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矿物加工工程毕业论文目录摘要IAbstractII引言I1.概述11.1选煤厂设计规模和工作制度11.2矿区概述11.3选煤厂概况22工艺部局32.1煤层、煤质特征以及煤的可选性32.1.1煤质特征分析32.1.2煤的可选性32.1.3原煤的分级与分组32.1.4工艺流程介绍32.2数质量流程计算33.工艺设备的选型与计算33.1工艺设备选型的一般原则33.2主选设备（三产品重介质旋流器）的选取33.3其他设备的选取34.工艺布置34.1地面工艺总布置34.2总平面设计的基本原则34.3总平面设计的一般要求34.4具体布置:34.5各车间工艺布置34.6生产辅助设施3I 4.7工艺布置总结3I 引言煤炭在我国的能源结构中占有相当大的比例，因此国民经济的发展能不能取得预期的速度和经济效益，很大程度上取决于煤炭。未经加工的煤炭直接燃烧和利用，会造成能源浪费和很多不良的影响和后果。以多年的实践证明选煤是提高煤炭利用价值、充分利用煤炭资源最经济而有效的加工方法。现一方面随着石油的紧缺，全球对煤炭的需求越来越大，煤炭在能源中的地位越来越显的尤为重要，尤其在我国；大生产量事在必行。另一方面全球对环境越来越重视，污染很小的气煤显的供不应求。同时随着气煤用途的变化，市场对产品质量要求的变化，在工艺特点、技术环节、设备性能种类等方面都有了很大的改进，发生根本的变化。最近20年来，我国选煤业发展十分迅速，选煤厂分布也十分广泛。煤炭工业是我国国民经济的基础产业，在我国以煤炭作为主要能源的格局在今后50年内不会有根本性的变化。预计到2020年，随着我国经济总量翻两番，对煤炭这一基础能源的要求也将翻一番。根据我国能源结构和资源特点，为了适应国民经济和社会主义市场经济的发展，以及适合环境保护的要求，国家煤炭工业发展规划提出，要大力推进洁净煤生产和使用，促进洁净煤技术的产业化。发展洁净煤技术，其重要内容之一是大力推广洁净煤的分选加工，用先进技术改造和建设选煤厂，提高煤炭入选比例。改造和建设选煤厂是大规模的煤炭工业建设项目，而选煤厂设计工作是基本建设的重要环节，设计是工程建设的灵魂，是煤炭基本建设计划具体实现的必经途径。毕业设计是根据设计任务，将四年来所学的理论知识以及在选煤厂参观学习的基础上充分总结，通过计算并查阅相关资料；以此来设计一个技术上、经济上都较优化的具有很强的可行性的选煤厂。通过毕业设计，把所学的理论知识和实际技能有机地结合起来，并应用于工程设计，进一步提高分析问题和解决问题的能力及运算和绘图的能力。同时，学会利用文献资料、查阅图表、手册等方法，准确掌握选煤厂工艺设计的基本原理、方法、步骤和编制选煤厂设计文件的基本技能，为以后工作打下坚实的基础。I 1.概述1.1选煤厂设计规模和工作制度本设计选煤厂为处理能力1.80Mt/a矿区型选煤厂，入选东滩（B矿）和兴隆庄（A矿）两矿煤。其中东滩矿占80%，兴隆庄矿占20%。工作制度为年工作330天，采取两班生产，一班检修，生产时间为16时/天。1.2矿区概述一、矿区位置、交通概况兖州矿区位于山东省西南部济宁市境内，跨兖州、邹县、曲阜三县，矿区总面积375平方公里，其中主要可采煤层——3号煤层，分布面积约为180平方公里。本设计的选煤厂位于鲍店。鲍店位于兖州矿区东北部，西临泗水河，东临津浦铁路穿过兖州矿区东北部，在矿区范围内自北向南设有兖州、程家庄、东滩和邹县四个车站。这里交通十分发达，铁路、公路、水路和海运条件非常便利。横跨和纵贯中国的三条最长的铁路—京沪、京九和陇海铁路在矿区的东、西、北三个方向通过。京杭大运河、京福高速、日荷高速公路、104国道在公司所在地交汇和延伸。本公司出口煤炭和向华东、华南沿海地区转运煤炭的三大港口分别为日照港、青岛港、连云港，公司东距中国第二大煤炭港口——日照港316公里，至连云港有364公里，至青岛港也只有563公里。二、煤田概况本煤田为一全隐花型碳——二选系向斜构造煤田，东以峰山断层为界，东北以磁阳断层与曲阜层为界，其他以煤层头为界。煤系地区主要为二迭系（山西群）及碳系（太原群）。第四系表层主要是由粘土砂以及沙砾组成，厚20到227米，东南薄，西北厚。全区地层平缓，倾角在3到10度，东北稍高。58 主要含水层有：第四系土履层，太原群的三、十层灰岩，本溪群的十四层灰岩和奥陶系灰岩，其中对原煤水分有直接影响的是煤层的板砂岩淋水选煤厂入选的两矿原煤，东滩矿开采的是3号煤层，第一水平服务年限为60年，第二水平服务年限为20年，全部开采太原群各煤层；兴隆庄矿井内含煤二十四层，其中可采煤层有七层：即2、3、6、15上、16上、17、18上等，3号煤层为本矿主要开采对象，平均厚度为9.00m，16上、17全部稳定可采，平均厚度为1.0m，全矿无火龙岩侵入；地质稳定。1.3选煤厂概况一、选煤厂地质所建选煤厂位于兖州煤田中部的鲍店，南有南屯矿，东接东滩矿，北邻兴隆庄矿。泗水河以及白马河纵贯煤田，向西南流入南四湖，最大流量分别为3380和586立方米/秒，对选煤厂有洪水内涝威胁，但已有统一规划治理，工业场地也采取了垫高措施。工业场地范围内，全部为冲积洪积地层，多为粘土，亚粘土地层，只有在古河道内才有饱和细砂以及中砂和轻亚粘土，地震时能产生液化现象。地震基本烈度为七度。二、气象属季风型大陆性气候春夏季多西南风，风速较小；冬季多东北风，风速较大，全年以西南风为最多，最大风速为24m/s,全年平均风速为2-4m/s.历年平均温度为13.6度，元月最冷，最低温度为-19度，7月最热，最高温度为41度，冰冻期为3-4个月，最大冻结深度为45cm。历年平均降雨量为684.7mm，最大降雨量为1156.1mm，最小降雨量为479.6mm。雨季为6-9月份，以7月份降雨量为最大，约占全年的30%。三、选煤工艺本厂采用+13mm斜轮主再洗，13-0.5mm级三产品重介旋流器，0.5-0mm煤泥直接浮选的联合工艺流程，浮选尾煤浓缩后压滤，煤泥厂内回收，煤泥水不外排，实现了洗水闭路循环。58 四、产品品种及用途本厂产品主要有四种，分别为精煤，中煤、矸石和煤泥。精煤主要做炼焦或炼焦配煤，中煤做厂内锅炉用煤或外运出售，矸石可外售也可在厂内综合利用，煤泥可落得销售或外运销售。五、水电供应选煤厂生产用水循环水、生产清水和补加清水、生活用水以及消防用水由地下井供应。选煤厂电源引自邻近地区变电所的两个独立母线上，厂区内设35/63kv变电所，主厂房一层设有变压器室，由高、低压配电室等部门控制。六、铁路运输选煤厂站场主要干线为10股：两股受煤线，两股装车线，一股材料、油脂煤线，一股到发线，一股停车线，两股正线。正线与国铁相通，其他铁路线与装车线相通。2工艺部局2.1煤层、煤质特征以及煤的可选性58 煤质资料的分析是为了进一步了解煤的内在性质，以制定合理的选煤工艺流程，这也是搞好设计的前提。本次设计选煤厂入选东滩和兴隆庄两矿煤，其中东滩矿占80%隆庄矿占20%。2.1.1煤质特征分析1、东滩矿可采煤样总样工业分析见表2-1。由表可知：A、硫分St.d=0.630%<1.5%，属底硫煤，可不单独专门脱硫。B、灰分：Ad=18.77%因10.01<18.77<20.00，属于低中灰煤。C、牌号及用户：Vdaf=36.0828.0<36.08<37.0CRI=82%82<65该矿煤的牌号为1/3JM，该煤的用户为炼焦煤或炼焦配煤。东滩矿原煤大筛分试验结果见表2-2，由表可知：A、矸石含量：含矸率=0.01%，属低矸煤。此煤不需要进行排矸。夹矸煤含量：夹矸煤含量很少，对入洗上限没有要求,设计时不考虑。B、煤的硬度：+50mm，含量为1.28%，故煤的硬度低,C、主导粒级：3mm-0.5mm占全样的27.94%，为主导粒级。D、粒度和灰分：灰分随粒度减小而减少,表明此煤易碎。E、矸石泥化：-0.5粒级灰分小,表明矸石泥化程度低。煤泥水处理比较简单。2、兴隆庄矿：可采煤样总样工业分析见表2-3：由表可知：A、硫分St.d=1.210%因为0.5<1.210<1.5，属低硫煤，可不单独脱硫。B、灰分：Ad=25.89%因20.01<25.89<30.00，属于中灰煤，故必须考虑洗选加工。C、牌号及用户：Vdaf=36.2628.0<36.26<37.0CRI=74%82>74Y=12.012.0<25.058 该矿煤的牌号为1/3JM，该煤的用户为炼焦煤或炼焦配煤。表2-1：东滩矿筛分总样化验结果项目水分灰分挥发分全硫发热量胶质层 CR.I%煤样Mad%Ad%Vdaf%St,d%Qgr,dMJ/kgXmmYmm毛煤318.77390.63025.190 净煤(1.4)0.366.17360.440 82全水Mt4.20%煤质牌号1/3JM表2-2：东滩矿筛分实验报告表粒度(mm)产物名称产率(%)灰分(%)100～50煤0.9614.90夹矸煤0.1551.95矸石0.0182.0358 硫铁矿0.1660.49小计 1.2825.55>50合计 1.2825.5550～25煤6.5224.2525～13煤10.2722.3713～6煤15.1920.886～3煤19.3618.833～0.5煤27.9416.520.5～0煤19.4616.13小计 98.7318.69总计 100.0018.77表2-4：兴隆庄矿筛分实验报告表粒度(mm)产物名称产率(%)灰分(%)>100煤5.6017.33夹矸煤0.8549.16矸石0.6381.34硫铁矿 小计 7.0926.86100～50煤9.0522.14夹矸煤1.4050.70矸石1.6276.29硫铁矿 小计 12.0732.72>50合计 19.1630.5550～25煤9.7040.1925～13煤13.8832.9113～6煤14.1025.676～3煤16.7221.313～0.5煤17.0117.230.5～0煤9.4415.46小计 80.8424.79总计 100.0025.89兴隆庄矿原煤大筛分试验结果见表2-4。