绿水洞煤业有限责任公司选煤厂说明书.doc

毕业设计（或论文）说明书 第1章 厂区及原料煤基地概况 1.1厂区概况 1.1.1厂区位置 绿水洞煤业有限责任公司（原绿水洞煤矿）是川东最大的煤炭生产企业华蓥山广能集团有限责任公司的主产矿井，座落在华蓥市天池镇境内碧波荡漾的天池湖畔。西北25公里是世纪伟人邓小平的故居，南行10公里为华蓥山八大胜景的宝鼎和石林，东行3公里有风景迷人的水杉山庄森林公园及华蓥山竹海。在襄渝铁路的广安站设有销售广场绿水洞煤业公司地理位置为四川省南充地区华蓥山市，天池镇。地理坐标为东径1065314“,北纬303000“ ,祥见附图2-1-1。 新建选煤厂厂区所在地区交通发达，距广安火车站1公里。畅通省内外，同时有广（安）至邻（水）和前（锋）至双（河）两条公路横穿井田中部。场内有准轨铁路专用线，直达广安火车站。陆路、铁路均十分便利。 1.1.2气象 本区属于大陆性温带气候。最大年降雨量为1289mm，最小降雨量695mm。平均1030mm，年蒸发量1230.7mm左右，年平均相对湿度83。工业广场所在地区年平均气温17.9℃，最高气温40℃，最低温度-1.3℃；每年7、8月最热，平均温度32.8℃，最冷平均气温4.1℃，年温差28.7℃。主导风向北东，平均风速2.3m/s，最大风速9-12m/s，年平均风速1米/秒。年平均日照时数为1240.6小时，常年雾日为40天，全年无霜期为250天左右。 1.1.3地质、地震 本矿区属中低山区,海拔4301150米,选煤厂所在前锋镇,位于井田西部边缘的三迭系石灰岩地层上。在井田内，由于有龙王洞背斜，打锣湾背斜和田湾向斜的影响，断裂构造发育、大、中、小断层较多，常见岩溶和陷落柱。 经建矿井实践证实，工业广场和本厂范围内无大断层出现。由于本厂位于山间盆地内，厂区东部石灰岩基岩山坡较缓，所以不受滑坡和危岩的威胁。但由于三迭系石灰岩地层受上述地质构造的影响，厂区内岩溶可能存在。选煤厂厂址座落在稻田上，地表层复盖着风化残积粘土，厚度约2～5米。 该区域溶洞发育，地下水储量充沛，径流条件良好，系强含水量。生活用水就取用地下水。本区地震烈度为六度。 1.2设计生产能力及工作制度 1.2.1选煤厂设计生产能力 该厂设计生产能力为120万吨/年，属于大型矿井型选煤厂。服务年限约为60年。 1.2.2选煤厂工作制度 一年工作日为300天，日工作时间为14小时，每天两班生产一班检修，即三班工作制。 第2章 煤质资料的审查与分析 2.1煤源及煤层特征 2.1.1煤源 选煤厂煤源为一是来自原矿井延伸后350米主矿井毛煤（储量3900.3万吨左右），年产量为90万吨。二是来自汽车转运毛煤（外购），三是来自原528水平矿井经原煤系统处理后小于50mm原煤。由索道运输至选煤厂。 2.1.2煤层特征 绿水洞井田地质构造较为复杂。主要构造有龙王洞背斜，打锣湾背斜和田湾向斜。背向斜轴基本平行。北宽南窄，由南西向北东25～30方向微倾伏。 1.煤层特征 本井田含煤地层为二迭纪龙潭组，含煤2～3曾，只有1号煤层（K1）为可开采煤层。井田东翼部分有分岔现象。分岔后上分层为（K2）煤层，下分层为I1（K1）煤层。煤层总厚度1.9～6.92米，可开采煤层平均厚度2.50米，属中厚度结构复杂，含夹矸2～4层。煤层走向一般北25～35东，煤层倾角有缓倾斜，倾斜和急倾斜。一般在20～45有上缓下陡，东缓西陡之趋势。瓦斯含量，属高沼气矿井，深部有煤层瓦斯突出倾斜，煤有较严重自然现象。 2.煤炭储量 截止2003年，矿井能利用储量（ABCD级）7541.8万吨，其中工业储量（ABC级）5571.6万吨，可采储量3900.3万吨。 2.2煤质类型及分析 2.2.1煤质类型 1.主要产品精煤A11.49 中煤A31.78 2.副产品 矸石A75.17 2.2.2主要用户 精煤主要用作炼焦。 中煤和煤泥供给当地使用，同时也用做动力煤。 