选煤厂设计

矿物加工课程设计

题 目班 级学 号姓 名指导老师日 期 说 明 书

范各庄矿2.1 Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计

矿物加工12级3班

1215030133 高少鹏

樊晓萍

2016年1月12日

范各庄矿2.1 Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计

一、目的与要求

本课程设计是选煤厂设计课堂讲授与毕业设计之间的系统作业练习。通过课程设计使专业知识与实际技能得到初步训练，为毕业设计打下基础。

本课程设计要求学生掌握综合、校正煤质资料的方法，并对其进行分析；掌握工艺流程的方案确定、计算原理和方法；掌握工艺设备选型和计算方法；培养绘制工艺图纸的能力。

课程设计包括说明书与图纸两部分。说明书要求书写要简明、清楚，选用的指标与资料数据要注明来源和依据，写出主要的计算过程和步骤；数质量流程图和设备流程图各1张。

最终提交内容： 1. 选煤厂设计说明书；

2. 所选选煤工艺数质量流程图(A1图纸)； 3. 所选选煤工艺设备联系图(A1图纸)。 二、设计任务书：

1. 题目：××矿Mt/a炼焦(动力)煤选煤厂初步设计 2. 分组与题目要求

每组学生人数6人，组长一名(编号为“1”者)。

序号 1 2 3 4 5 6 姓名 张茜 刘腾 杜好雨 王星 袁越 设计煤层选煤厂 生产题目 系数 类型 能力 (A/B) (Mt/a) 70:30 范各庄矿3.3 Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计 炼焦煤 3.3 2.1 2.7 4.0 6.5 5.3 炼焦煤 动力煤 动力煤 动力煤 精煤灰分 要求(%) 9.01~9.50 精煤水分 要求(%) <13.00 <12.00 <12.50 <13.50 <14.50 <14.00 高少鹏 炼焦煤 43:57 范各庄矿2.1 Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计 10.51~11.00 62:38 范各庄矿2.7 Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计 10.01~10.50 51:49 24:76 33:67 新邱矿4.0 Mt/a动力煤选煤厂初步设计 新邱矿6.5 Mt/a动力煤选煤厂初步设计 新邱矿5.3 Mt/a动力煤选煤厂初步设计 12.51~13.50 13.01~14.00 11.51~12.50 ××矿选煤厂(动力煤为新邱矿，炼焦煤为范各庄矿)：矿井型选煤厂，年处理原煤XX Mt(同上表)，其中煤层系数为A/B(具体数据同上表)。原煤为肥焦煤/动力煤(根据设计题目确定)。年工作330天，每日两班生产16小时，一班检修。选后精煤产品满足灰分和水分上述表中要求；中煤用作燃料，灰分合理确定。炼焦煤选煤厂煤泥必须经过浮选处理；动力煤选煤厂煤泥不需要浮选，直接脱水回收。矸石就近利用。

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三、选煤厂设计计算书 1、原煤资料的审查：

检查筛分浮沉资料在煤样试验前后重量与灰分的误差是否符合国标或部标要求，有无错误的数据，以确认资料的正确性和可靠性。

2、煤质资料的初步分析(原煤特性)

对矸石、硫、磷有害杂质含量有初步的估计，例如，低矸或中矸等矸石含量偏低的原煤，可考虑检查性手选，矸石经过破碎由跳汰机排出。资料合成时不扣除矸石。如果矸石含量大，原煤属于高矸，应考虑使用选择性破碎机等选出矸石，资料合成时应扣除矸石。原煤含硫小于1.5%，可不考虑特殊处理。

3、煤质资料校正与综合：

首先校正筛分试验资料，校正原则见书(筛分资料的灰分校正)。各煤层筛分试验灰分校正后按表1进行综合。

可考虑+50mm的原煤(包括夹矸、矸石)全部破碎，其破碎至-50mm的筛分试验资料见表2。破碎级的总灰分与表1中的灰分有差异，以表1的+50mm灰分为准，校正破碎级的灰分，校正后的灰分填入表2的第10栏。

粒级/mm 1 手 >100 γ本/% 3 表1 入厂原煤筛分资料表 A层(KA＝43 %) γ/% 4 Ad/% 5 γ本/% 6 γ/% 7 Ad/% 8 γ本/% 9 γ/% 10 Ad/% 11 产物名称 2 煤 B层(KB＝57 %) 综合(K＝ 100 %) 4.89 1.95 2.10 0.84 1.68 4.62 1.89 0.86 2.05 4.80 9.42 6.76 6.35 5.16 7.57 4.30 3.44 33.58 43.00 10.67 37.14 85.15 42.56 9.47 26.52 83.75 44.26 43.43 40.49 34.85 33.50 30.77 24.70 21.41 32.18 34.65 6.73 4.04 6.12 5.19 3.65 4.23 3.84 19.41 5.94 2.30 35.58 3.14 3.49 38.66 5.17 2.96 18.63 4.85 2.08 45.26 2.94 2.41 82.54 4.46 5.94 16.32 3.14 36.00 5.17 53.78 选 夹矸煤 矸 石 3.91 小 计 10.75 手 煤 16.89 9.63 30.25 14.25 14.25 34.25 4.85 15.06 2.94 39.80 4.46 83.10 4.40 1.99 4.77 21.91 15.73 14.77 11.99 17.61 9.99 8.00 78.09 100.00 100~50 选 夹矸煤 矸 石 小 计 11.16 >50合计 50~25 25~13 13~6 6~3 3~0.5 0.5~0 煤 煤 煤 煤 煤 煤 13.07 7.45 46.75 12.25 12.25 45.77 29.96 17.08 37.45 26.50 26.50 39.57 15.96 9.10 42.98 15.86 15.86 41.92 14.81 8.44 38.35 14.79 14.79 36.85 11.69 6.66 31.50 11.82 11.82 32.37 10.71 6.10 26.88 13.68 13.68 29.03 11.33 6.46 23.07 10.75 10.75 23.72 5.54 3.16 22.64 6.60 6.60 22.00 50~0合计 毛煤总计 70.04 39.92 32.79 73.50 73.50 32.51 100.00 57.00 34.19 100.00 100.00 34.39 2

