1、目錄一 設計任務書.11.1 設計任務 .11.2 作業容 .11.3 注意事項 .1二 煤質資料與分析.32.1 篩分資料的綜合 .32.2 浮沉資料的綜合 .7三 工藝流程的計算.133.1 工藝流程計算的依據 .133.2 準備作業的計算 .153.3 跳汰選作業的計算 .163.4 煤泥處理與浮選作業的計算 .173.5 水量流程的計算 .203.6 工藝流程數據的綜合 .22四 工藝流程的評述.24五 設備選型與計算.265.1 設備選型原則 .265.2 篩分設備的選型計算 .275.3 破碎設備的選型計算 .275.4 分選設備的選型計算 .275.5 脫水設備的選型計算 .28

2、六 工藝布置.336.1 工藝布置原則 .336.2 重選車間工藝布置 .336.3 浮選車間工藝布置 .33七 工藝設計評述.34八 結束語.35附錄：設備清單.36參考文獻.37一 設計任務書本作業是在給定原料煤資料、工藝流程和其他一些已知條件的基礎上，為設計某礦井選煤廠而進行的原料煤資料綜合與分析、工藝流程計算與主要工藝設備選型等工作。通過本作業，加深對所學知識的理解，對整個選煤系統的有一個整體認識。因此要求同學們在老師的指導下，參考有關資料，獨立認真地完成本設計。1.1 設計任務處理能力為 150 萬噸/年的礦井選煤廠，服務年限為 40 年以上，工作制度每年工作 330 天，每天工作

3、16 小時(即兩班生產、一班檢修)，原煤牌號為氣煤，入廠的原料煤為該礦 A、B 兩層煤，其中 A 層占入廠原煤 39%、B 層占入廠原煤61%。有關原料煤資料詳見后表，工藝流程圖見后圖。最終產品質量要求：精煤灰分 10.00%10.50%，精煤水分 Mt12%。1.2 作業容1.對入廠原煤資料進行分析，了解入廠原煤性質；根據給定的工藝流程、選煤方法與入選粒度上下限等進行資料綜合，并進行校正；求得入選原煤的粒度組成和密度組成，由此繪制出原煤可選性曲線，分析入選原煤的性質。2.按照給定的工藝流程，對各工藝作業進行數質量和水量的計算，跳汰產品計算表附后，并繪制出數質量流程圖。3.根據流程計算的結果編

4、制出選煤產品設計平衡表、最終產品平衡表和水量平衡表。相關計算表格附后。4.根據流程計算的結果，對準備、跳汰、浮選和濃縮等車間的主要設備進行計算與選型，并按工藝作業順序列出主要設備選型計算指標表。相關表格附后。1.3 注意事項1.原煤資料綜合和流程計算時，對于 和 Ad要求小數后面兩位有效數字；對于 Q、Mt與 W 等要求小數后面一位有效數字。2.再選機入料密度組成即為主選中煤產品的密度組成；在計算時要注意占本級和占全樣的百分數問題；不完善度取 I主=0.16，I再=0.18，邊界平均密度-1.3 密度級取 1.20，+1.8 密度級的 e，矸石段取 2.0，中煤段取 1.9，分配指標由近似公式

5、法計算出 t 值，查 t-F(t)表得出 ，再選機中煤段分選密度- 2 - / 39按“等 原則”確定，并編寫在說明書的“工藝流程的計算”章節中。3.由于煤泥量不大，灰分不高，所以流程計算中可酌情考慮將全部煤泥并入溢流精煤。4.因缺乏浮選試驗資料，計算浮選作業時取浮選精煤 Ad=10%，浮選精煤占本級產率的 78%，浮選精煤和浮選尾煤 按數質量平衡原則計算。5.說明書文字敘述與圖表應很好配合，文字編寫到哪里，圖表就附在哪里，并要求書寫工整，字跡清晰。二 煤質資料與分析煤質資料的綜合，要根據工藝流程的特點（本作業為混合入選）進行，目的是借此評定煤的可選性，繪制可選性曲線和進行工藝流程的計算。本作

6、業是混合該礦 A、B 兩層原煤進行分選，其中 A 層占入廠原煤 39%，B層占入廠原煤 61%，原煤的篩分、浮沉組應按這個選煤量的比例分項綜合在一起。2.1 篩分資料的綜合1.入廠混合原煤篩分資料的綜合首先應根據設計任務書確定各層煤在入廠混合原煤中所占的比例，然后將各層煤各粒級分別換算成占入廠混合原煤的百分數。綜合上述換算的各數值（即將各層煤的同一粒級數量加到一起） ，得出入廠原煤的綜合數量。再用加權平均的方法計算綜合后各粒級原煤的灰分。歸納上述計算結果，得出入廠混合原煤篩分組成綜合表，表 1 所示。通過對入廠原煤篩分試驗數據的綜合可以分析出該入廠原煤有如下特性：（1）該礦 A 層原煤灰分為

7、25.18%，屬中等灰分煤，其中50mm 級含量為31.49%，灰分為 32.41%；可見矸含量為 8.06%，屬高含矸量煤；原煤中各粒級的產率隨粒度減小而減小，說明煤的硬度大，煤質較硬；原煤中各粒級煤的灰分隨粒度的減少而降低，說明煤的質地較脆，易碎，而矸石的質地較硬。（2）該礦 B 層原煤灰分為 14.38%，屬低中灰分煤，其中50mm 級含量為27.74%，灰分為 13.34%；可見矸含量為 0.52%，屬低含矸量煤；原煤中各粒度級產率比較接近，說明原煤的粒度分散均勻；原煤中各粒級煤的灰分與該層原煤總灰分比較接近，說明該層原煤煤質均勻。（3）入廠綜合原煤灰分為18.59%，屬低中灰分煤，其