矸石主要用于发电、建筑、道桥建设的原料 第3章 选煤工艺 3.1 煤质特征及可选性 3.1.1煤质特征 煤质资料以绿水洞煤业公司提供的“可选性试验报告”（重庆煤炭质量监督检验站，2004，3）为依据。 原煤煤质特征为 1. 煤类原煤是主焦煤。 2. 灰分原煤的灰分为34.12，属中高灰煤。 3. 硫分原煤的硫分为4.16，属高硫煤，多以硫铁矿无机硫形式附存，可用物理方法脱除。但是由于其-1.4密度物中全硫含量仍为2.29，所以单纯用选煤方法使硫分降到2以下是不可能的。 4. 发热量原煤的发热量为22.65MJ/Kg，属于高发热量煤。 由此可见，该选煤厂入洗原煤为中高灰、高硫、高发热量的主焦煤，是电力、冶金等行业优质原料煤，但应注意以低硫煤的搭配使用，或采用燃后脱硫措施。 3.1.2煤的可选性 1.原煤筛分浮沉组成 （1）原煤筛分组成见表3-1； （2）0～0.5mm自然级与破碎级筛分组成见表3-2； （3）50～0.5mm原煤浮沉组成见表3-3 （4）0～0.5自然级与破碎级浮沉组成见表3-4 （5）50～0.5mm原煤浮沉组成综合表3-5 2.筛分资料分析，由表3-2可见，原煤属中高灰分原煤，其中50mm含量为8.627,。原煤随着粒度的减少，产率增加，灰分、硫分减小。主导粒级6-0.5mm含量达50以上，说明原煤较软、易碎，矸石主要集中在大块中。随着粒度的减少，硫分减小，说明硫分主要富集在矸石中。但是，低灰细粒级煤中的硫分也在3.2以上。 3.由表4-1-3可见，原煤中自然级-0.5mm级煤泥含量为10.32，煤泥含量属较低水平。破碎级中煤泥含量仅为0.77（占原煤）。自然级与破碎级综合起来-0.5mm级煤泥含量为11.18，属低煤泥含量。从表4-1-4中可以发现浮沉煤泥含量达8.58。由于矿井顶、底板主要由泥岩构成，该煤炭有泥化现象。 4.煤泥主要以粗颗粒为主，其中0.25mm级占煤泥的58.08，0.25～0.125mm占煤泥的28.89煤泥较粗，各粒级灰分、硫份较接近。考虑到0.125mm以下级细煤泥含量较低，仅为煤泥量的13左右，就是说，细煤泥量已经很少。而重介旋流器的分选下限可达到0.1mm以下,而且分选效率、脱硫率都比较高。充分利用重介旋流器的分选下限低的优势，最大限度脱出煤泥中的灰分及硫分，降低运行费用。设计采用重介旋流器分选煤泥，细煤泥直接加压过滤机回收。不设浮选。 小浮选试验结果如下 柴油用量500g/t； 起泡剂用量80g/t； 煤泥产率100， 灰分22.14 精煤产率67.25，灰分12.60； 尾煤产率32.25，灰分42.37 从小浮选试验结果看，尾煤灰分较低，浮选效果不好,精煤损失较大。 （1） 浮沉资料分析，从原煤浮沉组成表中，原煤内在灰分较高，硫分也较高，达2.29，采用物理脱硫方法难以将硫分降到2以下。各粒级原煤，其密度组成均具有低密度物产率高、灰分低，中间密度物产率低，高密度物产率较高、灰分高的特点。 （2） 从各密度级的产率上看，其主导粒级1.3-1.4密度级的产率最高 5.可选性评定当分选密度为1.4 kg/l时，分选密度下的0.1含量为69.56，属极难选煤，其理论精煤产率为24.14，灰分为8.55。当分选密度为1.5 kg/l时，分选密度下的0.1含量为49.38，属极难选煤，其理论精煤产率为49.44，灰分为11.71。当分选密度为1.6kg/l时，分选密度下的0.1含量为20.55，属较难选煤，其理论精煤产率为59.24,灰分为13.19。当分选密度为1.7kg/l时，分选密度下的0.1含量为11.1，属中等可选煤，其理论精煤产率为64.05,灰分为14.39。当分选密度1.7kg/l时，分选密度下的0.1含量10，属易选煤。 从煤质资料分析中可看出，根据产品质量的要求，本矿井原煤属于极难选煤,需要采用洗选精度高的重介选煤方法。 