矿物加工

课程设计说明书

题目:1.8Mt/a选煤厂主厂房初步设计

学院（部）： 材料科学与工程学院 专业班级： 矿加班 学生姓名： 公关广告 指导教师 国际环境

2013 年 1 月 4 日

1

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 题目 设计 技术 参数 学生姓名 专业（班级） 班 1.8Mt/a选煤厂主厂房初步设计 A层、B层比例：A层45% B层55% 最终精煤灰分：10.0%～10.50% 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） 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 工作 计划 参考 资料 1、《选煤厂设计手册》（工艺部分） 2、1.2Mt/a选煤厂主厂房通用设计 3、1.8Mt/a选煤厂主厂房通用设计 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 2

学生姓名： 学号： 专业班级： 班 课程设计题目： 1.8Mt/a选煤厂主厂房初步设计 指导教师评语： 成绩： 指导教师： 年 月 日

3

目 录

一 设计任务书

1.1作业内容„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„5 1.2注意事项„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„5 二 煤质资料及分析

2.1筛分资料的综合„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„7 2.2浮沉资料的综合„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„9 三 工艺流程的计算

3.1准备作业的计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„22 3.2跳汰选作业的计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„22 3.3煤泥处理及浮选作业的计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„24 3.4水量流程的计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„27 四 工艺流程的评述„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„. 30 五，设备选型与计算

5.1筛分设备的选型计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„31 5.2破碎设备的选型计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„31 5.3分选设备的选型计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„32 5.4脱水设备的选型计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„32 5.5水利分级和浓缩设备选型计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„33 5.6辅助设备的选型计算„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„34 六 工艺布置

6.1 工艺布置原则„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„.37 6.2 重选车间工艺布置………………………………………………………………………..38 6.3 浮选车间工艺布置……………………………………………………………41 七 结束语…………………………………………………………………………………...........43 八 设备清册„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„44

4

一． 设计任务

1.1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，并用A3图纸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。 1.1 注意事项

1.原煤资料综合和流程计算时，对于γ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。

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δe，矸石段取2.0，中煤段取1.9，分配指标由近似公式法计算出t值，查t-F(t)表得出ε，再选机中煤段分选密度按“等λ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%，浮选尾煤Ad=50%，浮选精煤和浮选尾煤γ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，

5

表1 入厂原煤筛分试验综合表

A层（γA=20%) 级别 （mm) 产品 名称 数量γ（%） 占本层 1 2 煤 夹矸煤 +100 矸 石 小 计 煤 100～50 夹矸煤 矸 石 小 计 > 50 合 计 50～25 25～13 13～6 6～3 3～0.5 -0.5 煤 煤 煤 煤 煤 煤 5.16 20.17 8.18 0.24 2.90 11.32 31.49 12.68 10.99 15.45 14.78 7.98 6.63 68.51 100.00 1.03 4.03 1.64 0.05 0.58 2.26 6.30 2.54 2.20 3.09 2.96 1.60 1.33 13.70 20.00 79.47 32.10 16.74 45.82 77.62 32.95 32.41 27.36 24.24 23.00 18.81 17.51 16.78 21.86 25.18 0.12 17.53 9.76 0.05 0.40 10.21 27.74 12.30 8.02 14.03 15.59 11.32 11.00 72.26 100.00 0.10 14.02 7.81 0.04 0.32 8.17 22.19 9.84 6.42 11.22 12.47 9.06 8.80 57.81 80.00 83.40 12.07 12.59 46.60 83.28 15.53 13.34 15.88 16.27 16.10 14.03 12.74 13.93 14.78 14.38 1.13 18.06 9.44 0.09 0.90 10.43 28.49 12.38 8.61 14.31 15.43 10.65 10.13 71.51 100.00 79.80 16.55 13.31 46.17 79.63 19.31 17.56 18.23 18.30 17.59 14.95 13.45 14.30 16.14 16.54 3 14.33 0.68 占全样 4 2.87 0.14 灰分 Ad（%） 5 14.50 43.66 B层（γB=80%) 数量γ（%） 占本层 6 17.41 占全样 7 13.93 灰分 Ad（%） 8 11.58 综 合 数量 灰分 γ（%） Ad（%） 9 16.79 0.14 10 12.08 43.66 50～0 合 计 毛 煤 总 计

6

表2 原煤破碎级筛分试验综合表

A层（γA=20%) 级别 （mm) 数量γ（%） 占本层 占全样 1 50～25 25～13 13～6 6～3 3～0.5 -0.5 总 计 2 33.14 19.89 20.74 11.73 7.42 7.08 3 2.09 1.25 1.31 0.74 0.47 0.45 灰分 Ad（%） 4 37.48 32.84 29.07 23.90 19.66 18.40 30.55 B层（γB=80%) 数量γ（%） 占本层 5 31.93 20.51 20.07 10.46 8.63 8.40 占全样 6 7.09 4.55 4.45 2.32 1.92 1.86 灰分 Ad（%） 7 15.37 13.70 12.26 10.96 9.63 10.51 13.04 综 合 数量 γ（%） 8 9.17 5.80 5.76 3.06 2.38 2.31 28.49 灰分 Ad（%） 9 20.40 17.83 16.07 14.08 11.60 12.03 16.91 100.00 6.30 100.00 22.19

表3 原煤自然级筛分试验综合表

A层（γA=20%) 级别 （mm) 占全样 （%） 2 2.54 2.20 3.09 2.96 1.60 1.33 13.70 Ad（%） 3 27.36 24.24 23.00 18.81 17.51 16.78 21.86 B层（γB=80%) 占全样 （%） 4 9.84 6.42 11.22 12.47 9.06 8.80 57.81 Ad（%） 5 15.88 16.27 16.10 14.03 12.74 13.93 14.78 综 合 数量 γ（%） 6 12.38 8.61 14.31 15.43 10.65 10.13 71.51 灰分 Ad（%） 7 18.23 18.30 17.59 14.95 13.45 14.30 16.14 1 50～25 25～13 13～6 6～3 3～0.5 -0.5 总 计 7

