毕业设计：淮北矿业集团芦岭1.5Mt_a选煤厂方案设计及主厂房工艺布置.doc

1、安徽理工大学毕业设计I淮北矿业集团芦岭15MT/A选煤厂方案设计及主厂房工艺布置摘要中国是一个煤炭生产大国，中国的煤炭企业越来越重视选煤行业的发展，以提高煤炭产品质量。因此，先进的设计有着重要作用。本设计是芦岭选煤厂的主厂房，这篇论文首先介绍芦岭矿厂区位置、地理概况和原料煤基地。本设计采用重介选煤工艺，其主要设备是无压给料三产品重介质旋流器。然后阐明了芦岭矿选煤厂的选煤方法的特点以及制定该工艺的依据。并且介绍了选煤厂的服务年限和车间的工作制度，编制计算和选型。最后，从数量检查、质量检查和采制化设施三个方面论述了该厂生产技术检查。设计符合设计要求，能够较好地完成设计任务。关键词三产品重介旋流器，

2、选煤厂，工艺效果安徽理工大学毕业设计IITHEDESIGNANDLAYOUTOFTHEMAINPLANTPROCESSOFTHE15MT/ALULINGCOALPREPARATIONPLANTOFHUAIBEIMININGGROUPABSTRACTCHINAISALARGECOALPRODUCTIONCOUNTRYTHECOALENTERPRISESINCHINAPAYATTENTIONTODEVELOPTHECOALPREPARATIONINDUSTRYMOREANDMOREINORDERTOIMPROVECOALPRODUCTQUALITYSO,THEADVANCEDDESIGNPLAYS

3、ANIMPORTANTROLETHEDESIGNISTHELULINGCOALPREPARATIONPLANT,THEFIRSTPARTOFTHISTHESISINTRODUCESTHEPOSITIONOFPLANTAREAANDGENERALGEOGRAPHYSITUATIONANDTHEBASEOFRAWCOALOFLULINGMINETHEDESIGNADOPTTHEHEAVYMEDIUMPREPARATIONTECHNIQUE,ANDITSMAINEQUIPMENTSARETHREEPRODUCTDENSEMEDIUMCYCLONEBYUNPRESSURIZEDFEEDINGTHENI

4、NTRODUCESTHECOALPREPARATIONMETHODSANDTHEPREPARATIONTECHNIQUEANDWHYPREPARATIONTECHNIQUEISADOPTEDTHENINTRODUCESTHELIMITSERVICETIMEANDTHEWORKSYSTEMOFCOALPREPARATIONINDUSTRY,COMPUTETHEPREPARATIONTECHNIQUEANDCHOOSETHETYPEINTHELASTPART,IDISCUSSTHEARRANGEMENTOFCRAFTSANDTHEQUANTITYCHECKANDTHEFACILITIESADOPT

5、ED,BYWHICHTHETECHNIQUEOFLULINGCOALPREPARATIONPLANTCANBECHECKEDTHEDESIGNFITSTHEREQUIREMENT,ANDCANCOMPLETETHEDESIGNKEYWORDSTHREEPRODUCTDENSEMEDIUMCYCLONE,COALPREPARATIONPLANT,PROCESSEFFECT安徽理工大学毕业设计I目录摘要IABSTRACTII1绪论12厂区概况221厂区位置222地理概况223气象、地震23原料煤基地331厂区地质特征332煤层及生产矿井埋藏量、生产能力和服务年限34煤质特征及其可选性441煤质特征

6、及其可选性442煤质资料分析4421原煤筛分试验4422原煤浮沉试验55选煤方法限度及工艺流程说明851选煤方法与限度852工艺流程制定依据8521选择无压给料三产品重介旋流器的依据8522采用直接浮选的依据953工艺流程的说明10531分选、脱介、脱水作业10532介质回收10533粗煤泥回收10534煤泥水处理116原煤设计能力、工作制度及服务年限1361选煤厂及车间的工作制度13安徽理工大学毕业设计II62选煤厂的服务年限及原煤处理能力13621服务年限13622厂型13623处理能力137选煤厂工艺流程的计算1471选煤数、质量的计算14711分选作业的计算14712介质流程的计算16