8、中50mm 級含量為29.20%，灰分為 21.36%；可見矸含量為 3.47%，屬中等含矸量煤；原煤中各粒級的產率隨粒度減小而減小，說明煤的硬度大，煤質較硬；原煤中各粒級煤的- 3 - / 39灰分隨粒度的減少而降低，說明煤的質地較脆，易碎，而矸石的質地較硬。2.入廠原煤破碎級篩分資料的綜合根據入廠原煤中各層煤大于入選上限的原煤破碎到小于入選上限的粒度組成，按各層煤大于入選上限的數量占入廠混合原煤的比例進行綜合。然后用加權平均的方法求各粒級的灰分，即得入廠原煤破碎級篩分綜合表，表 2 所示。表表 1 1 入廠原煤篩分試驗綜合表入廠原煤篩分試驗綜合表A 層（A=39%)B 層（B =61%)綜

9、合 數量 （%）數量 （%）級別（mm)產品名稱占本層占全樣灰分Ad（%）占本層占全樣灰分Ad（%）數量（%）灰分Ad（%）12345678910煤14.33 5.59 14.50 17.41 10.62 11.58 16.21 12.59 夾矸煤0.68 0.27 43.66 0.00 0.27 43.66 矸石5.16 2.01 79.47 0.12 0.07 83.40 2.09 79.61 100小計20.17 7.87 32.10 17.53 10.69 12.07 18.56 20.56 煤8.18 3.19 16.74 9.76 5.95 12.59 9.14 14.04 夾矸煤

10、0.24 0.09 45.82 0.05 0.03 46.60 0.12 46.01 矸石2.90 1.13 77.62 0.40 0.24 83.28 1.38 78.62 100-50小計11.32 4.41 32.95 10.21 6.23 15.53 10.64 22.75 50-2512.68 4.95 27.36 12.30 7.50 15.88 12.45 20.44 25-13煤10.99 4.29 24.24 8.02 4.89 16.27 9.18 19.99 136煤15.45 6.03 23.00 14.03 8.56 16.10 14.58 18.95 63煤14.7

11、8 5.76 18.81 15.59 9.51 14.03 15.27 15.83 3-0.5煤7.98 3.11 17.51 11.32 6.91 12.74 10.02 14.22 -0.5煤6.63 2.59 16.78 11.00 6.71 13.93 9.30 14.72 總計煤100.00 39.00 25.18 100.00 61.00 14.38 100.00 18.59 表表 2 2 原煤破碎級篩分試驗綜合表原煤破碎級篩分試驗綜合表A 層（A=12.28%)B 層（B=16.92%)綜 合數量 （%）數量 （%）級別（mm)占本層占全樣灰分Ad（%）占本層占全樣灰分Ad（%）

12、數量（%）灰分Ad（%）12345678950-2533.14 4.07 37.48 31.93 5.40 15.37 9.47 24.87 25-1319.89 2.44 32.84 20.51 3.47 13.70 5.91 21.61 13620.74 2.55 29.07 20.07 3.40 12.26 5.94 19.46 6311.73 1.44 23.90 10.46 1.77 10.96 3.21 16.77 3-0.57.42 0.91 19.66 8.63 1.46 9.63 2.37 13.48 -0.57.08 0.87 18.40 8.40 1.42 10.51 2

13、.29 13.50 總計100.00 12.28 30.55 100.00 16.92 13.04 29.20 20.40 3.入廠原煤自然級篩分資料的綜合根據入廠原煤各層煤小于入選上限的自然級篩分資料，各粒級占混合原煤的百分數，按同粒級相加，即得入廠混合原煤自然級中該粒級的百分數。然后用加權平均的方法求各粒級的灰分，即得入廠原煤自然級篩分綜合表，表 3 所示。表表 3 3 原煤自然級篩分試驗綜合表原煤自然級篩分試驗綜合表A 層B 層綜 合級別（mm)占全樣（%）Ad（%）占全樣（%）Ad（%）數量（%）灰分Ad（%）123456750-254.95 27.36 7.50 15.88 12.4

14、5 20.44 25-134.29 24.24 4.89 16.27 9.18 19.99 1366.03 23.00 8.56 16.10 14.58 18.95 635.76 18.81 9.51 14.03 15.27 15.83 3-0.53.11 17.51 6.91 12.74 10.02 14.22 -0.52.59 16.78 6.71 13.93 9.30 14.72 - 6 - / 39總計26.72 21.86 44.08 14.78 70.80 17.45 4.自然級和破碎級混合原煤篩分資料的綜合根據以上求得的混合原煤自然級和破碎級的篩分資料，各粒級占混合原煤的百分數，

15、按同粒級相加，即得混合原煤中該粒級的百分數。然后用加權平均的方法求各粒級的灰分，即得破碎級和自然級混合原煤篩分組成綜合表，表 4所示。原煤的篩分試驗結果綜合時會產生誤差，使得試驗前后的數量百分數和灰分百分數不一致，所以篩分試驗綜合結果應進行綜合灰分的校正。篩分試驗結果灰分的校正方法是利用篩分資料綜合前的灰分為基準校正綜合后的灰分，使綜合前后的總計灰分數值相一致。首先應計算灰分的校正值：=Ad前- Ad后=18.59%-18.31%=0.23%；然后分別在篩分后的每一粒級的加權平均灰分值上加灰分校正值 ；最后加權平均計算出各粒級的合計灰分，如表 4 中各粒級合計灰分為 18.59%，與綜合前的總