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表2 A、B两层原煤+50mm破碎级筛分试验结果综合表 A层(K1＝9.42%) B层(K2＝17.08%) 综合(K＝26.5%) γ本/% 2 20.89 19.55 17.23 19.38 13.13 9.82 γ/% Ad/% 3 1.97 1.84 1.62 1.83 1.24 0.93 4 48.20 46.98 45.23 42.90 35.83 32.54 γ本/% 5 20.88 20.04 18.18 17.34 15.79 7.77 γ/% 6 3.57 3.42 3.11 2.96 2.70 1.33 Ad/% 7 50.81 48.94 46.09 42.47 35.66 33.23 γ本/% 8 20.88 19.87 17.84 18.07 14.84 8.50 γ/% 9 5.53 5.26 4.73 4.79 3.93 2.25 Ad/% 10 Ad校正 11 粒级/mm 1 50~25 25~13 13~6 6~3 3~0.5 0.5~0 50~0合计 49.88 45.47 48.25 43.84 45.79 41.38 42.63 38.22 35.71 31.30 32.95 28.54 100.00 9.42 43.26 100.00 17.08 44.37 100.00 26.50 43.98 39.57 用表1的资料将-50mm粒级原煤A、B层和综合的结果填入表3，并且计算出占-50mm本粒级的产率。 表2与表3的资料综合为表4。

表3 -50mm自然级原煤筛分资料

粒级/ mm A层(K1＝33.58%) 产率/% γ本 2 γ 3 Ad 4 B层(K2＝39.92%) 产率/% γ本 5 γ 6 Ad 7 综合(K＝73.5%) ∑γ 8 Ad 9 1 50~25 20.14 6.76 40.49 22.79 9.10 42.98 15.86 41.92 25~13 18.91 6.35 34.85 21.15 8.44 38.35 14.79 36.85 13~6 6~3 3~0.5 -0.5 15.35 5.16 33.50 16.69 6.66 31.50 11.82 22.55 7.57 30.77 15.29 6.10 26.88 13.68 12.79 4.30 24.70 16.18 6.46 23.07 10.75 10.24 3.44 21.41 7.91 32.37 29.03 23.72 22.00 3.16 22.64 6.60 总计 100.00 33.58 32.18 100.00 39.92 32.79 73.50 32.51

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表4 入选原煤-50mm自然级和破碎级筛分资料综合 粒级/ mm 自然级(K1＝73.5%) 产率/% γ本 2 γ 3 Ad 4 破碎级(K2＝26.5%) 产率/% γ本 5 γ 6 Ad 7 综合(K＝100%) ∑γ 8 Ad 9 1 50~25 25~13 13~6 6~3 3~0.5 -0.5 21.58 15.86 41.92 20.88 5.53 49.88 21.40 43.98 20.13 14.79 36.85 19.87 5.26 48.25 20.06 39.84 16.08 11.82 32.37 17.84 4.73 45.79 16.55 36.21 18.61 13.68 29.03 18.07 4.79 42.63 18.46 32.56 14.63 10.75 23.72 14.84 3.93 35.71 14.69 26.93 8.98 6.60 22.00 8.50

2.25 32.95 8.85 24.78 总计 100.00 73.50 32.51 100.00 26.50 43.98 100.00 35.55

入选原煤50~0.5 mm的产率γ=91.15% 和灰分Ad=36.60%

以筛分资料为基础，计算各煤层的自然级、破碎级的浮沉试验资料(见表5、表6)，并将此两表的资料综合，结果列入表7。

表5 A层煤50~0.5 mm自然级和破碎级浮沉试验资料

密度级/kg·L-1 1 -1.3 1.3~1.4 1.4~1.5 1.5~1.6 1.6~1.7 1.7~1.8 1.8 小计 煤泥 总计

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A层自然级(K1＝30.14 %) 产率/% γ本 2 26.33 25.53 5.11 4.59 2.37 1.52 34.55 2.17 γ 3 7.94 7.69 1.54 1.38 0.71 0.46 Ad 4 4.49 8.86 15.94 23.74 34.97 44.53 A层破碎级(K2＝ 8.49 %) 产率/% γ本 5 18.58 24.83 5.96 3.52 2.14 2.81 42.16 2.02 γ 6 Ad 7 综合(K＝38.63%) 产率/% γ本 8 γ 9 Ad 10 1.58 11.14 24.63 9.51 5.59 2.11 16.29 25.38 9.80 10.46 0.51 23.71 0.30 34.94 0.18 44.53 0.24 54.30 5.30 4.35 2.32 1.80 2.05 17.86 1.68 25.73 0.90 36.91 0.70 47.88 10.41 77.61 0.65 25.20 3.58 77.48 36.22 13.99 77.58 0.17 27.58 2.14 0.83 25.69 100.00 30.14 33.67 100.00 8.49 43.90 100.00 38.63 35.92 100.00 30.79 33.49 100.00 8.66 43.58 100.00 39.46 35.70

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自然级(K1＝66.9 %) 破碎级(K2＝ 24.24 %) 密度级/kg·L-1 1 -1.3 1.3~1.4 1.4~1.5 1.5~1.6 1.6~1.7 1.7~1.8 1.8 小计 小计占总计 煤泥 总计 产率/% γ本 2 γ 3 Ad 4 产率/% γ本 5 γ 6 Ad 7 综合(K＝91.14%) 产率/% γ本 8 γ 9 Ad 10 20.43 13.67 4.90 13.13 3.18 10.41 18.49 16.85 5.94 26.17 17.51 10.07 23.71 5.75 13.44 25.51 23.25 10.90 7.80 5.56 5.11 2.51 5.22 17.15 7.49 3.72 25.10 3.51 3.42 33.89 4.17 1.68 41.94 5.87 1.82 20.01 7.72 0.85 29.94 5.01 1.01 36.29 4.86 1.42 45.92 3.41 7.04 17.88 4.57 26.00 4.43 34.43 3.11 43.76 32.42 21.69 74.45 42.15 10.22 79.28 35.01 31.91 76.00 100.00 66.90 33.29 100.00 24.24 44.73 100.00 91.14 36.33 1.00 1.31 0.99 1.00 0.99 1.00 0.99 36.33 1.14 23.43 0.87 22.38 1.11 0.27 26.83 1.25 100.00 67.77 33.15 100.00 24.51 44.53 100.00 92.29 36.17