7、713数质量流程的计算29714水量流程的计算34715编制最终产品平衡表3572选后产品的质量与品种358主要工艺设备的选型与计算3781不均衡系数的选取3782主要工艺设备的选型与计算37821主选设备的选择37822脱介设备的选型与计算38823脱水设备的选型与计算40824磁选机的选型与计算40825粗煤泥弧形筛及离心机的选型与计算41826矿浆准备器的选型与计算42827浮选精煤及尾煤脱水设备的选型与计算43828介质桶的选型与计算43829粗煤泥桶的选型与计算438210尾煤浓缩机的选型与计算448211主厂房皮带的选型与计算448212其他设备的选型与计算459工艺布置4891主

8、厂房工艺布置原则4892主厂房布置简介48921标高2430平面48922标高1650平面48923标高1050平面48安徽理工大学毕业设计III924标高480平面49925标高000平面4910生产技术检查50101数量检查50102质量检查50103煤样室与化验室50参考文献51附录52致谢54安徽理工大学毕业设计11绪论根据安徽理工大学下达的毕业设计任务书，设计淮北矿业集团芦岭15MT/A选煤厂方案设计及主厂房工艺布置，厂型为150MT/A的炼焦煤选煤厂，设计煤炭质量要求为精煤灰分DA10511100；水分MT1200，05MM粒级煤参加浮选。本选煤厂入洗的原料煤基地为芦岭矿矿井的主焦

9、煤和肥煤，主要入洗煤层有P3,P6,P7,P82等层。该厂位于安徽省北部宿县城东，宿东煤田的南部，属矿区型选煤厂。本设计采用不脱泥无压给料三产品重介旋流器煤泥直接浮选尾煤浓缩压滤工艺。选后产品的用途精煤供应钢铁厂用于炼焦，中煤供应电厂，煤泥民用。该设计的主要特点（1）采用适应煤质特征的选煤方法及工艺系统，产品满足用户要求，适应性强、经济效益好。采用了粗精煤泥回收工艺，充分利用了三产品重介旋流器分选下限较低的特点，从而减轻了浮选作业的压力；介质回收流程采用两段磁选，脱介筛采用全程喷水，提高了介质回收效率，降低了介耗。煤泥水浓缩过后采用压滤进行回收，保证了煤泥水的闭路循环，满足环保要求。（2）主要

10、设备选型均采用我国自行设计或引进国外先进技术自行制造的设备。具有可行、先进的优点。（3）主厂房为重介和浮选的一体化建筑。厂房内自然采光好、生产检修方便。厂房内留有适当空间、以适应进一步技术发展的需要，主厂房土建结构一次建筑，部分设备二期安装。（4）工艺布置规则简单、结构紧凑占地面积小。系统较灵活、生产方便并留有一定的余地。（5）设备尽可能统一型号，便于维护检修。安徽理工大学毕业设计22厂区概况21厂区位置选煤厂与芦岭矿井建于同一广场铁路南侧，芦岭矿井位于安徽省北部宿县城东，宿东煤田的南部，离宿县城东20余公里，宿东煤田走向18公里，宽约3公里，面积52平方公里，其朱仙庄井田走向长77公里，倾斜

11、宽13公里，面积23平方公里。22地理概况矿区面临津浦铁路，宿泗公里，横穿矿区北部，宿县到芦岭有煤矿专用公路，沱河斜穿矿井南部，可通行木船，但受季节影响。矿区地势平坦，西北高东南低，海拔标高23225M。井田内浅部有沱河斜切通过流入淮河，全长192公里。年平均流入量114M3/S。66年在宿县西北角七岭新开汴河，因此平时季节下游流量很小。23气象、地震本区属大陆海洋性过渡气候，即我国滋润区，年平均降雨量为9046，7月份平均2821MM。年平均气温143C，一月份最低为232C,七月份最高41C,年平均蒸发量18019MM,冻结期一般为12月上旬到次年2月上旬冻结深度0305M,春雨季为东南风

12、,平均风速28M/S,最大风速20M/S。地震烈度7级本地区人少地多,每人约4亩,产量又高,平均为200斤。安徽理工大学毕业设计33原料煤基地31厂区地质特征本区为隐藏区,第四纪覆盖层由东向西厚达129237M,含煤层属石碳二迭系石炭系为海陆交替相沉积厚达150170M,含煤56层,可采厚度仅12层,煤厚0156M分布不稳,顶部第一层石炭岩是与二迭系的分层标志。二迭系共含煤21层,平均总厚达2329M,平均厚达可采的有8层,总厚1940M,其中主要可采煤为P310,P69,P78,占总厚的793,P82为大部分可采,P92,P102,P112,P132,3为局部可采。煤的牌号以气煤为主,P3,