16、計灰分相一致。表表 4 4 原煤自然級和破碎級篩分試驗綜合表原煤自然級和破碎級篩分試驗綜合表自然級破碎級綜 合校正后灰分 Ad(%)級別（mm)產率（%）灰分Ad（%）產率（%）灰分Ad（%）產率（%）灰分Ad（%）灰分累 計12345678950-2512.45 20.44 9.47 24.87 21.92 22.35 22.63 22.63 25-139.18 19.99 5.91 21.61 15.09 20.62 20.90 21.93 13614.58 18.95 5.94 19.46 20.53 19.10 19.38 21.02 6315.27 15.83 3.21 16.77

17、18.48 16.00 16.28 19.87 3-0.510.02 14.22 2.37 13.48 12.39 14.08 14.36 19.09 -0.59.30 14.72 2.29 13.50 11.59 14.48 14.76 18.59 總計70.80 17.45 29.20 20.40 100.00 18.31 18.59 18.59 2.2 浮沉資料的綜合1.入廠原煤各層煤自然級與破碎級 50-0.5mm 浮沉資料的綜合根據各層煤自然級、破碎級 50-0.5mm 的浮沉資料和各層煤中自然級、破碎級所占的重量百分數進行綜合。也就是先將本層煤自然級與破碎級 50-0.5mm 中各

18、浮沉級占本級的重量百分數換算成占全樣自然級與破碎級混合煤的百分數，相應的灰分按加權平均法求出，表 5、表 6 所示。各層煤自然級和破碎級占全樣的重量百分數可以從兩層原煤自然級、破碎級篩分試驗綜合表中查得。表表 5 5 A A 層煤自然級和破碎級層煤自然級和破碎級 50-0.5mm50-0.5mm 浮沉試驗綜合表浮沉試驗綜合表自然級破碎級綜 合數量 （%）數量 （%）數量 （%）密度級占本級占全樣灰分Ad（%）占本級占全樣灰分Ad（%）占本級占全樣灰分Ad（%）123456789101.815.35 3.60 73.22 27.48 3.12 80.18 19.31 6.72 76.45 小計1

19、00.00 23.43 22.66 100.00 11.35 32.88 100.00 34.78 26.00 煤泥2.91 0.70 22.06 0.51 0.06 24.20 2.14 0.76 22.22 總計100.00 24.13 22.64 100.00 11.41 32.84 100.00 35.54 25.92 2.入選原煤浮沉資料的綜合入選原煤是原煤中各層煤自然級與破碎級的總和。因此，可根據各層煤自然級與破碎級的綜合浮沉資料與各層煤在其中所占的重量百分數進行綜合。方法同前，表 7 所示。- 8 - / 39表表 6 6 B B 層煤自然級和破碎級層煤自然級和破碎級 50-0.

20、5mm50-0.5mm 浮沉試驗綜合表浮沉試驗綜合表自然級破碎級綜 合數量 （%）數量 （%）數量 （%）密度級占本級占全樣灰分Ad（%）占本級占全樣灰分Ad（%）占本級占全樣灰分Ad（%）123456789101.85.43 1.96 69.61 4.20 0.64 69.18 5.06 2.60 69.50 小計100.00 36.01 14.20 100.00 15.34 13.75 100.00 51.35 14.06 煤泥3.63 1.36 20.10 1.04 0.16 19.81 2.87 1.52 20.07 總計100.00 37.37 14.41 100.00 15.50

21、13.82 100.00 52.87 14.24 原煤的浮沉試驗結果綜合時會產生誤差，使得試驗前后的數量百分數和灰分百分數不一致，所以浮沉試驗綜合結果應進行校正。浮沉試驗結果的校正有兩種方法，一種是灰分校正值法，另一種是數量百分數（產率）調整法。具體利用哪種方法進行校正，主要取決于灰分校正值的大小。首先應計算灰分的校正值：=Ad篩- Ad浮=17.64%-17.45%=0.19%0.2%，所以應采用灰分校正值法進行浮沉試驗資料的校正。灰分校正值法即以浮沉前+0.5mm 級灰分為基準，校正浮沉后+0.5mm 粒級灰分，不需要校正浮沉煤泥的灰分。此方法與前面的篩分資料的灰分校正法基本一樣。首先通過

22、前面的計算知道灰分的校正值 =0.19%；然后分別在入選原煤浮沉試驗結果綜合表的各密度級灰分值上分別加灰分校正值 ；最后重新加權平均計算出校正后的小計灰分和總計灰分，如表 7 中浮沉后+0.5mm 總計灰分為17.64%，與浮沉前+0.5mm 粒度級的總計灰分相一致。表表 7 7 A A B B 層煤層煤 50-0.550-0.5 毫米浮沉試驗結果綜合表毫米浮沉試驗結果綜合表A 層B 層綜 合數量 （%）數量 （%）數量 （%）密度級占本級占全樣灰分Ad（%）占本級占全樣灰分Ad（%）占本級占全樣灰分Ad（%）123456789101.89.34 5.55 71.95 14.10 3.76 7

23、8.30 10.82 9.32 74.51 小計100.00 59.44 17.53 100.00 26.69 21.89 100.00 86.14 18.88 煤泥3.35 2.06 20.77 0.82 0.22 20.97 2.58 2.28 20.79 總計100.00 61.50 17.64 100.00 26.91 21.88 100.00 88.41 18.93 - 10 - / 39表表 8 8 A A、B B 層煤層煤 50-0.5mm50-0.5mm 入選密度組成表入選密度組成表密度組成浮物累計沉物累計鄰近物含量校正前校正后密度級產率(%)Ad(%)產率(%)Ad(%)產率