表6 B层煤50~0.5 mm自然级和破碎级浮沉试验资料

密度级/kg·L-1 1 -1.3 1.3~1.4 1.4~1.5 1.5~1.6 1.6~1.7 1.7~1.8 1.8 小计 煤泥 总计 B层自然级(K1＝36.76 %) 产率/% γ本 2 15.60 26.69 10.01 6.35 7.35 3.33 30.68 0.60 γ 3 5.73 9.81 3.68 2.33 2.70 1.22 Ad 4 5.47 11.02 17.65 25.90 33.60 40.97 B层破碎级(K2＝ 15.75 %) 产率/% γ本 5 10.19 23.10 8.32 3.50 5.26 7.52 42.15 0.62 γ 6 1.60 Ad 7 9.69 综合(K＝52.51%) 产率/% γ本 8 γ 9 Ad 10 13.98 7.34 6.39 9.50 5.50 6.72 4.59 4.99 17.89 2.89 26.15 3.53 33.81 2.41 42.57 3.64 11.79 25.61 13.45 11.23 1.31 18.58 0.55 27.23 0.83 34.48 1.18 44.23 11.28 71.53 0.22 25.45 6.64 80.25 34.12 17.92 74.76 0.10 25.52 0.61 0.32 25.47 100.00 36.76 32.99 100.00 15.75 45.17 100.00 52.51 36.64 100.00 36.98 32.94 100.00 15.85 45.05 100.00 52.83 36.57

表7 A和B层煤50~0.5mm自然级和破碎级浮沉试验资料

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自然级(K1＝66.9 %) 破碎级(K2＝ 24.24 %) 密度级/kg·L-1 1 -1.3 1.3~1.4 1.4~1.5 1.5~1.6 1.6~1.7 1.7~1.8 1.8 小计 小计占总计 煤泥 总计 产率/% γ本 2 γ 3 Ad 4 产率/% γ本 5 γ 6 Ad 7 综合(K＝91.14%) 产率/% γ本 8 γ 9 Ad 10 20.43 13.67 4.90 13.13 3.18 10.41 18.49 16.85 5.94 26.17 17.51 10.07 23.71 5.75 13.44 25.51 23.25 10.90 7.80 5.56 5.11 2.51 5.22 17.15 7.49 3.72 25.10 3.51 3.42 33.89 4.17 1.68 41.94 5.87 1.82 20.01 7.72 0.85 29.94 5.01 1.01 36.29 4.86 1.42 45.92 3.41 7.04 17.88 4.57 26.00 4.43 34.43 3.11 43.76 32.42 21.69 74.45 42.15 10.22 79.28 35.01 31.91 76.00 100.00 66.90 33.29 100.00 24.24 44.73 100.00 91.14 36.33 1.00 1.31 0.99 1.00 0.99 1.00 0.99 36.33 1.14 23.43 0.87 22.38 1.11 0.27 26.83 1.25 100.00 67.77 33.15 100.00 24.51 44.53 100.00 92.29 36.17

表8 50~0.5mm入选原煤浮沉资料校正表

密度级/kg·L 1 -1.3 1.3~1.4 1.4~1.5 1.5~1.6 1.6~1.7 1.7~1.8 1.8 小计 小计占总计 煤泥 总计 -1全级综合 γ 2 Ad 3 校正后 γ 4 Ad 5 浮物累计 γ 6 Ad 7 沉物累计 γ 8 Ad 9 18.49 5.94 18.28 5.94 18.28 5.94 100.00 36.78 25.51 10.90 25.22 10.90 43.50 8.82 81.73 43.67 7.72 17.88 7.63 17.88 51.14 10.17 56.51 58.29 5.01 26.00 4.97 26.00 56.11 11.57 48.87 64.60 4.86 34.43 4.80 34.43 60.91 13.38 43.90 68.98 3.41 43.76 3.37 43.76 64.28 14.97 39.10 73.22 35.01 76.00 35.73 76.00 100.00 36.78 35.73 76.00 100.00 36.33 100.00 36.78 1.00 36.33 0.99 36.78 1.25 23.43 1.25 23.43 100.00 36.17 100.00 36.61

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两煤层的δ-λ曲线

可选性曲线

可选性曲线表 浮物曲线 沉物曲线 灰分特性曲线 密度曲线 密度+-0.1 5.94 18.28 37.04 100.00 5.94 9.14 1.30 18.28 1.30 44.00 43.50 8.82 43.50 43.94 81.51 10.90 30.89 1.40 43.50 1.40 33.23 32.85 10.17 51.14 58.66 56.00 17.88 47.32 1.50 51.14 1.50 12.73 12.61 11.57 56.11 65.07 48.27 26.00 53.62 1.60 56.11 1.60 9.87 9.78 13.38 60.91 69.51 43.26 34.43 58.51 1.70 60.91 1.80 8.26 8.17 14.97 64.28 73.86 38.40 43.76 62.60 1.80 64.28 39.10 36.78 100.00 76.72 35.00 76.00 100.00 密度 B 2.22.01.81.61.561.41.20100 11.4820εδ80 浮物产率/% 100 0806053.95βλ402005101520253035404550556065707580859095100灰分/%7

