84%=30.80t/h 矸石： γ10=γ矸=16.29% Ad10= Ad，矸=55.61% Q10= Qi- Q8- Q9=46.29t/h （2）再选作业：

再选机入料以主选中煤为入料，则γ9=γ中=10.84% Ad，9= Ad，中=18.28% Q9= Q中=30.80t/h

设次生煤泥全部进入溢流，则溢流精煤： γ11=γ精+γ次泥=6.00%

Ad11=（γ精Ad，精+γ次泥A次泥）/γ11 =13.76% Q11= Qi·γ11=284.1?6.81%=17.04t/h 中煤（包括矸石）： γ15=γ9-γ11=4.84%

Ad，15=(γ9×Ad,9-γ11×Ad,11)/γ15 =23.88% Q15= Q9-Q11=13.75t/h

最后根据主再选产品平衡表，编制出主再选数质量综合平衡表3-5 （3） 跳汰精煤脱水分级作业计算：

设筛孔为13mm，主选再选溢流精煤合并进入单层筛，筛分效率η=100%，则入料为：

γ14=γ11+γ8=78.87%

Ad，14=(γ11×Ad,11+γ8×Ad,8)/γ14= 11.85% Q14= Q11+ Q8=224.06t/h

因无精煤粒度组成资料，故假设其粒度组成与入选原煤粒度组成相同，根据原煤自然级和破碎级综合表，设其筛孔为13mm，筛分效率η=100%，则有：

筛上物：

γ16=γ精·γ+13/γ50～0.5·η=25.12%

设其灰分与入选原煤密度组成资料中+13mm粒级的-1.40∽-1.50密度级煤的灰分相同，则有： Ad16=Ad，+14精=10.06%

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Q16= Qi·γ16=284.1?28.36%=71.36t/h

筛下物：

γ17=γ14-γ16=53.75%

Ad17=(γ14×Ad,14-γ16*Ad,16)/γ17=12.69% Q17= Q14- Q16=152.70t/h 3.4 煤泥处理及浮选作业的计算 1. 末精脱水回收作业的计算

（1） 水力分级（斗子捞坑）

本作业入料中有一部分是尚未计算出的脱泥筛筛下煤泥水和离心液煤泥水。计算时，暂不考虑这部分循环量，按开路流程计算。设13～0.5mm级末精煤全部被斗子老坑捞起，-0.5mm级煤泥的分级效率η=60%,则斗子捞起物：

γ19=γ1713～0.5+不γ17 -0.5（1-η）=γ17-γ17 -0.5+γ17 -0.5*40%= 42.11%

γ17.13～0.5=γ17-γ17-0.5=53.75-32.25%=21.5%

Ad17，13～0.5=(γ17*Ad,17-γ17-0.5*Ad,-0.5)/ γ1713～0.5=12.69% Ad，19=γ1713～0.5*Ad1713～0.5+γ17-0.5*40%*Ad,17)/γ19=12.69% Q19= Qi·γ19=119.65t/h （2） 脱泥

设脱泥筛筛孔为0.5mm，脱泥效率η=65%，则： 筛下物：

γ22=γ19-0.5·η=γ19**40%·η=10.95% Ad，22= Ad，-0.5=17.27% Q22= Qi·γ22=31.11t/h 筛上物：

γ21=γ19-γ22=31.16%

Ad，21= (γ19*Ad,19-γ22*Ad,22)/γ21=11.09% Q21= Q19- Q22=88.54 t/h （3）离心脱水

设离心脱水作业中离心液的固体量占入料量的6%，-0.5mm煤泥量占入料中-0.5mm煤泥量的50%。

则 离心液：

γ24=γ21?6%=1.56% Ad，24= Ad-0.5=17.27

Q24= Qi·γ24=284.1×1.64%=4.43t/h

18

脱水后末精煤：

γ23=γ21-γ24=29.61%

Ad，23=(γ21*Ad,21-γ24*Ad,24)/γ23 =10.76% Q23= Qi·γ23=284.1×29.61%=84.11t/h (4) 捞坑溢流