24、(%)Ad(%)產率(%)Ad(%)密度產率(%)12345678910111.810.82 74.51 10.82 74.68 100.00 19.05 10.82 74.68 1.80 4.10 小計100.00 18.88 100.00 19.05 煤泥2.58 20.79 2.58 20.96 總計100.00 18.93 100.00 19.10 由以上的入廠原煤篩分試驗數據以與 50-0.5mm 浮沉試驗綜合數據可以分析出入選原煤的性質如下：（1）由表 7 可以看出，入選 A 層煤低密度含量較大，1.50kg/L 密度級含量達 62.28%，累計灰分為 11.53%，其中1.80k

25、g/L 密度級含量為 9.32%，灰分為 74.51%，說明矸石含量較高，浮沉煤泥含量為 2.28%，灰分為 20.79%，較原生煤泥灰分高 6.07%，說明矸石有輕度的泥化現象。（2）入選 B 層煤低密度含量較大，1.50kg/L 密度級含量達 82.88%，累計灰分為 9.44%，其中1.80kg/L 密度級含量為 5.06%，灰分為 69.50%，說明矸石含量較低，浮沉煤泥含量為 2.87%，灰分為 20.07%，較原生煤泥灰分高 6.14%，說明矸石產生了泥化的現象。（3）由表 7、表 8 中綜合校正后的數據可以看出，混合入選原煤低密度含量較大，1.50kg/L 密度級含量占全樣的 8

26、1.19%，累計灰分為 9.91%，其中1.80kg/L 密度級含量為 9.37%，灰分為 74.03%，說明矸石含量較高，浮沉煤泥含量為 2.65%，灰分為 20.79%，較原生煤泥灰分高 6.30%，說明入選原煤的矸石產生了泥化現象。3.可選性曲線的繪制- 12 - / 3901020304050607080901000102030405060708090100灰分浮物產率%01020304050607080901001.101.301.501.701.902.102.30密度沉物產率%浮物曲線沉物曲線基元灰分曲線系列6系列7曲線圖圖 1 1 入選原煤可選性曲線入選原煤可選性曲線三 工藝流

27、程的計算3.1 工藝流程計算的依據表表 3-13-1 50-0.550-0.5 毫米級主選跳汰產品計算表毫米級主選跳汰產品計算表密度原煤矸石中煤精煤d1 本 產d 入2 本 產d 本 產d1.810.82 74.68 98.39 66.74 10.64 74.68 0.17 99.58 1.24 0.17 74.68 0.00 0.00 74.68 小計100.00 19.05 0.00 100.00 15.95 60.76 0.00 0.00 100.00 13.94 17.83 100.00 70.12 9.81 - 14 - / 39表表 3-23-2 50-0.550-0.5 毫米級再

28、選跳汰產品計算表毫米級再選跳汰產品計算表密度原煤矸石中煤精煤YAdE1Y 本Y 產AdY 入E2Y 本Y 產AdY 本Y 產Ad1.81.24 74.68 97.21 9.15 1.21 74.68 0.03 98.81 0.12 0.03 74.68 0.00 0.00 74.68 小計100.00 17.83 0.00 100.00 13.18 34.96 0.00 0.00 100.00 28.93 19.01 100.00 57.89 13.34 表表 3-33-3 50-0.550-0.5 毫米級主選跳汰產品實際平衡表毫米級主選跳汰產品實際平衡表數量%產品名稱Y 產Y 全灰分 Ad%

29、精煤70.12 56.68 9.81 中煤13.94 11.26 17.83 矸石15.95 12.89 60.76 小計100.00 80.83 19.05 次生煤泥6.00 5.30 19.05 浮沉煤泥2.58 2.28 20.79 總計100.00 88.41 19.09 表表 3-43-4 50-0.550-0.5 毫米級再選跳汰產品實際平衡表毫米級再選跳汰產品實際平衡表數量%產品名稱Y 產Y 全灰分 Ad%精煤57.89 6.13 13.34 中煤28.93 3.06 19.01 矸石13.18 1.40 34.96 小計100.00 10.59 17.83 次生煤泥6.00 0.

30、68 17.83 總計100.00 11.26 17.83 表表 3-53-5 50-0.550-0.5 毫米級主、再選跳汰產品實際平衡表毫米級主、再選跳汰產品實際平衡表產品名稱產率 Y 原%灰分 Ad%主選精煤56.68 9.81 再選精煤6.13 13.34 精煤合計62.81 10.15 中 煤4.46 24.00 矸 石12.89 60.76 次生煤泥5.98 18.91 浮沉煤泥2.28 20.79 原生煤泥11.59 14.76 煤泥合計19.85 16.70 合 計100.00 18.59 - 16 - / 393.2 準備作業的計算1. 小時處理量Qi= =1500000/(3

31、30*16)=284.1t/hTtQa由表 1-1 入廠原煤分組綜合表中，求第 9，第 10 兩列加權平均可得選煤廠入料灰分 Ad=21.62 %（1）預先篩分作業由表 1 可知，預先篩分作業的入料：1=100%，Ad，1=21.62 %，Q1= Qi=284.1t/h。由于 500mm 不分級跳汰選，預先篩分和破碎作業的產物最終混合進入跳汰作業，故設篩分效率 =100%。設篩孔為 50mm,由入廠原煤精度組成資料易得：篩上物： 3 =+50=+100 +100-50=70.80%Ad3=（+100Ad+100 +100-50Ad100-50）/3=29.20 % Q3= Qi 3=284.1