原煤可选性曲线见图3-6 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 密度 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 1.9 2 2.1 2.2 灰分 沉物产率 浮物产率 图3-6原煤可选性曲线 3.2 选煤方法、分选粒级及工艺流程 3.2.1 入洗方式和分选上、下限 依委托书要求，原煤入洗分两种可能，其一是原煤全部入洗，其二是原煤部分入洗，既50-6mm块煤入洗，-6mm级原煤作为混煤销售。按照煤质特征及用户对产品质量的要求，结合选煤厂设备的工艺性能，设计推荐选煤厂采用分级入洗工艺。主洗分选上限50mm，下限3mm。细粒煤上限3mm，下限0.15mm 。细煤泥直接掺入中煤产品。 3.2.2 选煤方法 由浮沉组成可知，原煤可选性为极难选煤，需要采用分选精度高的重介分选方法。 针对本选煤厂煤质特性及产品要求，设计通过对多种选煤方法比选，最终确定为50-6mm3mm采用三产品重介旋流器分选，3-0.15mm细粒煤采用三产品重介旋流器分选，细煤泥采用加压过滤机脱水回收工艺。采用上述工艺配置使整个系统最为合理，系统灵活，稳定性高，加工成本最低，确保了系统满足产率最大化原则。 现就洗选工艺的选择和设置论述如下 1.无压给料三产品重介旋流器与有压给料三产品重介旋流器分选方法 无压给料三产品重介旋流器分选的特点是，原煤直接给入三产品重介旋流器分选，由于煤不用介质泵打入，煤的过粉碎现象减少，可以降低煤泥量，减少煤泥处理的费用。同时避免了块煤堵泵现象的发生，但缺点是介质循环量增加，所需的厂房高度高。 有压三产品重介旋流器分选，需要煤与介质一起打入重介旋流器分选，其特点是，介质循环量少，所需厂房高度低。由于煤需要泵打入，次生煤泥量增加。 结合本选煤厂的具体条件，如采用无压三产品重介旋流器，布置上难以满足无压三产品重介旋流器高度布置上的要求。故设计推荐采用有压三产品重介旋流器分选工艺。 2.原煤分级脱泥入洗和混合入洗方案 采用原煤混合入洗方案，其特点是工艺简单，不需要分级脱泥系统，但由于采用宽级别分选，分选精度不够理想；为了保证入料中2～0.5mm细粒。得到有效分选，重介旋流器入料压力必须达到2.5MPa以上，增加了给料泵的装机功率。入选原煤不脱泥，持续将煤泥带入介质系统，必须借助合格介质分流才能将其排除，以限制悬浮系统中非磁性物含量的最高上限，维持系统中煤泥进出总量的动态平衡。分流量的加大意味着磁选机负荷的增加，势必增加磁选机的数量和规格。同时分流量增加也使整个系统的悬浮液特性趋于恶化，分选效果变差。 采用分级脱泥洗选工艺，可以将原煤按粒度采用不同的分选密度进行有效的分选，使按等λ原则进行洗选成为可能，有效地改善了重介旋流器的分选效果，为最大限度提高产品回收率创造了有利的条件。煤泥事先从系统中脱除，既可减少旋流器的入料量、减少脱介筛筛分面积、磁选机数量和规格。又可避免矸石进一步泥化以及煤泥在系统中长时间无效运转和多次循环浸泡。系统低煤泥运转，可极大减少分流量、改善脱介效果，介质净化、回收系统可大为简化，选煤厂介质消耗可减少到最低。 根据本选煤厂原煤既可实现全部入洗，也可部分入洗加工方案的需求，设计推荐原煤分级入洗方案。结合设备的工艺性能要求，设计采用50-3mm、3-0.1mm分别采用三产品重旋流器洗选加工。 3.煤泥分选方法 对于本厂0.5-0mm煤泥的处理，可供选择的工艺主要有煤泥浮选、螺旋分选、小直径重介旋器分选及不分选方法。根据前述，本选煤厂煤泥组成粒度较多、浮选试验结果不理想，设计不考虑采用生产费用高的浮选方案。 螺旋分选，其入洗范围为1-0.1mm，适合于高密度分选，其机械误差I0.2以上。经计算，难以满足精煤产品质量的要求。且国内螺旋分选机性能不过关，需要引进。 