150万吨选煤厂主厂房初步设计优秀设计说明

1、目录一 设计任务书.11.1 设计任务 .11.2 作业容 .11.3 注意事项 .1二 煤质资料与分析.32.1 筛分资料的综合 .32.2 浮沉资料的综合 .7三 工艺流程的计算.133.1 工艺流程计算的依据 .133.2 准备作业的计算 .153.3 跳汰选作业的计算 .163.4 煤泥处理与浮选作业的计算 .173.5 水量流程的计算 .203.6 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.265.1 设备选型原则 .265.2 筛分设备的选型计算 .275.3 破碎设备的选型计算 .275.4 分选设备的选型计算 .275.5 脱水设备的选型计算 .28

2、六 工艺布置.336.1 工艺布置原则 .336.2 重选车间工艺布置 .336.3 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、工艺流程计算与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

3、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 10.00%10.50%，精煤水分 Mt12%。1.2 作业容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、选煤方法与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

4、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 和 Ad要求小数后面两位有效数字；对于 Q、Mt与 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 e，矸石段取 2.0，中煤段取 1.9，分配指标由近似公式

5、法计算出 t 值，查 t-F(t)表得出 ，再选机中煤段分选密度- 2 - / 39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 Ad=10%，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 煤质资料与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

6、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

7、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18.59%，属低中灰分煤，其

8、中50mm 级含量为29.20%，灰分为 21.36%；可见矸含量为 3.47%，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- 3 - / 39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。表表 1 1 入厂原煤筛分试验综合表入厂原煤筛分试验综合表A 层（A=39%)B 层（B =61%)综

9、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14.33 5.59 14.50 17.41 10.62 11.58 16.21 12.59 夹矸煤0.68 0.27 43.66 0.00 0.27 43.66 矸石5.16 2.01 79.47 0.12 0.07 83.40 2.09 79.61 100小计20.17 7.87 32.10 17.53 10.69 12.07 18.56 20.56 煤8.18 3.19 16.74 9.76 5.95 12.59 9.14 14.04 夹矸煤

10、0.24 0.09 45.82 0.05 0.03 46.60 0.12 46.01 矸石2.90 1.13 77.62 0.40 0.24 83.28 1.38 78.62 100-50小计11.32 4.41 32.95 10.21 6.23 15.53 10.64 22.75 50-2512.68 4.95 27.36 12.30 7.50 15.88 12.45 20.44 25-13煤10.99 4.29 24.24 8.02 4.89 16.27 9.18 19.99 136煤15.45 6.03 23.00 14.03 8.56 16.10 14.58 18.95 63煤14.7

11、8 5.76 18.81 15.59 9.51 14.03 15.27 15.83 3-0.5煤7.98 3.11 17.51 11.32 6.91 12.74 10.02 14.22 -0.5煤6.63 2.59 16.78 11.00 6.71 13.93 9.30 14.72 总计煤100.00 39.00 25.18 100.00 61.00 14.38 100.00 18.59 表表 2 2 原煤破碎级筛分试验综合表原煤破碎级筛分试验综合表A 层（A=12.28%)B 层（B=16.92%)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（%）

12、数量（%）灰分Ad（%）12345678950-2533.14 4.07 37.48 31.93 5.40 15.37 9.47 24.87 25-1319.89 2.44 32.84 20.51 3.47 13.70 5.91 21.61 13620.74 2.55 29.07 20.07 3.40 12.26 5.94 19.46 6311.73 1.44 23.90 10.46 1.77 10.96 3.21 16.77 3-0.57.42 0.91 19.66 8.63 1.46 9.63 2.37 13.48 -0.57.08 0.87 18.40 8.40 1.42 10.51 2

13、.29 13.50 总计100.00 12.28 30.55 100.00 16.92 13.04 29.20 20.40 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。表表 3 3 原煤自然级筛分试验综合表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（%）123456750-254.95 27.36 7.50 15.88 12.4

14、5 20.44 25-134.29 24.24 4.89 16.27 9.18 19.99 1366.03 23.00 8.56 16.10 14.58 18.95 635.76 18.81 9.51 14.03 15.27 15.83 3-0.53.11 17.51 6.91 12.74 10.02 14.22 -0.52.59 16.78 6.71 13.93 9.30 14.72 - 6 - / 39总计26.72 21.86 44.08 14.78 70.80 17.45 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百分数，