32、 70.80%=201.14t/h 篩下物： 2=0-3=29.20% Ad2=（1Ad，1-2Ad3）/2 =21.36% Q2=Q1-Q3=82.96t/h（2) 檢查性手選作業由于是檢查性手選，只選出鐵塊、木等雜物，所以手選前后原煤數質量不變，根據數質量平衡原則有： 4=0, A4=0, Q4=0，5=2=29.20% ， Ad,5= Ad,2=21.36 % Q5= Q2=82.96t/h（3) 破碎作業 由于在開路破碎流程中，破碎后原煤僅改變粒度組成，其數質量部發生改變，篩分試驗破碎級的粒度特性，代表本作業的結果。可得：6=5=29.20% Ad，6= Ad，5=21.36 % Q6

33、=Q5=82.96t/h3.3 跳汰選作業計算(1)主選跳汰機產品數質量計算：入料：7=3+6=100%， Ad，7=(3A3+6A6)/7=18.59% Q7= Q3+ Q6=284.1t/h由于煤泥量不大，灰分也不高，所以流程計算中，可設全部煤泥進入精煤溢流，則溢流精煤：8= 精+ 泥 = 精+（ 原泥+ 浮泥+ 次泥） =75.85% Ad，8 =11.54%- 17 - / 39 Q8= Qi8=284.1 75.85%=215.48t/h中煤： 9= 中=11.26% Ad，9= Ad，中=17.83% Q9= Qi9=284.111.26%=32t/h矸石： 10= 矸=12.89

34、% Ad，10= Ad，矸=60.76% Q10= Qi- Q8- Q9=36.62t/h（2）再選作業：再選機入料以主選中煤為入料，則 9= 中=11.26% Ad，9= Ad，中=17.83% Q9= Q 中=32t/h設次生煤泥全部進入溢流，則溢流精煤：11= 精+ 次泥=6.81% Ad，11=（ 精 Ad，精+ 次泥 A 次泥）/ 11 =13.79% Q11= Qi11=284.1 6.81%=19.34t/h中煤（包括矸石）：15=9-11=4.46% Ad，15=(9Ad,9-11Ad,11)/15 =24.00% Q15= Q9-Q11=12.67t/h最后根據主再選產品平衡

35、表，編制出主再選數質量綜合平衡表 3-5（3） 跳汰精煤脫水分級作業計算： 設篩孔為 13mm，主選再選溢流精煤合并進入單層篩，篩分效率=100%，則入料為： 14=11+8=82.65% Ad，14=(11Ad,11+8Ad,8)/14= 11.73% Q14= Q11+ Q8=234.81t/h因無精煤粒度組成資料，故假設其粒度組成與入選原煤粒度組成一樣，根據原煤自然級和破碎級綜合表，設其篩孔為 13mm，篩分效率 =100%，則有：篩上物：16= 精+13/500.5=9.99%設其灰分與入選原煤密度組成資料中+13mm 粒級的-1.40-1.50 密度級煤的灰分一樣，則有： Ad，16

36、=Ad，+14 精=9.99% Q16= Qi16=284.1 28.36%=74.70t/h篩下物：- 18 - / 3917=14-16=56.36% Ad，17=(14Ad,14-16*Ad,16)/17=12.54% Q17= Q14- Q16=160.12t/h3.4 煤泥處理與浮選作業的計算1. 末精脫水回收作業的計算（1） 水力分級（斗子撈坑）本作業入料中有一部分是尚未計算出的脫泥篩篩下煤泥水和離心液煤泥水。計算時，暫不考慮這部分循環量，按開路流程計算。設 130.5mm 級末精煤全部被斗子老坑撈起，-0.5mm 級煤泥的分級效率 =60%,則斗子撈起物：19=17130.5+1

37、7 -0.5（1-）=17-17 -0.5+17 -0.5*40%=44.45%17.130.5=17-17-0.5=56.36-19.85%=36.51% Ad，17，130.5=(17*Ad,17-17-0.5*Ad,-0.5)/ 17130.5=12.54%Ad，19=17130.5*Ad17130.5+17-0.5*40%*Ad,17)/19=12.54%Q19= Qi19=126.29t/h（2） 脫泥設脫泥篩篩孔為 0.5mm，脫泥效率 =65%，則： 篩下物：22=19-0.5=19*40%=11.56% Ad，22= Ad，-0.5=16.70% Q22= Qi22=32.83

38、t/h 篩上物： 21=19-22=32.89%Ad，21= (19*Ad,19-22*Ad,22)/21=11.07% Q21= Q19- Q22=93.45 t/h（3）離心脫水 設離心脫水作業中離心液的固體量占入料量的 6%，-0.5mm 煤泥量占入料中-0.5mm 煤泥量的 50%。則 離心液：24=21 6%=1.64% Ad，24= Ad-0.5=16.70- 19 - / 39 Q24= Qi24=284.11.64%=4.67t/h 脫水后末精煤：23=21-24=31.25% Ad，23=(21*Ad,21-24*Ad,24)/23 =10.77% Q23= Qi23=284