采用重介三产品重介旋流器分选，分选精度高，适应性强，其入洗下限可达0.048mm，可能偏差Ep值为0.06，完全满足本选煤厂煤泥处理的要求。经多方案比选，煤泥采用重介分选方案。0.15-0mm细煤泥采用加压过滤机回收，掺入中煤产品。 3.2.3 工艺流程 选煤厂原则工艺流程见图3-2 1.流程简述如下 为了满足原煤全部入洗和块煤入洗、末煤不入洗二种方案 ，设计采用原煤双层分级筛分级，上层筛孔为6mm，下层筛孔为3mm。 2.原煤全部入洗原煤首先进行湿法分级脱泥，双层筛筛上物50-6mm、6-3mm原煤一起进入块煤混料桶，同合格介质悬浮液一起用泵打入三产品重介旋流器进行分选，分选出精煤、中煤、矸石三种产品。精煤、中煤经弧形筛、脱介筛脱介脱水后，再分别进入精、中煤离心脱水机进一步脱水以确保产品水分。矸石经弧形筛、脱介筛脱介脱水后直接做为矸石产品。精煤、中煤、矸石脱介筛下的合格介质返回块煤混料桶循环使用，精、中煤稀介质和为排除原煤带入悬浮液的煤泥而分流出的部分合格介质经磁选机磁选，由于脱泥在先，磁选尾矿中含煤泥量很少，可以做为原煤分级脱泥筛喷水。磁选精矿因粒度较细，部分添加到细粒煤三产品重介旋流器悬浮液中，作为细粒煤添加介质，部分返回到块煤混料桶。 原煤分级脱泥筛的筛下物-3mm细粒煤经园锥形倾斜板沉淀池水力分级，沉淀池底流经弧形筛脱水后入细粒煤混料桶，同细粒煤合格介质一起打入细粒煤三产品重介旋流器分选，选出精煤、中煤、矸石产品。 图3-7 选煤厂原则工艺流程 原煤分级脱泥筛的筛下物-3mm细粒煤经园锥形倾斜板沉淀池水力分级，沉淀池底流经弧形筛脱水后入细粒煤混料桶，同细粒煤合格介质一起打入细粒煤三产品重介旋流器分选，选出精煤、中煤、矸石产品。 细粒精煤经弧形筛脱介，筛下合格介质返回细粒煤混料桶循环使用，部分分流出的合格介质和弧形筛筛上物去细粒精煤磁选机磁选，磁选精矿返回细粒煤混料桶。磁选尾矿（细粒级精煤）进入细粒精煤弧形筛预先脱水，再进入煤泥离心机脱水后掺入精煤产品。 选后细粒中煤经弧形筛脱介后，筛下物合格介质返回细粒煤混料桶循环使用，筛上物去细粒中煤磁选机磁选，磁选精矿因粒度较粗返回块煤混料桶。磁选尾矿（细粒级中煤）进入细粒中煤弧形筛脱水后，同块中煤一起进入中煤离心机脱水。选后矸石打入主洗矸石脱介筛脱介。脱介后同50-3mm矸石一起入矸石仓。 脱水弧形筛筛下水、离心液、园锥形倾斜板沉淀池溢流、煤泥弧形筛筛下物一起去浓缩机浓缩，浓缩底流采用加压过滤机脱水后掺入中煤产品，加压过滤机滤液返回浓缩机浓缩，浓缩溢流做为循环水使用。 2.6mm以上块原煤入洗，-6mm以下末原煤不入洗 原煤经双层分级筛干法筛分后，上层筛筛上物6mm块煤进入块煤混料桶，同合格介质悬浮液一起用泵打入三产品重介旋流器进行分选，分选出精煤、中煤、矸石三种产品。精煤、中煤经弧形筛、脱介筛脱介脱水后，分别进入精、中煤离心脱水机进一步脱水以确保产品水分。矸石经脱介筛脱介脱水后直接做为矸石产品。精煤、中煤、矸石脱介筛下的合格介质返回块煤混料桶循环使用，精煤稀介质和分流出的部分合格介质经精煤磁选机磁选，磁选精矿返回到块煤混料桶。磁选尾矿入园锥形斜板沉淀池水力分级，底流经弧形筛预先脱水后入煤泥离心机脱水，粗粒精煤掺入精煤产品。中、矸稀介质经中、矸磁选机磁选后，磁选精矿返回到块煤混料桶，磁选尾矿经弧形筛预先脱水后入中煤离心机脱水，作为中煤产品。斜板沉淀池溢流、离心溢去浓缩机浓缩，浓缩底流去加压过滤机脱水，滤饼掺入中煤产品中，滤液返回浓缩机，浓缩机溢流作为循环水。 原煤分级筛下层筛上物6-3mm粒煤和筛下物-3mm细粒煤一起直接掺入中煤产品中。此时细粒煤分选系统不再开机。 3．工艺流程的特点 1针对本选煤厂产品结构的要求，采用选前分级脱泥工艺，原煤按3mm分级脱泥，选后产品按2mm脱介，大幅度提高了分级脱泥筛和脱介筛的单位处理能力和分级脱泥、脱介效率，减少了脱介设备台数。 