18Mta选煤厂主厂房初步设计-课程设计

课程设计说明书题目：1.8Mt/a选煤厂主厂房初步设计院（部）：材料科学与工程学院专业班级： 学号： 学生姓名： 指导教师： 2013年1月4日

安徽理工大学课程设计（论文）任务书材料科学与工程学院院部） 矿物加工工程教研室学号学生姓名 专业（班级）题目1.8Mt/a选煤厂主厂房初步设计设计技术参数A层、B层比例：A层20%B层80%最终精煤灰分：％~%设计要求按给定时间独立完成本次课程设计任务。包括：工艺流程计算、设备选型、主厂房设备的工艺布置。工作量课程设计说明书（含设备清单）：一份主厂房中所有平面、纵剖面、横剖面布置图。（正式出图八张）工作计划1、 工艺流程计算：3天2、 工艺设备选型：1天3、 平面、纵剖面、横剖面图绘制：8天4、 编制课程设计说明书：3天参考资料1、《选煤厂设计手册》（工艺部分）4、选煤工艺设计与管理（设计篇）指导教师签字教研室主任签字年月日目录一，设计任务书二，煤质资料及分析三，工艺流程的计算四，工艺流程的评述五，设备选型与计算六，工艺布置工艺布置原则重选车间工艺布置浮选车间工艺布置色HC#隼魯>・募5fi>冰总聲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，加深对所学课程的理解，为毕业设计打下良好的基础。因此要求同学们在老师的指导下，参考有关资料，独立认真地完成本作业。设计任务处理能力为180万吨/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29%、B层占入厂原煤71%。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%〜0%，精煤水分MW12%。t1.2作业内容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。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，并用A3图纸绘制出数质量流程图。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。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及辅助设备（如鼓风机、真空泵、空气压缩机、直接浮选给料泵）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。注意事项原煤资料综合和流程计算时，对于Y和Ad要求小数后面两位有效数字；对于Q、Mt、R及W等要求小数后面一位有效数字。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=0.16,I5，矸石段取2.0,中煤主 再e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£,再选机中煤段分选密度按“等入原则”确定，并编写在说明书的“工艺流程的计算”章节中。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。因缺乏浮选试验资料，计算浮选作业时取浮选精煤Ad=10%,浮选尾煤Ad=50%，浮选精煤和浮选尾煤Y按数质量平衡原则计算。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。煤质资料及分析2.1筛分资料的综合表1 入选原煤筛分试验综合表A层(ra=0.20) 8层(rb=0.80)级别mm名称数量r(%)Ad(%)数量r(%)Ad(%)r(%)Ad(%)占本层占全样占本层占全样12345678910〉100煤14.332.8714.5017.4113.9311.5816.7912.08夹矸煤0.680.1443.660.1443.66矸石5.161.0379.470.120.1083.401.1379.80小计20.174.0332.1017.5314.0212.0718.0616.55100〜50煤8.181.6416.749.767.8112.599.4413.31夹矸煤0.240.0545.820.050.0446.600.0946.17矸石2.900.5877.620.400.3283.280.9079.63小计11.322.2632.9510.218.1715.5310.4319.31>50合计31.496.3032.4127.7422.1913.3428.4917.5650〜25煤12.682.5427.3612.309.8415.8812.3818.2325〜13煤10.992.2024.248.026.4216.278.6118.3013〜6煤15.453.0923.0014.0311.2216.1014.3117.596〜3煤14.782.9618.8115.5912.4714.0315.4314.95煤7.981.6017.5111.329.0612.7410.6513.45煤6.631.3316.7811.008.8013.9310.1314.3050〜0合计68.5113.7021.8672.2657.8114.7871.5116.14毛煤总计100.0020.0025.18080.0014.38100.0016.54表2原煤破碎级筛分试验综合表综合级别A层B层r(%)Ad(%)r(%)Ad(%)r(%)Ad(%)校正占本级占全样占本级占全样1234567891050〜2533.142.0937.4831.937.0915.379.1720.4021.0525〜1319.891.2532.8420.514.5513.705.8017.8318.4813〜620.741.3129.0720.074.4512.265.7616.0716.726〜311.730.7423.9010.462.3210.963.0614.0814.737.420.4719.668.631.929.632.3811.6012.25

7.080.4518.408.4010.512.3112.0312.68总计1006.3030.5510022.1913.0428.4916.9117.56表3原煤自然级筛分试验综合表级别（mm）A层B层综合占全样数量r（%）灰分Ad（%）占全样数量r（%）灰分Ad（%）数量r（%）灰分Ad(%)123456750〜252.5427.369.8415.8812.3818.2325〜132.2024.246.4216.278.6118.3013〜63.0923.0011.2216.1014.3117.596〜32.9618.8112.4714.0315.4314.951.6017.519.0612.7410.6513.451.3316.788.8013.9310.1314.30总计13.7021.8657.8114.7871.5116.14表4原煤自然级和破碎级筛分试验综合表校正后灰分Ad（%）级别（mm）自然级破碎级综合占全样数量r（%）灰分Ad(%)占全样数量r（%）灰分Ad(%)数量r(%)灰分Ad(%)各粒级累计12345678950〜2512.3818.239.1721.0521.5519.4319.4350〜25〜138.6118.305.8018.48218.3718.3713〜614.3117.595.7616.7220.0717.3417.346〜315.4314.953.0614.7318.4914.9114.9110.6513.452.3812.2513.0313.2313.2310.1314.302.3112.6812.4414.0014.0061.3816.4426.1817.9987.5616.9016.9050〜0合计71.5116.1428.4917.56100.0016.5416.54表5两层原煤破碎级、自然级筛分试验结果综合表粒级(mm)A层(20%)B层(80%)自然级破碎级自然级破占本级占本层占全样Ad占本级占本层占全样Ad占本占本层占全样Ad占本级占本层12345678910111213141550〜2518.512.5427.3610.442.0937.4817.0212.309.8415.8831.938.8625〜1316.042.2024.246.261.2532.8411.108.026.4216.2720.515.6913〜622.553.0923.006.531.3129.0719.4214.0311.2216.1()20.0'r5.576〜321.572.963.690.7423.9021.5715.5912.4714.03:10.4(\2.90311.651.6017.512.340.4719.6615.6711.329.0612.748.632.399.681.3316.782.230.4518.4015.2211.008.8013.938.402.335090.3212.3822.4029.265.8531.4784.7861.2649.0114.93:91.6()25.4-50总计10013.7021.8610031.496.3030.5510072.2657.8114.7810027.742.2浮沉资料的综合表6密度级自然级破碎级综合数量r（%）灰分Ad(%)数量r■（%）灰分Ad(%)数量r（%）灰分Ad(%)占本级占全样占本级占全样占本级占全样12345678910-1.305.940.714.284.230.255.105.380.964.4945.615.488.7938.512.249.6143.297.729.0320.822.5015.3816.380.9516.2819.373.4615.636.430.7726.017.020.4125.816.621.1825.945.850.7039.016.380.3738.506.021.0738.8315.351.8473.2227.481.6080.1819.313.4476.45小计10012.0222.661005.8232.88100.0017.8426.00小计占总计0.970.9722.660.990.9932.880.980.9826.00煤泥2.910.3622.060.510.0324.202.140.3922.22总计10012.3822.641005.8532.84100.0018.2325.92表7密度级自然级破碎级综合数量r（%）灰分Ad(%)数量r（%）灰分Ad(%)数量r(%)灰分Ad(%)占本级占全样占本级占全样占本级占全样12345678910-1.3016.287.695.534.200.844.7412.678.535.455'4.7625.868.6766.5513.398.5458.2839.258.6315.6015.4316.693.3615.8815.9310.7315.574.482.1225.214.350.8824.384.442.9924.973.451.6335.694.010.8131.283.622.4434.235.432.5669.614.200.8469.185.063.4169.50小计10047.2314.2010020.1213.75100.0067.3514.06小计占总计0.960.9614.200.990.9913.750.970.9714.06煤泥3.631.7820.101.040.2119.812.871.9920.07总计10049.0114.4110020.3313.82100.0069.3414.24