39、.131.25%=88.78t/h(4) 撈坑溢流 設脫泥篩篩下物和離心液中的煤泥返回撈坑后全部進入老坑溢流，且僅一次循環，則有：18=22+24=13.20%20=17-19+18=25.11% Ad，20= (17Ad,17-19Ad,19+22Ad,22+24Ad,24)/20=14.73% Q20= Q17- Q19+ Q22+ Q24=71.34 t/h2. 浮選作業的計算 因缺少浮選試驗資料，取浮選精煤產率 0=78%，灰分 Ad，0=10%，則入料：27=26=25=20=25.11% A27= Ad，20=14.73% Q27= Q20=71.34t/h 浮選精煤： 28=27

40、*0=19.59%, Ad，28= Ad，0=10.00%, Q28= Qi28=55.64t/h浮選尾煤： 29=27-28=5.52%， Ad，29= (27Ad,27-28Ad,28)/29=31.49% Q29= Q27- Q28=15.69t/h3. 浮選精煤過濾作業的計算 浮選精煤過濾后，濾液返回緩沖池，設濾液中固體含量為零，則 濾液: 31=0， Ad，31=0， Q31=0 濾餅： 30=28=19.59%， Ad，30= Ad，28=10.00% , Q30= Q28=55.64t/h4. 浮選尾煤濃縮作業計算 設加入絮凝劑后，溢流中固體含量為零，則 底流：- 20 - /

41、3932=29=5.52%， Ad，32= Ad，29=31.49%，Q32= Q29=15.69t/h33=0, A33=0, Q33=05. 浮選尾煤壓濾作業的計算 尾煤采用壓濾脫水時，設濾液中固體含量為零，則35=0, A35=0, Q35=0 濾餅：34=32=5.52%， Ad，34= Ad，32=31.49%, Q34= Q32=15.69t/h6. 最終精煤數質量平衡計算36=16+23+30=77.13%Ad，36=(16Ad,16+23Ad,23+30Ad,30) /36=10.31%Q36= Q16+ Q23+ Q30=219.12t/h 3.5 水量流程計算1. 主選跳汰

42、機作業水量流程的計算根據每噸煤入料用水量參考指標表，選出跳汰機入選每噸煤用水量，設為2.5m3/t則主選機總用水量為： W 主=Q72.5 m3=284.12.5=710.2m3/h這里不考慮從總用水量中扣除入洗煤帶走水量，設主洗中煤水分為 20%，矸石水分為 22% 則主選中煤帶出水分為: W9=Q9*Mt,9/(1- Mt,9)=31.820%/(1-20%)=8.0 m3/h W10=Q10*Mt,10/(1- Mt,10)=36.6222%/(1-22%)=10.33 m3/h則溢流精煤中水量： W8= W 主 （W 9W10）=710.2（8.0+4.1）=691.92m3/h2.

43、再選跳汰機作業水量流程的計算設再選跳汰機入選每噸煤需用水量為 3.0m3/t 則再選機總用水量： W 再=Q9*3.0=32.003.0=63.01 m3/h設中煤（包括再選矸石）水分為 20%- 21 - / 39則中煤帶走水量： W15=Q15*Mt,15/(1-Mt,15)=12.6720%/(1-20%)=3.17 m3/h則溢流精煤中水量： W11=W 再+W9-W15=100.84 m3/h3. 精煤脫水作業水量流程的計算入篩水量為： W14=W8+W11=792.76 m3/h設脫水后塊精煤的水分為 8%，則塊精煤帶走水量： W16=Q16*Mt,16/(1Mt,16)=74.7

44、08%/(18%)=6.50 m3/h脫水篩篩下水量： W17=W14-W16=786.27m3/h4. 斗子撈坑水力分級作業水量流程的計算設末精煤（斗子提升物）的水分為 20%，則：W19=Q19*Mt,19/(1Mt,19)=126.2920%/(120%)=31.57 m3/h5. 脫泥作業水量流程的計算設末精煤脫泥篩的噴水量為 0.3m3/h，則總噴水量： W 噴=Q19*0.3=126.290.3=37.89 m3/h 設脫泥后末精煤水分為 16%則末精煤帶出水量： W21=Q21*Mt,21/(1-Mt,21)= 93.4516%/(116%)=17.80 m3/h篩下水量： W2

45、2=W19+W 噴W21=51.66 m3/h6. 離心脫水作業水量流程的計算設離心脫水后末精煤水分為 7%則末精煤帶出水量： W23=Q23*Mt,23/(1-Mt,23)=88.787%/(17%)=6.68 m3/h離心液水量： W24=W21-W23=11.12 m3/h則撈坑溢流水量為： W20=W17+W22+W24-W19=817.47m3/h7. 浮選作業水量流程的計算設泡沫精煤的液固比為 3.0，則W28=Q28*3.0=55.643.0=166.93m3/h- 22 - / 398. 過濾作業水量流程的計算 設精煤濾餅水分為 24%則濾餅帶出水量： W30=Q30*24%/

46、(1-24%)=55.64*24%/(1-24%)=17.57 m3/h濾液水量： W31=W28-W30=149.35 m3/h則浮選尾煤水量： W29=W27-W28=W20+W31-W28=799.90 m3/h9. 尾煤濃縮作業水量流程的計算設底流液固比為 1.5則底流水量： W32=Q32*1.5=15.691.5=23.54 m3/h溢流水量： W33=W29-W32=776.36 m3/h10. 壓濾作業水量流程的計算設濾餅水分為 22%則濾餅帶出水量： W34=Q34*Mt,43/(1-Mt,34)=15.6922%/(1-22%)=4.43 m3/h濾液水量： W35=W32

47、-W34=19.11m3/h則循環水量： W 循環水=W33+W35=795.47 m3/h3.6 工藝流程數據的綜合表表 3-63-6 選煤產品最終平衡表選煤產品最終平衡表數量產品產率，%噸/時噸/日萬噸/年灰分Ad（%）水分Mt（%）塊精煤26.29 74.70 1195.16 39.44 9.99 8.00 末精煤31.25 88.78 1420.48 46.88 10.77 7.00 浮選精煤19.59 55.64 890.27 29.38 10.00 24.00 精煤小計77.13 219.12 3505.91 115.70 10.31 11.66 中煤4.46 12.67 202.

