150万吨选煤厂主厂房初步设计__优秀设计

I目录一设计任务书111设计任务112作业内容113注意事项1二煤质资料及分析321筛分资料的综合322浮沉资料的综合7三工艺流程的计算1331工艺流程计算的依据1332准备作业的计算1533跳汰选作业的计算1634煤泥处理及浮选作业的计算1735水量流程的计算2036工艺流程数据的综合22四工艺流程的评述24五设备选型与计算2651设备选型原则2652筛分设备的选型计算2753破碎设备的选型计算2754分选设备的选型计算2755脱水设备的选型计算28六工艺布置3361工艺布置原则3362重选车间工艺布置3363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371一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。11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39、B层占入厂原煤61。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10001050，精煤水分MT12。12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。13注意事项1原煤资料综合和流程计算时，对于和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016，I再018，边界平均密度13密度级取120，18密度级的E，矸石段取20，中煤段取19，分配指标由近似公式法计算出T值，查TFT表得出，再选机中煤段分选密度按“等原则”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AD10，浮选精煤占本级产率的78，浮选精煤和浮选尾煤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。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39，B层占入厂原煤61，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。21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2518，属中等灰分煤，其中50MM级含量为3149，灰分为3241；可见矸含量为806，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1438，属低中灰分煤，其中50MM级含量为2774，灰分为1334；可见矸含量为052，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1859，属低中灰分煤，其中50MM级含量为2920，灰分为2136；可见矸含量为347，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。4表1入厂原煤筛分试验综合表A层（A39B层（B61综合数量（）数量（）级别（MM产品名称占本层占全样灰分AD（）占本层占全样灰分AD（）数量（）灰分AD（）12345678910煤1433559145017411062115816211259夹矸煤06802743660000274366矸石516201794701200783402097961100小计2017787321017531069120718562056煤818319167497659512599141404夹矸煤024009458200500346600124601矸石29011377620400248328138786210050小计11324413295102162315531064227550251268495273612307501588124520442513煤1099429242480248916279181999136煤15456032300140385616101458189563煤147857618811559951140315271583305煤7983111751113269112741002142205煤6632591678110067113939301472总计煤100003900251810000610014381000018595表2原煤破碎级筛分试验综合表A层（A1228B层（B1692综合数量（）数量（）级别（MM占本层占全样灰分AD（）占本层占全样灰分AD（）数量（）灰分AD（）1234567895025331440737483193540153794724872513198924432842051347137059121611362074255290720073401226594194663117314423901046177109632116773057420911966863146963237134805708087184084014210512291350总计10000122830551000016921304292020403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B层综合级别（MM占全样（）AD（）占全样（）AD（）数量（）灰分AD（）12345675025495273675015881245204425134292424489162791819991366032300856161014581895635761881951140315271583305311175169112741002142205259167867113939301472总计2672218644081478708017454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AD前AD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；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1859，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破碎级综合校正后灰分AD级别（MM产率（）灰分AD（）产率（）灰分AD（）产率（）灰分AD（）灰分累计1234567895025124520449472487219222352263226325139181999591216115092062209021931