设脱泥筛筛下物和离心液中的煤泥返回捞坑后全部进入老坑溢流，且仅一次循环，则有：

γ18=γ22+γ24=12.51% γ20=γ17-γ19+γ18=24.12%

Ad，20= (γ17Ad,17-γ19Ad,19+γ22Ad,22+γ24Ad,24)/γ20 =15.06%

Q20= Q17- Q19+ Q22+ Q24=68.59 2. 浮选作业的计算

因缺少浮选试验资料，取浮选精煤产率γ0=78%，灰分Ad，0=10%，则入料：

γ27=γ26=γ25=γ20=24.12% A27= Ad，20=15.06% Q27= Q20=68.59t/h 浮选精煤：

γ28=γ27*γ0=18.83%, Ad28= Ad0=10.00%, Q28= Qi·γ28=53.50t/h

浮选尾煤：

γ29=γ27-γ28=5.31%， Ad，29= (γ27Ad,27-γ28Ad,28)/γ29=33.02%Q29= Q27- Q28=15.09t/h

3. 浮选精煤过滤作业的计算

浮选精煤过滤后，滤液返回缓冲池，设滤液中固体含量为零，则 滤液: γ31=0， Ad，31=0， Q31=0

滤饼： γ30=γ28=18.83% Ad，30= Ad，28=10.00% , Q30= Q28=53.50t/h 4. 浮选尾煤浓缩作业计算

设加入絮凝剂后，溢流中固体含量为零，则 底流：

γ32=γ29=5.31%，Ad，32= Ad，29=33.02%，Q32= Q29=15.09t/h γ33=0, A33=0, Q33=0 5. 浮选尾煤压滤作业的计算

尾煤采用压滤脱水时，设滤液中固体含量为零，则 γ35=0, A35=0, Q35=0

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滤饼：γ34=γ32=5.31%， Ad，34= Ad，32=33.02%, Q34= Q32=15.09t/h

6. 最终精煤数质量平衡计算

γ36=γ16+γ23+γ30=77.55%

Ad，36=(γ16Ad,16+γ23Ad,23+γ30Ad,30) /γ36=10.33% Q36= Q16+ Q23+ Q30=208.97t/h 3.5 水量流程计算

1. 主选跳汰机作业水量流程的计算

根据每吨煤入料用水量参考指标表，选出跳汰机入选每吨煤用水量，设为2.5m3/t

则主选机总用水量为： W主=Q7×2.5 m3=284.1×2.5=710.2m3/h 这里不考虑从总用水量中扣除入洗煤带走水量，设主洗中煤水分为20%，矸石水分为22%