由表可知：A、矸石含量：58 含矸率=2.25%，1<2.25<5属中矸煤。但是夹矸煤的含量低且大块矸石的灰分>80%，所以大块矸石主要是煤层的顶、底板在开采中混进去的。夹矸煤含量：夹矸煤含量较少，设计时不考虑。B、煤的硬度：+50mm，含量为12.07%，故煤的硬度低C、主导粒级：各粒级含量均匀，主导粒级不明显。D、粒度和灰分：煤随粒度减少而灰分降低，故此时煤较矸石脆而易碎。E、矸石泥化：-0.5mm粒级灰分较低，故不存在矸石泥化现象。2.1.2煤的可选性1、东滩矿：东滩矿原煤浮沉综合表见表2-5，表2-6，表2-7。A、各密度级产率：自然级浮沉综合表中，主导密度级为1.3-1.4，占本级51.42%,所以精煤产率高,有利分选。破碎级浮沉综合表中，主导密度级为1.3-1.4，占本级42.51%,表明矸石量低,且不纯,因含矸量少,不需要排矸。自然级破碎级综合后，主导密度级为1.3-1.4，占本级51.28%。产率高的密度级集中在两端，有利于分选。B、各密度级灰分低密度级灰分8.21%,超过>2%，不可以用重力选的方法获得超低灰煤。三个浮沉综合表，1.8-2.0密度级灰分为>50%左右,+2.0密度级灰均在66%左右，因此矸石不纯,夹矸煤比较多,矸石分选密度可取2.1。由表2-7绘制东滩矿原煤可选性曲线，见图2-1所示由可选性曲线知：取灰分Ad=9.50时，得出理论分选密度为δp=1.50kg/L，理论产率为70%，58 δp+-0.1含量为28%，属较难选煤。1、兴隆庄矿兴隆庄矿原煤浮沉综合表见表2-8，表2-9，表2-10A、各密度级产率：自然级浮沉综合表中，主导密度级为1.3-1.4，占本级48.34%，精煤产率高,有利分选。破碎级浮沉综合表中，主导密度级为1.3-1.4，占本级42.69%，次要密度级+2.0，证明矸石含量不纯，因此煤为中矸石煤，可不设预先排矸。自然级破碎级综合后，主导密度级为1.3-1.4，产品占本级为47.16%。由此可知该矿煤的主导密度级为13-1.4，比较自然级与破碎级浮沉试验综合表中还可以发现产率高的密度级集中在两端，中间密度级产率较少，有利于分选。B、各密度级灰分纵观三个浮沉综合表，，+2.0密度级灰分均超过72.00%，而1.8-2.0密度级含量较少，因此排矸密度在1.9左右时，可分离纯度较高矸石。由表2-11绘制兴隆庄矿原煤可选性曲线，见图2-2所示。由可选性曲线知：取灰分Ad=9.5时，得出理论分选密度为δp=1.46kg/L，理论产率为55.5%，δp+-0.1含量为43.0%>40%，属极难选煤。表2-5东滩矿自然级浮沉试验表筛分50-2525-1313～6浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级6.52 24.2510.27 22.3715.19 20.88 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)58 -1.30.340.026.880.340.034.002.030.303.371.30-1.4051.503.3310.7051.215.199.7450.007.498.671.40-1.5012.460.8018.4816.491.6717.9716.222.4316.421.50-1.6011.450.7426.0411.001.1125.9611.491.7225.691.60-1.703.370.2236.303.780.3836.114.730.7135.451.70-1.802.360.1542.022.750.2843.662.700.4043.541.80-2.005.560.3653.693.780.3853.074.050.6153.91+2.012.960.8464.2010.651.0866.198.781.3267.18合计100.006.4624.33100.0010.1322.44100.0014.9820.95煤泥1.000.0715.871.360.1417.031.330.2015.84总计100.006.5224.25100.0010.2722.37100.0015.1920.88续表2-5东滩矿自然级浮沉试验表筛分6～33-0.550-0.5占(入选)全样/%浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级19.36 18.8327.94 16.5279.27 19.31 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.32.090.392.393.650.991.422.251.752.101.401.30-1.4051.719.747.9652.0614.177.0551.4239.928.2331.941.40-1.5018.063.4015.9417.974.8913.7517.0013.2015.6310.561.50-1.6011.522.1724.8410.422.8422.3111.058.5824.426.871.60-1.704.580.8635.734.431.2131.724.353.3834.322.701.70-1.802.090.3944.263.650.9939.912.862.2241.961.781.80-2.003.800.7254.733.650.9956.083.943.0654.682.45+2.06.151.1669.374.171.1467.147.125.5266.994.42合计100.0018.8418.82100.0027.2316.23100.0077.6319.2562.11煤泥2.680.5219.302.540.7127.732.061.6422.201.31总计100.0019.3618.83100.0027.9416.52100.0079.2719.3163.4258 表2-6东滩矿破碎级浮沉试验表筛分50-2525-1313～6浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级0.83 27.800.20 24.700.09 21.42 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.30.130.003.900.500.003.521.520.003.061.30-1.4039.820.336.8245.350.097.1748.990.047.061.40-1.5011.470.1014.9113.100.0315.7215.150.0114.781.50-1.6010.800.0923.1710.580.0224.7510.100.0124.181.60-1.704.050.0334.192.640.0134.843.030.0034.171.70-1.802.020.0242.172.640.0141.052.530.0039.831.80-2.005.060.0450.856.300.0152.745.300.0051.26+2.026.650.2260.6318.890.0460.3513.380.0163.06合计100.000.8327.90100.000.2024.67100.000.0921.38煤泥0.670.0112.840.750.0028.511.000.0025.51总计100.000.8327.80100.000.2024.70100.000.0921.42续表2-6东滩矿破碎级浮沉试验表筛分6～33-0.550-0.5占(入选)全样/%浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级0.04 18.360.07 16.491.24 25.88 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.34.000.005.143.860.001.210.620.013.060.011.30-1.4051.000.027.2253.460.045.9442.510.526.860.421.40-1.5015.500.0115.1117.480.0113.0212.470.1514.900.121.50-1.6010.500.0022.946.430.0021.8910.470.1323.450.101.60-1.703.000.0030.935.660.0027.053.800.0533.600.041.70-1.802.500.0038.502.570.0039.942.200.0341.470.021.80-2.006.000.0052.124.630.0054.595.290.0651.470.05+2.07.500.0062.785.910.0063.6222.640.2860.770.22合计100.000.0418.36100.000.0715.75100.001.2325.920.98煤泥0.000.001.573.710.0035.640.850.0121.670.01总计100.000.0418.36100.000.0716.49100.001.2425.880.9958 