361458189559419462053191019382102631527158332116771848160016281987305100214222371348123914081436190905930147222913501159144814761859总计708017452920204010000183118591859722浮沉资料的综合1入厂原煤各层煤自然级与破碎级5005MM浮沉资料的综合根据各层煤自然级、破碎级5005MM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5005MM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5A层煤自然级和破碎级5005MM浮沉试验综合表自然级破碎级综合数量（）数量（）数量（）密度级占本级占全样灰分AD（）占本级占全样灰分AD（）占本级占全样灰分AD（）1234567891018153536073222748312801819316727645小计100002343226610000113532881000034782600煤泥291070220605100624202140762222总计1000024132264100001141328410000355425922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，表7所示。矿物加工工程设计说明书表6B层煤自然级和破碎级5005MM浮沉试验综合表自然级破碎级综合数量（）数量（）数量（）密度级占本级占全样灰分AD（）占本级占全样灰分AD（）占本级占全样灰分AD（）1234567891018543196696142006469185062606950小计100003601142010000153413751000051351406煤泥363136201010401619812871522007总计100003737144110000155013821000052871424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AD筛AD浮176417450191893455571951410376783010829327451小计100005944175310000266921891000086141888煤泥335206207708202220972582282079总计100006150176410000269121881000088411893表8A、B层煤5005MM入选密度组成表密度组成浮物累计沉物累计邻近物含量校正前校正后密度级产率AD产率AD产率AD产率AD密度产率123456789101118108274511082746810000190510827468180410小计100001888100001905煤泥25820792582096总计10000189310000191011由以上的入厂原煤筛分试验数据以及5005MM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，180KG/L密度级含量为932，灰分为7451，说明矸石含量较高，浮沉煤泥含量为228，灰分为2079，较原生煤泥灰分高607，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，180KG/L密度级含量为506，灰分为6950，说明矸石含量较低，浮沉煤泥含量为287，灰分为2007，较原生煤泥灰分高614，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，180KG/L密度级含量为937，灰分为7403，说明矸石含量较高，浮沉煤泥含量为265，灰分为2079，较原生煤泥灰分高630，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01020304050607080901000102030405060708090100灰分浮物产率0102030405060708090100110130150170190210230密度沉物产率浮物曲线沉物曲线基元灰分曲线系列6系列7曲线01曲线系列8图1入选原煤可选性曲线13三工艺流程的计算31工艺流程计算的依据表315005毫米级主选跳汰产品计算表密度原煤矸石中煤精煤D1本产D入2本产D本产D18108274689839667410647468017995812401774680000007468小计1000019050001000015956076000000100001394178310000701298114表325005毫米级再选跳汰产品计算表密度原煤矸石中煤精煤YADE1Y本Y产ADY入E2Y本Y产ADY本Y产AD18124746897219151217468003988101200374680000007468小计10000178300010000131834960000001000028931901100005789133415表335005毫米级主选跳汰产品实际平衡表数量产品名称Y产Y全灰分AD精煤70125668981中煤139411261783矸石159512896076小计1000080831905次生煤泥6005301905浮沉煤泥2582282079总计1000088411909表345005毫米级再选跳汰产品实际平衡表数量产品名称Y产Y全灰分AD精煤57896131334中煤28933061901矸计1000010591783次生煤泥6000681783总计1000011261783表355005毫米级主、再选跳汰产品实际平衡表产品名称产率Y原灰分AD主选精煤5668981再选精煤6131334精煤合计62811015中煤4462400矸石12896076次生煤泥5981891浮沉煤泥2282079原生煤泥11591476煤泥合计19851670合计1000018591632准备作业的计算1小时处理量QI/330162841T/HTTQA由表11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AD2162（1）预先筛分作业由表1可知，预先筛分作业的入料1100，AD，12162，Q1QI2841T/H。由于500MM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100。