表8密度级A层B层综合校数量r(%)灰分Ad(%)数量r(%)灰分Ad(%)数量r(%)灰分Ad(%)数量r(%占本级占本级占本级占全样占本级占1234567891011-1.305.380.964.4912.678.535.4511.159.495.3511.1043.297.729.0358.2839.258.6355.1446.978.6954.9119.373.4615.6315.9310.7315.5716.6514.1815.5816.586.621.1825.944.442.9924.974.904.1725.244.886.021.0738.833.622.4434.234.123.5135.644.1019.313.4476.455.063.4169.508.056.8573.008.44小计10017.8426.0010067.3514.06100.0085.1816.56100.00小计占总计0.980.9826.000.970.9714.060.971.9516.560.97煤泥2.140.3922.222.871.9920.072.722.3820.422.72总计10018.2325.9210069.3414.24100.0087.5616.67100.00表9密度级密度组成浮物累计沉物累计校正前校正后数量r（%）灰分Ad（%）数量r（%）灰分Ad（%）数量r(%)灰分Ad（%）数量r（%）灰分Ad（%）12345678911.155.3511.105.3511.105.35100.0016.8055.148.6954.918.6966.018.1388.9018.2316.6515.5816.5815.5882.589.6333.9933.644.9025.244.8825.2487.4610.5017.4250.824.1235.644.1035.6491.5611.6212.5460.778.0573.008.4473.0010016.808.4473.00小计100.0016.5610016.80小计占总计0.9716.560.9716.80煤泥2.7220.422.7220.42总计100.0016.6710016.90原煤可选性曲线密度（kg/l）2.22.1 2 1.91.8 1.7 1.61.5 1.41.3 1.2灰分（％）图1入选原煤可选性曲线工艺流程的计算由表1可知预先筛分入料的数质量。Y二100.00%1入料Q二Qxy二340.9x100.00%二340.9t/h101Ad=Ad=16.54%1因为本流程是采用不分级入选，筛孔尺寸±50mm，筛分效率n选择100%A=16.14,r=17.51,筛下物为丫与Q；筛上物为丫与Q。r=n*r/100=71.51,TOC\o"1-5"\h\z-d -d 3 3 2 23 -dQ=Q*r=243.8A=A=16.14，Q二Q—Q二97.1r二r—r二28.49,3 13 d3 -d 2 1 3 2 13A=Ad2 +杂物原煤1预先J筛分~.破建百卒王迭1跳汰8再选1跳汰10111213:脱水和分级中當石干亡ii17

捞T坑:，离心:，离心*脱水一…1B脱J泥20 -II煤泥*浓缩222436

矿浆，准备24.27

浮1no过II滤tno过II滤t尾煤'滤缩503132濾、~^3536椅煤煤泥療则工艺流程图此作业流程设置检查性手选，不计算拣出的杂物量，即Y=y=28.49%42Q二Q二97.lt/h42Ad二Ad二17.56%42二Y二28.49%54Q二Q二97.lt/h4A二Ad4二17.56/d5 0最后得出准备作业的出料的数质量二100.00%6Q=340.9t/h6Ad二16.54%61.主选跳汰作业二100.00%6入料Q二340.9t/h6Ad二16.54%6=Y+Y=84.63%7精泥精煤Q=Qxy=340.9x72.70%=288.5t/h78Adxy-AdxyAd=精精泥泥=11.38%7Y7=Y=11.05%8中中煤Q=QxY=340.9x37.7%=37.7t/h8 6 9Ad=Ad=35.28%8中表10密度级原煤矸石I= 矸石5p=1中煤 I=rAd5et值e1r本r仝Ad5et值e2r入1234567891011121311.105.35-6.60.000.000.005.4-4.30.0011.1C54.918.69-4.20.000.010.008.7-1.90.0354.9116.5815.58-3.10.000.250.0115.6-0.80.2016.564.8825.24-2.30.010.960.0525.20.00.504.834.1035.64-1.30.107.500.4135.61.00.853.708.4473.002.00.20.59914.9473.02.10.983.50小计10016.801005.4169.694.59表12产品名称数量r（%）灰分Ad（%）r（%）木r（%）精煤中煤矸石小计小计占总计次生煤泥浮沉煤泥总计表13产品名称数量r（%）灰分Ad(%)S（%）J（%）精煤中煤矸石小计小计占总计次生煤泥3总计Y=y-y-y二4.33%9678矸石Q=Q-Q-Q=14.7t/h9 6 7 8Ad二Ad二69.58%.9矸表1450〜0级主再跳汰产品设计平衡表产品名称产率r（%）仝灰分Ad(%)精煤主选精煤64.5610.10再选精煤4.3318.00合计68.8810.60中煤6.0647.63矸石4.3369.58煤泥浮沉煤泥2.3820.42主选次生煤泥5.2516.80再选次生煤泥0.6635.28原生煤泥12.4414.00合计20.7316.13