48、66 6.69 24.00 20.00 浮選尾煤5.52 15.69 251.10 8.29 31.49 22.00 中煤小計9.98 28.36 453.76 14.97 28.14 21.11 矸石12.89 36.62 585.93 19.34 60.76 22.00 原煤100.00 284.10 4545.60 150.00 18.59 - 23 - / 39表表 3-73-7 水量平衡表水量平衡表選煤過程用水用水量（m3/t）選煤過程排水用水量（m3/t）主選機用水699.47 精煤產品帶走水30.75 再選機用水96.01 中煤產品帶走水3.17 矸石產品帶走水10.33 1.循

49、環水小計795.47 浮選尾煤帶走水4.43 跳汰機補充水10.78 1、損失水小計48.67 末精煤脫泥篩噴水37.89 濃縮機溢流水776.36 壓濾機濾液19.11 2.清水小計48.67 2、澄清返回水小計795.47 用水總量844.1總排水量844.1 - 24 - / 39四 工藝流程的評述4.1 對總工藝流程的敘述本選煤廠采用了主再選跳汰浮選聯合雙系統流程其過程是：原煤進廠后，首先進行預先篩分。對于大于 50mm 的大塊煤或矸石進行破碎，同時采用檢查性手選去除鐵、木等雜物，然后和篩下物一同進入主選跳汰，選出矸石先進入廠房的矸石緩沖倉，再由皮帶走廊送到廠外，精煤進行脫水分級后上皮

50、帶輸送出為塊精煤產品。脫水分級后的底流進入撈坑，撈坑的溢流通過緩沖池和礦漿準備器進入浮選機。本流程采用的是直接浮選，浮選精煤采用圓盤真空過濾機進行脫水，浮選尾煤采用耙式濃縮機進行濃縮脫水。同時對于撈坑的底流進行脫泥，對于脫泥篩的篩上物進行離心脫水，脫水后的產品進入精煤皮帶，其脫泥的溢流與離心脫水的溢流再返回撈坑。而主選中煤則進入再選跳汰，再選精煤進行脫水分級后上皮帶，亦作為最終塊精煤產品，而再選矸石和中煤則混合為中煤由中煤皮帶輸送入中煤倉。對于主選跳汰和脫泥篩進行了補充清水，整個過程中采用的是閉路循環。4.2 對各作業系統的評述（1）準備作業原煤準備車間的任務是為后續工序準備合理的原料，主要作

51、業有：篩分、破碎、磨礦、排矸、除雜等。本廠選前的準備作業采用了預先篩分、破碎、對于鐵、木等雜物采用了選擇性手選。破碎作業對跳汰選采用開路破碎流程，破碎后產物和預篩篩下物合并進入跳汰選煤作業，此流程廠房布置簡單，但粒度上限控制不嚴。- 25 - / 39（2）分選作業分選作業采用跳汰機，設備單一，便于管理和操作。跳汰機的給料是否均勻（質量、數量、粒度等）對分選效果影響很大。為了保證跳汰機的給料的連續性和均勻性，在每臺主選跳汰機前都設有一定容量的原煤緩沖倉。為了增加互換性、靈活性和給料均勻性，再選跳汰機前也設有緩沖倉。（3）脫水分級作業脫水分級作業直接采用分級篩，簡單方便實效。但精煤會由于篩動增加

52、末煤量，增加煤泥水處理量。（4）煤泥水處理作業煤泥水處理作業，本廠采用了直接浮選流程。該流程特點是：循環水濃度低；煤泥在水中時間短；清水用量減少，循環水亦平衡；煤泥有效分選，精煤回收增加。但是，浮選量小投資大，生產費用高。需注意的是，要嚴格控制水耗，設置緩沖池，控制粒度，尾礦須徹底澄清。浮選精煤進入圓盤真空過濾機產出濾餅，為浮選精煤。濾液重新回到緩沖池進行浮選。浮選尾煤進入濃縮機進行濃縮，溢流液作為循環水再利用。底流尾煤進入壓濾機，濾餅為煤泥，濾液作為循環水再次利用。- 26 - / 39五 選型選型與計算5.1 設備選型原則1）設備選型與計算的原則設備選型時應注意以下幾項原則（1）所選設備的

53、型號與臺數，應與所設計廠型相匹配，盡量采用大型設備，充分考慮機組間的配合，使設備與廠房布置緊湊，便于生產操作。（2）所選設備的類型應適合原煤特征和產品質量要求。（3）做到技術先進、性能可靠，應優先選用高效率、低耗能、成熟可靠的新產品。（4）經濟實用，綜合考慮節能、使用壽命和備用備件等因素，盡可能選用同類型、同系列的設備產品，以便于檢修和設備的更換。優先選用具有“兼容性”的系列設備，便于新型設備對老型設備的更換，也便于更新和改擴建。（5）在設備選用的工程中，要貫徹國家當前的技術經濟政策，考慮長遠規劃。設備招標應考慮性能價格比，切忌一味追求低價格。（6）噪聲小于 85dB。2）設備生產能力與臺數確