表2-7东滩矿综合级浮沉试验表密度级/g.cm-3产率/%灰分/%累计分选密度±0.1/g.cm-3浮物沉物产率/%灰分/%产率/%灰分/%密度级/g.cm-3产率/%123456789<1.302.232.102.232.10100.0019.361.30 1.30-1.4051.288.2153.517.9697.7719.751.4068.211.40-1.5016.9315.6270.449.8046.4932.471.5027.981.50-1.6011.0524.4181.4911.7829.5642.131.6015.391.60-1.704.3434.3185.8312.9218.5152.701.707.201.70-1.802.8541.9588.6813.8514.1758.331.804.831.80-2.003.9654.6192.6415.6011.3262.461.903.96>2.007.3666.69100.0019.367.3666.69 合计100.0019.36 煤泥2.0422.20 总计100.0019.41 表2-8兴隆庄矿自然级浮沉试验表筛分50-2525-1313～6浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级9.70 40.1913.88 32.9114.10 25.67 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.30.170.028.131.010.148.281.360.191.181.30-1.4030.882.9711.8137.155.1110.9448.986.817.501.40-1.5012.291.1822.3913.181.8122.1413.611.8918.761.50-1.607.510.7231.509.801.3531.008.161.1328.211.60-1.704.440.4339.205.410.7436.482.720.3836.631.70-1.805.800.5645.553.720.5143.182.720.3843.151.80-2.0010.411.0055.218.781.2152.516.800.9552.93+2.028.502.7575.3620.952.8870.5915.652.1873.50合计100.009.6340.38100.0013.7433.09100.0013.9125.82煤泥0.680.0712.071.000.1415.451.340.1914.86总计100.009.7040.19100.0013.8832.91100.0014.1025.6758 续表2-8兴隆庄矿自然级浮沉试验表筛分6～33-0.550-0.5占(入选)全样/%浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级16.72 21.3117.01 17.2371.41 26.02 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.35.140.842.198.701.372.393.682.552.590.511.30-1.4058.619.558.4357.619.067.8848.3433.518.776.701.40-1.509.251.5118.9511.961.8817.5111.948.2819.771.661.50-1.606.431.0528.316.521.0325.757.625.2828.921.061.60-1.702.060.3436.782.170.3434.763.212.2336.810.451.70-1.802.060.3442.992.170.3445.003.072.1344.060.431.80-2.004.110.6753.803.260.5157.726.264.3454.040.87+2.012.342.0172.777.611.2070.3915.8811.0172.732.20合计100.0016.3021.46100.0015.7317.49100.0069.3126.3713.86煤泥2.510.4215.537.541.2814.032.942.1014.440.42总计100.0016.7221.31100.0017.0117.23100.0071.4126.0214.28表2-9兴隆庄矿破碎级浮沉试验表筛分50-2525-1313～6浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级9.90 34.542.96 31.162.27 29.01 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.30.670.076.571.010.036.471.340.037.571.30-1.4038.463.7914.4041.081.2110.7248.331.0911.321.40-1.5015.511.5321.7714.140.4221.0714.090.3220.911.50-1.608.600.8531.009.090.2730.318.050.1832.271.60-1.706.070.6039.605.720.1739.704.030.0940.941.70-1.804.050.4046.966.060.1845.864.030.0947.271.80-2.009.780.9655.788.420.2555.226.710.1556.98+2.016.861.6678.4214.480.4378.3313.420.3078.87合计100.009.8534.61100.002.9431.24100.002.2529.08煤泥0.500.0522.010.670.0219.420.670.0218.82总计100.009.9034.54100.002.9631.16100.002.2729.0158 续表2-9兴隆庄矿破碎级浮沉试验表筛分6～33-0.550-0.5占(入选)全样/%浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级1.54 24.641.78 19.3718.44 31.03 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.36.150.094.519.570.165.102.090.385.520.081.30-1.4050.250.769.2455.850.948.6442.697.7912.201.561.40-1.5012.310.1921.0912.770.2218.3514.592.6621.230.531.50-1.607.690.1231.655.320.0928.568.231.5030.940.301.60-1.703.080.0538.892.660.0434.985.200.9539.490.191.70-1.803.590.0545.762.130.0445.144.160.7646.570.151.80-2.004.620.0756.053.190.0559.698.141.4955.960.30+2.012.310.1975.428.510.1472.8014.902.7277.950.54合计100.001.5224.67100.001.6919.17100.0018.2531.133.65煤泥1.270.0222.705.050.0923.181.050.1922.110.04总计100.001.5424.64100.001.7819.37100.0018.4431.033.69表2-10兴隆庄矿综合级浮沉试验表密度级/g.cm-3产率/%灰分/%累计分选密度±0.1/g.cm-3浮物沉物产率/%灰分/%产率/%灰分/%密度级/g.cm-3产率/%123456789<1.303.352.973.352.97100.0027.361.30 1.30-1.4047.169.4250.518.9996.6528.201.4059.661.40-1.5012.4920.1363.0111.2049.4946.111.5020.241.50-1.607.7429.3670.7513.1936.9954.881.6011.371.60-1.703.6337.6174.3814.3829.2561.641.706.921.70-1.803.2944.7277.6715.6725.6265.041.806.621.80-2.006.6554.5384.3218.7322.3368.041.906.65>2.0015.6873.77100.0027.3615.6873.77 合计100.0027.36 煤泥2.5515.09 总计100.0027.05 58 2.1.3原煤的分级与分组一、分组分组入选是指将可采、可运的不同原煤，从入厂到产品出厂都分系统处理，此时选煤厂要建立完全独立的不同系统，流程复杂，投资大，判断原煤是否分组的条件为：1、原煤牌号不同；2、选后产品有特殊要求；3、精煤硫分相差悬殊；4、用密度——基元灰分曲线判断，根据原煤的可选性曲线，在同一坐标中，画出各自的密度——基元灰分曲线：若1）当δ一定时，△λ<5%时，不需要分组。