总计100.0016.54总计100.0016.54入料Q二37.7t/h8Ad二35.28%8=Y+Y=4.99%1O 精 次泥精煤Q=Qxy=17.0t/hTOC\o"1-5"\h\z6 1OAdxy一Ad xyAd=精精次泥次泥=20.29%Y10=y=4.23%11中中煤Q二Qxy二14.4t/h611Ad=Ad=39.81%中Y=Y~Y~Y=1.82%81011矸石Q=Q-Q-Q=6.2t/h1281011Ad=Ad=65.76%12 矸最终中煤Y14Q=Q最终中煤Y14Q=Q-Q14=Y8-Y10=6.06%Ad15=20.6t/h810AdxY-AdxY12 12=47.63%Y15已知筛孔d=13mm，Y已知筛孔d=13mm，Y=Y+Y入料Q=QxY13Ad13主再选精煤合并进入单层筛，筛分效率耳=100%，因此=89.62%7 10=305.5/h16Adxy+Adxy 10 10 7a2=11.88%Y13设溢流精煤的粒度组成与入料原煤相同，且各粒度级灰分相近，则Y+13Y=Y+i3=Y+0-5x原^=28.29%15精 总精Y50-0.5原煤筛上物Q=QxY=96.5t/h15 6 15Ad=A+13=A+0.5=10.60%15精 总精

TOC\o"1-5"\h\zY=Y-Y=61.32%16 13 15筛下物Q=Q-Q=209.1t/h16 13 15AdXY-AdXYAd=一亠厶 15z15=12.47%\o"CurrentDocument"16 Y16捞取物=Y13-0.5捞取物=Y13-0.5—Y-0.5X40%=53.04%1717=Qxy=180.8t/h20Ad13-5XY13-5-Ad-0.5XY-0.5X40%Y18Q18Ad=5— =11.9%18 Y18溢流暂不计算Y=Y13-0.5-Y-0.5X40%=46.25%入料18 17 17入料Q=QXY=180.8t/h1820Ad13-5XY13-5-Ad-0.5XY-0.5X40%Ad=5 17 17 18 18 =11.9%18 Y18Y=Y-0.5X67%=8.34%18筛下物Q=QXY=28.4t/h21621Ad=Ad-0.5=16.13%21泥Y=Y-Y=44.70%201821筛上物Q=Q-Q=152.4t/h201821AdXY-AdXYAd= 18 18 21 21=11.11%TOC\o"1-5"\h\z20 Y20设离心液中无跑粗现象，脱水后的末精煤仍含有50%的入料细煤泥。则=Y-0.5X50%=2.05%离心液末精煤20离心液末精煤Q=QXY=7.0t/h6 25Ad=Ad-0.5=16.13%25 20=Y-Y=42.64%\o"CurrentDocument"24 20 25Q=Q-Q=145.4t/h24 20 25AdXY-AdXYAd= 20_-^0 25 25=10.87%24 Y24Y=Y38QY=Y38Q=Q38Ad38+Y=10.40%25XY=35.45t/h6 38AdXY+AdXY——21 21 25 25=16.13%Y21设循环物料返回捞坑后全部进入溢流，则捞坑入料Y=Y+y=71.72%17 16 38Q=Q+Q=244.5t/h17 16 38Adxy+AdxyAd= 16 16 38 38=13%17 Y17捞坑溢流Y=Y-Y=18.68%19 17 18Q=Q-Q=63.7t/h19 17 18AdxY-AdxYAd=―1^-47 1^-48=16.13%19 Y18设浓缩效率耳=100%，则=y=18.68%1922入料Q=Q=63.7t/h1922Ad=Ad=16.13%1922=Y=18.68%22底流Q=Q=63.7t/h22Ad=Ad=16.13%2622=0溢流Q=023Ad=023根据设计任务书给定的精煤和尾煤的灰分，然后按数质量平衡公式计算。入料Y=Y=18.68%入料26Q=Q=63.7t/h26Ad=Ad=16.13%26精煤Y28=16.13%26精煤Y28=Y19Q=Q286Ad=10.00%28Ad_Adx—29 亠=15.82%Ad—Ad29 28xY=53.9t/h28Y=Y-y=2.86%27 28尾煤Q=Q-Q=9.8t/h29 27 28Ad=50%29浮选精煤和尾煤的过滤（或压滤）脱水作业计算，一般为了简化计算，都假

设滤液中固体含量为零。因此Y二031Q二031Ad=031y=y=15.82%28Q二Q二53.9t/hTOC\o"1-5"\h\z30 28Ad二Ad二10.00%30 28设浓缩效率耳=100%，则y=y=2.86%29底流Q=Q=9.8t/h29Ad=Ad=50%29y=033溢流Q=033Ad=033设滤液中固体物含量为零，则y=y=2.86%TOC\o"1-5"\h\z32煤泥Q=Q=9.8t/h32Ad=Ad=50%32y=035溢流Q=035Ad=035y=037Q37=0Ad=037y=42.64%39Q=145.4t/h39Ad=10.87%39y=15.82%40Q=53.9t/h40Ad=10.0%40从主选作业开始，按流程顺序依水量平衡原则计算水量流程。1.主选跳汰设不分级煤跳汰用水量为3/t,Mt=Mt=25%所以主选机总用水量98W6WW6W8W9=Qx2.5=6QxMt=8 8100-Mt8QxMt=9 9100-Mt9852.27m3/h=12.43m3/h=4.9m3/hW=W-W-W=834.94m3/h7 6 8 9设再选跳汰用水量为3/t,Mt=Mt=25%所以再选机总用水量1112W=Qx3.0=112.96m3/h88QxMtW=刍一^=4.8085m3/hii100-Mt11W12QW12QxMt12 +2100-Mt12=2.1m3/hW=W-W-W=106.5m3/h1081112设Mt=8%,因此15W=W+W=941.44m3/h7 10QxMtW=刍一^=8.391m3/h100-Mt15W=W-W=933.049m3/h13 15设Mt=15%，每吨入料煤的喷水取3,因此20W=Qx0.3+W=96.1m3/h41 41 18QxMtW —20 命=26.89m3/h20 100—Mt20设Mt=8%，因此24W24=12.64mW24=12.64m3/h24100-MtW=W-W=14.25m3/h20 24设浓缩底流液固比控制在5.0，则W=W=1028.9m3/hTOC\o"1-5"\h\z19W=QX5.0=318.5m3/h26W=W-W=710.4m3/h22 26设浮选泡沫精煤液固比为2.0，则W二QX2.0二107.8m3/h28 28W二W—W二221.3m3/h29 27 28设Mt=18%，因此30QXMtW二兰so ◎二11.8317m3/h100—Mt30W二W—W二95.963m3/hTOC\o"1-5"\h\z29 23设浓缩底流液固比控制在1.5，则W二Qx1.5二14.7m3/h32W二W—W二206.6m3/h29 32设Mt=24%，因此32QXMtW二竺32 空二3.0947m3/h32 100—Mt32W二W—W二9.0m3/h35 32 34W=885.5m3/h37WMt= 3 =100.0%37Q+W37 37W=10.9m3/h24WMt= 24 =7%24Q+W24W=11.8m3/h30WMt= 30 =17.96%30Q+W30 30表15跳汰选各作业计算数据汇总表作业名称编号YAQMtWR预先筛分入料1100.0017.51284.15.015.0筛上228.8319.3881.95.04.3筛下371.1716.76202.25.010.6手选入料228.8319.3881.95.04.3出料428.8319.3881.95.04.3破碎入料428.8319.3881.95.04.3出料528.8319.3881.95.04.3原煤准备产品6100.0017.51284.15.015.0主选跳汰入料7100.0017.51284.171.4710.2精煤872.7011.32206.576.8684.4中煤921.6424.6461.525.020.5矸石105.6669.7416.125.05.4再选跳汰入料1121.6424.6461.575.0184.4精煤1212.5213.8935.683.2175.8中煤132.3625.216.725.02.2矸石146.7744.3419.225.06.4最终矸石159.1239.4025.925.08.6脱水分级入料1685.2111.70242.178.0860.2筛上1727.1810.3977.28.06.7筛下1858.0312.31164.983.8853.4捞坑入料1964.5812.70183.583.6934.1底流2046.2511.35131.428.051.1溢流2118.3316.0852.194.4883.1