13、P6,P7,P82为工业用煤配焦使用,现将各主要可采煤层特征列表如下；见附录表31。32煤层及生产矿井埋藏量、生产能力和服务年限该矿井采区工作面除使用44型可弯曲链板机外，无大型机械，一律炮采，矿井提升系统、主副井绞车均为同型号苏式5M双滚筒1800KW绞车。主井井筒净直径55M，采用一对9吨卸式箕斗，副井为61M直径采用3吨矿车单车双层罐笼，提矸下料和上下人员。本矿仅有铁路专用线55KM，属级专用线，装车煤仓有两股道，一股装车一股材料。本矿井设有矸石山，采用25M3的双卸矸架双箕斗方式。本矿的生产能力及服务年限详见附录表32和表33。安徽理工大学毕业设计44煤质特征及其可选性41煤质特征及其

14、可选性1本矿井主要可采煤层为P3,P6,P7,P82，均属气煤。2各煤层以八层煤（P7），煤层最厚平均厚为86M，为本井主要煤层，从其储量看，约占可采煤层的60。其次较厚煤层在9层（P8）为34M，10层（P2）为22M。3各煤层除P82灰分较高以外（25。322993），其余各层平均灰分在16142209。均属中等灰分煤，以八层煤和十层煤较低。4各煤硫分在022046之间，均属低硫分煤。550MM级含量，8层煤含量少3131，7层煤含量多为15883。67层煤占原煤的6452P82煤130MM含量大。8层煤占原煤的85522主要煤层P7。末煤多的原因从煤的特征可看出，因多为丝炭化物质，以半丝

15、质组为主。常以块状，条状及碎片分布，尤8层煤中部及9层较为破碎煤质较软。7原生煤泥多8层煤为17315，A1635；7层煤为12203A2792P82原煤中以8层煤丝质组含量少，半丝质含量相对增高，这可能影响浮选效果。805MM级中其4080含量较高为4358，其20含量为1933，两级分化不均匀。42煤质资料分析421原煤筛分试验原煤筛分试验资料如下表表41500MM筛分资料粒级MM数量灰分AD50253465581251310465368136106535266317082786305344722840523882185合计1002915由表41对原煤分析如下（1）各粒级含量分析13MM以

16、下末煤含量为8608，其中3MM以下粉煤含量为5835，说明原煤为易碎煤，故不宜采用跳汰选。安徽理工大学毕业设计5（2）各粒级质量分析表41中，5005MM的各粒级随着粒级的减小，灰分逐渐减小，说明该原煤煤质较脆；各粒级灰分与原煤总灰分接近，说明煤质较均匀。422原煤浮沉试验原煤浮沉试验资料如下表表425005MM浮沉资料密度级占本级数量占全样数量灰分AD138015713891314366126117614151251892161151696168525941618535382364818279119907973小计10071313181小计占总计936893683181煤泥63248125

17、96合计10076123144（1）从各密度级的含量和灰分来分析，由15KG/L密度级的产率为4074，灰分为894，可知可以选出低灰分的炼焦精煤；由中间密度级的浮沉数据可知，要分选出灰分在10511100的精煤的可能性为较难选，因此在选择分选工艺时不宜选择跳汰分选，选择重介质分选较为合适。（2）为了研究5005MM级入选原煤的浮沉组成，还要进一步分析它的密度组成特性。由表42的浮沉资料可以得出下面的5005MM粒级原煤浮沉试验综合表。表435005MM粒级原煤浮沉试验综合表密度级密度组成浮物累计沉物累计邻近密度物含量校正后数量灰分AD数量灰分AD分选密度数量01数量灰分AD123678910

18、11138013898013891000031811304462131436617644626939199342414049121415125116157138945538518515022121516961259466741139428762291601496161853536487209132533267279170535182791797310000318127917975小计1003181小计占总计93683181煤泥6322596总计1003144安徽理工大学毕业设计6由表43中数据分别列出可选性曲线里灰分特性曲线中基元灰分与产率的关系、密度曲线中浮物累计产率与相应密度的关系、浮物曲