设筛孔为50MM,由入厂原煤精度组成资料易得筛上物350100100507080AD3（100AD10010050AD10050）/32920Q3QI32841708020114T/H筛下物2032920AD2（1AD，12AD3）/22136Q2Q1Q38296T/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40,A40,Q40，522920，AD,5AD,22136Q5Q28296T/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652920AD，6AD，52136Q6Q58296T/H33跳汰选作业计算1主选跳汰机产品数质量计算入料736100，AD，73A36A6/71859Q7Q3Q62841T/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8精泥精（原泥浮泥次泥）758517AD，81154Q8QI82841758521548T/H中煤9中1126AD，9AD，中1783Q9QI92841112632T/H矸石10矸1289AD，10AD，矸6076Q10QIQ8Q93662T/H（2）再选作业再选机入料以主选中煤为入料，则9中1126AD，9AD，中1783Q9Q中32T/H设次生煤泥全部进入溢流，则溢流精煤11精次泥681AD，11（精AD，精次泥A次泥）/111379Q11QI1128416811934T/H中煤（包括矸石）15911446AD，159AD,911AD,11/152400Q15Q9Q111267T/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35（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100，则入料为141188265AD，1411AD,118AD,8/141173Q14Q11Q823481T/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100，则有筛上物16精13/5005999设其灰分与入选原煤密度组成资料中13MM粒级的140150密度级煤的灰分相同，则有AD，16AD，14精99918Q16QI16284128367470T/H筛下物1714165636AD，1714AD,1416AD,16/171254Q17Q14Q1616012T/H34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1305MM级末精煤全部被斗子老坑捞起，05MM级煤泥的分级效率60,则斗子捞起物191713051705（1）1717051705404445171305171705563619853651AD，17，130517AD,171705AD,05/1713051254AD，19171305AD171305170540AD,17/191254Q19QI1912629T/H（2）脱泥设脱泥筛筛孔为05MM，脱泥效率65，则筛下物22190519401156AD，22AD，051670Q22QI223283T/H筛上物2119223289AD，2119AD,1922AD,22/211107Q21Q19Q229345T/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6，05MM煤泥量占入料中05MM煤泥量的50。则离心液2421616419AD，24AD051670Q24QI242841164467T/H脱水后末精煤2321243125AD，2321AD,2124AD,24/231077Q23QI23284131258878T/H4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1822241320201719182511AD，2017AD,1719AD,1922AD,2224AD,24/201473Q20Q17Q19Q22Q247134T/H2浮选作业的计算因缺少浮选试验资料，取浮选精煤产率078，灰分AD，010，则入料272625202511A27AD，201473Q27Q207134T/H浮选精煤282701959,AD，28AD，01000,Q28QI285564T/H浮选尾煤292728552，AD，2927AD,2728AD,28/293149Q29Q27Q281569T/H3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310，AD，310，Q310滤饼30281959，AD，30AD，281000,Q30Q285564T/H4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203229552，AD，32AD，293149，Q32Q291569T/H330,A330,Q3305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350,A350,Q350滤饼3432552，AD，34AD，323149,Q34Q321569T/H6最终精煤数质量平衡计算361623307713AD，3616AD,1623AD,2330AD,30/361031Q36Q16Q23Q3021912T/H35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25M3/T则主选机总用水量为W主Q725M32841257102M3/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W9Q9MT,9/1MT,931820/12080M3/HW10Q10MT,10/1MT,10366222/1221033M3/H则溢流精煤中水量W8W主（W9W10）7102（8041）69192M3/H2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30M3/T则再选机总用水量W再Q9303200306301M3/H设中煤（包括再选矸石）水分为2021则中煤带走水量W15Q15MT,15/1MT,15126720/120317M3/H则溢流精煤中水量W11W再W9W1510084M3/H3精煤脱水作业水量流程的计算入筛水量为W14W8W1179276M3/H设脱水后块精煤的水分为8，则块精煤带走水量W16Q16MT,16/1MT,1674708/18650M3/H脱水筛筛下水量W17W14W1678627M3/H4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