作业名称编号YAQMtWR脱泥筛入料2246.25131.440.890.5筛下235.2416.0814.982.570.0筛上2441.0110.75116.515.020.6离心脱水入料2441.0110.75116.515.020.6离心液251.3116.083.774.310.8末精煤2639.7010.57112.88.09.8循环物料276.55818.681.380.7煤泥浓缩入料2118.3316.0852.194.4883.1底流2818.3316.0852.183.3260.45.0溢流300.000.000.0100.0622.6矿浆准备器入料2918.3316.0852.186.7339.16.5浮选入料3118.3316.0852.186.7339.16.5精煤3215.5510.0044.266.788.32.0尾煤332.7950.007.996.9250.7精煤过滤入料3215.5510.0044.266.788.32.0滤液340.000.000.0100.078.6精煤3515.5510.0044.218.09.7尾煤浓缩入料332.7950.007.996.9底流362.7950.007.960.011.91.5溢流370.000.000.0100.0238.9尾煤压滤入料362.7950.007.960.011.91.5煤泥382.7950.007.924.02.5滤液390.000.000.0100.09.4循环水400.000.000.0100.0870.9水洗精煤4166.8810.50190.08.016.5精煤合计4282.4310.40234.210.126.2表16选煤过程用水项目用水量（m3/h）循环水主选机用水885.5再选机用水101.7冲洗滤布用水29.3煤泥筛上喷水27.1小计1043.6清水入厂原煤代入水量17.9主选精煤脱水筛喷水0.0再选精煤脱水筛喷水0.0煤泥筛上喷水27.1浮选精煤槽消泡水0.0小计45.1总用刀K量1088.6水量平衡表选煤过程排水项目用水量（m3/h）产品带走水精煤产品带走水31.7中煤产品带走水6.2矸石产品带走水4.4浮选尾煤带走水2.8小计45.1澄清水返回煤泥浓缩机溢流774.2尾煤浓缩机溢流231.2压滤机滤液38.2小计1043.6总排除水量1088.6表17选煤产品平衡表1234567产品名称数量灰分Ad（%）水分M(%)t产率r（%）小时产量（t）日产量（t）年产量（wt）水洗精煤70.94241.843869.39127.6910.766.27浮选精煤15.8253.92862.7128.4710.0018.00合计精煤86.76295.764732.10156.1610.629.69中煤6.0614.43230.817.6247.6329.95尾煤9.76156.115.1550.0022.00矸石4.3320.97335.5311.0769.5817.36总计100.00340.915454.55180.0016.5411.68四，工艺流程的评述这个工艺流程是典型的炼焦煤选煤厂工艺流程：混合跳汰—煤泥浮选流程该流程的主要选煤法是跳汰。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，分选极易选和易选性煤可以获得较高的数量效率，在处理等可选性煤时，也能达到较高的工艺指标，因此在该选煤厂设计中可以获得很好的分选效果。另外跳汰选煤法具有很强的适应性，分选粒级宽，可以满足选煤厂不分级入选的要求，而且对于该人选原煤来说，分选精度较高，原煤中细粒级煤泥不是很多，可以通过浮选回收细粒精煤和煤泥。煤泥回收中采用浮选法。浮选作为煤泥分选的唯一有效方法可以最大的回收细煤泥，提高精煤产率，从而提高选煤厂的经济效率。虽然说浮选的成本很高，但是对于炼焦选煤厂而言回收的煤泥的经济效益更为乐观。工艺流程方面入选原煤经原煤准备手选和破碎到跳汰入选上限之后进入主选跳汰，主选跳汰矸石作为最终矸石被斗士提升机提出，主选精煤进入精煤脱水系统，主选中煤进入再选机再次分选，以提高精煤产率，再选中煤和矸石作为最终中煤产品被斗式提升机提出，再选精煤汇同主选精煤一起进入精煤脱水系统。经脱水分级之后粒度大于13毫米的精煤作为块精煤产品进入产品仓，其余的进入斗子捞坑，被斗子捞出的进入末精煤回收系统，捞坑溢流进入煤泥水处理系统回收煤泥产品。主选系统采用混合跳汰，主选中煤作为再选入料再次分选可以提高精煤产量，有效改善分选效果。精煤脱水分级系统可以提前把易脱水的块精煤直接分出回收系统，以防止块精煤影响末精煤和煤泥的脱水回收。末精煤回收系统可以有效回收末精煤，其中脱泥筛筛下和离心脱水机的离心液再次返回到捞坑中可以有效防止跑粗对煤泥水处理系统的影响。煤泥水处理系统主要是回收细粒级精煤及回收煤泥，以增加精煤产量，提高整个系统的经济效益，其中采用浓缩浮选流程不但可以很好控制浮选入料浓度，以使浮选作业在最佳浓度下浮选以达到最佳浮选效果之外，煤泥浓缩机还可以作为浮选机的缓冲设备，以提高系统的适应性。宗上所述，该工艺流程实用且高效。五，主要工艺设备的选型与计算筛分设备的选型计算1）预先筛分设备因为入选上限d=50mm,查表5-1,q二45t/m2h不均衡系数k=1.25；F‘=6m2F=kQ=1.15x340.9=9.47m2,q 45F选用座式ZD1740型的振动筛，有效筛分面积V=6m2。 n二一F/所以选取2台ZD1740型号的振动筛。2）块煤脱水分级筛入料粒度d=50-0mmd=13mm入料Q=305.5t/h13查表5-2，q二16t/m3h1.15x1.15x305.516=21.96m2选用ZS2065B型座式直线振动筛的有效面积F，=12m2。F21.96n=一=一96=1.83,所以选取2台ZS2065B型座式直线振动筛，因F/ 12为有3台主选跳汰机和1台再选跳汰机，所以取4台。3）脱泥筛入料粒度d=13-0mmd=入料Q=180.8t/h18查表5-2，单位负荷定额指标q取10.0〃m2h。F=kQF=kQ=1.15x180.8100=20.79m2ZS2065B型座式直线振动筛的有效面积为i2m2。n=F=2079=1.73,故n取2台，因为有3个斗子捞坑，所以取f123个。破碎设备的选型与计算入料粒度d>50mm,Q=97.1t/h,k=1.15选用2PGC900x900型双齿辊破碎机。Q=100t/h,e=1.12,kx=1.12,n= 4Qe所以取2台2PGC900x900型双齿辊破碎机。1） 主选跳汰机选型计算入料Q=340.9t/h6d=50-0mm,k=1.15；q=16t/m3h所需跳汰总面F=kQ=1.15x340.9=18.53。q 16选LTX-8型跳汰机，其单台有效面积为f=8m2。n=F=竺=2.32，故n取3（用）f82） 再选跳汰机选型与计算入料Q=37.7t/h8d=50-0,不平衡系数k取1.15；再选原煤单位面积处理能力§取121/m3h所需跳汰总面积F=—= =3.61m2q 12选LTX-6型跳汰机，其单台有效面积为f=6.5m2