则主选中煤带出水分为: W9=Q9*Mt,9/(1- Mt,9)=30.8×20%/(1-20%)=7.70 m3/h

W10=Q10*Mt,10/(1- Mt,10)=36.62×22%/(1-22%)=13.05 m3/h

则溢流精煤中水量： W8= W主 －（W 9＋W10）=710.2－（8.0+4.1）=689.50m3/h

2. 再选跳汰机作业水量流程的计算

设再选跳汰机入选每吨煤需用水量为3.0m3/t

则再选机总用水量： W再=Q9*3.0=30.80×3.0=63.01 m3/h 设中煤（包括再选矸石）水分为20%

则中煤带走水量： W15=Q15*Mt,15/(1-Mt,15)=12.67×20%/(1-20%)=3.44 m3/h

则溢流精煤中水量： W11=W再+W9-W15=96.65 m3/h 3. 精煤脱水作业水量流程的计算

入筛水量为： W14=W8+W11=786.14 m3/h 设脱水后块精煤的水分为8%，

则块精煤带走水量： W16=Q16*Mt,16/(1－Mt,16)=74.70×8%/(1－

20

8%)=6.20 m3/h

脱水筛筛下水量： W17=W14-W16=779.94m3/h

4. 斗子捞坑水力分级作业水量流程的计算

设末精煤（斗子提升物）的水分为20%，则：

W19=Q19*Mt,19/(1－Mt,19)=126.29×20%/(1－20%)=29.91 m3/h

5. 脱泥作业水量流程的计算

设末精煤脱泥筛的喷水量为0.3m3/h，则

总喷水量： W喷=Q19*0.3=126.29×0.3=35.89 m3/h 设脱泥后末精煤水分为16%

则末精煤带出水量： W21=Q21*Mt,21/(1-Mt,21)= 93.45×16%/(1－16%)=16.86 m3/h

筛下水量： W22=W19+W喷－W21=48.94 m3/h 6. 离心脱水作业水量流程的计算

设离心脱水后末精煤水分为7%

则末精煤带出水量： W23=Q23*Mt,23/(1-Mt,23)=88.78×7%/(1－7%)=6.33 m3/h

离心液水量： W24=W21-W23=10.53 m3/h

则捞坑溢流水量为： W20=W17+W22+W24-W19=809.50m3/h 7. 浮选作业水量流程的计算

设泡沫精煤的液固比为3.0，则

W28=Q28*3.0=55.64×3.0=160.51m3/h

8. 过滤作业水量流程的计算 设精煤滤饼水分为24%

则滤饼带出水量： W30=Q30*24%/(1-24%)=55.64*24%/(1-24%)=16.90 m3/h

滤液水量： W31=W28-W30=143.61 m3/h

则浮选尾煤水量： W29=W27-W28=W20+W31-W28=792.61 m3/h 9. 尾煤浓缩作业水量流程的计算

设底流液固比为1.5

21

则底流水量： W32=Q32*1.5=15.69×1.5=22.64 m3/h 溢流水量： W33=W29-W32=769.97 m3/h

10. 压滤作业水量流程的计算

设滤饼水分为22%

则滤饼带出水量： W34=Q34*Mt,43/(1-Mt,34)=15.69×22%/(1-22%)=4.26 m3/h

滤液水量： 则循环水量：

W35=W32-W34=18.38m3/h W循环水=W33+W35=788.35 m3/h

22

3.6工艺流程数据的综合

表2-6 选煤产品最终平衡表 产品 块精煤 精煤 末精煤 浮选精煤 小计 中煤 中煤 浮选尾煤 小计 矸石 原煤 数量 产率，% 25.12 29.61 18.83 73.55 4.84 5.31 10.15 16.29 100.00 吨/时 71.36 84.11 53.50 208.97 13.75 15.09 28.85 46.29 284.10 吨/日 1141.69 1345.79 856.04 3343.51 220.08 241.45 461.52 740.56 4545.60 万吨/年 37.68 44.41 28.25 110.34 7.26 7.97 15.23 24.44 150.00 灰分Ad（%） 10.06 10.76 10.00 10.33 23.88 33.02 28.66 55.61 19.57 水分Mt（%） 8.00 7.00 24.00 11.69 20.00 22.00 21.05 22.00

表2-7 水量平衡表 选煤过程用水 主选机用水 1.循环水 再选机用水 小计 跳汰机补充水 末精煤脱泥筛喷水 2.清水 50.18 50.18 用水量（m3/t） 695.96 92.39 788.35 14.29 35.89 1、损失水 2、澄清返回水 用水总量 838.53 838.53 838.53 50.18 788.35 选煤过程排水 精煤产品带走水 中煤产品带走水 矸石产品带走水 浮选尾煤带走水 小计 浓缩机溢流水 压滤机滤液 用水量（m3/t） 29.43 3.44 13.05 4.26 50.18 769.97 18.38