沉物产率/@θ60范各庄矿2.1 Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计

选择选煤工艺流程应以原料煤性质、用户对产品的要求、最大产率和最高经济效益等因素为依据，正确确定一个简单、较高效率、合理可行并且能够满足技术经济要求的工艺流程。选择选煤工艺流程应遵循以下基本原则：

(1)根据原料煤性质采用相适应的具有先进技术和生产可靠的分选方法； (2)根据用户的要求能分选出不同质量规格的产品；

(3)在满足产品质量要求的前提下获得最大精煤产率，同时力求最高的经济效益和社会效益。

进行工艺流程方案比较时，需从以下提供流程中选取3～4个方案进行计算比较，最终确定符合煤质资料与产品要求的工艺流程。针对所选的流程分别进行计算预测，主要分选技术指标可参考选用：跳汰主选一段(矸石段)I=0.18，二段(中煤段)I=0.21；跳汰再选一二段可均取I=0.24；混合重介E=0.05；块煤重介E=0.025。不同方案比较要有可比性，即要求不同方案确定的最终精煤灰分应当基本相同，中煤灰分与矸石灰分也要在一个相似的水平。

方案流程：①单一跳汰；②跳汰主再洗；③跳汰主洗，中煤重介；④跳汰初选，重介精选；⑤三产品重介旋流器分选；⑥重介主再洗；⑦块煤重介主再洗，末煤三产品重介；⑧块煤重介排矸，末煤三产品重介；⑨块煤动筛跳汰排矸，末煤三产品重介。

以下为跳汰主再洗流程方案预测表格及最终工艺流程，其它方案流程可在教师指导下进行设计计算并进行最终工艺流程的数质量平衡计算与流程图绘制。

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表10 主选产品计算表

密度级/kg·L-1 1 -1.3 1.3~1.4 1.4~1.5 1.5~1.6 1.6~1.7 原煤 γ 2 18.28 25.22 7.63 4.97 4.80 Ad 3 ?矸石段δ1=1.56-0.1=1.65 γ 5 γ本 6 Ad 7 γ入 8 中煤段 δ2=1.56-0.05=1.51 ?精煤 Ad 12 γ 13 γ本 14 Ad 15 5.94 10.90 γ 10 γ本 11 4 9 5.90.00.05.918.0.00.00.00 4 4 28 5 1 0 0 10.0.60.110.25.14.3.50.37 90 90 07 01 1 2 6 17.8.50.617.6.946.3.21.53 88 88 8 41 4 3 5 26.31.1.526.3.376.2.53.74 00 92 9 00 9 11 8 34.61.2.934.1.891.1.66.95 43 41 5 43 5 47 9 0.05.97 4 26.10.95 90 24.17.87 88 19.26.78 00 18.41.027 0 21.48.355 7 3.717.8.40 4 88 0.826.1.82 1 00 0.134.0.35 6 43 0.043.0.03 2 76 0.076.0.01 1 00 44.100.9.856 00 3 13.34.01 43 1.6~43.82.2.743.0.597.0.54.443.3.37 6.54 1.8 76 38 7 76 9 38 8 4 76 35.776.96.34.80.876.1.499.1.410.76.1.8 3 00 00 30 6 00 3 61 2 93 00 100.36.42.100.68.65.13.10027. 小计 00 78 42 00 00 59 03 .00 25

表9设计指标与理论指标之比 产品名称 精煤 中煤 矸石 小计 理论指标 设计指标 产率γ/% 灰分Ad/% 产率γ/% 灰分Ad/% 53.95 11.00 44.56 9.83 9.04 34.12 13.03 27.25 37.01 75.00 42.42 68.00 100.00 36.78 100.00 36.78 表11 主选产品实际平衡表 产 率% Ad% 产品 r本 r全 精煤 中煤 矸石 小计 占浮沉入料 浮沉煤泥

44.56 13.03 42.42 100.00 98.75 1.25 9

37.75 11.04 35.94 84.72 86.26 1.14 9.83 27.25 68.00 36.78 36.78 23.43

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合计 占全样 原生煤泥 次生煤泥 总计 100.00 87.40 6.60 6.00 100.00

87.40 87.40 6.60 6.00 100.00 36.61 36.61 22.00 36.78 35.66 工艺流程计算

煤的数、质量平衡指标

煤的小时处理量：

Q02100000??397.73t/h Q=Tt330*16式中，Q—选煤厂小时处理量，t/h，Q0—选煤厂年生产能力，t/a;T—选煤

厂工作日数，d/a；t—选煤厂工作小时数，h/d。 水的平衡指标

水量用符号W表示，单位为m3/h，计算水量时，不考虑其中的悬浮物； 水分指标，即含水百分数用Mr表示； 水量与水分指标常用的换算公式为：

Wt= W=

QMt100?Mt?397.73*12=54.24m3/h

100?12

入厂原煤

Q=54.24t/h，r=100.00% ，Ad=34.39%。 原煤分级作业：原煤采用单层筛分级层筛孔为50mm，筛分效率按100计算。 入料：Q=54.24t/h，r=100.00%， Ad=34.39% ；

筛上+50mm粒级产品：Q=14.37t/h，r=26.50%，Ad=39.57% 。 检查性手选

检查性手选只拣出木块、铁器和少量过大的块矸石，因此经过检查性手选，认为在数量和质量指标方面不改变。

破碎作业

采用开路破碎作业，经破碎后，认为只有粒度的变化，而破碎前后数质量不变。

入料：Q=14.37t/h，r=26.50%，Ad=39.57%；

出料：Q=14.37t/h，r=26.50%，Ad=39.57%。 矿浆体积计算：

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Vm= =328.54m3/h

W?Q1?Q(R?)=397.73*（54.24/397.73+1/1.450）?c?c 式中，Vm—矿浆（即指煤泥水）体积，m3/h；R—液固比（R=W/Q）；—煤泥的真密度，kg/L。取1.45