或2）当λ一定时，△δ<0.05时，不需要分组。由以上条件，判断本厂原煤是否需要分组。1、两种煤都属于1/3焦煤，牌号相同，不需要分组。2、选后产品主要做炼焦配煤或炼焦煤，用户相同，不必分组。3、由前知，两矿硫分含量较低，无需分组。4、以表2-7以及表2-10浮沉综合数据，画两矿原煤δ-λ曲线如图2-3，由图知：当取δp=1.45时，△λ=4%<5%，不必分组。58 图2-1兴隆庄可选性曲线图2-2各粒级的δ-λ曲线58 图2-3两矿的密度-基元灰分曲线图2-4两矿综合后的密度-基元灰分曲线58 表2-11东滩矿自然级与破碎级综合浮沉试验表筛分50-2525-1313～6浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级7.36 24.6510.47 22.4115.28 20.88 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.30.320.026.740.340.043.992.030.313.361.30-1.4050.173.6610.3551.105.289.7049.997.548.661.40-1.5012.350.9018.1016.421.7017.9416.212.4416.411.50-1.6011.380.8325.7310.991.1325.9411.481.7325.681.60-1.703.450.2536.013.760.3936.094.720.7135.441.70-1.802.320.1742.032.750.2843.612.700.4143.511.80-2.005.500.4053.393.830.4053.064.060.6153.88+2.014.521.0663.4510.811.1266.008.811.3367.14合计100.007.2924.74100.0010.3322.49100.0015.0720.95煤泥0.960.0715.631.350.1417.151.330.2015.88总计100.007.3624.65100.0010.4722.41100.0015.2820.8858 续表2-11东滩矿自然级与破碎级综合浮沉试验表筛分6～33-0.550-0.5占(入选)全样/%浮沉产率(%)灰分(%)产率(%)灰分(%)产率(%)灰分(%)密度级19.4018.8328.0116.5280.5119.41占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.32.090.402.403.651.001.422.231.762.101.401.30-1.4051.719.767.9652.0614.217.0551.2840.448.2132.351.40-1.5018.053.4115.9417.974.9013.7516.9313.3515.6210.681.50-1.6011.522.1724.8410.412.8422.3111.058.7124.416.971.60-1.704.580.8635.734.431.2131.714.343.4234.312.741.70-1.802.090.3944.253.651.0039.912.852.2541.951.801.80-2.003.800.7254.723.651.0056.083.963.1254.612.50+2.06.151.1669.364.171.1467.137.365.8066.694.64合计100.0018.8818.82100.0027.2916.23100.0078.8619.3663.09煤泥2.670.5219.302.540.7127.762.041.6522.201.32总计100.0019.4018.83100.0028.0116.52100.0080.5119.4164.4058 表2-12东滩矿最终综合浮沉试验表密度自然级破碎级综合级占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%g/cm312345678910<1.32.251.402.100.620.013.062.231.402.101.30~1.451.4231.948.2342.510.426.8651.2832.358.211.4~1.517.0010.5615.6312.470.1214.9016.9310.6815.621.5~1.611.056.8724.4210.470.1023.4511.056.9724.411.6~1.74.352.7034.323.800.0433.604.342.7434.311.7~1.82.861.7841.962.200.0241.472.851.8041.951.8~2.03.942.4554.685.290.0551.473.962.5054.61>2.07.124.4266.9922.640.2260.777.364.6466.69合计100.0062.1119.25100.000.9825.92100.0063.0919.36煤泥2.061.3122.200.850.0121.672.041.3222.20总计100.0063.4219.31100.000.9925.88100.0064.4019.41表2-13兴隆庄矿自然级与破碎级综合浮沉试验表筛分50-2525-1313～6浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级19.60 37.3416.84 32.6016.36 26.13 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.30.420.086.881.010.177.961.360.222.061.30-1.4034.716.7613.2637.846.3110.9048.897.908.031.40-1.5013.922.7122.0413.352.2321.9413.682.2119.071.50-1.608.061.5731.239.671.6130.898.141.3228.771.60-1.705.261.0339.435.460.9137.082.900.4737.461.70-1.804.920.9646.144.130.6943.872.900.4743.951.80-2.0010.091.9755.498.721.4552.976.791.1053.49+2.022.624.4176.5119.813.3071.5915.342.4874.15合计100.0019.4837.46100.0016.6832.76100.0016.1626.27煤泥0.590.1216.330.940.1615.951.250.2015.15总计100.0019.6037.34100.0016.8432.60100.0016.3626.1358 续表2-13兴隆庄矿自然级与破碎级综合浮沉试验表筛分6～33-0.550-0.5占(入选)全样/%浮沉产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)产率(%) 灰分(%)密度级18.25 21.5918.79 17.4389.85 27.05 占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)占本级(%)占全样(%)灰分(%)-1.35.230.932.428.781.532.683.352.932.970.591.30-1.4057.9010.318.4957.4410.017.9547.1641.299.428.261.40-1.509.511.6919.1812.042.1017.6012.4910.9420.132.191.50-1.606.541.1628.646.401.1225.987.746.7829.361.361.60-1.702.150.3837.042.220.3934.793.633.1737.610.631.70-1.802.190.3943.382.170.3845.013.292.8844.720.581.80-2.004.150.7454.013.250.5757.916.655.8254.531.16+2.012.342.2072.997.701.3470.6515.6813.7373.772.75合计100.0017.8121.73100.0017.4217.65100.0087.5627.3617.51煤泥2.410.4415.857.301.3714.632.552.2915.090.46总计100.0018.2521.59100.0018.7917.43100.0089.8527.0517.97表2-14兴隆庄矿最终综合浮沉试验表密度自然级破碎级综合级占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%g/cm312345678910<1.33.680.512.592.090.085.523.350.592.971.30~1.448.346.708.7742.691.5612.2047.168.269.421.4~1.511.941.6619.7714.590.5321.2312.492.1920.131.5~1.67.621.0628.928.230.3030.947.741.3629.361.6~1.73.210.4536.815.200.1939.493.630.6337.611.7~1.83.070.4344.064.160.1546.573.290.5844.721.8~2.06.260.8754.048.140.3055.966.651.1654.53>2.015.882.2072.7314.900.5477.9515.682.7573.77合计100.0013.8626.37100.003.6531.13100.0017.5127.36煤泥2.940.4214.441.050.0422.112.550.4615.09总计100.0014.2826.02100.003.6931.03100.0017.9727.0558 