2采用分级洗选工艺，可以将原煤按粒度采用不同的分选密度进行有效的分选，使按等λ原则进行洗选成为可能，有效地改善了大直径和小直径重介旋流器的分选效果，为最大限度提高产品回收率创造了有利的条件。 3采用分级入洗工艺，由于脱介设备台数的减少、大直径旋流器入料压力的降低，大大降低了选煤厂功耗。 4采用选前脱泥作业，-0.15mm细煤泥直接去浓缩。其优点一是可以降低煤的过粉碎现象，尽量避免或减少矸石对煤的泥化程度；二是选前脱泥可以大大改善细粒煤重介旋流器分选条件，提高分选效率；三是悬浮液分流量减少且易于调节，降低介耗；四是可以减小磁选设备的规格。 重介分选系统采用的计算指标 1. 50-3mm原煤 Ep10.03 δ11.50 Ep20.05 δ21.90 2. 3-0.5mm原煤 Ep10.04 δ11.50 Ep20.06 δ21.90 3. 0.5-0.15mm原煤Ep10.06 δ11.51 Ep20.08 δ21.91 第4章 工艺流程计算 4.1数质量流程计算 1.年工作日300天，日工作14小时 小时处理量Qi1200000/30014285.71t/h 1 Q1Qi285.71t/h 2 r1 r508.63;A247.07;Q2Qir224.66t/h 3 筛下物r3r1-r2100-8.6391.37 A332.90;Q3Q1-Q2285.71-24.66261.05 2.手选检查性手选,不记检查物,则 r5 r28.63 Q5Q2 24.66 t/h A5A233.72 r40 Q40 A40 3.破碎 r6 r58.63 Q6Q524.66 t/h A6A547.07 最后的出的数质量为r7 r6 r3100 4.原煤分级作业的计算 1筛上物 r1 r632.77;A239.54;Q2Qir293.62t/h 2两层筛之间 r1 r6-320.56;A229.67;Q2Qir258.74t/h 3筛下物r3r1-r2100-8.63-20.5646.77 A329.67;Q3Q1-Q2285.71-93.68-58.74261.05 4.1.1粗粒数质量流程的计算 1.产品旋流器的计算 入料 r13 r8 r9 53.33Q13152.36 A736.73 rnryrcrf11.085.167.2623.5 An ry Ay r c A crf Af / ryrcrf 32.21 r 14 55.0823.57053.3330.89 A1455.0811.5032.2123.50.7/45.8211.73 Q14285.7130.8988.261t/h r 1517.1023.50.29.41 Q159.41285.7126.02 A1513.6624.9319.120.222.28 /17.48 24.36 r 1613.6519.120.12.87 53.3318.43 Q16258.7113.0337.22t/h A1653.3319.3773.223.510/18.4372.25 2.脱介作业计算 1精煤脱介 假设经弧形筛固体含量不变，且r180,Q180,A180; r 17r1430.89,Q17Q1488.26 t/h ，A17A1411.73 由精煤带走的煤泥量为 Gc230.00186t/h r c230.0347/170.45450.0065 r 23 rm精-rc 25.47 Q23285.7125.4772.79t/h A2311.73 r 25r17- rm精 0.7r13/r0.52.36 Q25285.712.366.743t/h A2512.50 r 24r17-r23-r2530.89-25.47-2.3632.22 Q24285.713.0654.9102t/h A24r17A17-r23A23-r25A25/r2411.52 2中煤脱介 假设假设经弧形筛固体含量不变，且r190,Q190,A190; r 20r159.41,Q20Q1526.89 