矿浆浓度的计算：

P?QQ?W*100%?397.73*100%?88.00%

397.73?54.24

q?10001000?1R?（54.24/397.73）??11.45?1210.61

式中，P—固体质量百分比浓度（显然P+Mt=100%);q—煤泥水的体积浓度，g/L。在P、q、R之间相互换算的公式，可以用上式进行推到。

原煤准备流程计算 一、筛分作业

筛分作业数、质量计算从入料开始，再计算筛下和筛上。 1. 入料数质量的计算

根据确定的厂型与工作制度计算原煤小时处理量Q，t/h；根据原煤筛分试验查出入料的灰分Ad，%；原煤入厂的第一个作业，产率?=100%。

关于原煤水分和水量的问题，有的工艺流程计算，如混合入选跳汰流程计算水量是从跳汰作业开始，将原煤含水忽略不计。但考虑到井下采煤时喷水降尘或原煤入选时水分较高，则要从资料查出原煤水分Mt，计算出小时处理干基煤量

Qd，再用式（4-2）计算出原煤所带水量W。原煤外在水分是否计入流程，戴少

康选煤设计大师在《选煤工艺流程计算中一个被忽视的问题》一文中详细论述了如何避免由于水分的计算引起的工艺流程计算误差和经济效益误差大的问题。

2. 筛下物数质量计算

（1）筛孔尺寸d的选择是由工艺流程确定的，但要用筛分试验资料核对，并从资料中查出理论筛下物产率??d，%和灰分A?d，%。

（2）筛分效率?受筛孔尺寸大小，入料水分及难筛颗粒多少，筛分设备的

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选型及负荷高低的影响。设计时为简便起见，假定选型适当，筛分效率仅从作业的方式和方法选择。对于混合入选d?50 mm时，预先筛分取??100%；对于分级入选的准备（分级）筛分时，当筛孔尺寸为d?13~8mm，干法筛分时，取

??85%~75%；湿法筛分时，取??95%~85%。

（3）筛下物数质量计算，图4-1中可知： 预先筛分

? ?????d=100%?60.58%=60.58%

Q1??1?Q=60.58%?454.45=275t/h

筛下物灰分A1，从筛分试验资料查出。

A1?A?d=32.51%

3. 筛上物数质量计算

Q2?Q?Q1=397.73-301=96.73t/h

?2?100??1=24.32%

A2?100A-?1A1100*39.57-75.58*32.51??61.420??1100-75.68

二、选矸作业

（1）若是检查性手选只拣出木块、铁器和少量过大块矸石，因此经过检查性手选，认为数量和质量指标不变。

三、破碎作业

（1）选煤厂多用开路破碎作业。经破碎后，认为只有粒度的变化，而破碎前后数量、质量不变。筛分试验破碎级的粒度特性，代表本作业的结果。

四、跳汰选作业的计算

应用表3-20的50~0.5 mm浮沉试验综合表校正后的资料，可以绘出可选性曲线，当精煤要求灰分为11.00%时，可以确定理论分选密度?P1o=1.65 kg/L，kg/L。可选性评定为难选。用表4-6确定实际分选密度?P1=1.80 kg/L，?P2o=1.40

kg/L。按表4-3不分级跳汰选煤矸石段I1=0.15，I2=0.17。每个密度级?P2=1.37

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取密度的平均值。用跳汰近似公式计算t值，并查t值表（见附表录），得到分配率?%，结果列入表4-7。

① 矸石段将?P1=1.65，I1=0.15代，入查表得ε值 密度级-1.3（取1.20） t=

1.5531.2-1lg?-5.30 ε=0.00 0.151.65-1密度级1.3~1.4（取1.35） t=

1.5531.35-1lg?-2.78 ε=0.62 0.151.65-11.5531.45-1lg?-1.65 ε=8.53 0.151.65-11.5531.55-1lg?-0.75 ε=31.92 0.151.65-11.5531.65-1lg?0.00 ε=50.00 0.151.65-11.5531.75-1lg?0.64 ε=82.38 0.151.65-11.5531.90-1lg?1.46 ε=96.00 0.151.65-1密度级1.4~1.5（取1.45） t=

密度级1.5~1.6（取1.55） t=

密度级1.6~1.7（取1.65） t=

密度级1.7~1.8（取1.75） t=

密度级+1.8（取1.90） t=

② 中煤段将?P2=1.51，I2=0.17代入 密度级-1.3（取1.2）

t=

1.5531.2-1lg?-3.71 ε=0.05 0.171.51-11.5531.35-1lg?-1.49 ε=14.01 0.171.51-11.5531.45-1lg?-0.50 ε=46.41 0.171.51-11.5531.55-1lg?0.30 ε=76.11 0.171.51-11.5531.65-1lg?0.96 ε=91.47 0.171.51-11.5531.75-1lg?1.53 ε=97.38 0.171.51-113

密度级1.3~1.4（取1.35） t=

密度级1.4~1.5（取1.45） t=

密度级1.5~1.6（取1.55） t=

密度级1.6~1.7（取1.65） t=

密度级1.7~1.8（取1.75）

t=

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密度级+1.8（取1.90） 入料

t=

1.5531.9-1lg?2.25 ε=99.61 0.171.51-1??100%Q?Q0?454.55t/h A?17.35%跳汰精煤

??83.44%Q?Q0?454.55t/hq A?9.49%

跳汰中煤

矸石

??16.56%Q?Q0?75.27t/h A?64.68%

五、跳汰精煤处理流程 （1）脱水筛分 筛子入料

??83.44%Q?Q0?379.28t/h A?9.49%筛下物料的计算。

分级筛的筛孔一般取13 mm，为了简化计算过程，筛分效率?可取100%，筛下物的产率为：

?6??3?-d~0.5????0.5=58.29?37.83?100+16.68=38.73%

因设计时缺乏精煤粒度组成的筛分资料，故?-d用原煤筛分的资料替代，或从浮沉试验综合表查出-1.4 kg/L或-1.5 kg/L的密度级产物的产率和-d mm的数量百分数代替。