表2-15两层煤50-0.5mm级浮沉试验综合表密度一层二层综合占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%g/cm312345678910<1.32.231.402.103.350.592.972.471.992.361.30~1.451.2832.358.2147.168.269.4250.3940.618.461.4~1.516.9310.6815.6212.492.1920.1315.9712.8716.391.5~1.611.056.9724.417.741.3629.3610.338.3225.221.6~1.74.342.7434.313.630.6337.614.193.3734.931.7~1.82.851.8041.953.290.5844.722.952.3842.621.8~2.03.962.5054.616.651.1654.534.543.6654.58>2.07.364.6466.6915.682.7573.779.177.3969.32合计100.0063.0919.36100.0017.5127.36100.0080.6021.09煤泥2.041.3222.202.550.4615.092.151.7720.36总计100.0064.4019.41100.0017.9727.05100.0082.3721.08表2-16两层50-0.5mm煤自然级与破碎级浮沉试验综合表密度综合级数量%Ad%浮物累计沉物累计δ±0.1g/cm3占本级%占全样%产率%灰分%产率%灰分%密度级g/cm3产率%12345678910<1.302.471.992.362.472.36100.0021.101.3052.861.30~1.450.3940.618.4652.868.1797.5321.571.4066.361.4~1.515.9712.8716.3968.8310.0847.1435.581.5026.301.5~1.610.338.3225.2279.1512.0531.1745.421.6014.521.6~1.74.193.3734.9383.3413.2020.8555.421.707.141.7~1.82.952.3842.6286.2914.2116.6660.571.805.221.8~2.04.543.6654.5990.8316.2313.7164.431.904.54>2.09.177.3969.32100.0021.109.1769.32 合计100.0080.6021.10 煤泥2.151.7720.36 总计100.0082.3721.08 表2-17两层煤50-0.5mm级浮沉试验综合校正表58 密度综合校正占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%g/cm318910111213<1.32.471.992.362.471.992.361.30~1.450.3940.618.4650.3940.618.461.4~1.515.9712.8716.3915.9712.8716.391.5~1.610.338.3225.2210.338.3225.221.6~1.74.193.3734.934.193.3734.931.7~1.82.952.3842.622.952.3842.621.8~2.04.543.6654.584.543.6654.59>2.09.177.3969.329.177.3969.32合计100.0080.6021.09100.0080.6021.10煤泥2.151.7720.362.151.7720.36总计100.0082.3721.08100.0082.3721.08表2-18两矿破碎级筛分试验结果综合校正表两层原煤+50mm破碎级筛分试验结果综合表K=4.85%K1=1.02%K2=3.83%粒级/mm煤样1(K1=1.02%)煤样2(K2=3.83%)综合(K=4.85%)占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%校正123456789101150～2565.410.6727.8051.671.9834.5554.562.6532.8532.8525～1315.700.1624.7015.440.5931.1615.500.7529.7929.7913～67.270.0721.4211.830.4529.0110.870.5327.9527.956～33.200.0318.368.010.3124.647.000.3424.0424.043～0.55.380.0516.499.300.3619.378.470.4118.9918.990.5～03.050.0315.023.760.1418.133.610.1817.5817.5850～0合计100.001.0225.55100.003.8330.55100.004.8529.5029.50表2-19两矿自然级与破碎级筛分试验结果综合表58 粒级/mm自然级破碎级综合 占本层/%占全样/%Ad/%占本层/%占全样/%Ad/%占本层/%占全样/%Ad/% 123456789101150～257.527.1628.5754.562.6532.859.809.8029.7350～0.5mm灰分为25～1311.5510.9925.0315.500.7529.7911.7411.7425.3413～615.7314.9721.7810.870.5327.9515.4915.4921.996～319.7918.8319.277.000.3424.0419.1719.1719.353～0.527.0625.7516.618.470.4118.9926.1626.1616.6521.08%0.5～018.3417.4516.063.610.1817.5817.6317.6316.07 50～0合计100.0095.1519.72100.004.8529.50100.00100.0020.20 表2-20两矿筛分试验综合表表5-2两层原煤+50mm破碎级筛分试验结果综合表K=4.85%K1=1.02%K2=3.83%粒级/mm煤样1(K1=1.02%)煤样2(K2=3.83%)综合(K=4.85%)占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%校正123456789101150～2565.410.6727.8051.671.9834.5554.562.6532.8532.8525～1315.700.1624.7015.440.5931.1615.500.7529.7929.7913～67.270.0721.4211.830.4529.0110.870.5327.9527.956～33.200.0318.368.010.3124.647.000.3424.0424.043～0.55.380.0516.499.300.3619.378.470.4118.9918.990.5～03.050.0315.023.760.1418.133.610.1817.5817.5850～0合计100.001.0225.55100.003.8330.55100.004.8529.5029.50图2-5两矿综合可选性曲线58 58 2.1.4工艺流程介绍选煤的方法很多，概括起来可分为重力选煤、浮游选煤和特殊选煤等。重力选煤又可分为跳汰选、重介质选等。跳汰选煤是物料在上升和下降的脉动水流中按密度和粒度的不同来实现分选的过程，其一般用于选别极易选煤和易选煤。重介选煤是物料在重介液中，严格按密度实现分级的，一般用于难选和较难选的煤种。浮选主要是用来对-0.5的煤泥进行分选。通过可选性曲线能查到，当精煤灰分要求为10.0％时，确定理论分选密度δi=1.50g/cm3，分选密度±0.1邻近物的产率为11.58％，精煤理论产率为60.68%，最终灰分9.73%。根据煤质资料分析及可行性研究，选煤方法确定为全重介-浮选联合流程，工艺流程简化，脱介系统简单，易于实现煤泥重介分选。其重介工艺路线为：0～50mm原煤给如脱泥筛，脱泥后给入三产品重介质旋流器，主选旋流器溢流经弧行筛脱介、脱泥后到分级筛进一步脱介、脱水，物料经离心机脱水后为最终精煤产品；主选旋流器底流进入再选旋流器再选，分选出中煤和矸石产品。精、中、矸弧行筛筛下物料大部分进入合格介质桶，小部分经分流箱与脱介筛下水混合，进入磁选机，磁选机尾矿和原先脱泥筛下物进入尾煤系统。58 2.2数质量流程的计算该选煤厂工作日数每年为330天，即t=330d/a；每日两班生产，一班检修。每天工作16小时，即t=16h/d；年处理能力为180万吨，Q0=180万吨/年。