表4 原煤自然级和破碎级筛分试验综合表

自然级 级别 （mm) 占全样 （%） 2 12.38 8.61 14.31 15.43 10.65 10.13 71.51 灰分 Ad（%） 3 18.23 18.30 17.59 14.95 13.45 14.30 16.14 破碎级 占全样 （%） 4 9.17 5.80 5.76 3.06 2.38 2.31 28.49 灰分 Ad（%） 5 20.40 17.83 16.07 14.08 11.60 12.03 16.91 综 合 产率 γ（%） 6 21.55 14.42 20.07 18.49 13.03 12.44 100.00 灰分 Ad（%） 7 19.16 18.11 17.15 14.80 13.12 13.88 16.36 校正后灰分Ad(%) 筛上 累计 产率 各粒级 累 计 1 50～25 25～13 13～6 6～3 3～0.5 -0.5 总 计

8 19.34 18.30 17.34 14.99 13.30 14.07 16.54 9 19.34 18.92 18.36 17.52 16.89 16.54 16.54 10 21.55 35.97 56.04 74.53 87.56 100.00 100.00 8

表5 A层煤自然级和破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表

自然级 密度级 数量γ（%） 占本级 1 -1.3 1.3～1.4 1.4～1.5 1.5～1.6 1.6～1.8 +1.8 小 计 小计占总计 煤 泥 总 计 2 5.94 45.61 20.82 6.43 5.85 15.35 100.00 97.09 2.91 100.00 占全样 3 0.71 5.48 2.50 0.77 0.70 1.84 12.02 12.02 0.36 12.38 灰分 Ad（%） 4 4.28 8.79 15.38 26.01 39.01 73.22 22.66 22.66 22.06 22.64 破碎级 数量γ（%） 占本级 5 4.23 38.51 16.38 7.02 6.38 27.48 100.00 99.49 0.51 100.00 占全样 6 0.25 2.24 0.95 0.41 0.37 1.60 5.82 5.82 0.03 5.85 灰分 Ad（%） 7 5.10 9.61 16.28 25.81 38.50 80.18 32.88 32.88 24.20 32.84 综 合 数量γ（%） 占本级 8 5.38 43.29 19.37 6.62 6.02 19.31 100.00 97.86 2.14 100.00 占全样 9 0.96 7.72 3.46 1.18 1.07 3.44 17.84 17.84 0.39 18.23 灰分 Ad（%） 10 4.49 9.03 15.63 25.94 38.83 76.45 26.00 26.00 22.22 25.92 9

表6 B层煤自然级和破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表

自然级 密度级 数量γ（%） 占本级 1 -1.3 1.3～1.4 1.4～1.5 1.5～1.6 1.6～1.8 +1.8 小 计 小计占总计 煤 泥 总 计 2 16.28 54.76 15.60 4.48 3.45 5.43 100.00 96.37 3.63 100.00 占全样 3 7.69 25.86 7.37 2.12 1.63 2.56 47.23 47.23 1.78 49.01 灰分 Ad（%） 4 5.53 8.67 15.43 25.21 35.69 69.61 14.20 14.20 20.10 14.41 破碎级 数量γ（%） 占本级 5 4.20 66.55 16.69 4.35 4.01 4.20 100.00 98.96 1.04 100.00 占全样 6 0.84 13.39 3.36 0.88 0.81 0.84 20.12 20.12 0.21 20.33 灰分 Ad（%） 7 4.74 8.54 15.88 24.38 31.28 69.18 13.75 13.75 19.81 13.82 综 合 数量γ（%） 占本级 8 12.67 58.28 15.93 4.44 3.62 5.06 100.00 97.13 2.87 100.00 占全样 9 8.53 39.25 10.73 2.99 2.44 3.41 67.35 67.35 1.99 69.34 灰分 Ad（%） 10 5.45 8.63 15.57 24.97 34.23 69.50 14.06 14.06 20.07 14.24 10

表7 A、B层煤50-0.5mm浮沉试验结果综合表

A层(20%) 密度级 数量γ（%） 占本级 占全样 1 -1.3 1.3～1.4 1.4～1.5 1.5～1.6 1.6～1.8 +1.8 小 计 小计占总计 煤 泥 总 计

2 5.38 43.29 19.37 6.62 6.02 19.31 100.00 97.86 2.14 100.00 3 0.96 7.72 3.46 1.18 1.07 3.44 17.84 17.84 0.39 18.23 灰分 Ad（%） 4 4.49 9.03 15.63 25.94 38.83 76.45 B层（80%) 数量γ（%） 占本级 5 12.67 58.28 15.93 4.44 3.62 5.06 占全样 6 8.53 39.25 10.73 2.99 2.44 3.41 67.35 67.35 1.99 69.34 灰分 Ad（%） 7 综 合 数量γ（%） 占本级 8 占全样 9 9.49 46.97 14.18 4.17 3.51 6.85 85.18 85.18 2.38 87.56 灰分 Ad（%） 10 5.35 8.69 15.58 25.24 35.64 73.00 16.56 16.56 20.42 16.67 校 正 数量γ（%） 占本级 11 11.15 55.14 16.65 4.90 4.12 8.05 占全样 12 9.45 46.78 14.12 4.16 3.50 7.17 灰分 Ad（%） 13 5.35 8.69 15.58 25.24 35.64 73.00 16.79 16.79 20.42 16.89 5.45 11.15 8.63 55.14 15.57 16.65 24.97 34.23 69.50 4.90 4.12 8.05 26.00 100.00 26.00 22.22 97.13 2.87 14.06 100.00 14.06 97.28 20.07 2.72 100.00 85.18 97.28 2.72 85.18 2.38 25.92 100.00 14.24 100.00 100.00 87.56 11