=0.56F=0.56n= =—f6.5故n取1。3）浮选机设备的选型与计算由于采用煤泥浓缩浮选流程，按单位容积的干煤泥处理量计算台数。入料Q=63.7t/h27k取1.25,有效容积系数K取0.85,单位容积干煤泥处理量vq取0.9t/m3h。需要总容禾口" kQ1.25x63.7需要总'容积V= = =104.08m3qK0.9x0.85v选XJM-6型浮选机，其槽数为6，单槽有效容积为V=6m3需要'槽数：i需要'槽数：=V=104.08i= =V6i需用浮选机台数：in=—=需用浮选机台数：in=—=i26故选取XJM-6型浮选机3台。1）离心机入料Q=152.4t/h20入料粒度d=13规格Q=1400卧式振动离心脱水机（没有），单台处理能力Q=180t/h152.4x1.15152.4x1.151800.97所需台数n=kQQe规格o=1000卧式振动离心脱水机，单台处理能力Q=90t/h所需台数n一kQ一152.4x竺「aQ 90e故n取2台2）过滤机入料Q二53.9t/h28不平衡系数k取1.25,处理能力q二015t/m2h选用PG116-12圆盘真空过滤机，其单台压滤面积为116m2。所需台数n=kxQ=1.25X53.9=3.9qxf0.15x116故，选用PG116-12圆盘真空过滤机选择4台。3）压滤机入料Q二9.8t/h34不平衡系数k取1.25，处理能力q二0023t/m2h选用XMY340/1500-61型压滤机，其单台压滤面积为f=340m2。所需台数n=沁=125x9.8=1.57qxf0.023x340故n取2台不平衡系数k取1.25，处理能力q二0.025t/m2h选用XMZ1000-35U型压滤机，其单台压滤面积为f二100m2。1.25x1.25x9.80.025x100=4.9故n取5台。4）脱水斗式提升机、矸石斗式提升机入料Q12=62/h不平衡系数k取1.5，B取400mm,q取25t/h,

kQqkQq1.5x6.225故n取1因为有3台主选跳汰机所以选3台型号为T3240不平衡系数k取1.5,B取400mm,q取18t/h,n=n=kQ=卩X6.2=0.5218故n取1。型号为T3240（不用）入料Q12=62/h不平衡系数k取1.15，B取800mm,q取60t/hn=kQ=气泸=0.19，故.取1,因为有3台主选跳汰机，1台再选跳汰机，主选中煤需3台，再选中煤需两台，所以共需5台，。型号为T4080、中煤斗式提升机入料Q二37.7t/h8不平衡系数k取1.15，B取800mm,q取60t/hn=kQ=1.15X37.7=0.72，故n取1,因为有3台主选跳汰机，1q 60台再选跳汰机，主选中煤需3台，再选中煤需两台，所以共需5台，。型号为T4080不平衡系数k取1.15,B取600mm,q取44t/h44n=kQ=川x37・7=0.99q44故，n取1,因为有3台主选跳汰机，1台再选跳汰机，主选中煤需3台,再选中煤需两台，所以共需5台，型号为T3260（无。、捞坑斗式提升机入料Q二180.8t/h18不平衡系数k取1.15,B取1200mm,q取hkQq1.15kQq1.15x180.81801.2故n取2,因为有3个斗子捞坑所以取3个，型号为L5O12O不平衡系数k取1.25,B取1200mm,q取150t/hkQ1.25x180.8150n= = =1.5150q故n取3。型号为L501201）斗子捞坑入料Q=244.5t/h,W=1102.8m3/h1717不均衡系数k=1.25，干煤泥k=1.15，6=1.55t/m312根据表5-36，单位沉淀面积处理能力q取13m3/m2hF=^（kW+kQ）=118.17m2q1 26单台设备沉淀面积F'取49m2。F则需要斗子捞坑的个数为n=—=2.41F'故斗子捞坑取3个。2）末煤浓缩机入料干煤泥量Q=63.7t/h19入料煤泥水液固比R=1028.90=16.21 63.7底流浓缩物的液固比R=42煤泥水系统的不均衡系数k=1.25选取耙式浓缩机，根据表5-39单位沉淀面积处理能力q取3.0m3/m2h沉淀面积利用系数申取0.92则所需沉淀面f=kxQx（R「々）=352.0m2qx申所需浓缩机直径D—匹-IE3520—19.18m兀 3.14故选取型号为BGN-24周边转动型的耙式浓缩机1台。3）尾煤浓缩机入料干煤泥量Q—9.8t/h29入料煤泥水液固比R-2429-24.81 9.8底流浓缩物的液固比R—1.2煤泥水系统的不均衡系数k-1.25选取耙式浓缩机，根据表5-39单位沉淀面积处理能力q取3.0m3/m2h沉淀面积利用系数申取0.92则所需沉淀面F—k%Q%（R-匕）—104.7m2qx申所需浓缩机直径D一空-•:也47-11.7m兀 3.14故，选择TNZ-12型中心传动耙式浓缩机1台。另外，为满足要求，添加1台事故浓缩机，为满足要求，其型号选择和煤泥浓缩机相同，为BGN-18周边转动型的耙式浓缩机。辅助设备的选型与计算1）鼓风机单位跳汰机面积所需风量取主选跳汰取5m3/m2min，再选跳汰取4m3/m2min，则需要总风量为5x22.19+6.5x2.61—127.9m3D100-32型号的鼓风机，其单台供风量Q—100m3/min123.5 en— —1.2，故取2台。1002）风包V—1.6JQ—1.6xv200—22.63m3①2000X4000型，单台风包容积V—13.2m3Bn———22.63—1.7，故，选取①2000X4000型，2台。V13.2B