所以小时处理能力Q===340.092.2.1产品设计平衡表的计算应用50~0.5mm浮沉实验综合表，绘制出可选性曲线，确定的理论分选密度δi=1.52kg/L。对于重介质旋流器主选：δp1=δi-0.01=1.52-0.05=1.47kg/L再选：δp2=δi+（0.10~0.20）=1.52+0.15=1.67kg/L根据绘制的可选性曲线，确定理论分选密度δi=1.52kg/L。可选性位较难选。由理论分选密度δi=1.52kg/L确定实际分选密度：δp1=1.47kg/L，δp2=1.67kg/L。重介质分选的可能偏差，主选段：E1=0.04，E2=0.06.主选段：δp1=1.47kg/L，E1=0.04根据公式：t=(χ–m)/б=(δ-δp)/б=0.675*(δ-δp)/E再选段：δp2=1.67kg/L。E2=0.06根据公式：t=(χ–m)/б=(δ-δp)/б=0.675*(δ-δp)/E计算其分配率如下表2-2-1：58 表2-2-1一段，二段分配率值密度级平均密度t1ε1t2ε2-1.31.2-4.5560-5.28750.001.3-1.41.35-2.0252.167-3.60.021.4-1.51.45-0.33837.040-2.4750.6791.5-1.61.551.35091.150-1.358.8501.6-1.71.653.03899.880-0.22541.2791.7-1.81.754.7251000.981.5901.8-2.01.857.2561002.58899.5112.002.110.6311004.83810058 表2-2-2重介产品设计平衡计算密度级入料一段重产物精煤矸石中煤γ，%A，%ε1，%γ，%A，%γ，%A，%ε2，%γ，%A，%γ，%A，%12345678910111213<1.302.472.370.000.002.372.472.370.000.002.370.002.371.30~1.4050.398.472.171.098.4749.298.470.020.008.471.098.471.40-1.5015.9716.4037.045.9116.4010.0516.400.680.0416.405.8716.401.50-1.6010.3325.2391.159.4125.230.9125.238.850.8325.238.5825.231.60-1.704.1934.9499.884.1822.360.0134.9441.281.7341.282.4641.281.70-1.802.9542.631002.9534.940.0042.6381.592.4142.630.5442.631.80-2.004.5454.601004.5442.630.0054.6099.514.5254.600.0254.60>2.009.1769.331009.1754.600.0069.33100.009.1769.330.0069.33合计10021.11-37.2662.739.74-18.6957.0718.5723.28表2-2-3重介产品设计平衡的计算数量，%灰分名称占本级占全级精煤62.7344.409.74中煤18.5713.1423.28矸石18.6913.2357.07小计10070.7821.10占浮沉如料97.8570.7821.10浮沉煤泥2.151.7720.37合计10072.5521.09占全样72.5572.5521.09原生煤泥17.4517.4516.06次生煤泥10.0010.0021.10合计10010020.2158 2.2.2水量及介质流程的计算：该选煤厂工作日数每年为330天，即t=330d/a；每日两班生产，一班检修。每天工作16小时，即t=16h/d；年处理能力为180万吨，Q0=180万吨/年。所以小时处理能力Q===340.09取喷水量为1吨/m.t。按照原则脱泥效率为80%计算。=80%，=17.45%r=*=17.45%×80%=13.96%Q=r×Q=13.96%×340.91=47.59t/hA3=16.06%重介部分计算：为了方便计算，未脱除的原生煤泥，次生煤泥和浮沉煤泥全部随精煤脱介入浮选。精煤部分：中煤部分计算：58 矸石部分计算：浮选部分计算：设浮选抽取率为80%：磁选部分计算：58 由以上计算过程可得下表：选后最终产品平衡表产品名称数量灰分／%水分Mt／%产率／%小时产量／t日产量／t年产量／kt水洗精煤44.40151.362421.76799.1819.7410浮选精煤23.3979.711275.36420.8751018合计精煤67.79231.073697.121220.0569.8313中煤13.1544.80716.8236.56423.2810矸石13.2345.11721.76238.18157.0715煤泥5.8419.92318.72105.18830.0622总计100.00340.905454.541800.0019.0314原煤100.00340.915454.561800.0020.2182.2.3水量及介质流程计算：取水分Mt=8%煤泥中干煤泥的含量：煤泥水的体积：58 补加浓介质的性质计算：取，，，，工作性质的确定：由取工作悬浮液密度：式中、——分别为磁性物和非磁性物的真密度；、——分别为磁性物和非磁性物的含量，%；、——分别为入料和浓介质中含非磁性煤泥的含量，%；、——分别为入料和浓介质的密度，t／；、——分别为入料和浓介质中单位体积的固体含量，t／。取=30%，验证：有机酸可知：15%＜＜35%符合要求58 ——工作悬浮液中固体的体积浓度式中g、、、——分别为工作悬浮液单位体积中固体、磁性物、非磁性物、水的重量，m3/h循环悬浮液的其他参数：工作介质的总量：循环悬浮液的体积V。根据循环悬浮液的数量指标取3.5m3/t式中：,，,分别是悬浮液中固体磁性物，非磁性物，水量m3/t循环液的其他参数:分选作业计算：设旋流器中溢流悬浮液的密度比工作介质的密度低0.1，底流悬浮液密度比工作介质高0.4.则：58 设底流中磁性物的含量比工作介质高10%验证：可知以上计算无误58 一段旋流器底流为中煤和矸石的混合物，进入二段旋流器.设旋流器中的悬浮液密度比工作介质低0.1，底流悬浮液比工作介质高0.4设底流中磁性物含量比工作介质高10%继而可得二段旋流器中旋流器溢流液参数：58 验证：精煤脱介作业的计算：取弧形筛脱出的质量占入料质量的75%：进入脱介筛的悬浮液：按经验公式，当物料由脱介筛浓介质进去喷水的稀介质时，该物料表缪按所带的磁性物有经验公式取N=20取喷水为每吨1.5m3,其中清水占1/3，循环水占2/3则：58 取精煤产品带走的磁性介质的质量M=0.4取精煤产品的水分为13%，则带走的水量：精煤脱介筛下稀介质和离心脱水的筛下物为：精煤脱介筛下的合格介质：中煤脱介作业计算：取弧形悬浮液脱出的介质量占入料介质量的65%，弧形筛下合格介质为：58 进入脱介筛的悬浮液：中煤进入稀介质的悬浮液，当物料由脱介筛浓介质段进入喷水的稀介质时，该物料表面所带的磁性物N=20kg/t取喷水量为每吨产品1.5m3,其中清水占1/3，循环水占2/3取中煤产品带走的磁性物介质量M=0.4取中煤产品水分15%，则中煤带走的水量58 中煤脱介筛下的稀介质量：中煤脱介筛下的合格介质量：矸石脱介作业的计算取弧形筛脱出的介质量占入料介质量的85%，则弧形筛下的合格介质：进入脱介筛的悬浮液：由矸石带入脱介筛稀介段的悬浮液：58 按经验公式计算，当物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，该物料表面所带的磁性物数量由经验指标取N=50kg/t;取喷水为每吨产品1.5m3,其中1/3清水，2/3循环水取矸石带走的磁性介质量M=0.6kg/t取矸石带走的水分为15%，则矸石带走的水量：矸石脱介筛下的稀介质：58 矸石脱介筛下的合格介质：分流量补充水量与补加浓介质的计算：悬浮液体积的平衡式悬浮液重量平衡式悬浮液中固体重量平衡式悬浮液中非磁性物含量平衡式式中、、、———分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、补加水和分流量悬浮液的体积、———分别为浮物和沉物产品进入稀介段的悬浮液体积、、、——分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、浮物及沉物进入稀介段悬浮液单位体积固体质量、、、—分别为原煤带入悬浮液、浓介质悬浮液、浮物及沉物进入稀介段悬浮液中非磁性物含量求出所需补加浓介质体积：58 分流悬浮液体积：精煤脱介所得合格介质经分流以后返回合格介质桶的悬浮液：补加浓介质的其他各项参数：58 进入稀介桶的浮选液：浓缩作业计算：控制低流量浓度P34=20%浓缩机溢流体积：磁选作业计算：取磁选效率，则磁选精煤悬浮液的密度：A35=2.0，磁性物含量，取58 ,进一步求出磁选尾矿参数：进入合格介质桶的悬浮液：补加清水计算：补加介质计算：58 煤泥水处理系统计算：取浮选精煤泡沫液固比R=2.0精煤过滤取含水17%：煤泥浓缩取煤泥浓缩机底流液固比R=1.0带走的水量：58 2.3平衡表的编制水量平衡表Ⅰ选煤过程用水量水量，m/hⅡ选煤过程排出水量水量，m/h循环水进入旋流器的水量主段精煤脱介喷水中煤脱介喷水量矸石脱介喷水量795.277203.39044.80043.150损失水精煤产品带走水量中煤产品带走水量煤泥带走水量矸石带走水量30.3927.9064.3827.615小计1051.017小计50.295清水.