表8 A、B层煤50-0.5mm入选密度组成表

密度组成 密度级 校正前 产率(%) 1 -1.3 1.3～1.4 1.4～1.5 1.5～1.6 1.6～1.8 +1.8 小 计 小计占总计 煤 泥 总 计 2 11.15 55.14 16.65 4.90 4.12 8.05 100.00 97.28 2.72 100.00 Ad(%) 3 5.35 8.69 15.58 25.24 35.64 73.00 16.56 16.56 20.42 16.67 校正后 产率(%) 产率(%) 4 11.15 55.14 16.65 4.90 4.12 8.05 100.00 97.28 2.72 100.00 Ad(%) 5 5.35 8.69 15.58 25.24 35.64 73.00 16.79 16.79 20.42 16.89 6 11.15 66.29 82.94 87.83 91.95 100.00 7 5.35 8.13 9.63 10.50 11.62 16.56 8 100.00 88.85 33.71 17.06 12.17 8.05 9 10 11 66.29 71.79 21.55 6.96 4.12 Ad(%) 产率(%) Ad(%) 密度 产率(%) 浮物累计 沉物累计 邻近物含量 16.79 1.30 18.23 1.40 33.83 1.50 51.62 1.60 62.24 1.70 75.86 12

表9 50-0.5mm主选跳汰设计产品计算表 原煤 密度平均 级 密度 kg/L γ(%) Ad(%) 1 2 3 转换数 矸石 0.16 δp1= I= γ全ε1(%) γ本(%) (%) 4 5 6 1.90 中煤 Ad(%) 7 γ入(%) 8 平均 转换密度 数 I= εγ2(%) 9 0.16 δp2= 本1.42 Ad(%) γ12 本精煤 (%) γ全Ad(%) (%) 14 15 (%) γ全(%) 11 10 13 -1.3 11.15 5.35 1.20 -6.34 0.00 0.00 0.00 5.35 11.15 1.20 -3.13 0.09 0.03 0.01 5.35 18.21 11.14 5.35 1.3～1.4 1.4～1.5 1.5～1.6 1.6～1.8 +1.8 55.14 8.69 1.35 -3.98 0.00 0.03 0.00 8.69 55.14 1.35 -0.77 22.11 37.27 12.19 8.69 70.22 42.95 8.69 16.65 15.58 1.45 -2.92 0.17 0.47 0.03 15.58 16.62 1.45 0.29 61.44 31.21 10.21 15.58 10.48 6.41 15.58 4.90 25.24 1.55 -2.08 1.89 1.52 0.09 25.24 4.81 1.55 1.14 87.22 12.81 4.19 25.24 1.00 0.61 25.24 4.12 35.64 1.70 -1.06 14.47 9.74 0.60 35.64 3.52 1.70 2.15 98.44 10.61 3.47 35.64 0.09 0.06 35.64 8.05 73.00 2.00 0.44 67.15 88.24 5.40 73.00 2.64 1.90 3.21 99.93 8.07 2.64 73.00 0.00 0.00 73.00 100.00 6.12 68.34 93.88 100.00 32.71 21.01 100.00 61.16 9.00 小计 100.00 16.56

13

表10 50-0.5mm再选跳汰设计产品计算表 原煤 密度平均 级 密度 kg/L γ(%) Ad(%) 1 -1.3 1.3～1.4 1.4～1.5 1.5～1.6 1.6～1.8 +1.8 2 3 转换数 矸石 0.18 δp1= 1.60 中煤 I= 平均 密度 εγ全γ入γ本(%) Ad(%) (%) (%) 1(%) 4 5 6 7 8 转换数 I= εγ2(%) 9 0.18 δp2= 1.60 本(%) 精煤 本(%) γ全Ad(%) γ(%) 11 12 γ全(%) 14 Ad(%) 15 10 13 0.01 5.35 1.20 -4.12 0.00 0.00 0.00 5.35 0.01 1.20 -4.12 0.00 0.00 0.00 5.35 0.05 0.01 5.35 12.19 8.69 1.35 -2.02 2.17 3.18 0.26 8.69 11.93 1.35 -2.02 2.17 7.99 0.26 8.69 55.16 11.67 8.69 10.21 15.58 1.45 -1.08 14.05 17.25 1.43 15.58 8.78 1.45 -1.08 14.05 38.04 1.23 15.58 35.66 7.54 15.58 4.19 25.24 1.55 -0.33 37.22 18.75 1.56 25.24 2.63 1.55 -0.33 37.22 30.20 0.98 25.24 7.81 1.65 25.24 3.47 35.64 1.70 0.58 71.82 29.95 2.49 35.64 0.98 1.70 0.58 71.82 21.66 0.70 35.64 1.30 0.28 35.64 2.64 73.00 2.00 1.91 97.22 30.87 2.57 73.00 0.07 1.90 1.52 93.57 2.12 0.07 73.00 0.02 0.00 73.00 100.00 8.32 40.90 24.39 100.00 3.24 23.51 100.00 21.15 12.81 小计 32.71 21.01

14

表11 50-0.5mm主选跳汰产品设计平衡表

产品名称 精 煤 中 煤 矸 石 小 计 小计占总计 浮沉煤泥 次生煤泥 总 计

表12 50-0.5mm再选跳汰产品设计平衡表

产品名称 精 煤 中 煤 矸 石 小 计 小计占总计 浮沉煤泥 次生煤泥 总 计

15

产率γ,% 占本级 61.16 32.71 6.12 100.00 91.28 2.72 6.00 100.00 占全样 48.89 26.15 4.89 79.93 79.93 2.38 5.25 87.56 灰分,% Ad 9.00 21.01 68.34 16.56 16.56 20.42 16.79 16.68 产率γ,% 占本级 21.15 3.24 8.32 32.71 100.00 0.00 0.00 100.00 占全样 16.91 2.59 6.65 26.15 26.15 0.00 0.00 26.15 灰分,% Ad 12.81 23.51 40.90 21.01 21.01 0.00 0.00 21.01

表13 50-0mm原煤选后产品综合平衡表 产品名称 主选精煤 精 煤 再选精煤 合 计 中 煤 矸 石 合 计 次生煤泥 浮沉煤泥 煤 泥 原生煤泥 合 计 总 计

12.44 21.15 100.00 12.44 20.07 100.00 14.07 15.53 16.36 产率γ本,% 产率γ全,% 灰分Ad,% 9.00 12.81 9.98 36.03 68.34 16.56 16.79 20.42 61.16 21.15 82.32 11.56 6.12 100 6.00 2.72 48.89 16.91 65.79 9.24 4.89 79.93 5.25 2.38 16