W19Q19MT,19/1MT,191262920/1203157M3/H5脱泥作业水量流程的计算设末精煤脱泥筛的喷水量为03M3/H，则总喷水量W喷Q190312629033789M3/H设脱泥后末精煤水分为16则末精煤带出水量W21Q21MT,21/1MT,21934516/1161780M3/H筛下水量W22W19W喷W215166M3/H6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W23Q23MT,23/1MT,2388787/17668M3/H离心液水量W24W21W231112M3/H则捞坑溢流水量为W20W17W22W24W1981747M3/H7浮选作业水量流程的计算设泡沫精煤的液固比为30，则W28Q283055643016693M3/H228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W30Q3024/124556424/1241757M3/H滤液水量W31W28W3014935M3/H则浮选尾煤水量W29W27W28W20W31W2879990M3/H9尾煤浓缩作业水量流程的计算设底流液固比为15则底流水量W32Q32151569152354M3/H溢流水量W33W29W3277636M3/H10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W34Q34MT,43/1MT,34156922/122443M3/H滤液水量W35W32W341911M3/H则循环水量W循环水W33W3579547M3/H36工艺流程数据的综合表36选煤产品最终平衡表数量产品产率，吨/时吨/日万吨/年灰分AD（）水分MT（）块精煤262974701195163944999800末精煤3125887814204846881077700浮选精煤1959556489027293810002400精煤小计7713219123505911157010311166中煤44612672026666924002000浮选尾煤55215692511082931492200中煤小计998283645376149728142111矸石1289366258593193460762200原煤100002841045456015000185923表37水量平衡表选煤过程用水用水量（M3/T）选煤过程排水用水量（M3/T）主选机用水69947精煤产品带走水3075再选机用水9601中煤产品带走水317矸石产品带走水10331循环水小计79547浮选尾煤带走水443跳汰机补充水10781、损失水小计4867末精煤脱泥筛喷水3789浓缩机溢流水77636压滤机滤液19112清水小计48672、澄清返回水小计79547用水总量8441总排水量844124四工艺流程的评述41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。42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、灵活性和给料均匀性，再选跳汰机前也设有缓冲仓。25（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。26五选型选型与计算51设备选型原则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GB53592005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GB503592005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15，当采用翻车机卸煤时，配（原）煤仓前设备的处理能力应与翻车机能力相适应。（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115，矸石系统取150，煤泥水系统和重介质悬浮液系统27取125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。53破碎设备的选型计算3254分选设备的选型计算3255脱水设备的选型计算52筛分设备的选型与计算1）确定所需筛面面积FFKQ/Q1152841/60545F所选筛面面积,M2Q入料量，T/HK物料不均衡系数Q单位负荷定额，T/M2H2确定所需台数NF/F545/35195N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DD1235单层座式振动筛53破碎设备的选型计算NKQ5/Q1158296/100095N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/HQ单台破碎机处理能力，T/H故而，选择1型号为2PGC900900双齿辊破碎机54分选设备的选型计算1主选跳汰机的选型与计算1）需要的跳汰室总面积28FKQ/Q1152841/181815F跳汰机总面积，M2K物料不均衡系数Q入选煤总量，T/HQ单位面积负荷定额T/M2H2所需跳汰机台数的计算NF/F1815/12151N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LTX12M2筛下空气室跳汰机2再选跳汰机的选型与计算1）需要的跳汰室总面积FKQ9/Q1153200/18178F跳汰机总面积，M2K物料不均衡系数Q入选煤总量，T/HQ单位面积负荷定额T/M2H2所需跳汰机台数的计算NF/F178/12015N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LTX12M2筛下空气室跳汰机55脱水设备的选型计算1脱水分级筛的选型与计算1）需要的脱水筛总面积主选FKQ8/Q11521548/151652再选FKQ11/Q1151934/1514829F所需筛面面积，M2K物料不均衡系数Q入料量，T/HQ单位负荷定额T/M2H2确定所需台数NF/F1822/12137NF/F092/12012N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ZS2065单层座式双轴振动筛2水力分级设备的选型与计算（精煤捞坑）1）沉淀面积F（K1W18K2Q18/）/Q（1258490412019762/155/186746F所需沉淀面积，M2K1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