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四 工艺流程的评述

4.1 对总工艺流程的叙述

本选煤厂采用了主再选跳汰——浮选联合双系统流程

其过程是：原煤进厂后，首先进行预先筛分。对于大于50mm的大块煤或矸石进行破碎，同时采用检查性手选去除铁、木等杂物，然后和筛下物一同进入主选跳汰，选出矸石先进入厂房内的矸石缓冲仓，再由皮带走廊送到厂外，精煤进行脱水分级后上皮带输送出为块精煤产品。脱水分级后的底流进入捞坑，捞坑的溢流通过缓冲池和矿浆准备器进入浮选机。

本流程采用的是直接浮选，浮选精煤采用圆盘真空过滤机进行脱水，浮选尾煤采用耙式浓缩机进行浓缩脱水。同时对于捞坑的底流进行脱泥，对于脱泥筛的筛上物进行离心脱水，脱水后的产品进入精煤皮带，其脱泥的溢流与离心脱水的溢流再返回捞坑。而主选中煤则进入再选跳汰，再选精煤进行脱水分级后上皮带，亦作为最终块精煤产品，而再选矸石和中煤则混合为中煤由中煤皮带输送入中煤仓。

对于主选跳汰和脱泥筛进行了补充清水，整个过程中采用的是闭路循环。 4.2 对各作业系统的评述 （1）准备作业

原煤准备车间的任务是为后续工序准备合理的原料，主要作业有：筛分、破碎、磨矿、排矸、除杂等。本厂选前的准备作业采用了预先筛分、破碎、对于铁、木等杂物采用了选择性手选。破碎作业对跳汰选采用开路破碎流程，破碎后产物和预筛筛下物合并进入跳汰选煤作业，此流程厂房布置简单，但粒度上限控制不严。

（2）分选作业

分选作业采用跳汰机，设备单一，便于管理和操作。跳汰机的给料是否均匀（质量、数量、粒度等）对分选效果影响很大。为了保证跳汰机的给料的连续性和均匀性，在每台主选跳汰机前都设有一定容量的原煤缓冲仓。为了增加互换性、

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灵活性和给料均匀性，再选跳汰机前也设有缓冲仓。 （3）脱水分级作业

脱水分级作业直接采用分级筛，简单方便实效。但精煤会由于筛动增加末煤量，增加煤泥水处理量。 （4）煤泥水处理作业

煤泥水处理作业，本厂采用了直接浮选流程。该流程特点是：循环水浓度低；煤泥在水中时间短；清水用量减少，循环水亦平衡；煤泥有效分选，精煤回收增加。但是，浮选量小投资大，生产费用高。需注意的是，要严格控制水耗，设置缓冲池，控制粒度，尾矿须彻底澄清。浮选精煤进入圆盘真空过滤机产出滤饼，为浮选精煤。滤液重新回到缓冲池进行浮选。浮选尾煤进入浓缩机进行浓缩，溢流液作为循环水再利用。底流尾煤进入压滤机，滤饼为煤泥，滤液作为循环水再次利用。

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五 选型选型与计算

5.1 不均衡系数的选取

1）设备选型与计算的原则

设备选型时应注意以下几项原则

（1）所选设备的型号与台数，应与所设计厂型相匹配，尽量采用大型设备，充分考虑机组间的配合，使设备与厂房布置紧凑，便于生产操作。 （2）所选设备的类型应适合原煤特征和产品质量要求。

（3）做到技术先进、性能可靠，应优先选用高效率、低耗能、成熟可靠的新产品。

（4）经济实用，综合考虑节能、使用寿命和备用备件等因素，尽可能选用同类型、同系列的设备产品，以便于检修和设备的更换。优先选用具有“兼容性”的系列设备，便于新型设备对老型设备的更换，也便于更新和改扩建。