19、线中灰分与浮物累计产率的关系、沉物曲线中灰分与沉物累计的关系和密度01曲线中密度与邻近密度物含量的关系。为绘制可选性曲线，分别将密度曲线、沉物曲线和密度01曲线中的产率一栏用100减去原有数据，结果见表44。表44灰分特性曲线密度曲线浮物曲线沉物曲线密度01曲线灰分产率密度产率灰分产率灰分产率密度产率38000038000038940113091993898013181000130553876026321405538693446234248011405088161050881504287894571351854462150778825946194160332611396674622957131

20、608504364869421702791132572097279667417094657973860531811000079757209980010000980010000然后根据表44绘制入选原煤5005MM粒级可选性曲线如下图41所示，为原煤的可选性曲线。图41原煤可选性曲线01020304050607080901000102030405060708090100灰分/浮物产率/0102030405060708090100120130140150160170180190200210220密度/GCM3沉物累计/安徽理工大学毕业设计7由图41可知要求精煤灰分10511100，当精煤灰分为10

21、51时，理论分选密度为156G/CM3，小于170G/CM3，扣除沉矸（200G/CM3）为100计算01含量，所以此时所求得的01含量（15）应当扣除沉矸。沉矸数值为24，故01含量为17/（10024）224根据煤炭可选性等级的划分指标，见表45。表45中国煤炭可选性评定标准（GB/T164171996）判断原煤较难选。01含量/100101200201300301400400可选性等级易选中等可选较难选难选极难选安徽理工大学毕业设计85选煤方法限度及工艺流程说明51选煤方法与限度对于粒度级5005MM原煤的分选方法，根据前面煤质的分析可知该原煤的可选性为较难选，采用重介质选煤的方法比较合

22、适。目前各种类型旋流器工艺技术的日趋成熟，根据国内部分选煤厂在重介旋流器分选工艺方面的实践经验，采用重介旋流器分选工艺在简化工艺环节、方便操作管理、减少介耗、电耗等方面有明显的优势。同时重介旋流器的单台处理能力大、设备占地面积小、辅助设备少等优势使基建投资低远低于采用其他分选工艺的选煤厂。故本次设计采用了无压三产品重介旋流器的工艺。对于粒度为05MM煤泥的分选可采用两种方式一是煤泥全部浮选的方式；二是粗细煤泥采用不同的工艺分别处理的方式，即煤泥弧形筛和浮选机浮选工艺。有关试验资料证实旋流器的有效分选下限可达02015MM，为了充分发挥旋流器有效分选下限较低的优势，本次设计采用第二种方式。采用煤

23、泥弧形筛和浮选机浮选工艺，先将粗煤泥经煤泥弧形筛和煤泥离心机后成为精煤产品的一部分，不但能有效的降低产品的水分，还能减少入浮量。众所周知，浮选是一种高投资、高成本的分选工艺，减少入浮量对于降低浮选工艺成本有很大作用。综上所述，根据选煤厂设计规范、原煤的可选性以及目前选煤技术的发展状况，该选煤厂主选设备采用3DMC1200/850A型无压给料三产品重介旋流器，采用不预先脱泥，不分级的重介分选工艺，对0502MM的粗煤泥进行回收，02MM的煤泥直接浮选。入料上限可达50MM。52工艺流程制定依据根据已确定的选煤厂产品方案，生产灰分10511100的精煤。通过对入选原煤的可选性分析，当生产出要求灰分

24、的精煤时，原煤的可选性属于较难选。由煤质资料知原煤中13MM以下末煤含量为8608，其中3MM以下粉煤含量为5835，粉、末煤含量极大不宜采用跳汰分选，因为跳汰机分选末煤，特别是分选3MM以下的粉煤时，透筛损失大，分层效果差，分选效率明显降低。这也是本次设计采用重介选的原因。521选择无压给料三产品重介旋流器的依据（1）重介分选设备的比较在重介选方面有很多设备供我们选择，如立轮重介分选机、斜轮重介分选机、重介浅槽和重介旋流器等。前三种一般都作为块煤分选设备，重介旋流器则可把有效分选下限降低到015MM，如果要与浮游选矿结合，则重介旋流器有很大的配合作用。现在随着采煤机械的广泛应用，原煤的破碎程