02.202.102.001.90密度ρ/（g/cm）1.801.701.601.501.401.301.201003 1090 2080 3070 %4060/ βγ 率产5050 物浮6040 7030 8020 9010 10000102030405060708090100 灰分Ad/%

图1 入选原煤可选性曲线

17

%/θγ率产物沉

原煤1预先 筛分+2手 选--34破 碎杂物56主选 跳汰71013脱水 分级15168再选 跳汰111214中煤9+-17捞 坑1921矸石+20离心 脱水2425+18脱 泥+---+煤泥 浓缩2223-26矿浆 准备27浮 选+28过 滤3031-+29尾煤 浓缩3233-+36精煤压 滤3435-37循环水煤泥原则工艺流程图

18

表14 选煤产品设计平衡表

产品名称 精煤 洗混煤 矸石 小计 次生煤泥 入选小计 占浮沉入料 浮沉煤泥 合计 占全样 原生煤泥 总计 产率γ本,% 产率γ全,% 灰分Ad,% 9.98 36.03 68.34 16.56 16.56 16.56 16.56 20.42 16.67 16.67 14.07 16.34 82.32 11.56 6.12 100.00 6.00 100.00 97.28 2.72 100.00 87.56 12.44 100.00 65.79 9.24 4.89 79.93 5.25 85.18 85.18 2.38 87.56 87.56 12.44 100.00 19

表15 选煤产品平衡表

数量 产品名称 产率γ(%) 水洗精煤 浮选精煤 合计精煤 中煤 尾煤 矸石 总计

67.13 16.17 83.30 9.24 2.56 4.89 100.00 小时产量(t) 228.86 55.13 283.99 31.50 8.73 16.68 340.91 日产量(t) 3661.78 882.05 4543.83 504.05 139.71 266.95 5454.55 年产量(wt) 120.84 29.11 149.95 16.63 4.61 8.81 180.00 10.09 10.00 10.07 36.03 50.00 68.34 16.34 8.00 25.00 11.88 25.00 25.00 25.00 14.07 灰分Ad(%) 水分Mt(%) 20

表16 水量平衡表

洗煤过程中用水项目 主选机用水量 循环水 再选机用水量 煤泥筛上喷水 小计 主选精煤脱水筛喷水 再选精煤脱水筛喷水 清水 煤泥筛上喷水 浮选精煤槽消泡水 入选原煤带入水量 小计 全部用水量

水量(m3/h) 834.33 237.70 产品带走水 8.55 1080.58 0.00 0.00 39.31 澄清水返回 0.00 17.94 57.25 1137.83 小计 排出水总量 1080.58 1137.83 矸石产品带走水 浮选产品带走水 小计 浓缩机溢流水量 事故放水池返回水量 5.56 2.91 57.25 1080.58 0.00 洗煤过程中排水项目 精煤产品带走水 中煤产品带走水 水量(m3/h) 38.28 10.50 21

三 工艺流程的计算 3.1准备作业的计算

1.预先筛分

由表1可知预先筛分入料的数质量。

1100.00%入料 Q1Q1340.9100.00%340.9t/h

Ad1Ad17.19%因为本流程是混合入选，取筛分效率100%。

25028.72%筛上 Q2Q2340.928.72%97.9t/h

Ad2Ad5018.78%31210028.7271.82%筛下 Q3Q3340.971.82%244.8t/h

Ad3 2.手选

Ad11Ad22317.1910018.7828.7216.55%71.82此作业流程设置检查性手选，不计算拣出的杂物量，即 4228.72%Q4Q297.9t/hAd4Ad217.19%3.破碎

5428.72%

Q5Q497.9t/hAd5Ad417.19%

最后得出准备作业的出料的数质量： 6100.00%Q6340.9t/h Ad617.19%3.2跳汰选作业的计算

1.主选跳汰作业

7100.00%入料 Q7340.9t/h

Ad717.19%

22

8精泥85.08%精煤 Q8Q8340.985.08%290.0t/h

Ad8Ad精精Ad泥泥810.54%9中6.61%中煤 Q9Q9340.96.61%22.5t/h

Ad9Ad中45.29%107895.59% 矸石 Q10Q7Q8Q919.0t/h

Ad10Ad矸69.34%

23

2.再选跳汰作业

11910.74%入料 Q11Q936.6t/h

Ad11Ad934.21%12精次泥4.13%精煤 Q12Q1214.1t/h

Ad精精Ad次泥次泥Ad1216.49%1213中1.37%中煤 Q13Q134.7t/h

Ad13Ad中28.79%141112135.24%矸石 Q14Q11Q12Q1317.9t/h

Ad14Ad矸49.61%1511126.61%最终中煤 Q15Q11Q1222.5t/h

Ad15Ad1111Ad12121545.29%3.3煤泥处理及浮选作业的计算

1.脱水分级

已知筛孔d=13mm，主再选精煤合并进入单层筛，筛分效率100%，因此

1681287.80%入料 Q16Q16299.3t/h

Ad16Ad88Ad12121611.76%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

1317精13原煤0.5总精5028.11%0.5原煤筛上物 Q17Q1795.8t/h130.5Ad17A精A总精10.55%18161759.69%

筛下物 Q18Q16Q17203.5t/h

Ad18Ad1616Ad17171812.33%2.斗子捞坑水力分级作业

24

130.50.520191940%47.82%捞取物 Q20Q20163.0t/h

11.44%Ad20130.5130.50.50.5Ad1919Ad191940%20 溢流 暂不计算 3.末精煤脱泥作业

222047.82%入料 Q22Q20163.0t/h

Ad22Ad2011.44%0.5232267%5.28%筛下物 Q23Q2318.0t/h0.5Ad23Ad泥15.90%

24222342.55%筛上物 Q24Q22Q23145.0t/h

Ad24 4.离心脱水作业

Ad2222Ad23232410.89% 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

0.5252450%1.32% 离心液 Q25Q254.5t/h0.5Ad25Ad15.90%2426242541.23%

末精煤 Q26Q24Q25140.5t/h

Ad26Ad2424Ad25252610.73%2723256.60% Q27Q2722.5t/hAd2323Ad2525Ad2715.90%27设循环物料返回捞坑后全部进入溢流，则