15、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后=18.59%-18.31%=0.23%；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 18.59%，与综合前的总

16、计灰分相一致。表表 4 4 原煤自然级和破碎级筛分试验综合表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12345678950-2512.45 20.44 9.47 24.87 21.92 22.35 22.63 22.63 25-139.18 19.99 5.91 21.61 15.09 20.62 20.90 21.93 13614.58 18.95 5.94 19.46 20.53 19.10 19.38 21.02 6315.27 15.83 3.21 16.77

17、18.48 16.00 16.28 19.87 3-0.510.02 14.22 2.37 13.48 12.39 14.08 14.36 19.09 -0.59.30 14.72 2.29 13.50 11.59 14.48 14.76 18.59 总计70.80 17.45 29.20 20.40 100.00 18.31 18.59 18.59 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与破碎级 50-0.5mm 中各

18、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。表表 5 5 A A 层煤自然级和破碎级层煤自然级和破碎级 50-0.5mm50-0.5mm 浮沉试验综合表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（%）123456789101.815.35 3.60 73.22 27.48 3.12 80.18 19.31 6.72 76.45 小计1

19、00.00 23.43 22.66 100.00 11.35 32.88 100.00 34.78 26.00 煤泥2.91 0.70 22.06 0.51 0.06 24.20 2.14 0.76 22.22 总计100.00 24.13 22.64 100.00 11.41 32.84 100.00 35.54 25.92 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与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。- 8 - / 39表表 6 6 B B 层煤自然级和破碎级层煤自然级和破碎级 50-0.

20、5mm50-0.5mm 浮沉试验综合表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（%）123456789101.85.43 1.96 69.61 4.20 0.64 69.18 5.06 2.60 69.50 小计100.00 36.01 14.20 100.00 15.34 13.75 100.00 51.35 14.06 煤泥3.63 1.36 20.10 1.04 0.16 19.81 2.87 1.52 20.07 总计100.00 37.37 14.41 100.00 15.50

21、13.82 100.00 52.87 14.24 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=17.64%-17.45%=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一样。首先通过

22、前面的计算知道灰分的校正值 =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 ；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17.64%，与浮沉前+0.5mm 粒度级的总计灰分相一致。表表 7 7 A A B B 层煤层煤 50-0.550-0.5 毫米浮沉试验结果综合表毫米浮沉试验结果综合表A 层B 层综 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（%）123456789101.89.34 5.55 71.95 14.10 3.76 7

23、8.30 10.82 9.32 74.51 小计100.00 59.44 17.53 100.00 26.69 21.89 100.00 86.14 18.88 煤泥3.35 2.06 20.77 0.82 0.22 20.97 2.58 2.28 20.79 总计100.00 61.50 17.64 100.00 26.91 21.88 100.00 88.41 18.93 - 10 - / 39表表 8 8 A A、B B 层煤层煤 50-0.5mm50-0.5mm 入选密度组成表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

24、(%)Ad(%)产率(%)Ad(%)密度产率(%)12345678910111.810.82 74.51 10.82 74.68 100.00 19.05 10.82 74.68 1.80 4.10 小计100.00 18.88 100.00 19.05 煤泥2.58 20.79 2.58 20.96 总计100.00 18.93 100.00 19.10 由以上的入厂原煤筛分试验数据以与 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 62.28%，累计灰分为 11.53%，其中1.80k

25、g/L 密度级含量为 9.32%，灰分为 74.51%，说明矸石含量较高，浮沉煤泥含量为 2.28%，灰分为 20.79%，较原生煤泥灰分高 6.07%，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 82.88%，累计灰分为 9.44%，其中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 8

26、1.19%，累计灰分为 9.91%，其中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- 12 - / 3901020304050607080901000102030405060708090100灰分浮物产率%01020304050607080901001.101.301.501.701.902.102.30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曲线图图 1 1 入选原煤可选性曲线入选原煤可选性曲线三 工艺流

27、程的计算3.1 工艺流程计算的依据表表 3-13-1 50-0.550-0.5 毫米级主选跳汰产品计算表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d1.810.82 74.68 98.39 66.74 10.64 74.68 0.17 99.58 1.24 0.17 74.68 0.00 0.00 74.68 小计100.00 19.05 0.00 100.00 15.95 60.76 0.00 0.00 100.00 13.94 17.83 100.00 70.12 9.81 - 14 - / 39表表 3-23-2 50-0.550-0.5 毫米级再