25、度越来越大，原煤中含碎煤的比例越来越大，按安徽理工大学毕业设计9照这种趋势，选择重介旋流器是最符合要求的。（2）三产品重介旋流器与两段两产品重介旋流器的比较由于我们设计的是炼焦煤选煤厂，一般要对原煤进行比较细致的分选，以提高对炼焦煤最大程度的利用，故选用三产品重介旋流器或两段两产品重介旋流器比较合理。如果采用两段两产品重介旋流器，则需要有两套悬浮液系统，这样介质系统复杂，不便管理。相比之下，三产品重介质旋流器有如下优点只设一个低密度悬浮液系统，工艺流程简单，设备布置方便，并且基建和生产费用都比较低；最为突出的优点是管理简便、分选精度高、效率高、具有较低的分选粒度下限。借鉴望峰岗选煤厂等国内选煤

26、厂的选煤经验，选择三产品重介旋流器较适合。（3）入料有压与无压的比较根据原煤资料，我们知道该原煤为易碎煤，我们应当减少原煤在分选过程中不必要破碎，如果采用有压入料，则不符合我们的分析，所以，最终我确定我的主选设备为无压三产品重介旋流器。（4）分选前脱泥与不脱泥的选择脱泥有哪些缺点1）选前脱泥增加工艺环节，工艺布置复杂，增加基建费用。2）不能较好的发挥重介旋流器选煤下限低的优势。3）脱下来的煤泥需直接打入浮选作业，增加浮选作业的处理量和难度，增加了精煤的损失。4）根据实际经验，重介悬浮液中含有一定量的煤泥有利于保持悬浮液的稳定，过度的去除悬浮液中的煤泥量不利于重介质分选设备的正常工作。因此采用不

27、脱泥工艺更有利于生产。通过以上说明，不难得出以下结论采用无压给料三产品重介悬流器不脱泥不分级选煤技术是最符合生产要求的。522采用直接浮选的依据历史上一度占主导地位的是浓缩浮选，浓缩浮选有其最大的缺点循环水的浓度和粘度不断增加，使得有循环水的环节工艺效果变差。针对浓缩浮选的缺点，现在大多数选煤厂采用直接浮选。直接浮选的优点如下（1）由于全部煤泥水都经过浮选处理，而且浮选尾矿经过有效的浓缩澄清，从而使循环水浓度大大降低，保证了较低的洗水浓度，改善了洗选效果，减小了块精煤的污染从而使得精煤质量提高，同时也有利于精煤的回收。（2）由于煤泥水全部直接进入浮选作业，从而缩短了煤在水中的停留时间，减弱了煤

28、粒表面的氧化程度，同时也减少了次生煤泥量，最终使煤泥的可浮性得到了改善。（3）由于循环水中固体含量较少，在生产系统中可以被充分利用，所以不需大量安徽理工大学毕业设计10补充清水，全厂水耗有望大大降低，从而有利于对洗水的管理，为实现洗水闭路循环创造了有利的条件。（4）简化了工艺流程，减少了作业层次，使煤泥水处理的设备数量和容量，以及设备占地面积得以减少。浮选尾煤入浓缩机，浓缩机底流去压滤机，溢流去循环水池。该系统可以很大程度上将细泥从系统中排除，避免了浓缩浮选中细煤的恶性循环，使得悬浮液系统更加稳定。本工艺可以实现洗水一级闭路循环，没有外排，满足环保要求的同时，容易平衡生产水量。因此，本流程选择

29、直接浮选。综合上述分析，本次设计采用的选煤工艺流程为5005MM采用三产品重介旋流器分选，05MM煤泥采用直接浮选工艺。53工艺流程的说明工艺流程分为无压三产品重介旋流器分选、介质回收、粗煤泥回收、煤泥水处理系统四部分。531分选、脱介、脱水作业500MM粒级的入选原煤不脱泥、不分级、无压给入三产品重介旋流器，然后以单一低密度悬浮液进行分选，一次性分选出精煤、中煤、矸石三种产品。精煤、中煤经弧形筛一次脱介后，再经单层振动脱介筛二次脱介，振动筛筛上物分别进入精煤和中煤离心机脱水，脱水后成为最终产品；矸石经弧形筛一次脱介和单层振动脱介筛二次脱介脱水后，直接成为最终产品。532介质回收中煤和矸石弧形