（5）在设备选用的工程中，要贯彻国家当前的技术经济政策，考虑长远规划。设备招标应考虑性能价格比，切忌一味追求低价格。 （6）噪声小于85dB。

2）设备生产能力与台数确定的原则 （1）设备的生产能力的确定原则

在设计中常用的确定设备能力的方法有：单位负荷定额、产品目录保证值以及理论计算公式或经验公式。

（2）设备型号、规格和台数的确定原则

设备型号、规格和台数的确定，应注意生产的不均衡性和灵活性，尤其是若干咽喉性输送设备的选择，更应考虑当主要设备生产能力提高后的适应性。在设备选择中，还应考虑设备的备用问题。备用设备的数量根据厂型大小、工作性质、设备可能产生故障和检修工作量的大小等因素决定。一般选煤厂的高速运转和易磨损设备要有备用，如离心脱水机和砂泵等。其他设备一般不备用。具体规定请参阅GB 5359—2005《煤炭洗选工程设计规范》。

设备台数的确定，还应与车间布置统筹考虑，兼顾到布置的整齐、不同工艺环节设备台数的匹配以及物料输送的需要等。 3）不均衡系数的确定原则

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，在确定设备的型号和台数时，要将数、质量流程所计算的各种作业环节的处理量乘上相应的不均衡系数，作为选择设备的依据。不均衡系数的选取按GB 50359—2005《煤炭洗选工程设计规范》规定如下：

（1）矿井来煤时，从井口或受煤仓到配（原）煤仓的设备处理能力应与矿井最大提升能力一致。

（2）由标准轨矩车辆来煤，受煤坑到配（原）煤仓的设备处理能力的不均衡系数应不大于1.5，当采用翻车机卸煤时，配（原）煤仓前设备的处理能力应与

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翻车机能力相适应。

（3）在配（原）煤仓以后，设备的处理能力不均衡系数，在额定小时能力的基础上，煤流系统取1.15，矸石系统取1..50，煤泥水系统和重介质悬浮液系统取1.25.

在生产实际中，煤泥水系统设备的处理能力对全厂生产的影响比较大。因此，应尽量将煤泥水系统设备的处理能力放大，可按分选环节的最大能力作为选型基数。

5.2 主要设备的选型与计算 1. 预先筛分设备的选型与计算 1）确定所需筛面面积F

F=kQ/q=1.15×284.1/60=5.45 F —— 所选筛面面积,m2 Q —— 入料量，t/h K —— 物料不均衡系数 q —— 单位负荷定额，t/(m2h)

2)确定所需台数

n = F/f =5.45/3.5=1.95 n —— 筛分机台数，台 f —— 选用筛分机的有效面积，m2

故而，选择2台 型号为 DD 1235 单层座式振动筛

2. 破碎设备的选型与计算

n = kQ5/Qε =1.15×82.96/100=0.95

n —— 破碎机台数，台 k —— 物料不均衡系数 Q —— 需用破碎的大块煤量，t/h Qε —— 单台破碎机处理能力，t/h

故而，选择1 型号为 2PGC 900×900 双齿辊破碎机

3. 主选跳汰机的选型与计算 1） 需要的跳汰室总面积

F = KQ/q =1.15×284.1/18=18.15

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F —— 跳汰机总面积，m2 K —— 物料不均衡系数 Q —— 入选煤总量，t/h q —— 单位面积负荷定额 t/(m2h)

2) 所需跳汰机台数的计算 n = F/f =18.15/12=1.51 n —— 所需跳汰机台数，台 F —— 选用跳汰机的有效面积，m2

故而，选择2台 型号为 LTX-12m2 筛下空气室跳汰机

4. 再选跳汰机的选型与计算 1） 需要的跳汰室总面积

F = KQ9/q =1.15×30.80/18=1.96

F —— 跳汰机总面积，m2 K —— 物料不均衡系数 Q —— 入选煤总量，t/h q —— 单位面积负荷定额 t/(m2h)

2) 所需跳汰机台数的计算

n = F/f =1.96/12=0.16 n —— 所需跳汰机台数，台 F —— 选用跳汰机的有效面积，m2

故而，选择1台 型号为 LTX-12m2 筛下空气室跳汰机

5. 脱水分级筛的选型与计算 1） 需要的脱水筛总面积

主选 F=k*Q8/q=1.15×207.02/15=15.87 再选 F’=k*Q11/q=1.15×17.04/15=1.30

F —— 所需筛面面积，m2 K —— 物料不均衡系数 Q —— 入料量，t/h

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q —— 单位负荷定额 t/(m2h)