主段精煤筛上喷水二段中煤筛上喷水矸石脱介喷水量合格介质桶补水量101.69522.40021.57518.183澄清返回水煤泥浓缩溢流水量循环介质带走水量压滤机滤液379.265769.77115.538小计163.853小计1164.574全部用水量1214.870排出总水量1214.870介质系统平衡表项目各项指标，t/h,t/h,t/hW,进入原煤带入煤泥水5.175.177.70脱介用循环水97.58脱介用清水48.78补充水2.61补加新介质0.140.020.150.00合计5.315.190.15156.67排出精煤产品带走0.040.0160.0248.89中煤产品带走0.0220.0060.0164.39矸石带走0.0190.0030.0164.74浓缩机溢流82.59磁选尾矿带走5.265.160.1056.06合计5.3415.1850.156156.67差额0.0310.0050.0060.0058 循环介质系统平衡表项目各项指标V，，t/h,t/h,t/hW,进入循环介质精煤脱介返回合格介质753.653402.962151.09251.873590.997中煤脱介返回合格介质168.381187.95544.768143.187106.711矸石脱介返回合格介质40.95269.8236.98262.84122.319补加浓介质36.9869.2328.98660.24649.244补加清水18.18318.183合计1018.149729.972211.826518.147787.454排出循环介质1018.149729.972211.826518.147787.454差额0.000.000.000.000.00重介系统水耗及介耗项目总耗量，t/h每吨原煤耗量，kg/t水量消耗循环水1051.0173.09清水163.8530.48合计1214.8703.56介质消耗精煤带走量0.0810.14中煤带走量0.0180.09矸石带走量0.0260.09小计0.1250.33磁选尾矿损失0.6010.59合计0.7260.9258 3.工艺设备的选型与计算设备选型计算的任务是根据已经确定的数质量工艺流程，并考虑原煤特征对产品的需求，选出适合生产工艺要求的设备型号与台数，从而使选煤厂投产后达到设计要求的各项指标。3.1工艺设备选型的一般原则设备选型和计算，是根据选煤厂工艺流程图提出的数量和质量，来确定主要设备的型号及数量。选型时应遵循以下的原则：1、设备的型号及数量须适应选煤厂的规模。2、设备型号及数员的确定，要便于机组间的配合和厂房的配置，并能节省投资和管理费用。3、选择的设备应工作可靠，操作方便。4、采用国内已经大量生产的设备和库存设备。5、尽量选择同类型同系列的设备，以便于检修和更换零件。6、选用新产品，必须有设备鉴定资料并掌握该设备校长时间的运转资料3.2主选设备（三产品重介质旋流器）的选取入料量Q 2=293.32t/h,选取唐山国华公司生产的3GDMC.系列三产品无压重介质旋流器，具有入选粒度范围大，分选精度高的特点，是分选难选煤和高流煤的有效设备。两个系列三产品旋流器由高铝陶瓷、高烙合金耐磨材料分段制造，使用寿命长.主要技术参数：型号规格筒体直径mm入料粒度mm处理量T/H工作压力Mpa介质循环量m3/h一段二段3GDMC1200/85012008500—50300-4000.19-0.29800-1200取不均衡系数K=1.15则可以确定所选台数：取1台58 3.3其他设备的选取3.3.1精煤脱介筛的选取:入料量Q 4=203.39t/h选取上建生产的2ZS1845型直线振动筛，筛网面积8.7m2,最大进料尺寸为300mm,最大处理能力为306t/h，振幅8mm，电动机功率30KW。取不均衡系数K=1.15，则可选用的台数；取1台选取唐山分院H1200，处理量120-280t/h，筛宽1200mm,弧形半径2030mm,最大筛缝1mm,包角45度。取不均衡系数K=1.15，则可以确定选用机械的台数：取1台3.3.2精煤离心脱水机选取:入料量Q=151.36t/h选取1400HSG,Φ1400mm,最大入料50mm,最大处理量Q=200t/h,筛缝0.35mm，主电机N＝45KW，振动电机N＝5.5KW，油泵电机N＝0.75KW取不均衡系数K=1.15,则可以确定所选台数：取1台3.3.3中煤脱水脱介筛:入料量Q5=44.80选取上建ZS-1536筛网面积为4.7m2,最大筛孔尺寸30mm,最大处理能力69t/h，双振幅8mm,电动机功率8KW。取不均衡系数K=1.5。则可确定选用的台数：取1台选取唐山分院FH1000弧形筛。处理量100-200t/h，筛宽1000mm,弧形半径2030mm,包角45度，最大筛缝1mm,取不均衡系数K=1.5。确定所需机械台数，58 取1台3.3.4矸石脱水脱介筛入料量Q6=45.13t/h选取唐山分院2ZKS1548型直线振动筛。筛面面积7.3m2,最大入料粒度200mm,处理量45-90t/h，功率为22KW。取不均衡系数K=1.5。确定所需机械台数：取1台选取唐山分院FH1000弧形筛。处理量100-200t/h，筛宽1000mm,弧形半径2030mm,包角45度，最大筛缝1mm。取不均衡系数K=1.5。则取1台3.3.5磁选设备选型：入料量Q36=52.02t/h.选取沈矿生产的CTN1018型永磁筒式磁选机，圆筒尺长1050*1800，最大处理能力75t/h，电动机功率5.5KW，筒体转速22r/min。取不均衡系数K=1.15则可以确定所选机械台数：取1台3.3.6浮选设备选取：入料量Q=99.61t/h选取XJX-TA8型浮选机，该产品属机械搅拌自吸式浮选机。经双偏摆斜叶轮搅拌后，矿浆呈立体循环，矿浆由导管中心入料，用气容胶加药方式，利用旋转叶轮产生的负压，自吸气体和药剂成雾状气泡与煤粒接触，设有液面自动调节装置，用自控系统控制浓度、干煤量、给药量和液位。该机效率高，能耗低，有利于难浮煤分选。该浮选机生产能力0.8-1.2t/m3*h，矿浆处理能力300-500m3/h,叶轮直径660mm,4槽，电动机功率30KW。取不均衡系数K=1.15则确定所选台数：58 选2台3.3.7浓缩设备选型：1稀介质的浓缩：入料量V32=487.369m3/h,选取石家庄博天科技有限公司生产的NSC350*8浓缩旋流器，入料粒度为3-0mm，入料浓度(g/l)>80，入料压力(Mpa)为0.09-0.16，处理能(m3/h)为450-850，底流浓度(g/l)>300取不均衡系数系数K=1.25则可以确定所选台数：取1台2浮选尾煤浓缩入料量V=315.738m3/h选取NJG-22型高效浓缩机.优点：液压自动分段提耙，提耙范围大，方便检修；PLC控制自动提耙，避免压耙；中心深层入料，平流沉降，加速了浓缩压积过程，处理能力强；中心设有一套独立的搅拌装置，可有效保证底流管道通畅；周边驱动采用胶轮传动，防止冬天打滑主要参数：浓缩池直径22000mm，沉淀面积380m2,处理能力840-1100t/h，最大转速12r/min.取不均衡系数K=1.25则可以确定所选台数：取1座3.3.8浮选精煤脱水设备：入料量Q=99.61t/h选取HBF168m2型高效加压过滤机。该加压过滤机的优点：1滤饼外在水分12%-15%。2连续运转，处理能力高。3滤液清澈，占地面积小。参数：最大处理能力110t/h，舱体直径4.8m,舱体长度12.58m,取不均衡系数K=1.15，则可以确定所需加压过滤机台数：取2台58 3.3.9尾煤脱水设备选取：入料量Q=19.92t/h,，查得单位小时处理能力为q=0.02t/(㎡.h)，选XMZ800/2000型压滤机，有效面积F′=800㎡取不均衡系数K=1.25,则可以确定所需额机械台数：取2台4.工艺布置4.1地面工艺总布置工业场地总平面设计是工业建设项目设计中最重要的组成部分，涉及多方面的知识，是一项技术性、政策性、系统性、综合性很强的工作，需要与有关专业密切配合才能正确进行。58 选煤厂总平面设计是在国家工业建设有关政策指导下，根据选煤厂建筑群体的组成内容和使用性能要求，在选定的厂址上，结合地形条件和工艺流程，综合研究建筑物、构筑物以及各项设施之间的平面和空间关系，正确处理厂房布置、交通运输、管线综合、绿化等问题，达到充分地形、节约土地，使建筑物的组成和设施融为同意的有机整体，并与周围环境及其他建筑群体相协调。4.2总平面设计的基本原则（1）、总平面设计必须贯彻国家煤炭工业建设有关方针、政策，因地制宜，保护环境，做到符合国情、布置合理、生产安全、技术先进、经济合理，且社会效益和环境效益好。（2）、在进行工业企业总平面设计时，除执行《工业企业总平面设计规范》（GB50187—1993）、《煤炭洗选工程设计规范》（GB50359—2005）有关章节外，还应符合国家现行的防火、安全、卫生、交通运输和环境保护等有关标准、规范的规定。4.3总平面设计的一般要求（1）、根据建（构）筑物的不同功能，可分区布置。在厂区布置时，可考虑满足生产区和生活区的不同使用性能，分区组合建筑群和道路。总平面布置应以主要工业场地为主体，全面规划统筹安排。（2）、充分考虑地形，减少土石方工程量，尽量采用自流式管沟。厂区及建（构）筑物长边一般顺地形等高线布置。哦地区长边与地形等高线稍成角度，便于厂区排水；场地排雨水，应根据场地工程地质条件与使用要求，可采用自然排水、明沟排水、暗沟（管）排水或混合排水方式。（3）、建（构）筑物、道路以及工程管线的布置应紧凑合理、相互协调、整齐美观。