30、筛筛下介质作为合格介质进入合格介质桶，精煤弧形筛筛下介质一部分作为合格介质进入合格介质桶，另一部分作为分流与精煤振动筛筛下介质进入精煤磁选机。中煤振动筛和矸石振动筛筛下介质分别进入中煤磁选机和矸石磁选机。磁选精矿进入合格介质桶，精煤磁选尾矿进入精煤泥桶，中煤磁选尾矿进浮选入料池，矸石磁选尾矿进入浓缩机。合格介质用介质泵打至无压给料三产品重介悬流器作为分选介质。损失的介质由磁铁矿粉经加工后准备成合格的磁铁矿粉加入原煤合格介质桶，并补加所需的循环水和清水。533粗煤泥回收精煤磁选尾矿由精煤泥桶收集后，用泵打入粗煤泥弧形筛进行一次脱水分级，振动弧形筛筛上物进入精煤泥离心机进行二次脱水分级，其产品作为

31、最终精煤产品。粗煤泥安徽理工大学毕业设计11弧形筛筛下物、粗煤泥离心液都进入浮选入料池中，进行浮选。这样充分发挥了重介分选下限低、分选精度高的优势，有效地减少了浮选入量，同时保证了最终精煤产品的水分。534煤泥水处理浮选入料池中的煤泥水用泵打至浮选系统进行直接浮选，分选出浮选精煤和浮选尾煤，浮选精煤采用加压过滤机脱水回收，滤液返回浮选入料池，浮选尾煤进入耙式浓缩机。耙式浓缩机入料来自浮选尾煤和矸石磁选尾矿，浓缩池底流进入压滤机。压滤机的滤饼作为煤泥产品，供民用，滤液与浓缩池溢流汇合返回循环水池。从而实现洗水闭路循环。工艺流程特点综述（1）系统简单、生产成本低原煤不脱泥直接进入分选设备，省去了脱

32、泥环节，使系统比较简单，煤泥弧形筛与煤泥离心机结合处理粗精煤泥，大大减轻了入浮煤泥量，降低了生产成本。（2）灵活性、适应性强重介选煤工艺流程洗选精度高，无论是易选还是难选均可进行有效的分选。适应市场需求的灵活也很强。（3）工艺系统先进完善原煤利用三产品重介旋流器进行分选，直接出三种产品，粗煤泥由煤泥弧形筛和煤泥离心机脱水成为精煤产品，细精煤泥由浮选回收，浮选尾矿和矸石磁选机尾矿组成的最终煤泥由耙式浓缩机和压滤机所组成的煤泥水回收系统回收，确保了洗水的闭路循环，达到零排放，满足环保要求。大大地促进整个工艺连续性和灵活性，工艺结构完善可靠、先进合理。（4）介质流程先进、简单、易于操作管理。下图为本

33、次设计的工艺流程图安徽理工大学毕业设计12图51工艺流程图安徽理工大学毕业设计136原煤设计能力、工作制度及服务年限61选煤厂及车间的工作制度根据选煤厂设计规范及设计委托书。选煤厂工作制度定为年工作330天，每天工作16小时，两班生产一班检修。62选煤厂的服务年限及原煤处理能力621服务年限至少65年。622厂型选煤厂建设规模为15MT/A,该选煤厂为矿区型选煤厂。623处理能力小时处理量为28409吨，日处理量为454545吨。安徽理工大学毕业设计147选煤厂工艺流程的计算选煤厂工艺流程的计算包括分选作业的计算，数、质量流程的计算，介质流程的计算及水量流程的计算和编制选煤产品最终平衡表等。选

34、煤工艺流程的计算遵循数、质量平衡的原则，在流程计算中，以入选原煤的数量为100作为基数，各工艺作业的煤量以占入选原煤全量的百分数Y表示。71选煤数、质量的计算711分选作业的计算根据前面原煤资料分析，可知入选原煤为较难选煤，采用无压给料三产品重介旋流器进行分选，查阅课本，可以得到重介质分选设备的可能性偏差，见下表表71三产品重介旋流器的可能性偏差作业条件可能性偏差E选取值一段（主选）分选粒级05MM003005003二段（再选）分选粒级05MM005007005计算分配率首先要根据重介选的近似公式（ETP/6750）计算出T值，然后从T值表查出所需要的分配率。根据可选性曲线，可查得原煤的理论分