A6??3??13~0.5?A?13~0.5???0.5A?0.558.29?37.83?29.30?16.68?28.25??28.85%?638.7314

Q6?Q0??6?625?38.73%?242.06t/h

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筛下物d~0.5mm粒级的灰分，可以从浮沉试验综合表中查出-1.4 kg/L或-1.5 kg/L的密度级产物的灰分和-dmm的加权平均灰分代替。 筛上物料计算

?7??3-?6?58.29?38.73?19.56%，

其灰分

A7?9.44%Q7?Q0??7?625?19.56%?122.25t/h。

（2）. 水力分级

小于13 mm粒级末精煤采用斗子捞坑、煤泥筛和离心机脱水和脱泥的程见图4-7。末精煤脱泥和离心机脱水都同时兼有脱水和脱泥的作用。跳汰机精煤溢流脱水处理流程如图4-5所示。

精煤溢流1分级筛12-斗子捞坑1416-18煤泥水++末精煤脱泥+17离心机--15煤泥水+13块精煤19图4-5 跳汰精煤脱水、脱泥流程 ③

由图4-5可以看出，末煤脱水流程计算可以认为全部13~0.5 mm粒级都被捞

出，成为提升物，在提升物中-0.5 mm的煤泥有30%~50%，也就是捞坑的分级效率为50%~70%左右。

末精煤离心液

主选精煤溢流总量??58.29%，扣除+13mm以上块精煤后

?'1????58.2?913?， ?19?.563?0.58.3%， ?716.68%末精煤为 ?2'??'1???0.5?38.73?16.68?22.05%

提升物

?8??'2??6(?0.5)(30~50)%=22.05+16.68?40%=28.72%

Q8??8?Q0?28.72%?625?179.5t/h

（3）脱泥

末精煤脱泥筛孔多取0.5 mm，其脱泥效率??60%~70%。 筛上产品

?10??2??6(?0.5)(30~50)%(60~70)%=26.05%

15

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A10?A8?29.06%Q10?Q0??10?625?26.05%?162.81t/h

（4）离心机脱水

离心机脱水效果以及离心液中所含固体量与所使用的离心机类型有关。如果没有可供依据的资料，可按下面方法进行计算。

离心液所含固体量由-0.5 mm及少量+0.5 mm粗煤泥组成，一般选用占入料量的5%~10%，即

?12??9(5~10)%?26.05?6%?1.56%Q12?Q0??12?625?1.56%?9.77t/h

末精煤

?13??10??12?26.05?1.56?24.49%Q13?Q0??13?625?24.49%?153.06t/h

（5）、第二次算脱泥及水力分级

假设离心液全部进入脱泥筛筛下，因此

?11??6??8??12?28.72?26.05?1.56?4.23%Q11?Q0??11?625?4.23%?26.44t/h

水力分级溢流量的计算

?9??6??8??11?38.73?28.72?4.23?14.24%Q9?Q0??9?625?14.24%?89t/h。

（6）、计算捞坑溢流的灰分

第一步把块精煤和末精煤合起来计算数量

?o???13??7?24.49?19.56?44.05%Qo??Q13?Q7?153.06?122.25?275.31t/h

留在精煤中的煤泥为7%，??0.5'???0.5?7%?16.68?7%?1.17% 纯精煤?j??o????0.5'?44.05?1.17?42.88%灰分为A'?9.44% j因此，A'o??jA'j??'?0.5A?0.542.88?9.44?1.17?28.25???9.94

?o?44.05水力分级溢流

?9??3????58.29?44.05?14.24%Q9?Q0??9?625?14.24%?89.00t/hA'9??3A3???A?9?58.29?14.89?44.05?9.94?29.99% 14.24（7）、煤泥浓缩

底流

16

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?14??8?14.24%Q14?Q0??14?625?14.24%?69t/hA14?A'9?29.99%

溢流

?15?0Q15?0A15?0

（8）、搅拌 数质量不变

?16??14?14.24%Q16?Q14?69t/hA16?29.99%

（9）、浮选

浮选精煤回收率?0?54.9%，灰分A0=9.44% 浮选精煤

?17??16??0?14.24?54.9%?7.82%Q17?Q0??17?625?7.82%?48.86t/hA14?A0?9.44%

浮选尾煤

?18??16??17?14.24?7.82?6.42%Q18?Q0??18?625?6.42%?40.13t/hA18??16A16??17A1714.24?29.99?7.82?9.44??55.02% ?186.42（10）、浮选精煤过滤

滤饼

?19??17?7.82%Q19?Q17?48.86m3/hA19?A17?9.44%

滤液

?20?0Q20?0A20?0

（11）、浮选尾煤浓缩 底流

17

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?21??18?6.42%Q21?Q18?40.13t/hA21?A18?55.02%

溢流

?22?0Q22?0A22?0

二、水量流程计算 1、跳汰

跳汰机入选一吨煤25m3/t， W主=Q0?2.5?625?2.5?1562.5m3/h 设WQ5?20%，WQ4?21%

W5?Q5?WQ5100?WQ?5150.5?20?37.63m3/h

100?20110.25?21?29.31m3/h

100?21W4?Q4?WQ4100?WQ?4W3?W?W4?W5?1562.5?37.63?29.31?1495.56m3/h

脱水筛分

入料W3?1495.56m3/h 设WQ7?8% W7?Q7?WQ7100?WQ?7242.06?8?21.05m3/h

100?8W6?W3?W7?1495.56?21.05?1474.51m3/h

4、水力分级 设WQ8?22%，W8?5、脱泥

设WQ10?18%，W10?6、离心脱水机 设WQ13?10%，W13?Q8?WQ8100?WQ?8179.5?22?50.63m3/h

100?22Q10?WQ10100?WQ?10162.81?18?35.74m3/h

100?18Q13?WQ13100?WQ?13153.06?10?17.00m3/h

100?1018

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W12?W10?W13?35.74?17.00?18.73m3/h