28、选跳汰产品计算表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Ad1.81.24 74.68 97.21 9.15 1.21 74.68 0.03 98.81 0.12 0.03 74.68 0.00 0.00 74.68 小计100.00 17.83 0.00 100.00 13.18 34.96 0.00 0.00 100.00 28.93 19.01 100.00 57.89 13.34 表表 3-33-3 50-0.550-0.5 毫米级主选跳汰产品实际平衡表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%

29、精煤70.12 56.68 9.81 中煤13.94 11.26 17.83 矸石15.95 12.89 60.76 小计100.00 80.83 19.05 次生煤泥6.00 5.30 19.05 浮沉煤泥2.58 2.28 20.79 总计100.00 88.41 19.09 表表 3-43-4 50-0.550-0.5 毫米级再选跳汰产品实际平衡表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57.89 6.13 13.34 中煤28.93 3.06 19.01 矸石13.18 1.40 34.96 小计100.00 10.59 17.83 次生煤泥6.00 0.

30、68 17.83 总计100.00 11.26 17.83 表表 3-53-5 50-0.550-0.5 毫米级主、再选跳汰产品实际平衡表毫米级主、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56.68 9.81 再选精煤6.13 13.34 精煤合计62.81 10.15 中 煤4.46 24.00 矸 石12.89 60.76 次生煤泥5.98 18.91 浮沉煤泥2.28 20.79 原生煤泥11.59 14.76 煤泥合计19.85 16.70 合 计100.00 18.59 - 16 - / 393.2 准备作业的计算1. 小时处理量Qi= =1500000/(3

31、30*16)=284.1t/hTtQa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=21.62 %（1）预先筛分作业由表 1 可知，预先筛分作业的入料：1=100%，Ad，1=21.62 %，Q1= Qi=284.1t/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： 3 =+50=+100 +100-50=70.80%Ad3=（+100Ad+100 +100-50Ad100-50）/3=29.20 % Q3= Qi 3=284.1

32、 70.80%=201.14t/h 筛下物： 2=0-3=29.20% Ad2=（1Ad，1-2Ad3）/2 =21.36% Q2=Q1-Q3=82.96t/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： 4=0, A4=0, Q4=0，5=2=29.20% ， Ad,5= Ad,2=21.36 % Q5= Q2=82.96t/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：6=5=29.20% Ad，6= Ad，5=21.36 % Q6

33、=Q5=82.96t/h3.3 跳汰选作业计算(1)主选跳汰机产品数质量计算：入料：7=3+6=100%， Ad，7=(3A3+6A6)/7=18.59% 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：8= 精+ 泥 = 精+（ 原泥+ 浮泥+ 次泥） =75.85% Ad，8 =11.54%- 17 - / 39 Q8= Qi8=284.1 75.85%=215.48t/h中煤： 9= 中=11.26% Ad，9= Ad，中=17.83% Q9= Qi9=284.111.26%=32t/h矸石： 10= 矸=12.89

34、% Ad，10= Ad，矸=60.76% Q10= Qi- Q8- Q9=36.62t/h（2）再选作业：再选机入料以主选中煤为入料，则 9= 中=11.26% Ad，9= Ad，中=17.83% Q9= Q 中=32t/h设次生煤泥全部进入溢流，则溢流精煤：11= 精+ 次泥=6.81% Ad，11=（ 精 Ad，精+ 次泥 A 次泥）/ 11 =13.79% Q11= Qi11=284.1 6.81%=19.34t/h中煤（包括矸石）：15=9-11=4.46% Ad，15=(9Ad,9-11Ad,11)/15 =24.00% Q15= Q9-Q11=12.67t/h最后根据主再选产品平衡

35、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=100%，则入料为： 14=11+8=82.65% Ad，14=(11Ad,11+8Ad,8)/14= 11.73% Q14= Q11+ Q8=234.81t/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一样，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+13/500.5=9.99%设其灰分与入选原煤密度组成资料中+13mm 粒级的-1.40-1.50 密度级煤的灰分一样，则有： Ad，16

36、=Ad，+14 精=9.99% Q16= Qi16=284.1 28.36%=74.70t/h筛下物：- 18 - / 3917=14-16=56.36% Ad，17=(14Ad,14-16*Ad,16)/17=12.54% Q17= Q14- Q16=160.12t/h3.4 煤泥处理与浮选作业的计算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 130.5mm 级末精煤全部被斗子老坑捞起，-0.5mm 级煤泥的分级效率 =60%,则斗子捞起物：19=17130.5+1