/HW进入设备的水量，M3/H煤泥的真密度G/CM3Q单位沉淀面积处理煤泥水量T/M2H3末精煤脱泥分级筛的选型与计算1）所需筛分面积FKQ19/Q11512627/91996F所需筛分面积，M2K不均衡系数Q入料量，T/HQ单位负荷定额T/M2H2所需台数的计算30NF/F1996/12166N所需筛分机台数，台F选用筛分机的有效面积，M2故而，选择2台型号为ZS1756单层座式双轴振动筛4末精煤离心脱水设备的选型与计算NKQ23/Q1158878/50204N离心脱水机需要台数，台K物料不均衡系数Q入料总量，T/HQ单台处理能力，T/H故而，选择4台（备用一台）型号为LLG型立式离心脱水机5浮选机的选型与计算N（K1W18K2Q18/）/QVKV（12584904120375/155/10/6/4/085534K1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/HW进入设备的水量，M3/H煤泥的真密度G/CM3Q单位沉淀面积处理煤泥水量T/M2HV浮选机总容积，M3KV有效容积利用系数（一般取085）故而，选择6台型号为XJM6机械搅拌式浮选机6浮选精煤过滤脱水设备的选型与计算1总过滤面积NKQ28/FQ1255564/116/025240F单台真空过滤机的过滤面积，M2K煤泥水系统不均衡系数31Q入料量，T/HQ单位负荷定额T/M2HN所需筛分机台数，台故而，选择3台型号为PG11612型圆盘真空过滤机主要设备选型及计算指标表序号设备名称规格型号入料量T/H或M3/H单位处理量T（M3）/台H或T（M3）/M2H计算面积（M2）计算台数（台）选择台数（台）备注1精煤离心机LLG立式离心机102097502044备用一台2矿浆准备器XK300071533浮选机XJM610893653464真空过滤机PJ1612695524035浓缩机耙式453889131972周边齿条动6压滤机XMY2340/1500611593403904箱式7真空泵2YK110001327838主选精煤ZS2065247802151652137232分级脱水筛9再选精煤分级脱水筛ZS20652224115148012110主选跳汰机SKT12M22841181815151211再选跳汰机SKT12M23681817015112斗子捞坑L401006846113脱泥筛ZS175613411191996166214中煤斗子提升机T4060315矸石斗子提升机T4060316鼓风机D10032317预先筛分机DD123532671560545195218双齿辊破碎机2PGC90090095404100095133六工艺布置61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，布置跳汰机的跨间跨距为75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267米，重选车间层高是306米。62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。63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21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。34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。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50100MM，分选下限为0305MM，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5005MM。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。（3）选煤厂洗水平衡是实现洗水闭路循环的关键因素之一。（4）煤泥水处理设备能力要适当，并留有余地，但也不能过于富裕。工艺流程设计不能考虑得过于复杂，也不能要求实现过多的“可能性”，否则可能造成部分设备长期闲置，降低投资效益。在设计中留有一定的余地，考虑改变工艺流程的可能性，预留改扩建的余地，既可以认为达到工艺流程设计灵活性的初步要求。35八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。36附录设备清单序号设备号设备名称技术特征单位数量备注1302原煤分配刮板运输机B1000MML2446MM0V08M/S台12304306电磁振动给煤机GZ1型（010）台33308主选跳汰机LTX10型F10M2入料粒度050MM台1左式4309主选跳汰机LTX10型F10M2入料粒度050MM台1右式5310再选跳汰机LTX10型F10M2入料粒度050MM台1左式6318再选中煤斗式提升机L40100型L2250MM60V016M/S075台17322脱水分级筛ZS2065型F12M2QE80T/H筛孔13MM台28324矸石刮板运输机B600ML2446MM0V06M/S台19326中煤再洗皮带运输机TD型B800ML755MM0V125M/S台110327中煤转载皮带运输机TD型B800ML2565MM3V16M/S台111328329捞坑斗式提升机L40100型L2427MM60V027M/S05台212330331脱泥筛ZS2065型F12M2QE80T/H筛孔05MM台213332335离心脱水机WZL1200型QE12T/H入料水分30产品水分（59）台414336末精煤分配刮板B1000MML245MM0V06M/S台115401403矿浆准备器XK1600型矿浆通过能力1200M3/H电机型号Y100L2台316404409浮选机XJM6台617410412圆盘真空过滤机PG394型台318412浮选入料泵8PS1型Q640M3/HH34MN975R/MIN台237参考文献1陈贵锋选煤北京化学工业出版社，20112谢广元等选矿学徐州中国矿业大学出版社，20053选煤厂设计手册（工艺部分）北京煤炭工业出版社，19784范肖南采用EXCEL绘制原煤可选性曲线选煤技术，2004025戴少康选煤工艺设计的思路与方法北京煤炭工业出版社，20036王敦曾选煤新技术的研究与应用（修订版）北京煤炭工业出版社，20057匡亚莉选煤工艺设计与管理（设计篇）徐州中国矿业大学出版社，20128GB/T507482011选煤工艺制图标准9GB/T166602008选煤厂用图形符号10GB503592005煤炭洗选工程设计规范11GB/T190942003选