19182766.29%捞坑入料 Q19Q18Q27226.0t/h

Ad19Ad1818Ad27271912.68%21192018.47%捞坑溢流 Q21Q19Q2063.0t/h

Ad21

Ad1919Ad20202125

15.91%

5.煤泥浓缩作业

设浓缩效率100%，则

282118.47%入料 Q28Q2163.0t/h

Ad28Ad2115.91%292818.47%底流 Q29Q2863.0t/h

Ad29Ad2815.91%300溢流 Q300

Ad3006.煤泥浮选作业

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。

312918.47%入料 Q31Q2963.0t/h

Ad31Ad2915.91%AdAd3132313315.74%Ad33Ad32精煤 Q32Q3253.7t/h

Ad3210.00%3331322.73%尾煤 Q33Q31Q329.3t/h

Ad3350%7.浮选精煤脱水作业

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

340Q340 Ad340353215.74%Q35Q3253.7t/h Ad35Ad3210.00%8.浮选尾煤的浓缩 设浓缩效率100%，则

36332.73%底流 Q36Q339.3t/h

Ad36Ad3350%

26

370溢流 Q370

Ad3709.浮选尾煤的压滤

设滤液中固体物含量为零，则

38362.73%煤泥 Q38Q369.3t/h

Ad38Ad3650%390溢流 Q390

Ad39010.综合数据 400Q400 Ad4004169.34%Q41236.4t/h Ad4110.66%4285.06%Q42290.0t/h Ad4210.54%3.4水量流程的计算

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2.5m3/t, Mt9=Mt10=25%所以主选机总用水量 W7Q72.5852.3m3/hW9Q9Mt912.2m3/h100Mt9Q10Mt106.3m3/h100Mt10

W10W8W7W9W10833.7m3/h2.再选跳汰

设再选跳汰用水量为3.0m3/t, Mt13=Mt14=25%所以再选机总用水量

27

W11Q113.0109.8m3/hW13W14Q13Mt131.6m3/h100Mt13Q14Mt146.0m3/h100Mt14

W12W11W13W14102.3m3/h3.脱水分级

设Mt17=8%，因此

W16W8W12936.0m3/hW17Q17Mt178.3m3/h

100Mt17W18W16W17927.7m3/h4.末精煤脱泥作业

设Mt24=15%，每吨入料煤的喷水取0.3m3，因此 W22Q220.3W2086.7m3/hW24Q24Mt2425.6m3/h100Mt24

5.离心脱水作业

设Mt26=8%，因此

QMt26W262612.2m3/h100Mt26

W25W24W2613.4m3/h6.煤泥浓缩作业

设浓缩底流液固比控制在5.0，则 W28W21964.4m3/hW29Q295.0314.8m3/h W30W28W29649.6m3/h7.浮选作业

设浮选泡沫精煤液固比为2.0，则 W32Q322.0107.3m3/h 3W33W31W32296.9m/h8.浮选精煤压滤

设Mt35=18%，因此

QMt35W353517.9m3/h100Mt35

W34W33W3589.4m3/h

28

9.浮选尾煤浓缩作业

设浓缩底流液固比控制在1.5，则 W36Q361.513.9m3/hW3 37W33W36282.9m/h10.浮选尾煤压滤作业 设Mt38=24%，因此

WQ38Mt3838100Mt3.1m3/h38

W39W36W3810.8m3/h11.综合数据 W40943.4m3/hMtW4040Q100.0%40W40W4120.6m3/hMtW41

41Q8.0%41W41W4238.4m3/hMt42W42Q11.8%42W4229

矿物加工工程设计说明书

四 工艺流程的评述

本工艺流程主要采用不分级跳汰主选+跳汰再选+浮选的联合流程。 一.选前准备作业的评述

为满足分选作业对原煤入料粒度上、下限及含泥量等方面的要求，设置了选前准备作业。主要包括预先筛分、检查性手选、破碎三个作业环节。由于入厂原煤中煤泥含量不大，所以不设置预先脱泥的作业环节。 二.分选作业流程的评述

由于原煤的可选性属于易选或中等可选的范畴，所以优先采用跳汰选。分选作业主要采用跳汰主选+跳汰再选流程，主选跳汰机直接分选出精煤和矸石，中间产物进入再选跳汰机，分选出再选精煤，与主选精煤合并为最终精煤。再选中煤和再选矸石可以合并为“洗选煤”合并后灰分应满足用户要求或灰分不超过40%。

设置再选环节可以将由于人工操作不当造成的的损失在主选中煤里的精煤，通过再一次分选回收起来，达到减少损失，提高精煤产率的目的。 三.煤泥水处理流程的评述

煤泥水处理在这里主要采用“浅度浓缩–浮选”流程，由于从捞坑溢流留出来的煤泥水的浓度达不到直接浮选的要求，先将煤泥水浓缩后，再进入浮选作业，以保证浮选入料的浓度，提高浮选作业的效率。

本流程的优点是克服了煤泥水深度浓缩，高灰微细煤泥在循环水中形成恶性循环，使循环水中固体浓度逐渐升高，导致使用循环水的工艺作业的工艺效果变坏，使产品质量下降的缺点，又避免了直接浮选浓度过低的缺点。、