7、二次计算脱泥及水力分级 每

吨

入

料

煤

的

喷

水

取

0.3

m3，总喷水量

W'1?Q8?0.3?179.5?0.3?53.85m3/h时，因此

W11?W8?W1?W12?W10?50.63?53.85?18.73?35.74?87.47m3/h

W9?W6?W8?W11?1474.51?50.63?87.47?1511.35m3/h

8、计算跳汰精煤含水量

W合=W7?W13?21.05?17.00?38.05m3/h 验算

W9?W3?W1?Wh?1495.56?53.85?38.05?1511.36m3/h

9、煤泥浓缩

设浓缩物液固比R14?3，因此

W14?Q14?3?69?3?207m3/h

W15?W9?W14?1511.36?207?1304.36m3/h

10、搅拌

浮选入料浓度取R16?5，因此W16?Q16?5?69?5?345m3/h 11、浮选

浮选精煤泡沫浓度R17?1.5，因此

W17?Q17?1.5?48.86?1.5?73.29m3/h W18?W16?W17?345?73.29?271.71m3/h

12、浮选精煤过滤 每

吨

精

煤

加

清

水

0.5

m3，这样，冲W'3?Q17?0.5?48.86?0.5?24.43m3/h

设W26Q?26,因此WQ19?WQ1919?100?W?48.86?Q19?26?17.17m3100/h

W'20?W17?W3?W19?73.29?24.43?17.17?80.55m3/h

19

水量

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因此W16?345m3/h时，尚缺W2'?W16?W14?W20?345?207?80.55?57.45m3/h 所以向搅拌桶中补加清水。 13、尾煤浓缩

设浓缩物液固比R21?3，因此W21?Q21?3?40.13?3?120.39m3/h W22?W18?W21?271.71?120.39?151.32m3/h

根据以上运算，循环水用量W?W15?W22?1304?151.32?1455.32m3/h 总清水量W?W1'?W2'?W3'?53.85?57.45?24.43?135.73m3/h 总损失水量W?W7?W5?W4?21.05?37.63?29.31?87.99m3/h

表15 水量平衡表

选煤过程用水量 原煤带入水量 循环水 主选用水 小 计 块精分级筛 清水 末煤脱泥筛 浮精溜槽 小 计 全部用水 m3/h 93.69 1562.5 1656.19 53.85 57.45 24.43 135.73 1791.92 澄清水 产品带水量 选煤过程排出水量 精煤产品带水量 中煤产品带水量 矸石产品带水量 小计 浓缩机溢流 浮选尾煤浓缩机 溢流 小 计 排出水量 m3/h 21.05 29.31 37.63 87.99 1304 151.32 1455.32 1543.31 ④

设备选型及计算 选型与计算的原则和规定 设备选型原则：

（1）所选设备的型号和台数，应与设计厂型相匹配，尽量采用大型设备，充分估计到机组间的配合与厂房布置的紧凑，便于生产操作。

（2）所选设备的类型应适合原煤特性与产品质量要求。 （3）应选用高效率、低消耗、成熟可靠的产品。

（4）尽可能选用同类型，同系列的设备产品，便于检修和备件的更换。优先选用具有“兼容性”的系列设备，便于新型设备对老型设备的更换，也便于更新和改扩建。

（5）在设备选用的过程中，贯彻国家当前的技术经济政策，考虑长远规划。

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设备招标应考虑性能价格比，切忌一味追求低价格。

不均匀系数

在选煤厂生产过程中，原煤的数量和质量具有不均衡性，随时都可能产生波动。为保证选煤厂均衡生产，在确定设备的型号和台数时，需要用各作业的处理量乘以不均衡系数。按设计规范，各车间设备选型的不均衡系数取值如下：

（1）由矿井直接来煤，从受煤仓至配（原）煤仓的各环节，设备的处理能力不均衡系数取1.20—1.30。

（2）由标准轨距车辆来煤，从受煤仓至配（原）煤仓的各环节，设备的处理能力不均衡系数应不大于1.5，当采用翻车机或浅受煤槽等方式卸煤和受煤时，配（原）煤仓前各环节设备的处理能力应与翻车机或浅受煤槽的卸车能力相适应。

（3）在配（原）煤仓以后，设备的处理能力不均衡系数，对煤流系统取1.15；对煤泥水系统和重介质悬浮液系统，水量取1.25，干煤量取1.15；矸石系统取1.5。

主要设备选型与计算 筛分设备

筛分设备的选型计算是依据筛分机的单位符合定额计算。先计算出分级产品所需要的筛分机面积，再根据面积选择筛分机。计算公式如下：

式中：

F：所需筛面面积，m2； Q：入料量，t/h； k：不均衡系数；

q：单位负荷定额 t/(m2·h)。

确定了所需的筛分面积后，可使用下式确定所需的筛分机台数：

式中：

F’：所需筛面面积，m2； n：所需的筛分机台数； F：筛分机单台有效面积。

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计算过程如下： 原煤预先筛分：

所需预先分级筛为50mm分级，选用振动轨迹为圆，查《工艺设备的选型与计算》表5-1，取q=50，在煤流系统中取k=1.15

所以 F?kQ=1.15 ×397.73/50=9.15 m2； q对预先筛分的筛长取4.2m，有L/B为2～3，取2，故取筛宽2.1m。

n?F=9.15/(4.2×2.1)=1.04 F'取整：n=2(台)

2直线振动筛和弧型筛： （1）、精煤直线振动筛选型：

所需直线振动筛为0.5mm分级脱水，查《工艺设备的选型与计算》表5-3，取单位筛宽处理量q=60，单位面积处理量取8，可求的筛长：

L=60/8=7.5m；

选取筛宽3.0m，所以单台筛的处理量为：

Qe=60×3.0=180(t/h)；

在煤流系统中取k=1.15，所以

n?kQ=1.15*177.23/180=1.13； Qe取整：n=2(台)。

（2）、中煤直线振动筛选型：

查《工艺设备的选型与计算》表5-3，取单位筛宽处理量q=25，单位面积处理量取4，可求的筛长：

L=25/4=6.25m；

选取筛宽2.4m，所以单台筛的处理量为： Qe=25×2.4=60(t/h)

在煤流系统中取k=1.15，所以 在跳汰中煤脱水时：

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n?