建（构）筑物、道路的布置应优先满足工艺要求，在次前提下，应尽量使建（构）筑物与管线间及各管线之间的平面和竖向布置上互相协调，应满足安全使用、维护检修和施工要求，并需满足最短敷设要求和扩建时所需的最小合理间距。（4）、主要建（构）筑物应布置在工程地质条件较好的地段。（5）、根据生产使用、防火、环境保护、卫生、安全等要求，设计联合建筑。（6）、分期建设的工程，应便于前后衔接，其预留场地宜在边缘地段。（7）、改建、扩建选煤厂，应充分利用已有场地、建（构）筑物和设施。（8）、处理好建（构）筑物位置与风向、朝向的关系。58 （9）、根据污染源合理确定建（构）筑物间距、卫生防护植物带的位置及宽度。4.4具体布置:在选煤方法、工艺流程确定情况下，工艺布置就显得非常重要，它直接影响到选煤厂的基建投资和系统功能的灵活性。设备布置的一般原则设备应本着工艺流程(煤流、水流等)合理，生产操作、设备维修、取样及生产管理合理等原则进行布置。（1）、尽可能保证物料自流，减少输送设备。（2）、应考虑同类型机械的互换性和机械联系的灵活性。（3）、尽量减少输送物料的转载点和装卸点。（4）、同类型设备所用非标准部件的布置尽可能相同，以便于制造和安装。（5）、易产生煤尘的设备，应考虑防尘措施。（6）、如设备穿过楼板和跨间，必须考虑梁柱尺寸，以免发和碰撞。（7）、同工艺及同类型设备，为了便于操作和维修，一般布置在同一层标高上，并作合理的整齐排列。两台以上的设备尽量作对称或同轴线的布置，以利于减少土建结构的设计工作量，也方便土建施工及生产管理。（8）、凡有操作部件(如操作杆、操作轮、闸阀等)的设备操作件的水平中心线应距楼(地)板面高度一般为1000—1400毫米，以便于操作。如遇特殊情况需要提高时，应设置操作台或用链轮操作；须要降低时，与楼(地)板的距离应等于操作件最大转动半径再加上100—200毫米，以便于部件的拆卸维修。（9）、设备的操作面宽度设备的一边为固定设施或墙时，操作面净宽一般不小于1500毫米。如小设备或不经常操作时，净宽可减小至1000毫米左右，但最小不小于800毫米。两台设备共用一个操作面时，净宽一般为1500—2000毫米。（10）、音响噪杂的设备须布置在厂房内应尽可能设在底层(即地面)，（11）、高度大于600毫米的操作台、检修台等，应设置保护栏杆。（12）、所有外嵌的转动部件(尤其是高速转动部件)，如齿轮、皮带轮、传动链条等，应设置防护罩。（13）、应事先考虑设备之间的管道布置的走向，尽量防止溜槽、管道、梁、柱互相碰撞现象。（14）、通道：58 ①、主要通道宽度为1500—2000毫米。②、次要通道宽度为700—1000毫米。③、输送机通廓和地道的人行通道不小于800毫米另一侧为500毫米左右选煤厂在矿井工业场地内，矿井进场公路将选煤厂工业场地和矿井工业场地分开，选煤厂北部和东部场地主要布置原煤储存系统、主厂房和浓缩车间、煤泥干燥车间、排矸系统等设施，西部场地主要布置产品仓、铁路装车等设施。主井原煤首先经皮带走廊进入准备车间之后进入储煤场。对主井原煤和外来原煤都设储煤场，主井原煤经带式输送机进入储煤转载站，既可直接落地储存，也可转载，经储煤栈桥带式输送机，通过犁式卸料器在不同点落煤储存。外来原煤进入储煤场储存。储煤场靠近公路，便于外来原煤运输车辆进出。主井原煤储煤场和外来原煤储煤场既有区别，又密切相关，各自都分别设有回煤暗道带式输送机，在回煤转载站进入去主厂房的入洗原煤带式输送机。主厂房、浓缩车间、干燥车间所处场地绝对标高为1697.000m，这三个主要建筑物相距较近，有利于煤泥水管道输送和干燥煤泥带式输送机运输，对洗选、浓缩、干燥三个主要生产系统的管理极为方便。主厂房面对工业场地进场公路，厂前区开阔。产品仓靠近铁路站场，精煤和洗混煤分别从主厂房经带式输送机上产品仓，3个精煤圆筒仓和2个中煤圆筒仓布置在一起，中煤直接入仓储存，精煤则经刮板输送机配仓储存。精煤由火车外运。洗混煤既可由火车外运，也可由汽车外运。地面工艺总布置特点（1）充分利用了地形条件；（1）原煤储存环节少，投资省；（2）主井原煤储煤场与外来煤储煤场既有区别，又密切相关，便于管理，便于调节相互的储煤量；（3）对主井不同硫分含量的原煤，可实现分堆储存，有利于原煤配煤入洗；（4）储煤场布置简洁、顺暢，充分利用供原煤储存的三角地带，在有限的范围内，尽可能扩大储煤量；（5）产品仓占地少，布置美观、协调；（6）洗混煤既可供火车外运，又可供汽车外运；（7）产品储装运系统功能全面，投资省。58 4.5各车间工艺布置原煤准备车间原煤从主井提出后经带式输送机从主井转载站进入原煤准备车间，经带式输送机头部除铁器排除铁器后进入固定筛（筛孔为300mm×300mm）。筛上物进入特大块缓冲仓，再通过电动扇形闸门装入矿车，运至矿井矸石翻车机房。筛下物破碎经带式输送机去原煤储煤场。原煤储煤场进入储煤场的主井原煤，经机头分岔溜槽，或直接落地储存，或转入水平储煤栈桥带式输送机，在该带式输送机上安装有犁式卸料器，原煤可在不同点落地储存。外来原煤由汽车运至外来煤储煤场，在入口处设汽车衡计量。主井原煤储煤场和外来原煤储煤场相邻，周围设挡墙，上方加彩色压型钢板盖。主井原煤储煤场和外来原煤储煤场分别设有回煤暗道，暗道上方布置多个受煤漏斗，漏斗下安装往复式给料机，该设备运行可靠，占用空间小，无振动，产尘量小，可以调节给料量，有利于配煤调量，保证均衡原煤量进入生产系统。回煤暗道内设置了回煤带式输送机，在暗道端部的回煤转载站转载后运至主厂房。为暗道通风设置了通风机和通风间，在回煤暗道内适当距离间隔设置喷雾降尘设施，以保证回煤暗道具有良好的工作环境。本设计原煤储煤方式具有下述优点：充分利用了地形条件；原煤储煤量大；投资省；通过卸料装置可以将不同煤质的原煤分别堆放，同时又考虑了外来煤的堆放场地和返煤设施，为今后选煤厂原煤配煤入洗创造了条件，生产中根据原煤硫分含量，主井原煤和外来煤可实现配煤入洗，也可只入洗主井原煤，或只入洗外来原煤。主厂房主厂房布置有以下特点：（1）采用钢结构形式，施工周期快。（2）采用联合布置厂房，设备布置合理紧凑。并留有合理的检修空间。（3）厂房结构形式采用常规钢结构与模块化布置相结合，与模式布置方式综合比较其优点是：a.克服模块化布置因采用大厅式布置，建筑物本身没有楼层，众多设备同时运转所带来的噪声大的问题。58 b.本布置采用多楼层布置，在同样达到减少生产工艺环节的条件下，各设备更易实现阶梯布置，使煤流通过自流转载运输，避免模块化布置过分依赖泵输送而带来中间环节多、能耗大的问题。c.模块化布置过于追求表面整齐美观，导致其管道坡度小、弯头多、易堵塞、磨损，系统稳定性相对较差。d.本布置厂房采暖效果比模块厂房要好。e.模式化所有层面均为网格板，不承重，所有设备均需吊至地面检修，而本布置为多层厂房结构，小的检修工作可在各层完成。f.与模块厂房相比，本布置结构振动小。(4)在主厂房一层设有集水坑，厂房内的跑、冒、滴、漏水和生产系统的清扫水可集汇于此，通过清扫泵扬至矸石脱介筛箅粗后，统一汇入稀介系统处理回收。如少量卫生冲洗水的汇入造成系统洗水增多时，可通过澄清水池溢流槽进入事故浓缩池暂存，并在系统需补水时，通过浓缩池转排泵补回系统，以节省系统外的补水。(5)主厂房顶部设有一台天车，在厂房一侧跨间留有专门的检修通道，厂房内大部分设备均可通过天车直接起吊检修；对于少量设备如离心机等可通过单设起吊梁的方式进行检修。厂房内留有专门的检修通道供检修设备运输和出入。浓缩车间浓缩车间包括浓缩机房、澄清水池、联合泵房，浓缩机房与主厂房相距很近，共设两台浓缩机，一用一备，当一台浓缩机出现事故时，另一台浓缩机能满足生产的需要，以确保煤泥厂内回收，洗水闭路循环。澄清水池在主厂房旁边，联合泵房在主厂房内。浓缩车间布置有利于管道的敷设，方便管理。产品储装运系统产品储装运系统由产品上仓带式输送机、产品仓、铁路装车带式输送机、铁路装车站组成。精煤和中煤从主厂房经双带式输送机栈桥运至产品仓，产品仓为Φ18m圆筒仓。精煤仓3个，容量为15000t。中煤仓2个，总容量为10000t。中煤上仓后直接入仓储存，精煤上仓后转入刮板输送机配仓储存。若需要配煤或出两种质量的精煤时，具备分仓储存的条件。每个精煤仓下安装6台振动给料机，洗混煤仓下安装4台振动给料机，2台电液动装车闸门。58 精煤火车外运，洗混煤可火车外运，也可汽车外运。给料机将产品给入两条带式输送机上，直接运至铁路装车站装车外运。电液动装车闸门直接将洗混煤装汽车外运。产品仓下两条装车带式输送机，可实现铁路双线同时装同一品种，也可实现同时装两个品种。每台装车带式输送机运量为1200t/h，可保证单线1小时装车13辆，双线1小时装车26辆。每台带式输送机各设1台采样机。装车站设有缓冲仓，仓下设有电液动平板闸门，直对电动双簸箕装车溜槽。平煤机保证车辆煤面平整。调车绞车选用侧挂式。产品仓和装车站缓冲仓都设置空气炮，以使物料在仓内不起拱，不挂壁，实现仓容最大，并保证装车作业正常进行。空气炮气源来自矿井空压机房。排矸系统矸石经带式输送机和移动运输机运至矸石山。4.6生产辅助设施选煤厂生产辅助设施有：介质库、浮选药剂站、油脂库、生产水池及泵房、销售煤样室、化验室、集中控制室、调车绞车房、材料库及机修车间、空压机房、地磅房、办公楼等。4.7工艺布置总结在厂房设备布置上，无非把握几个原则：1、煤流、水流通畅，这是前提；2、空间利用合理，不留太大空地，也不显得拥挤，有检修及起吊余地；3、尽是利用自然楼层结构高差，能自流实现的转载，尽可能不增加动力；4、在前三点的基础上，能够保持整体协调，做到赏心悦目当然更佳，但不能强求，以保证前三点为主。58