30

矿物加工工程设计说明书

五． 主要工艺设备的选型与计算

1. 筛分设备的选型计算

1）预先筛分设备

入选上限d=50mm 查表5–1 P130，q45t/m2h，Q=340.9t/h 不均衡系数k取1.15；

kQ1.15340.9

F8.7m2。

q45 选用吊式DD1756型的振动筛，有效筛分面积为9m2。

故，选取1台DD1756型号的振动筛1台。 2）块煤脱水分级筛 入料粒度d=50-0mm d=13mm

入料Q16299.3t/h k取1.15

查表5-2，单位负荷定额指标q取18t/m3h

kQ1.15299.3F19.1m2

q18 ZS2570B型座式直线振动筛的有效面积为16m2。

F19.1n1.2, 故n取2台

f163）脱泥筛

入料粒度d=13-0mm d=0.5mm

入料Q22163.0t/h k取1.15

查表5-2，单位负荷定额指标q取8t/m2h。

kQ1.15163.0F23.4m2

q8ZS1756B型座式直线振动筛的有效面积为9m2。

F23.4n2.6, 故n取3台。

f92. 破碎设备的选型与计算

入料粒度d＞50mm，Q497.9t/h,k取1.15 Qe为破碎设备单台处理量，选用600*750型双齿辊破碎机。Qe取60t/h，

kQ4n1.9,故n取2。

Qe

31

矿物加工工程设计说明书

选用600*750型双齿辊破碎机。 3.分选设备的选型与计算 1）主选跳汰机选型计算 入料Q6340.9t/h

d=50-0mm

不平衡系数k取1.15； q取1t/m3h

kQ1.15340.9所需跳汰总面F26.12。

q15选LTX-16型跳汰机，其单台有效面积为f15m2。 。

2）再选跳汰机选型与计算 入料Q1136.6t/h

d=50-0,不平衡系数k取1.15；

空气脉动不分级入选原煤单位面积处理能力q取10t/m3h

kQ1.1536.64.2m2 所需跳汰总面积Fq10选LTX-16型跳汰机，其单台有效面积为f15m2。

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Q3163.0t/h k取1.25,有效容积系数Kv取0.85,单位容积干煤泥处理量q取0.9t/m3h。

kQ1.2563.0

需要总容积V102.9m3qKv0.850.9选XZJ-14型浮选机，其槽数为4，单槽有效容积为Vi6m3 V102.9需要总槽数：i17.2

Vi6i17.2需用浮选机台数：n3.4

i15故选取XZJ-14型浮选机3台。 4.脱水设备的选型与计算 1）离心机

入料Q2318.0t/h

入料粒度d=13-0.5mm 不平衡系数k取1.25

规格1200卧式振动离心脱水机，单台处理能力Qe140t/h

kQ18.01.15所需台数n0.2

140Qe故n取1。

32

矿物加工工程设计说明书

2）过滤机

入料Q3253.7t/h

不平衡系数k取1.25，处理能力q0.6t/m2h

选用GPJ-120加压过滤机，其单台压滤面积为120m2。

kQ1.2553.7所需台数n0.9

qf0.6120故，过滤机选择GPJ-120加压过滤机1台。

3）压滤机

入料Q369.3t/h

不平衡系数k取1.25，处理能力q0.025t/m2h

选用XMZ1000-35U型压滤机，其单台压滤面积为f100m2。

kQ1.259.34.7 所需台数nqf0.025100故,n取5台。

4）脱水斗式提升机 ①、矸石斗式提升机 入料Q1019.0t/h

不平衡系数k取1.5，B取400mm,q取30t/h,

kQ1.519.00.95 nq30 故n取1。型号为L50120型 ②、中煤斗式提升机 入料Q2522.5t/h

不平衡系数k取1.15，B取800mm,q取30t/h

kQ1.2522.50.9 nq30 故，n取1。型号为L50120型。 ③、捞坑斗式提升机 入料Q18290.0t/h

不平衡系数k取1.25,B取1400mm，q取190t/h

kQ1.25290.01.9 nq190 故n取2。型号为L50120型。

5.水力分级和浓缩设备的选型与计算 1）斗子捞坑

入料Q19203.5t/h,W17927.7m3/h

不均衡系数k11.25，干煤泥k21.15，1.55t/m3 根据表5-36，单位沉淀面积处理能力q取14m3/m2h

33

矿物加工工程设计说明书

1Q(k1Wk2)93.6m2 q 单台设备沉淀面积F'取49m2。

F1.9 则需要斗子捞坑的个数为nF' 故斗子捞坑取2个。

F

2）末煤浓缩机

入料干煤泥量Q2552.1t/h

883.116.0 入料煤泥水液固比R152.1底流浓缩物的液固比R24

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取0.92

kQ(R1R2)1.2552.1(16.04)则所需沉淀面F283.2m2

q3.00.924283.219.0m

3.14故选取型号为BGN-18周边转动型的耙式浓缩机2台，1台备用。 3）尾煤浓缩机 入料干煤泥量Q389.3t/h

296.931.9 入料煤泥水液固比R16.8底流浓缩物的液固比R23

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取0.92

kQ(R1R2)1.259.3(31.93)则所需沉淀面F121.7m2

q3.00.92所需浓缩机直径D4F4121.712.5m

3.14 故，选择TNZ-12型中心传动耙式浓缩机1台。

所需浓缩机直径D4F6 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519.56.54123.5m3 D100–32型号的鼓风机，其单台供风量Qe100m3/min

123.5n1.2，故取2台。

100

34

矿物加工工程设计说明书

2）风包

V1.6Q1.620022.63m3

Φ2000×4000型，单台风包容积VB13.2m3

V22.63n1.7,故，选取Φ2200×5518型，2台。

VB13.23）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q取0.85m3/m2min。

SK－30型空气压缩机，在压力49.03kPa下，单台风量为30m3/min

Fq1000.85n2.8，故选取SK－30型空气压缩机3台。

Qe30

35

矿物加工工程设计说明书

主要设备选型计算指标表 入料量t/h或m3/h 340.9 299.3 163.0 97.9 340.9 36.6 63.0 18.0 57.3 9.3 19.0 22.5 197.8 290.0 52.1 9.3 单台处理量t(m3)/台h计算面计算台选择台或t(m3)/m2积(m2) 数（台） 数（台） 时 45 16 8 60 15 10 0.8 140 0.6 0.025 30 30 14 190 3 3 283.2 121.7 8.7 19.1 23.4 26.12 4.2 94.6 1 2 3 2 4 1 3 1 1 5 1 1 2 3 2 1 1 1 2 1 2 3 2 4 1 3 2 1 5 1 1 2 3 2 1 2 1 2 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 设备名称 振动筛 座式直线振动筛 脱泥筛 双齿辊破碎机 跳汰机 跳汰机 浮选机 离心脱水机 加压过滤机 规格型号 DD1756 ZS2570B ZS1756B 600*750 LTX-16 LTX-16 XZJ-14 Φ=1200 GPJ-120 备注 1台备用 1台备用 箱式压滤机 XMY1000-35u 斗式提升机 斗式提升机 鼓风机 空气压缩机 捞坑 捞坑斗式提升机 末煤浓缩机 尾煤浓缩机 风包