t/h,A20A1524.36; 由中煤带走的煤泥量为 Gc290.004t/h rc220.00186/285.710.0065 r30 rm中-rc 8.23 Q 30285.718.2323.52t/h,A2322.28 r 28r20- rm中 0.7r13/r0.50.892 Q28285.712.362.55t/h A2827.24 r 29r20-r28-r309.41-8.23-0.8920.288 Q29285.713.060.73t/h A29r20A20-r28A28-r30A30/r2928.24 3矸石脱介 假设假设经弧形筛固体含量不变，且r210,Q210,A210; r 22r16r6229.53,Q22Q1684.37t/h,A22A1677.09 由矸石带走的煤泥量为Gc320.00186t/h rc320.0041/170.45450.0065 r31 rm矸-rc 1.9096 Q31285.712.356.71t/h, A3177.13 r 32r20- rm中 0.7r13/r0.51.25 Q32285.712.363.57t/h A3274.08 r 33r22-r31-r329.41-8.23-0.8920.288 Q33285.713.060.73t/h A33r22A22-r31A31-r32A32/r3372.11 3.精煤离心脱水机 入料r2325.47,A2511.73,Q2572.79 t/h 取离心机的效率为η90, r 39r23-rc23 η32.22-0.0209022.93 Q39285.7122.7365.5t/h A39r23A23-rc19Am/ r23-rc2311.56 r 40r19-r3025.47-22.932.54 Q40Q19-Q307.28t/h A40r23A23-r39A39/r4032.229.558-22.549.550/9.6811.22 4.磁选作业 1精中煤磁选 r34r24r293.063.82175.7313 Q34Q29Q249.56 A34 r24 A24 r 29A29 / r40 32.53 r 350 A350 Q350 r36r343.35 A36 A3432.53 Q36Q3436.41t/h 2矸石和细粒中煤的磁选 r72r32r65 13.36 Q72Q32 Q6533.54 t/h A72 r32A32 r65A65 / r7222.28 r 730,A730,Q730; r 74 11.74,A74 33.54,Q74 22.7795 t/h 5.煤泥离心机 入料r44r7021.00 Q44Q7060.00 t/h A4411.22 r48r4421.00 Q48 Q4460.00 t/h A4811.22 4. 1.2细粒煤数质量流程计算 1.产品旋流器的计算 入料 r58 r56 39.73 Q58 Q56113.51 A5629.00 rnryrcrf11.085.167.2623.5 An ry Ay r c A crf Af / ryrcrf 32.21 r 60 22.9323.57039.7321.00 A6022.9311.5032.2123.50.7 39.73/21.0011.73 Q60285.710.2160.00t/h r 6117.1023.50.2 36.7311.74 Q619.41285.7123.54 t/h A6117.130.5623.50.2 /17.48 26.02 r 62 r58-r60-r616.99 Q62258.716.9919.97t/h A6269.97 2.脱介作业计算 1精煤脱介 假设经弧形筛固体含量不变，且r640,Q640,A640; r65r6121.00,Q65Q6160.00 t/h ，A65A6111.22 2中煤脱介 假设假设经弧形筛固体含量不变，且r660,Q660,A660; r65r6111.74,Q65Q6133.54 t/h,A65A6136.54; 3.