37、7 -0.5（1-）=17-17 -0.5+17 -0.5*40%=44.45%17.130.5=17-17-0.5=56.36-19.85%=36.51% Ad，17，130.5=(17*Ad,17-17-0.5*Ad,-0.5)/ 17130.5=12.54%Ad，19=17130.5*Ad17130.5+17-0.5*40%*Ad,17)/19=12.54%Q19= Qi19=126.29t/h（2） 脱泥设脱泥筛筛孔为 0.5mm，脱泥效率 =65%，则： 筛下物：22=19-0.5=19*40%=11.56% Ad，22= Ad，-0.5=16.70% Q22= Qi22=32.83

38、t/h 筛上物： 21=19-22=32.89%Ad，21= (19*Ad,19-22*Ad,22)/21=11.07% Q21= Q19- Q22=93.45 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：24=21 6%=1.64% Ad，24= Ad-0.5=16.70- 19 - / 39 Q24= Qi24=284.11.64%=4.67t/h 脱水后末精煤：23=21-24=31.25% Ad，23=(21*Ad,21-24*Ad,24)/23 =10.77% Q23= Qi23=284

39、.131.25%=88.78t/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：18=22+24=13.20%20=17-19+18=25.11% Ad，20= (17Ad,17-19Ad,19+22Ad,22+24Ad,24)/20=14.73% Q20= Q17- Q19+ Q22+ Q24=71.34 t/h2. 浮选作业的计算 因缺少浮选试验资料，取浮选精煤产率 0=78%，灰分 Ad，0=10%，则入料：27=26=25=20=25.11% A27= Ad，20=14.73% Q27= Q20=71.34t/h 浮选精煤： 28=27

40、*0=19.59%, Ad，28= Ad，0=10.00%, Q28= Qi28=55.64t/h浮选尾煤： 29=27-28=5.52%， Ad，29= (27Ad,27-28Ad,28)/29=31.49% Q29= Q27- Q28=15.69t/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: 31=0， Ad，31=0， Q31=0 滤饼： 30=28=19.59%， Ad，30= Ad，28=10.00% , Q30= Q28=55.64t/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：- 20 - /

41、3932=29=5.52%， Ad，32= Ad，29=31.49%，Q32= Q29=15.69t/h33=0, A33=0, Q33=05. 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35=0, A35=0, Q35=0 滤饼：34=32=5.52%， Ad，34= Ad，32=31.49%, Q34= Q32=15.69t/h6. 最终精煤数质量平衡计算36=16+23+30=77.13%Ad，36=(16Ad,16+23Ad,23+30Ad,30) /36=10.31%Q36= Q16+ Q23+ Q30=219.12t/h 3.5 水量流程计算1. 主选跳汰

42、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=Q72.5 m3=284.12.5=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)=31.820%/(1-20%)=8.0 m3/h W10=Q10*Mt,10/(1- Mt,10)=36.6222%/(1-22%)=10.33 m3/h则溢流精煤中水量： W8= W 主 （W 9W10）=710.2（8.0+4.1）=691.92m3/h2.

43、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=32.003.0=63.01 m3/h设中煤（包括再选矸石）水分为 20%- 21 - / 39则中煤带走水量： W15=Q15*Mt,15/(1-Mt,15)=12.6720%/(1-20%)=3.17 m3/h则溢流精煤中水量： W11=W 再+W9-W15=100.84 m3/h3. 精煤脱水作业水量流程的计算入筛水量为： W14=W8+W11=792.76 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/(1Mt,16)=74.7

44、08%/(18%)=6.50 m3/h脱水筛筛下水量： W17=W14-W16=786.27m3/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：W19=Q19*Mt,19/(1Mt,19)=126.2920%/(120%)=31.57 m3/h5. 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=126.290.3=37.89 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)= 93.4516%/(116%)=17.80 m3/h筛下水量： W2

45、2=W19+W 喷W21=51.66 m3/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： W23=Q23*Mt,23/(1-Mt,23)=88.787%/(17%)=6.68 m3/h离心液水量： W24=W21-W23=11.12 m3/h则捞坑溢流水量为： W20=W17+W22+W24-W19=817.47m3/h7. 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=55.643.0=166.93m3/h- 22 - / 398. 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%/