3）空气压缩机加压过滤机的过滤面积F=100m2单位过滤面积空气消耗量qm3/m2min。kPa下，单台风量为30m3/minn=F=100%0.85=2.8，故选取SK—30型空气压缩机3台。Q30e表18 主要设备选型计算指标表序号设备名称规格型号入料量t/h或m3/h单台处理量t（m3）/台h或t（m3）/m2时计算面积（m2）计算台数（台）选择台数（台）备注1预筛分振动筛ZD174045222脱水分级振动筛ZS2065B16243脱泥筛ZS2065B10234破碎机2PGC900x90100225主选跳汰机LTX-816336再选跳汰机LTX-6123.61117浮选机XJM-60.8538离心脱水机wzlT000（卧式振动离心机）90211台备用9圆盘真空过滤机PG116-120.24410箱式压滤机XMY340/1500-613402211矸石斗子提升机T4080601312中煤斗子T40806015提升机13鼓风机D100-3214空气压缩

机SK—3015斗子捞坑L501204916捞坑提升

机L50120180171819末煤浓缩

机尾煤浓缩

机风包BGN—24TNZ-12①2000X40001台备

用六工艺布置工艺布置原则选煤厂生产车间一般都是由下列三部分组成的综合体：厂房建筑物、生产设施和建筑、生产辅助设施。车间工艺布置的任务就是对上述各部分进行合理的定位。车间工艺布置的好坏直接影响下列各方面的问题：（1）煤流、水流、矿浆流是否畅通；（2）是否有良好而安全的生产操作环境；（3）设备的维护、检修、更换是否方便；（4）建设投资、生产费用和经济效益等。因此，在进行车间工艺布置设计中，应该对工艺布置方案进行比较和优化，以便获得最佳的工艺布置。设备布置就是将各种主要生产设备、附属设备和设施等，按照工艺流程中的作业顺序、检修要求，在车间厂房内进行平面和立面的布局定位。设备布置时，应遵循下列原则要求：（1） 设备布置要符合工艺流程的作业顺序，充分利用高位差自流以利于减少转载，节省动力。（2） 凡属同工艺或类型的设备、或操作性质类似的设备，应尽可能作同轴线或轴线平行排列布置在同一楼层上；这样做的目的是便于操作管理、便于同工艺同类型设备具有互换互为备用，兼顾工艺流程的灵活性。（3） 为便于生产操作和安全生产，设备周围应有足够的操作和通行空间：设备的主要操作面净宽三1500mm；次要操作面和小型设备的主要操作面净宽三800-1000mm；两台设备之间的共用操作面净宽Z1500-2000mm；主要人行通道净宽三1500-2000mm；次要人行通道净宽三700-1000mm。（1） 要根据设备大小及其结构，留有设备更换、部件拆卸和安装、起吊等所需要的空间，并设置必要的吊装设施或起重设备。（2） 除设备台数较少或检修工作量较小的楼层之外，一般每个楼层应留有1-2处面积为35-50m2的检修场地。（1） 凡属机体沉重或运转时产生强烈振动的设备，应尽可能布置在下部楼层。（2） 设备的布置不能影响厂房建筑物结构的整体性和稳固性。即：不允许任意取消某条主梁和柱；有强烈振动的设备，其操作台和机座基础不得与梁、柱、墙直接连接等等。重选车间工艺布置（1） 为了保证跳汰机入料的均匀，在每台主选跳汰机前设有一个缓冲仓，容量一般为跳汰机10-15min的处理量。设计时缓冲仓容量是60T。（2） 由于考虑到主再选跳汰机的互换互为备用，所以各台跳汰机前均设置同容量的入料缓冲仓。（3） 缓冲仓锥体的角度与入选原煤的粒度、水分等多个因素有关，一般为55-60°。（4） 缓冲仓口的尺寸、大小及标高与采用的给料设备有关。采用电磁振动给料机时，仓口尺寸与标高参见《选煤设计手册》（工艺部分）第六章第七节。（5） 由于设置四个缓冲仓，所以采用圆环链刮板运输机分卸入仓。跳汰机采用电磁振动给料机给料。这种设备具有给料均匀、可以调量、重量轻及电耗小等优点，并有系列产品，是今后设计中广泛采用的给料设备。（1） 为了避免缓冲仓内的煤直接压给料机，应在仓口设倾角55-60°的置斜溜槽或闸门。（2） 调节给料量有两种方式。一种是仓下溜槽上设倾角55-70°的插板闸门调量；另一种是利用给料机直接调量，这时仓下斜溜槽应有足够长度，以免仓内煤直接压给料机。（3）给料机排料端应伸进跳汰机入料端100-200mm，以免入料撒到跳汰机外。由于考虑到主再选跳汰机的互换互为备用，所以跳汰机选用型号均为LTX-10筛下空气室跳汰机。（1） 跳汰机操作面宽度不小于1500mm，溢流端通道宽度不小于1000mm。（2） 为方便操作，跳汰机操作面一侧的机壳顶端据楼板的高度为400-600mm。（3） 为方便起重、检修和保证一定的自然采光，跳汰机操作面以上的净空一般不小于6m。（4） 跳汰机一般布置在框架梁之间。（5） 自跳汰机排料口到脱水斗式提升机的密封溜槽倾角不小于45°。设计时中煤斗式提升机密封溜槽倾角为56°，矸石斗式提升机密封溜槽倾角为82°，均满足工艺布置要求。（6） 布置跳汰机时，应考虑风管和水管的布置。（7） 应注意选用跳汰机的安装形式是左式还是右式，并在设备明细表和订货单中注明。从逆煤流方向看，跳汰机操作面在左边为左式，反之为右式。综合考虑各种因素确定四台跳汰机沿厂房横向并列布置。这种布置形式的优点是各台跳汰机前都可以设置入料缓冲仓和给料机，机组间联系方便，互换性强，即可使用其中一台作为主再选互换。原煤可以方便地用刮板运输机分配进入各缓冲仓中。此外，各台跳汰机的中煤和矸石斗式提升机都向跳汰机入料端方向倾斜布置，中煤和矸石的集中运输方便。（1） 配跳汰机用的斗式提升机的倾角设置为60°。（2） 斗式提升机头部节段应布置在楼板面以上，以便于调节头部拉紧装置，安装机头溜槽以及联接头部节段和中间节段。传动系统一般设在传动支架上方，并且位置应与支架上方位置相对应，以免妨碍拉紧装置的调节。（3） 斗提机尾部支架应布置在楼板面以上，在尾部节段的事故排料口附近通常设置排水沟，楼板面应有i20.005的坡度，以便于冲刷堆积物。（4） 斗提机中间节段包括封闭节段、过渡节段及敞开节段三部分。过渡节段上端的位置须高出跳汰机水面500-700mm。凡敞开节段穿过的各层楼板的洞孔周围，应设置保护栏杆。综合考虑各方面的因素，布置中煤和矸石斗式提升机时采用两列斗提机向跳汰机后端即入料端提升运输的布置形式。这种布置形式避免了两列斗子前后提升的缺点，布置整齐美观。精煤脱水分级作业系统采用广泛使用的“单层脱水分级筛+斗子捞坑+脱泥筛+离心脱水机”工艺系统。脱水分级筛的定位一般应布置在跳汰机溢流端的前下方跨间内。（1）为便于检修、自然采光和观察脱水效率，分级筛上部应不设置楼板。（2）筛下收集料斗的排料口位置应靠近筛上物排出口一端，该端漏斗壁倾角不小于40°，以免物料堆积。同时，布置筛子时应避免跨主梁，给筛下漏斗安装带来困难。若确需跨主梁布置，则可将其制成两个漏斗。（3）为适应振动筛启动和停止时的摆动幅度，筛上产品溜槽的宽度应大于筛宽150-200mm，溜槽顶端距筛框底边100-150mm。溜槽伸进筛箱排料端100-150mm，以防止物料外撒。（4） 筛下漏斗出料口位置应靠近筛上物排出的一端，该端倾角不小于40°，以免干物料堆积。（5） 座式振动筛一般不设置工作台，如因特殊情况需将筛子架高，可设工作台，它的高度距筛箱顶边1300-1500mm。工作台应设在无电动机一侧。（6） 为便于跳汰机操作工人观察筛子的脱水情况，为便于检修和考虑自然采光，而且筛子上层无其他设备时，上层楼板最好开孔或不设楼板。洞孔四周应设保护栏杆。（7） 布置时应注意筛子的安装形式是左式还是右式，从逆煤流方向看，筛子的传动装置在左边为左式，反之为右式，并在设备明细表和设备订货清单上注明。离心脱水机一般位于脱泥筛的下层楼板上，便于来料自流进入离心脱水机。