2) 确定所需台数

n = F/f =18.22/12=1.37 n’= F’/f=0.92/12=0.12 n —— 所需筛分机台数，台 F —— 选用筛分机的有效面积，m2

故而,选择3台 型号为 ZS 2065 单层座式双轴振动筛

6. 水力分级设备的选型与计算（精煤捞坑） 1） 沉淀面积

F=（k1W18+k2Q18 /δ）/q =（1.25×849.04+1.20×197.62/1.55)/18=67.46

F —— 所需沉淀面积，m2 k1 —— 煤泥水系统不均衡系数 k2 —— 干煤泥系统不均衡系数 Q —— 进入设备的干煤泥量，t/h W —— 进入设备的水量，m3/h δ—— 煤泥的真密度g/cm3

q —— 单位沉淀面积处理煤泥水量 t/(m2h)

7. 末精煤脱泥分级筛的选型与计算 1） 所需筛分面积

F = KQ19/q =1.15×119.65/9=15.28

F ——所需筛分面积，m2 k ——不均衡系数 Q ——入料量，t/h q ——单位负荷定额 t/(m2h)

2) 所需台数的计算 n = F/f =15.28/12=1.27 n —— 所需筛分机台数，台 f —— 选用筛分机的有效面积，m2

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故而，选择2台 型号为 ZS 1756 单层座式双轴振动筛

8. 末精煤离心脱水设备的选型与计算

n = kQ23/Qε=1.15×84.11/50=2.0 n —— 离心脱水机需要台数，台

k —— 物料不均衡系数 Q —— 入料总量，t/h Qε—— 单台处理能力，t/h

故而，选择4台（备用一台） 型号为 LL-g型立式离心脱水机

9. 浮选机的选型与计算 n=（k1W18+k2Q18/δ

）/qVKv =（1.25×849.04+1.2037.5/1.55)/10/6/4/0.85=5.34

k1 —— 煤泥水系统不均衡系数 k2 —— 干煤泥系统不均衡系数 Q —— 进入设备的干煤泥量，t/h W —— 进入设备的水量，m3/h δ—— 煤泥的真密度g/cm3

q —— 单位沉淀面积处理煤泥水量 t/(m2h)

V —— 浮选机总容积，m3

Kv —— 有效容积利用系数（一般取0.85） 故而，选择6台 型号为 XJM-6 机械搅拌式浮选机

10. 浮选精煤过滤脱水设备的选型与计算 1)总过滤面积：

n = kQ28/Fq =1.25*53.50/116/0.25=2.40 F —— 单台真空过滤机的过滤面积，m2

k —— 煤泥水系统不均衡系数

Q —— 入料量，t/h q —— 单位负荷定额 t/(m2h) n —— 所需筛分机台数，台

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×

故而，选择3台 型号为 PG116-12型 圆盘真空过滤机

主要设备选型及计算指标表 单位处理量t入料量 序设备名称 号 规格型号 t/h或 m/h 3（m）/台h或t（m）/mh 233计算面2计算台选择台备 积（m） 数（台） 数（台） 注 备精煤离心1 机 LL-g立式离心机 102.097 50 2.04 4 一台 矿浆准备2 器 3 4 机 周边 5 浓缩机 耙式 453 889.13 1.97 2 齿条动 箱6 7 8

用Xk-3000 浮选机 真空过滤PJ16-12 XJM-6 71.5 1089.36 69.55 5.34 2.40 3 6 3 压滤机 真空泵 主选精煤 XMY-2340/1500-61 2YK-110 ZS-2065 15.9 247.802 31