磁选作业 1精煤磁选 r69r6321.00,Q69Q6360.00 t/h,A69A6311.22; r710,Q710,A710; r70r6921.00,Q70Q6960.00 t/h,A70A6911.22; 2中煤磁选 r72r6511.74,Q72Q6533.54 t/h,A72A6536.41; r730,Q730,A730; r74r6511.74,Q74Q6533.54 t/h,A74A6536.41; 4.精煤离心脱水机 入料r77 r30r7623.20,A2531.27,Q25285.7123.2066.28t/h 取离心机的效率为η90, r 37r23-rc23 η31.27 Q37285.7113.7439.26t/h A37r77A77-r37A37/ r3711.56 r 38r77-r3723.20-13.742.54 Q38Q77-Q377.28t/h A38r23A23-r39A39/r4031.27 5.主选精煤总产品 r 50r48r39 21.0022.9343.93 Q5065.5160.00125.51t/h A50（r48A48r39A39）/r5011.49 4.2 平衡表 表4-1 循环介质平衡表 项目 各项指标 V（m3/h） G/（t/h） Gc/（t/h） Gf/（t/h） W（m3/h） 进 入 循 环 介 质 量 分流返回合格介质 102.543 63.225 25.878 5.154 588.1102 中煤返回合格介质 52.635 48.845 16.844 103.8936 218.4201 分流 返回 650.6122 149.217 116.257 48.36186 18.72901 中矸磁选返回合格介质 24.8760 32.04 1.602 30.438 17.712 矸石返回合格介质 55.244 69.707 6.785 62.922 34.0806 补加水 218.6772 0.195 0.09 0.105 218.717 合计 1104.6272 363.229 164.0788 304.1236 1022.606 排出循环介质 0.00 363.229 164.0788 304.1236 1022.606 差额 0 0 0 0 0 表4-2 介质产品平衡表 项 目 G/（t/h） Gc/（t/h） Gf/（t/h） W（m3/h） 进 入 原煤带入煤泥量 67.14 67.14 6 脱介用水 423.304 补加水 218.717 补加新介质 0.195 0.09 0.105 合计 67.335 67.14 648.021 排 出 精煤带走 0.062 0.980 0.0434 18.1166 中煤带走 0.0381 0.0127 0.0254 9.6684 矸石带走 0.0193 0.00582 0.0135 2.898 磁选精煤带走 55.6564 55.6499 0.0135 651.24354 磁选中矸尾矿 11.3566 11.3404 0.0162 448.0756 合计 67.335 67.335 0.105 648.021 差 额 0 0 0 0 表4-3 重介系统水耗及介耗 项 目 总耗量 每吨原煤耗量 水量 补加清水 19.71 8.244 消耗 合计 19.71 8.244 介质 精煤带走量 0.03122 0.1308 中煤带走量 0.01982 0.0714 矸石带走量 0.0124 0.0489 小计 0.06324 0.2511 合计 0.38879 0.8144 表4-4 选煤过程中最终水量平衡表 选煤过程中用水 水量m3/h 选煤过程中排水量 