L50120型 L50120型 D100–32 SK－30 49m2 L50120型 BGN-24 TNZ-12 Φ2200×5518 36

矿物加工工程设计说明书

六．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.生产工艺的要求

（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≧1500mm；次要操作面和小型设备的主要操作面净宽≧800-1000mm；两台设备之间的共用操作面净宽≧1500-2000mm；主要人行通道净宽≧1500-2000mm；次要人行通道净宽≧700-1000mm。

2.检修工作的要求

（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。

3.厂房建筑物的要求

（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。

37

矿物加工工程设计说明书

6.2 重选车间工艺布置

1.入料原煤缓冲仓的工艺布置

（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。 2.电磁振动给料机的工艺布置

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。

3.跳汰机的工艺布置

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

38

矿物加工工程设计说明书

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。

4.脱水斗式提升机的工艺布置

（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i≧0.005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。

5.脱水分级筛的工艺布置

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。

39

矿物加工工程设计说明书

（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。

6.离心脱水机的工艺布置

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。

7.斗子捞坑的工艺布置

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。

40

矿物加工工程设计说明书

（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。

8.鼓风机与风包的工艺布置

（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。 9.离心液池的工艺布置

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。

（2）离心液池底面坡度倾向泵入料管一侧。

（3）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。 .3 浮选车间工艺布置

1.浮选药剂桶的工艺布置

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。 （1）药剂桶的容量应按0.5-1天的药剂用量确定。

（2）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。

2.矿浆准备器与浮选机的工艺布置

（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。

41

矿物加工工程设计说明书

（2）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。

（3）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。

（4）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。

（5）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为宜，池底向排料口倾斜坡度为0.05-0.07。

（6）浮选操作台下至楼板上的夹层空间高度一般应为2000-2500mm。 3.加压过滤机的工艺布置

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。

（1）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。

（2）滤饼运输机一般布置在卸料仓的下层楼板上。

（3）气水分离器气水入口应低于过滤机滤液排出口，但无需≧10.5m高差的布置要求。

4.各种水池的工艺布置

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。

42

矿物加工工程设计说明书

结束语

选煤工艺设计是工程建设的灵魂，是煤炭基本建设计划具体实现党的必经途径，在选煤行业的作用十分重要。设计的成功与否直接关系到选煤厂的生产运作，与生产的经济效益直接挂钩。本次作业是我们对选煤工艺设计的第一次尝试，作业量看似不大，可是做起来却没那么简单，不过我相信每个人的收获也很大。

本次作业综合考察了学生对于选煤工艺流程各环节设计、设备选型计算、综合分析数据等能力，不仅是对《选煤工艺设计与管理课》学习成果的体现，更反映了学生对矿物加工专业知识的掌握程度。

就所用软件来说，我们这次一共主要使用了EXCEL、WORD、AUTOCAD等软件，充分考察了我们的计算机能力，使用这些软件期间，我遇到了一些问题，不过在同学的帮助下，最终都一一解决了，这也增长了我的计算机知识，提高了我的实践动手能力。这次作业很有意义！

43

矿物加工工程设计说明书

附录

一．设备清册 1 重选车间 顺设备号 设备名称 技术特征 序 1 302 原煤圆环链分配 B=100mm,L=24m 刮板运输机（带闸门） а=0。V=o.8m/s,Q=500t/h 2 303-306 303/1-306/1 3 307-309 电动机 电磁振动给煤机 振动器 入跳汰机溜槽 主洗跳汰机 JO382-6,N=40kw GZ5K3，B×L=2200×1400mm,а=0-10。 2×0.65KW,2×2.1kw,电压=220v 金属结构 LTX-16，F=15,Q=150-230t/h B=600mm,L=22.976m,Q>80t/h,v=0.46m/s4 310 中煤刮板运输机 а=0° 电动机 JQ251-6,N=5.5KW,n=960转/分 减速机 JZQ-500-II-IZ,i=40.19 308/1 头架座 金属结构 驱动装置架座 金属结构 B=650mm，L=6.380M,а=0°Q≥5 中煤再洗皮带运输机 110t/h,v=1.25m/s 油冷电动滚筒 Jdy 404z, JO3112S-6 N=3KW 机头溜槽 金属结构 过桥 金属结构 6 311 再洗跳汰机 LTX-16，F=15,Q=150-230t/h 主洗矸石脱水斗子提升B=800mm Q=35t/h v=0.16m/s а7 312-314 机 =60°L=21.6m 电动机 JO3-61-6 N=10KW n=970r/min 减速机 JZQ-650-I-IZ,i=48.57 310/1-311/1 斗子机头溜槽 金属结构 主洗中煤脱水斗子提升B=800mm Q=35t/h v=0.16m/s а8 315-317 机 =60°L=21.6m 电动机 JO3-61-6 N=10KW n=970r/min 减速机 JZQ-650-I-IZ,i=48.57 312/1-313/1 斗子机头溜槽 金属结构 再洗中煤脱水斗子提升B=800mm Q=35t/h v=0.16m/s а9 318 机 =60°L=21.6m 电动机 JO3-61-6 N=10KW n=970r/min 减速机 JZQ-650-I-IZ,i=48.57 314/1-315/1 斗子机头溜槽 金属结构 ZS2065 单层座式振动筛F=12M2 筛孔尺10 319-322 精煤分级筛 寸=13mm或10mm Q=100T/h

44

数单位 量 台 1 台 1 台 台 个 台 台 台 台 个 个 台 台 个 个 台 台 台 台 套 台 台 台 套 台 台 台 套 台 1 4 4 3 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 3 2 2 2 3 2 2 2 2 2 2 1 3 矿物加工工程设计说明书