46、(1-24%)=55.64*24%/(1-24%)=17.57 m3/h滤液水量： W31=W28-W30=149.35 m3/h则浮选尾煤水量： W29=W27-W28=W20+W31-W28=799.90 m3/h9. 尾煤浓缩作业水量流程的计算设底流液固比为 1.5则底流水量： W32=Q32*1.5=15.691.5=23.54 m3/h溢流水量： W33=W29-W32=776.36 m3/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： W34=Q34*Mt,43/(1-Mt,34)=15.6922%/(1-22%)=4.43 m3/h滤液水量： W35=W32

47、-W34=19.11m3/h则循环水量： W 循环水=W33+W35=795.47 m3/h3.6 工艺流程数据的综合表表 3-63-6 选煤产品最终平衡表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26.29 74.70 1195.16 39.44 9.99 8.00 末精煤31.25 88.78 1420.48 46.88 10.77 7.00 浮选精煤19.59 55.64 890.27 29.38 10.00 24.00 精煤小计77.13 219.12 3505.91 115.70 10.31 11.66 中煤4.46 12.67 202.

48、66 6.69 24.00 20.00 浮选尾煤5.52 15.69 251.10 8.29 31.49 22.00 中煤小计9.98 28.36 453.76 14.97 28.14 21.11 矸石12.89 36.62 585.93 19.34 60.76 22.00 原煤100.00 284.10 4545.60 150.00 18.59 - 23 - / 39表表 3-73-7 水量平衡表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699.47 精煤产品带走水30.75 再选机用水96.01 中煤产品带走水3.17 矸石产品带走水10.33 1.循

49、环水小计795.47 浮选尾煤带走水4.43 跳汰机补充水10.78 1、损失水小计48.67 末精煤脱泥筛喷水37.89 浓缩机溢流水776.36 压滤机滤液19.11 2.清水小计48.67 2、澄清返回水小计795.47 用水总量844.1总排水量844.1 - 24 - / 39四 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

50、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

51、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。- 25 - / 39（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。（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

52、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 - / 39五 选型选型与计算5.1 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

53、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

54、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、产品目录保证值以与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 53592005煤炭洗选工程设计规 。 设备台数的确定，还应与车间布置

55、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与物料输送的需要等。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- 27 - / 39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 503592005煤炭洗选工程设计规规定如下：（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

56、）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 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。5.3 破碎设备的选型计算 .325.4 分选设备的选型计算 .325.5 脱水设备的选型计算5.2 筛分设备的选型与计算1）确定所需筛面面积 FF=kQ/q=1.15284.1/60=5.45F 所选筛面面积,m2Q 入料量，t/hK 物料不均衡系

57、数q 单位负荷定额，t/(m2h)2)确定所需台数n = F/f =5.45/3.5=1.95n 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5.3 破碎设备的选型计算n = kQ5/Q =1.1582.96/100=0.95 n 破碎机台数，台k 物料不均衡系数- 28 - / 39Q 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 2PGC 900900 双齿辊破碎机5.4 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F = KQ/q =1.15284.1/18=18.15

58、F 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/(m2h)2) 所需跳汰机台数的计算n = F/f =18.15/12=1.51n 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2. 再选跳汰机的选型与计算1） 需要的跳汰室总面积 F = KQ9/q =1.1532.00/18=1.78F 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/(m2h)2) 所需跳汰机台数的计算n = F/f =1.78/12=0.15n 所需跳汰机台数，台F 选用跳汰机的有效

59、面积，m2故而，选择 1 台 型号为 LTX-12m2 筛下空气室跳汰机- 29 - / 395.5 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 F=k*Q8/q=1.15215.48/15=16.52再选 F=k*Q11/q=1.1519.34/15=1.48F 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/(m2h) 2) 确定所需台数n = F/f =18.22/12=1.37n= F/f=0.92/12=0.12n 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

60、2. 水力分级设备的选型与计算（精煤捞坑）1） 沉淀面积F=（k1W18+k2Q18 /）/q =（1.25849.04+1.20197.62/1.55)/18=67.46F 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/(m2h)3. 末精煤脱泥分级筛的选型与计算1） 所需筛分面积- 30 - / 39F = KQ19/q =1.15126.27/9=19.96F 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/(m2h)2)