54、定的原則（1）設備的生產能力的確定原則 在設計中常用的確定設備能力的方法有：單位負荷定額、產品目錄保證值以與理論計算公式或經驗公式。（2）設備型號、規格和臺數的確定原則 設備型號、規格和臺數的確定，應注意生產的不均衡性和靈活性，尤其是若干咽喉性輸送設備的選擇，更應考慮當主要設備生產能力提高后的適應性。在設備選擇中，還應考慮設備的備用問題。備用設備的數量根據廠型大小、工作性質、設備可能產生故障和檢修工作量的大小等因素決定。一般選煤廠的高速運轉和易磨損設備要有備用，如離心脫水機和砂泵等。其他設備一般不備用。具體規定請參閱 GB 53592005煤炭洗選工程設計規 。 設備臺數的確定，還應與車間布置

55、統籌考慮，兼顧到布置的整齊、不同工藝環節設備臺數的匹配以與物料輸送的需要等。3）不均衡系數的確定原則在選煤廠的生產中，原煤的數量和質量具有不均衡性，隨時都可能產生波動。為了保證選煤廠均衡生產，在確定設備的型號和臺數時，要將數、質量流程所- 27 - / 39計算的各種作業環節的處理量乘上相應的不均衡系數，作為選擇設備的依據。不均衡系數的選取按 GB 503592005煤炭洗選工程設計規規定如下：（1）礦井來煤時，從井口或受煤倉到配（原）煤倉的設備處理能力應與礦井最大提升能力一致。（2）由標準軌矩車輛來煤，受煤坑到配（原）煤倉的設備處理能力的不均衡系數應不大于 1.5，當采用翻車機卸煤時，配（原

56、）煤倉前設備的處理能力應與翻車機能力相適應。（3）在配（原）煤倉以后，設備的處理能力不均衡系數，在額定小時能力的基礎上，煤流系統取 1.15，矸石系統取 1.50，煤泥水系統和重介質懸浮液系統取 1.25. 在生產實際中，煤泥水系統設備的處理能力對全廠生產的影響比較大。因此，應盡量將煤泥水系統設備的處理能力放大，可按分選環節的最大能力作為選型基數。5.3 破碎設備的選型計算 .325.4 分選設備的選型計算 .325.5 脫水設備的選型計算5.2 篩分設備的選型與計算1）確定所需篩面面積 FF=kQ/q=1.15284.1/60=5.45F 所選篩面面積,m2Q 入料量，t/hK 物料不均衡系

57、數q 單位負荷定額，t/(m2h)2)確定所需臺數n = F/f =5.45/3.5=1.95n 篩分機臺數，臺f 選用篩分機的有效面積，m2故而，選擇 2 臺 型號為 DD 1235 單層座式振動篩5.3 破碎設備的選型計算n = kQ5/Q =1.1582.96/100=0.95 n 破碎機臺數，臺k 物料不均衡系數- 28 - / 39Q 需用破碎的大塊煤量，t/hQ 單臺破碎機處理能力，t/h故而，選擇 1 型號為 2PGC 900900 雙齒輥破碎機5.4 分選設備的選型計算1. 主選跳汰機的選型與計算 1） 需要的跳汰室總面積F = KQ/q =1.15284.1/18=18.15

58、F 跳汰機總面積，m2K 物料不均衡系數Q 入選煤總量，t/hq 單位面積負荷定額 t/(m2h)2) 所需跳汰機臺數的計算n = F/f =18.15/12=1.51n 所需跳汰機臺數，臺F 選用跳汰機的有效面積，m2故而，選擇 2 臺 型號為 LTX-12m2 篩下空氣室跳汰機2. 再選跳汰機的選型與計算1） 需要的跳汰室總面積 F = KQ9/q =1.1532.00/18=1.78F 跳汰機總面積，m2K 物料不均衡系數Q 入選煤總量，t/hq 單位面積負荷定額 t/(m2h)2) 所需跳汰機臺數的計算n = F/f =1.78/12=0.15n 所需跳汰機臺數，臺F 選用跳汰機的有效

59、面積，m2故而，選擇 1 臺 型號為 LTX-12m2 篩下空氣室跳汰機- 29 - / 395.5 脫水設備的選型計算1. 脫水分級篩的選型與計算1） 需要的脫水篩總面積主選 F=k*Q8/q=1.15215.48/15=16.52再選 F=k*Q11/q=1.1519.34/15=1.48F 所需篩面面積，m2K 物料不均衡系數Q 入料量，t/hq 單位負荷定額 t/(m2h) 2) 確定所需臺數n = F/f =18.22/12=1.37n= F/f=0.92/12=0.12n 所需篩分機臺數，臺F 選用篩分機的有效面積，m2故而,選擇 3 臺 型號為 ZS 2065 單層座式雙軸振動篩

60、2. 水力分級設備的選型與計算（精煤撈坑）1） 沉淀面積F=（k1W18+k2Q18 /）/q =（1.25849.04+1.20197.62/1.55)/18=67.46F 所需沉淀面積，m2k1 煤泥水系統不均衡系數k2 干煤泥系統不均衡系數Q 進入設備的干煤泥量，t/hW 進入設備的水量，m3/h 煤泥的真密度 g/cm3q 單位沉淀面積處理煤泥水量 t/(m2h)3. 末精煤脫泥分級篩的選型與計算1） 所需篩分面積- 30 - / 39F = KQ19/q =1.15126.27/9=19.96F 所需篩分面積，m2k 不均衡系數 Q 入料量，t/hq 單位負荷定額 t/(m2h)2)