（1）由于这种离心脱水机的机体是整体振动，入料溜槽不能与机体入料口直接联接，应在机体入料处接一锥形漏斗。漏斗上口直径可做成500mm，下口直径与入料口相同，高度为200mm。溜槽口与漏斗上口可在同一水平面上或伸进漏斗30-50mm。（2） 产品溜槽不能与机体排料口直接联接，应留有50-100mm的间隙。产品溜槽倾角应不小于60°。设计时溜槽倾角满足工艺布置要求。（3） 机体的排液槽也因机体的振动而不能直接联接溜槽或接管。为便于随时了解离心脱水机筛板的磨损情况及采样，离心液最好采用矩形桶承接，桶口应加设活动盖板。因机体振动，排液槽与离心液桶联接处应有一定间隙，以避免碰撞。（4） 通过选型计算脱泥筛需用两台，离心脱水机需用三台，为了有利于设备的互换性和工艺系统的灵活性，设计中采用刮板输送机分配物料。（5）应根据离心脱水机的结构特点，布置操作、检修空间和通道等。筛篮沿水平方向拆卸取出，水平方向应有不小于1500mm净空；离心液排出口一侧通道宽度不小于1200mm,另一侧通道宽度不小于800mm；传动装置一端通道宽度不小于1000mm。综合考虑各方面因素将离心脱水机按轴线平行布置。这种布置的优点是机体下部排料溜槽的矩形排料口的长边方向与产品输送机的输送方向一致,使排料通畅；传动装置和筛篮外壳各在一端,便于维修管理。斗子捞坑主要用于末精煤和粗煤泥的沉淀回收和脱水。捞坑池一般布置在精煤脱水分级的下部。同时,还需要兼顾捞坑溢流槽标高,以使溢流能自流进入下一作业设备。（1）捞坑入料方式采用中心入料方式,即脱水分级筛筛下物从捞坑中心部位给入。为了防止入料进入流速太快、产生涡流干扰细颗粒物料重力沉降,需在中心给料管外设置一个稳流套筒。（2）捞坑池壁的倾角以及捞坑斗式提升机的倾角均为60°。（3） 对于半喂入式的布置形式,在进行捞坑排料口结构设计时,应避免使物料在排料口堆积和堵塞。（4） 捞坑溢流堰的设置应考虑到各方面因素综合分析,设计时可各边均设置溢流堰。综合考虑各方面因素斗式提升机采用半喂入式的布置形式,不但能在一定程度上降低厂房高度,还能将捞坑沉淀物大部分进入料斗排出,不易淤积在池壁上。（1） 选用两台以上鼓风机时,一般是按轴线作平行布置,电动机在同一侧以便管理和维修。（2） 鼓风机位置尽量选择在距跳汰机较近的地方,在鼓风机进风口附近应没有尘沙及其它杂物飞扬。（3） 因鼓风机声音噪杂,机体振动较大,一般都将鼓风机布置在主厂房底层,并设隔音间。布置鼓风机时,应考虑管道短弯头要少。（4） 风包位置一般设在鼓风机上一层,以使接鼓风机及跳汰机的管路最短,弯头最少。（5）风包观察孔一侧的通道宽度不应小于1000mm，另一侧不应小于800mm。离心液池是收集和转运离心液的泵池。（1）离心液池应布置在离心脱水机下方底层地面上，其容积为3-5min离心液流量，或泵的2-3min扬量。但在实际布置时可适当加大容积。离心液池底面坡度倾向泵入料管一侧。根据《设计规范》，离心液泵可不就地备用，采取同型号库存备用。浮选车间工艺布置浮选车间的药剂是由选煤厂的药剂库用药剂泵扬送至车间的药剂桶。药剂桶的容量应按0.5-1天的药剂用量确定。药剂桶一般布置在车间顶层或在用药设备的上方支架上，便于药剂自流。综合考虑各方面因素将药剂桶布置在浮选和重选之间的楼梯间，即可满足药剂自流的要求，也可不需另外设置架高设施。(1)为保证有良好的自然采光和通风条件，以及设备检修起吊空间，浮选机所在的层高一般以6-7m为宜。矿浆准备器选用XK1600型，与浮选机的配置方式采用一对三的配置方式，即一台准备器向三台浮选机供料。矿浆准备器与浮选机一般都布置在同一楼层，矿浆准备器一般应架高1000-1500mm。布置浮选机是应使机内液面低于矿浆准备器液面500-700mm。为了便于矿浆槽与管道的布置，矿浆准备器与浮选机均可采用柱墩式支撑。矿浆准备器与浮选机操作台，一般为整体结构并取同一标高。操作台面到浮选精矿溢流口的距离为500-800mm；主要操作方向的台宽以不小于1500mm为宜，辅助操作方向的台宽不小于800mm。精矿槽宽度一般为300-500mm，槽壁深度不小于500mm，槽底坡度为0.07-0.11，槽底排料口最好接近精矿排出量最多的部位。精矿缓冲池容量按5-10min的精矿量确定。池宽以1000-2000mm。浮选操作台下至楼板上的夹层空间高度一般应为2000-2500mm。圆盘式加压过滤机是将一台特制的圆盘过滤机放入一个卧式密封压力仓内，工作时向压力仓内充入0.3MPa左右的压缩空气，煤泥在正压力下过滤脱水。由于正压力可以达到真空负压的5-6倍，所以滤饼水分较低。加压过滤机主机机体即压力仓与卸料区一般分层布置，并且均需要布置操作平台。滤饼运输机一般布置在卸料仓的下层楼板上。气水分离器气水入口应低于过滤机滤液排出口，但无需三高差的布置要求。为了缓冲、储存、转运以及事故检修放料等方面的要求，在浮选车间底层需要设置各种用途的水池。例如:浮选入料缓冲池、精矿溢流池、滤液池等。由于工艺流程中加压过滤机滤液返回浮选，所以设置水池时不单独设置滤液池，加压过滤机滤液直接进入浮选入料缓冲池。（1）各种水池应设置在浮选车间底层地面，应作地上式布置。（2）各种水池的有效容量可按3-5min来料流量确定，也可按2-3min泵的正常抽量确定。但是实际布置时可适当加大容积。（3）各种水池池底面坡度倾向泵入料管一侧。（4）根据《设计规范》，水池泵可不就地备用，采取同型号库存备用。这一次的课程设计是根据老师的相关要求和查阅书籍完成的，符合选煤厂的自动化水平和生产管理的要求，此次设计详细的介绍了选煤厂生产过程中的供电安全、电气设备选择、和土木工建的各种基础内容，是选煤厂实现高效、优质、安全、低耗和经济的基本条件和保证。七，工艺设计评述这一次的课程设计是根据老师的相关要求和查阅书籍完成的，符合选煤厂的自动化水平和生产管理的要求，此次设计详细的介绍了选煤厂生产过程中的供电安全、电气设备选择、和土木工建的各种基础内容，是选煤厂实现高效、质、安全、低耗和经济的基本条件和保证。八,结束语经过了长时间的练习作业，终于基本完成了，其间参考了网上的相关资料，以及查阅了相关的设计工艺手册，最大的感受就是要不仅要细心，更要有耐心，而且要富有责任心，细心能避免因错误而大量的重复计算，浪费精力和时间，另外，在这其间，对于数据的处理和图形的绘制，难免要用到CAD和Excel,是我对这两个软件的使用更加熟悉，这也为以后的毕业设计打下基础，在设计中，对于其中过程的步骤该如何进行的考虑，锻炼了我们处理事情的能。总之，通过这次的课程设计，自己获益匪浅。附录：1重选车间顺序设备号设备名称技术特征单位数量1302原煤圆环链分配B=100mm,L=24m台1刮板运输机（带闸门）a=0°V=o.8m/s,Q=500t/h台1电动机JO82-6,N=40kw3台12303-306电磁振动给煤机GZ5KBXL=2200X1400mm,a=0-10.3.台4振动器2X0.65KW,2X2.1kw,电压=220v303/1-306/1入跳汰机溜槽金属结构个43307-309主洗跳汰机LTX-8,F=&Q=150-230t/h台3矸石段二筛板倾角：矸石段2。30'中煤段1.30，筛孔直径：矸石段15mm.中煤段12mm风阀电动机JQ241-6N=3kw台3跳汰频率38,49,55,61,68排料电机台4307/1-309/1主洗机前精煤溜槽金属结构个3307/2-309/2主洗机下中煤溜槽金属结构个3307/3-309/3主洗机下矸石溜槽金属结构个34310中煤刮板运输机B=600mm,L=,Q>80t/h,v=/sa=0°台1电动机JQ51-6,N=5.5KW,n=960转/分2台1减速机台1310/1头架座金属结构个1驱动装置架座金属结构个1