35、选密度I156G/CM3。按照我国的统计资料及经验，理论分选密度与实际分选密度由一定差值，其差值见下表。表中的差值对中煤段为负值，对矸石段为正值乘以2。由此表可将理论分选密度转化为实际分选密度。表72实际与理论分选密度差值01含量/100101200201300301400400可选性等级易选中等可选稍难选难选极难选密度差值范围/GCM3000400050006002008004010由于入选原煤可选性为较难选，根据上表，可以得到三产品重介旋流器一段的实际分选密度5510105610101IP三产品重介旋流器二段的实际分选密度等于一段的底流悬浮液密度，根据统计资料及经验，正常底流悬浮液的密度比

36、工作悬浮液的密度高0407G/CM3,无压旋流器底流取小值，故二段实际分选密度为94140012PP根据重介选的近似公式及查T值表，见分配率计算表安徽理工大学毕业设计15表73三产品重介旋流器分配率计算表E主选段分配率再选段分配率T11T22127881000099910000135450100007971000014522598786621000015500050005271000017338004324999427880000812090进而，可以得到三产品重介旋流器设计指标计算表表745005毫米级三产品重介质旋流器主选产品计算表密度级原煤精煤再选入料/AD/AD/1/138013898

37、0138910000000131436617603661760100000001415125116101236161098780151516961259448125945000481161853536480003648004535182791797300079730002791小计100003181617810253822表755005毫米级三产品重介质旋流器再选产品计算表密度级再选入料中煤矸石1/AD/2/AD/1310000000000389100000003891314100000000007601000000076014159878015015161010000000161015165

38、000481480259410000000259416180045355343648999400036481800027915837973209022087973小计38221614487822087972上面两个表中计算的指标是以5005MM粒级不带浮沉煤泥时为100，因而为了得到选煤产品最终设计平衡表，还需要加上202015151005MM粒级的数质量7131分选作业的计算从前面计算的结果可以得到如下数据10100A1A02915安徽理工大学毕业设计30Q1Q028409（T/H）35783A3128716428Q313Q（T/H）42257A43454T/H6413Q414Q51960A

39、57097T/H5568Q515Q7132产品脱介作业的计算假设合格介质中含有一定的煤泥量，在分选过程中不带入原煤煤泥。因此，精煤段64173A61079Q611854T/H123889A121025Q1211048T/H中煤段92257A93454Q96413T/H181016A184877Q182886T/H矸石段111960A117097Q115568T/H211390A217972Q213949T/H7133离心脱水作业的计算安徽理工大学毕业设计31假设离心液中含有一定的煤泥量，在分选过程中不带入原煤煤泥。因此精煤段233888A231025Q2311047T/H中煤段481016A4

40、84878Q482885T/H7134粗精煤泥回收作业的计算粗精煤弧形筛的入料为精煤磁选尾矿。设固体有55进入筛上物，筛上物灰分比精煤灰分高2，则有Q入5381T/H入1894A入1825Q322959T/H321042A321225Q332421T/H33852A332558设离心液中固体含量为入料量的01，不产生次生煤泥，也不跑粗，离心液灰分比入料精煤灰分高2。Q342664T/H34938A3412027135浮选及煤泥脱水作业的计算（1）浮选作业的计算浮选入料来自五部分，中煤磁选尾矿、精煤泥离心脱水离心液、精煤泥弧形筛的筛下物、中煤离心液和加压过滤滤液。通过介质流程的计算，可知非磁性物

41、中除含煤泥外，还含有磁性介质带进来的非磁性物，故可以得到进入浮选的煤泥量。T/H6246Q41219841安徽理工大学毕业设计32235241A根据经验及最终精煤灰分要求，设定浮选精煤灰分AD1200，浮选精煤产率为入料的70。则421539A421200Q424372T/H43660A435041Q431874T/H（2）精煤泥脱水作业的计算为了简化计算，一般设滤液中固体含量为零，因此1539424412004244AAT/H43724244QQ7136浮选尾煤处理作业的计算对于尾煤浓缩及尾煤压滤，一般设滤液中固体含量为0，尾煤浓缩池来料包括两部分，即浮选尾煤和矸石磁选尾矿进入尾煤浓缩池的总