340 0.013 15 16.52 3.90 2.78 1.37 4 式 3 2

分级脱水筛 再选精煤 9 分级脱水筛 主选跳汰10 机 再选跳汰11 机 12 斗子捞坑 13 14 提升机 矸石斗子 15 提升机 16 17 机 双齿辊破18 碎机 2PGC-900*900 95.404 100 0.95 1 鼓风机 预先筛分DD 1235 326.715 60 5.45 1.95 2 D100-32 3 T40-60 3 脱泥筛 中煤斗子 T40-60 3 L40-100 ZS-1756 134.111 9 68.46 19.96 1.66 1 2 SKT-12M2 ZS-2065 22.241 15 1.48 0.12 1 SKT-12M 2284.1 18 18.15 1.51 2 36.8 18 1.7 0.15 1

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六 工艺布置

6.1 主厂房工艺布置总体说明

本选煤厂主厂房根据工艺及设备的布置情况，采用了合理的结构形式，厂房体形简单，规则整齐，避免了高低错落，凹进凸出，且对于需要检修的设备留有充分的检修空间。

厂房横向布置有十一个跨间，除了4-5夸间为3.5米，其余的均为7米。纵向有四个跨间，跨距均为7米。浮选车间层高是26.20米，重选车间层高是28.20米。

6.2 重选车间工艺布置

跳汰机机的布置采用了横向布置，斗子提升机向后倾斜，方便缓冲仓的一线给料和产品统一运输，主再选采用同一型号的跳汰机和精煤脱水筛，且跳汰机前都设有原煤缓冲仓，有利于主再选的互换。精煤脱水筛布置在跳汰机溢流口的前下方跨间里。

斗子捞坑采用了中心入料三边溢流半喂入式的布置形式。离心脱水机布置在末精煤脱水筛下层楼板，四台离心机（备用一台）在同一轴线均匀布置，且由刮板分配入料。鼓风机布置在重选车间最底层靠外窗的跨间里。且设有隔声、消声、吸声等防噪设施。

6.3 浮选车间工艺布置

浮选车间与重选车间联合布置建筑组成主厂房。

矿浆准备器与浮选机布置在同一层楼板上，都采用柱墩式支撑，便于矿浆槽的管路布置和检修。浮选机操作台下至楼板地面（夹层）高度设为2.6米，可利于工人管理、检修及打扫卫生的要求。

考虑到浮选精煤自流进入，圆盘真空过滤机布置在浮选机下层楼板上。三台过滤机布置在同一轴线，因考虑整体空间的利用及经济效益，有一台过滤机选为跨梁布置。

浮选尾煤经耙式浓缩机浓缩底流去压滤车间，该作业均设在主厂房外。

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七 工艺设计的评述

选煤工艺流程设计应以原料煤性质、用户对产品的要求、最大产率和最高经济效益等因素为依据，正确确定一个简单、较高效率、合理可行并且能够满足技术要求的工艺设计。 1对选煤方法的工艺设计

选煤方法是制定选煤工艺设计的核心问题。选煤方法的确定主要取决于煤的可选性和产品质量要求，但是也要考虑煤的牌号、粒度、地区水资源条件、能够获取的设备技术水平以及技术经济上的合理性等其他方面因素。综上所述，选煤方法选择跳汰选煤方法。

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、分选极易和易选性煤可以获得较高的数量效率。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。跳汰机排矸不受分选密度高的限制，但是对于原煤中块矸含量很多，特别是矸石易于泥化条件下，采用动筛跳汰机排矸也是选煤设计的特点，这样可以将泥岩矸石尽早从系统中排出，对后续主选工艺非常有利。 2入选粒度上限的工艺设计

煤炭入选粒度上限的工艺设计由三方面因素相互制约确定，即用户要求、入选原料煤的性质和分选设备本身能够允许的入料粒度上限。综上所述，入料粒度上限为50-0.5mm。 3煤泥水处理的工艺设计