二、破碎设备

kQ=1.15×51.84/60=0.99Qe；

取整：n=1(台)；

破碎设备的选型计算一般采用单台设备处理能力，所需设备台数按下式计算：

式中：

n：所需的筛分机台数，台； Q：入料量，t/h； k：不均衡系数；

Qe：破碎机单台处理量，t/（h·台）。 其计算如下：

根据单位小时处理能力选取破碎机机型为2PGC-600×750，处理能力：60t/h

n?kQ=1.15×105.40/60=2.02； Qe 取整：n=3（台）

但是破碎机属于易损设备，应考虑备用，所以选用4台破碎机。 三、分选设备

（1）、跳汰机采用单台处理能力来计算。计算公式如下：

式中：

n：所需的筛分机台数； Q：入料量，t/h； k：不均衡系数；

Qe：单台设备处理量 t/(h·台)。 其计算如下：

根据单位小时处理能力选取SKT—14(Ⅲ)的机械搅拌式跳汰机，处理能力为

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250t/h，所需旋流器台数：

n?kQ=1.15×397.73/250=1.83； Qe取整n=2（台）。

对于浮选机，其单位体积处理量为0.6~1.0t，取0.7t；初步选取XJM-S12浮选机，则所需台数

n?kQ =1.25×54.65/（0.7*12）=8.13；

Qe?12取整n=9（台）。

四、脱水设备

离心机选型是根据单台处理能力进行计算的。计算公式如下：

式中：

n：所需的台数； Q：入料量，t/h； k：不均衡系数；

Qe：单台设备处理量 ，t/(h·台)。 计算如下：

（1）、精煤离心机的计算：

查《工艺设备的选型与计算》表5-29，选取LL3—9A的立式螺旋刮刀卸料离心脱水机，其单台处理量Qe =80，所需台数为：

n?kQ=1.15 ×177.23/80=2.55； Qe取整：n=3(台)；

（2）、中煤离心机的计算：

查《工艺设备的选型与计算》表5-29，选取TLL—700的立式螺旋刮刀卸料离心脱水机，其单台处理量Qe =50，所需台数为：

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在跳汰中煤离心脱水中：

n?kQ=1.15 ×51.84/50=1.19； Qe取整：n=2(台)；

（3）、煤泥离心机

查《工艺设备的选型与计算》表5-31，选取LLL930的煤泥离心脱水机，其单台处理量Qe =20，所需台数为：

n?kQ=1.25×26.25/20=1.64 Qe取整：n=2(台）

（4）、压滤机的选型计算时根据单位面积处理能力进行计算的。对于箱式压滤机，用处理尾煤时单位面积处理能力为0.01—0.03t/(m2·h)，计算公式如下：

式中：

F：所需过滤面积，m2； Q：入料量，t/h； k：不均衡系数；

q：单位负荷定额 ，t/(m2·h)。

计算出面积后，再根据面积选择型号。计算如下： 取不均衡系数k=1.25

F?kQq?1.25*23.86/0.02?1491.25m2

选取XMZ800/2000型压滤机，每台处理面积800m2，

故：n=F/f=1491.25/800=1.87(台） 取整：n=2（台） 五、浓缩机

浓缩机的计算选型有两种方法：

（1）、根据煤泥沉淀所需的面积来计算的，其计算公式如下：

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式中：

F：所需沉淀面积，m2； Q：进入设备的干煤泥量，t/h； R1：给料煤泥水液固比； R2：浓缩产品煤泥的液固比； k：煤泥水系统的不均衡系数； Φ：沉淀面积利用系数（取0.9）； q：单位面积处理能力，m3/(m2·h)。

（2）、按分级粒度计算，其计算方法如下：

对应不同入料粒度和底流的浓度，处理一吨煤泥所需要的沉淀面积f可以。 查阅《工艺设备的选型与计算》5-40表，所需沉淀面积 F=kGf

再根据单台处理面积Fe，求出所需台数：

n=F/Fe

综上所述，为了准确选取浓缩机台数，按方法二选取，其计算方法如下： 根据《工艺设备的选型与计算》5-40表，和在工艺中入料和出料的固液比R，以及分级的粒度0.05mm，所以：

对于原生煤泥浓缩机选取f=12.0：

F=kGf =1.25×26.25×12=393.75m2；

再根据单台面积：

n=F/Fe=393.75/706.85=0.56）； 取整：n=1（台）。

对于尾煤浓缩机选取f=24.0：

F=kGf =1.25×23.86×24=715.8m2；

再根据单台面积：

n=F/Fe=715.8 /706.85=1.01（台）；

取整：n=2(台）。

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选煤工艺流程图

清水 入厂原煤 预 先 筛 分 循环水 手 选 破碎 杂物 主 洗 跳 汰 块煤 分级 中煤 斗子 捞坑 矸石 末煤脱泥 矿浆 准备 离心 脱水 浮 选 过 滤 浓 缩 最终精煤 煤泥

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矿物加工课程设计成绩评定表

评定项目 内容 分值 评分 总分 学习态度 学习认真、态度端正、准守纪律 10 答疑和设计情况 查阅资料、分析问题及解决问题的能力 设计方案的准确性、设计思路是否合理、图表、文字表达是否准确规范 问题准确性（概念是否清楚、条理是否清楚、分析是否到位 规范性、准确性 20 说明书质量 20 回答问题情况 10 图纸质量 20 任务完成情况 任务书下达指标完成情况，提交是否及时 20 总成绩 采用五级制：优、良、中、及格、不及格 签字 日期 签字（盖章） 日期 28

指 导 教 师 评 语 学 院 审 核 意 见

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