11 12 13 14 316/1-318/1 316/2-318/2 323-325 319/1-320/1 319/2-320/2 15 16 17 18 金属结构 个 金属结构 个 L50120型 Q=150t/h 台 JO382-3 N=30KW n=730r/min 个 LQ850-III-IZ,i=31.5 个 金属结构 个 金属结构 个 2ZS1756型双轴座式振动筛 F=9m 筛孔326-328 末精煤脱水脱泥筛 台 尺寸=0.5mm 电动机 JQ2-51-4 N=7.5KW n=1450r/min 个 321/1-322/1 晒下漏斗 金属结构 个 精煤圆环链分配刮板运B=800mm，L=21.952M,а=0°Q≥323 台 输机 280t/h,v=0.6m/s 电动机 JQ2-62-4 N=17KW n=1460r/min 台 减速机 JZQ-650-I-IZ,i=48.57 台 323/1-323/5 刮板机下溜槽 金属结构 个 刮板机下入精煤皮带溜323-6 金属结构 槽 WZL-1000 Q=60t/h 大直径端=1000mm 末精煤卧式振动离心脱329-331 筛缝0.25mm 牛80r/min 振次台 水机 1599-1800次/分 振幅2.5-3mm 传动电动机 JQ371-4 N=22KW n=1450r/min 台 振动电动机 JQ332-4 N=3KW n=1450r/min 台 油泵电动机 JQ2222-4 N=0.55KW n=1410r/min 台 324/1-326/1 离心脱水机下溜槽 金属结构 个 .B=650mm，L=30.58m,а=0° -3°30Q≥332 中煤皮带转载运输机 台 80t/h,v=1.25m/s 油冷电动滚筒 Jdy 504a JO3112M-6 N=4KW 台 327/1 机头溜槽 金属结构 个 矸石仓上分配刮板运输B=600mm，L=24.00m,а=0°.Q≥120t/h, 333 台 机 v=0.46m/s 电动机 JQ2-61-6 N=10KW n=970r/min 个 减速机 JZQ-650-II-2Z,i=40.17 个 328/1 机下溜槽 金属结构 个 机下入仓溜槽 金属结构 个 矸石仓下脱水闸门（带334-336 900×900气动脱水闸门 个 溜槽） 集水槽 金属结构 个 矸石仓下圆环链刮板运B=600mm，L=21.376m,а=0°.Q≥100t/h, 337 台 输机 v=0.46m/s 电动机 JQ2-61-6 N=10KW n=970r/min 台 减速机 JZQ-650-II-2Z,i=40.17 台

45

筛前溜槽 筛细漏斗 捞坑斗子提升机 电动机 减速机 斗子机头溜槽 捞坑入料套筒 3 3 3 2 2 2 2 2 2 2 1 1 1 5 1 3 3 3 3 3 1 1 1 1 1 1 1 3 2 2 1 1 1 矿物加工工程设计说明书

331/1 331/2 331/3 331/4 机头溜槽 机头挡煤板 梯子 机尾矸石溜槽 338 矸石皮带转载运输机 油冷电动滚筒 机头挡煤板 鼓风机 电动机 风包 离心液泵 19 332/1 20 339-342 21 343-344 22 340-341

金属结构 金属结构 金属结构 金属结构 B=650mm，L=27.17m,а=2°11.Q≥100t/h,v=1.25m/s Jdy 504a JO3112M-6 N=4KW 金属结构 D100-32型， 风量100m3/min 风压2450mm水柱 JQ292-6 N=75KW n=2950r/min Φ2200×5518mm v=19.5m3 4PS H=35m Q=160m3/h 台 台 个 个 台 台 台 台 台 台 台 1 1 1 1 1 1 1 5 5 2 2 46

矿物加工工程设计说明书

浮选车间 顺序 设备号 设备名称 矿浆分配26 401 器 27 402-404 搅拌桶 28 408-410 29 411-415 30 416-419 电动机 浮选机 浮选精煤过滤机 技术特征 四流 Φ3000mm v=16m3 JO2-62-6 N=13KW n=970r/min XZJ-14 4室 PG116-12 F=116m2 过滤直径=2700转速=0.148,0.66，0.2851.285 2yK-115型 Q=110M3/min 耗水量12m3/h JR127-6 N=185KW n=980r/min SZ-3型 Q=11.5M3/min 耗水量70L/min JO2-82-6 N=40KW n=960r/min Φ1540×1200m B=800mm，L=55.650M,а=2°Q≥50t/h,v=1.25m/s JO3-160M-4 N=18.5KW JZQ-650-II-2Z,i=40.17 金属结构 14Sn-13A Q=1116m3/h H=36m JS136-4型 N=22kw n=1480r/min 5PS Q=160m3/h H=35m JO2-91-4 N=55KW n=1470r/min 6BA-8A型 Q=200m3/h 21.3m JO2-71-4 N=22KW n=1470r/min 单位 台 个 个 台 个 台 台 台 台 个 个 个 个 个 台 台 台 台 台 台 数量 1 3 3 3 4 4 4 4 4 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 水环式真空泵 电动机 水环式压31 420-423 缩机 电动机 浮选药剂32 420 桶 浮选精煤33 424-425 皮带运输机 电动机 减速机 421/1-422/1 机头溜槽 缓冲水池34 426-429 泵 电动机 浮选精煤35 430-431 过滤溢流泵 电动机 36 432-433 冷却水泵 电动机 电动单梁37 434-435 悬挂起重机

DX型 起重量5t Lk=10.5m,L=12.5m 台 H=30m 工作制度JC=25﹪ 47

矿物加工工程设计说明书

二．参考文献

[1].陈贵锋.选煤.北京：化学工业出版社，2011

[2].谢广元等.选矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2005 [3].选煤厂设计手册（工艺部分）.北京：煤炭工业出版社，1978 [4].范肖南.采用EXCEL绘制原煤可选性曲线.选煤技术，2004.02 [5].戴少康.选煤工艺设计的思路与方法.北京：煤炭工业出版社，2003 [6].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，2005 [7].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，2012 [8].GB/T 50748-2011 选煤工艺制图标准 [9].GB/T 16660-2008 选煤厂用图形符号 [10].GB 50359-2005 煤炭洗选工程设计规范 [11].GB/T 19094-2003 选煤厂流程图原则和规定 [12].GB/T 15715-1995 煤用重选设备工艺性能评定方法 [13].MT/T 145-1997 评定煤用重选设备工艺性能的计算机算

48

矿物加工工程设计说明书

49

矿物加工工程设计说明书

50