水量m3/h 喷水用水 257.38 产品带 水量 精煤产品带水量 8.93 中煤产品带水量 12.79 入料 总水量 880.34 矸石产品带水量 16.26 小计 1137.694 小计 37.98 压滤机返水量 1099.714 小计 1137.694 全部水量 1137.694 排出总水量 1137.694 表4-5 选煤最终产品平和表 产品名称 数量 灰分 Ad 水分 Mt 产率 小时产量 t/h 日产量t/d 年产量 Mt/a 粗粒精煤 22.93 65.51 917.14 27.516 11.73 6 细粒精煤 21.00 60.00 840 25.2 11.22 12 合计精煤 43.93 125.51 1757.14 52.71 11.49 8.7 中煤 30.14 86.11 1205.54 36.168 31.78 12．93 矸石 25.93 74.08 1037.12 31.116 75.17 12 合计 100.00 285.71 4000 120 25.0729 第5章 工艺设备与选型与计算 5.1 工艺设备选型的一般原则 5.1.1应注意以下原则 1.设备的型号与台数，应与所设计的厂型相配，尽量采用大型设备，充分估计到组间的配合与厂房不止的紧凑，便于生产操作。 2.设备的类型应与原煤特性和产品质量的要求。 3.估计到组间的配合与厂房布置的紧凑,便于生产操作. 5.1.2 均衡系数的确定 由旧选煤手册P152可知矿井型选煤厂不均衡稀疏的确定筛分破碎车间内不均衡系数K1.15，重选车间的不均衡系数K1.15，但车间内煤泥水，净化回收有关设备的不均衡系数1.25浮选车间的不均衡系数K1.2，浓缩车间集中水池及泵房，煤泥沉淀及其煤泥水系统的不均衡系数K1.25干式运输系统及矸石上的不均衡系数K.25。 5.2 主厂房设备选型与计算 5.2.1 流器 1. 细粒Q13152.36t/h k1.25 Qe200t/h nKQ13/Q1.2572.79360.071 选用φ950/670型三产品重介旋流器1台。 2. 粗粒Q58113.51t/h k1.25 Qe200t/h nKQ58/Q1.25113.50.711 选用φ710/500型三产品重介旋流器1台。 5.2.2 煤脱介筛 k1.15 QQ1486.26（t/h） q20（t/h） F9m nKQ/Fq1.1586.26/9200.561 故选两台ZK2045座式振动筛。 5.2.3 煤脱介筛 k1.15 QQ1526.89（t/h） q20（t/h） F9m nKQ/Fq1.1526.89/9200.171 选一台ZK2045座式振动筛。 5.2.4矸石脱介筛 k1.15 Q1642.8709t/h q20t/h F9m nKQ/Fq1.1574.08/9200.321 选一台ZK2045座式振动筛。 5.2.5弧形筛 选和脱介筛配套的弧形筛, 所以 1. 粗粒 精煤1800 中煤1800 矸石2800 2. 细粒 精煤2200 中煤2000 5.2.6精煤离心机 QQ2372.79 k1.25 Qe150t/h nKQ/Q1.2572.79/15060.071 故选1台TLL1000型离心脱水机 5.2.7中煤离心机 k1.25 Q4566.28 Qe100 nKQ/Q1.2566.28/10060.071 故选用一台TLL900型号的永久筒式磁选机 5.2.8磁选机 1. 精中煤磁选机 QQ809.56t/h k1.25 Qe55t/h nKQ/Q1.259.56/550.221 故选用一台HMDA-6型磁选机 2. 矸石磁选机 QQ7233.54t/h k1.25 Qe39t/h nKQ/Q1.2533.54/390.221 故选用一台HMDA-6型磁选机 3. 细粒精煤磁选机 Q21.00t/h k1.25 Qe39t/h nKQ/Q1