选煤厂煤泥水处理的工艺设计应根据煤泥的性质、数量、产品的利用途径及环保要求，配备和完善煤泥水处理设施，保证实现煤泥厂内回收，洗水闭路循环。 （1）合理确定煤泥水准备作业流程，避免细煤泥循环积聚，保证洗水经常稳定在低浓度范围内。设置浮选车间的选煤厂，浮选不仅是精煤煤泥，而且是一种有效的净化洗水的工艺过程。

（2）确定合适的浮选工艺指标，妥善处理浮选尾煤，保证浮选尾煤全部在厂内进行机械回收。

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八 结束语

经过两个月的努力，毕业设计终于完成了。这意味着大学三年即将结束，也意味新的生活即将开始。在毕业设计实践中，我不断的熟悉选矿工艺，熟读工艺设计以及相关书籍；同时，不断的向老师请教有关问题，自己的专业理论知识和经验得到了很好的补充与完善。

做设计是一个不断学习的过程，从最初刚刚设计时对选矿厂的问题的模糊认识到最后能够对该问题有深刻的认识，我体会到实践对于学习的重要性，以前只是明白理论，没有经过实践考察，对知识的理解不够明确，通过这次的做，真正做到理论实践相结合。

总之，通过毕业设计,我深刻体会到要做好一个完整的事情，需要有系统的思维方式和方法，对待要解决的问题，要耐心、要善于运用已有的资源来充实自己。同时我也深刻的认识到，在对待一个新事物时，一定要从整体考虑，完成一步之后再作下一步，这样才能更加有效。

我深深地感谢指导老师给予我的悉心指导、多方面的入微关怀和帮助。老师渊博的知识、扎实的理论功底、高深的学术造诣、严谨的治学态度和胸怀宽宏的高尚品质，让我受益匪浅，终身难忘。

感谢本寝室全体人员三年来的照顾和帮助，这三年的欢声笑语是永远的美好回忆。

最后感谢父母多年来在学业和生活上给予我的物质帮助，感谢所有支持过我的人，你们的关心和鼓励将使我在工作和学习中不断进取。

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附录：

设备清单

序号 1 3 4 5 6 7 8 9 10 设备号 302 308 309 310 318 322 324 326 327 2 304—306 设备名称 原煤分配刮板运输机 电磁振动给煤机 主选跳汰机 主选跳汰机 再选跳汰机 再选中煤斗式提升机 脱水分级筛 矸石刮板运输机 中煤再洗皮带运输机 中煤转载皮带运输机 捞坑斗式提升机 脱泥筛 离心脱水机 末精煤分配刮板 矿浆准备器 浮选机 圆盘真空过滤机 浮选入料泵 3技术特征 B=1000mm L=24.46mm α=0°v=0.8m/s GZ1型 α=（0—10）° LTX—10型 F=10m 入料粒度0—50mm LTX—10型 F=10m 入料粒度0—50mm LTX—10型 F=10m 入料粒度0—50mm L40100型 L=22.50mm α=60°v=0.16m/s ψ=0.75 ZS2065型 F=12mQe=80t/h 筛孔13mm B=600m L=24.46mm α=0°v=0.6m/s TD型 B=800m L=7.55mm α=0°v=1.25m/s TD型 B=800m L=25.65mm α=3°v=1.6m/s L40100型 L=24.27mm α=60°v=0.27m/s ψ=0.5 ZS2065型 F=12mQe=80t/h 筛孔0.5mm WZL—1200型 Qe=12t/h 入料水分＜30%产品水分（5—9）% B=1000mm L=24.5mm α=0°v=0.6m/s XK—1600型 矿浆通过能力1200m3/h 电机型号Y100L—2 XJM6 PG39—4型 8PS1型 Q=640m/h H=34m n=975r/min 2 2 222单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 数量 备注 1 3 1 左式 1 右式 1 左式 1 2 1 1 1 2 2 4 1 3 6 3 2 11 328—329 12 330—331 13 332—335 14 336 15 401—403 16 404—409 17 410—411 18 412

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参考文献：

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