42、煤泥量为T/H3493QQQ433036泥，1230365005A36根据前面的设定，尾煤浓缩底流的数质量参数为1230363950053639AAT/H34933639QQ压滤作业滤饼的数质量参数为1230394605503946AAT/H34933946QQ7137煤泥在重介选产品中的分配煤泥量分配的确定方法分别从个产品各磁选尾矿所带走悬浮液中的固体量G中，减去相应的已折算成磁性物含量为95的磁铁矿粉量，就是原煤中煤泥在产品中的分配量。设精煤带走煤泥灰分安徽理工大学毕业设计33比精煤灰分高8，矸石带走煤泥灰分比入料煤泥灰分高25，根据平衡关系可求出中煤带走煤泥灰分。重介选精煤中含有的煤泥量

43、T/H00065950/GG23,2323FQ泥，2581A32泥，重介选中煤中含有的煤泥量T/H00077950/GG48,4848FQ泥，8922A94泥，重介选矸石中含有的煤泥量T/H00047950/GG21,2121FQ泥，6349A12泥，7138最终产品的数质量计算及煤泥在产品中分配表的编制最终精煤的数质量636551T/H1808251Q1093A51最终中煤的数质量101652T/H288552Q4878A52最终矸石的数质量139053T/H394953Q7972A53，整理以上数据可以得到下表表712煤泥在产品中的分配表项目煤泥量T/H带走精煤00065中煤00077矸石

44、00047磁选尾矿1052764合计1052954带入入料带入1052954补加介质带入00000合计1052954差额000000安徽理工大学毕业设计34714水量流程的计算介质流程计算时，重介选系统作业的水量已计算，现在主要进行浮选作业、压滤作业和粗煤泥回收水量的计算。7141浮选作业水量计算设泡沫精煤的液固比为30，则浮选精煤中水量为T/H13116034242QW设精煤滤饼水分为18，即MT,4418则滤饼带出水量HMMQWTT/T96010044,44,4444则T/H12156444245WWW进入浮选作业的水量T/H4741841W7142压滤作业水量计算从介质流程计算中可以得到

45、矸石磁选尾矿中水量T/H454430W则，进入尾煤浓缩作业的水量为T/H38846433036WWW设尾煤浓缩底流的液固比为30，则底流水量为T/H1048033939QW尾煤浓缩池溢流为T/H28367393640WWW设滤饼水分为24，即MT,4624,则滤饼带出的水量为HMMQWTT/T110310046,46,4646则滤液量为T/H9377463947WWW7143粗煤泥回收作业水量计算粗精煤泥产品水分MT,3414，则HMMQWTT/T43410034,34,3434安徽理工大学毕业设计35715编制最终产品平衡表表713最终产品数质量平衡表产品名称产率产量T/H产量T/D产量T/

46、A灰分水分（）精煤重选精煤388811047176750583274541025700浮选精煤15394372699502308349612001800粗煤泥回收精煤9382664426161406339712021400小计6365180822893169547434710931069重选中煤1015288546161152330884878700重选矸石1390394963177208482487972600煤泥12303493558921844431750052400总计100002840945454615000000029151130原煤100002840945454615000000

47、02915差额000000000000000表714水量平衡计算选煤过程用水水量（T/H）选煤过程排水水量T/H循环水脱介用水25175损失水精煤带走2225中煤带走217补循环水12568矸石带走252小计37743煤泥带走1103小计3797清水原煤带入2138返回水浓缩机溢流28367补加清水1644压滤机溢流9377稀释用水014小计37743小计3797总排水量41540总用水量4154072选后产品的质量与品种出厂精煤6365精1093A精HT/18082Q精1069M精T出厂中煤1016中4878A中安徽理工大学毕业设计36T/H2885Q中007,中TM出厂矸石1390矸797

48、2A矸HT/3949Q矸006M精T出厂煤泥1230煤泥5005A煤泥HT/3493Q煤泥0024M煤泥T安徽理工大学毕业设计378主要工艺设备的选型与计算81不均衡系数的选取在选煤厂的生产中，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的型号和台数时，要将数、质量流程所计算的各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）由标准轨距车辆来煤，受煤坑到配（原）煤仓设备处理能力的不均衡系数应不

49、大于15，当采用翻车卸煤时，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取125。在生产实际中，煤泥水系统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。82主要工艺设备的选型与计算821主选设备的选择（1）无压三产品重介旋流器的选择与计算重介质悬浮液系统不均衡系数取125，拟选用3GDMC1200/850A型号的无压三产品重介旋流器，选择采用单台处理能力来计算台数，计算如下820EQKQN式中N所需旋流器的台数，台；Q入料量，T/H；K不均衡系数；QE单位负荷定容，T/H。所以选3