油冷电动滚筒Jdy404z,JO112S-6N=3KW3台1机头溜槽金属结构个1过桥金属结构个16311再洗跳汰机LTX-6,F=&Q=150-230t/h台1矸石段二筛板倾角：矸石段2。30'中煤段1.30，筛孔直径：矸石段15mm.中煤段12mm风阀电动机JQ241-6N=3kw台1排料电机台1311/1再洗机前精煤溜槽金属结构个1311/2-311/3再洗机下中煤溜槽金属结构个27312-314主洗矸石脱水斗子提升机B=800mmQ=35t/h v=/sa=60°L=台3电动机JO3-61-6N=10KWn=970r/min台3减速机台3312/1-314/1斗子机头溜槽金属结构套38315-317主洗中煤脱水斗子提升机B=800mm Q=35t/h v=/sa=60°L=台3电动机JO3-61-6N=10KWn=970r/min台2减速机台2315/1-317/1斗子机头溜槽金属结构套29318-319再洗中煤脱水斗子提升机B=800mm Q=35t/h v=/sa=60°L=台2电动机JO-61-6N=10KWn=970r/min3台2减速机台2318/1-319/1斗子机头溜槽金属结构套210320-323精煤分级筛ZS2065单层座式振动筛F=12M2筛孔尺寸=13mm或10mmQ=100T/h台4电动机JQ-52-4N=17KWn=1460r/min台4320/1-323/1筛前溜槽金属结构个4316/2-318/2筛细漏斗金属结构个411324-326捞坑斗子提升机L