矿物加工工艺课程设计(打印版)

河南理工大学

矿物加工工艺课程设计

说明书

院系：专业：姓名：

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1. 设计任务与要求 . ............................................................................................................................ 4 1.1设计任务 . ...................................................................................................................................... 4

表1. 原料煤工业分析 . .................................................................................................................. 4 1.2 选煤厂设计原则和要求 . ............................................................................................................ 4

1.3 厂型、厂址及工作制度 . .......................................................................................................... 6 1.3.1 选煤厂工作制度 ...................................................................................................................... 6 1.3.2 选煤厂生产能力 ...................................................................................................................... 6

表.2. 实际与理论分选密度差值 . ................................................................................................... 6

2. 选煤工艺 ....................................................................................................................................... 6 2.1 原煤资料表 .................................................................................................................................. 6

表.3入厂原煤A 层及B 层筛分组成表 ......................................................................................... 7 表4. +50mm破碎至-50mm 筛分组成综合表 ................................................................................. 8 表5. A层煤0.5~50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表 .............................................. 9 表6. B层煤0.5~50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表 ............................................ 10 表7. 两层煤50-0.5mm 级浮沉实验综合表 ................................................................................. 11

表8 50～0.5MM 级浮沉试验综合及延伸表 .................................................................................... 12 3. 可选性曲线绘制及分析 . .............................................................................................................. 13 3.2 工艺流程介绍 ............................................................................................................................ 13 4 流程计算 ..................................................................................................................................... 15 4.1. 准备作业计算 . ........................................................................................................................... 15

4.1.1预先筛分 . ............................................................................................................................ 15

4.1.2手选 . .................................................................................................................................... 16 4.1.3 破碎 . ................................................................................................................................... 16 4.2 洗选作业计算 ............................................................................................................................ 16 4.2.1 主选跳汰作业的计算 . ....................................................................................................... 16 表.9跳汰产品设计实际指标表： . .............................................................................................. 19 表.10设计产品指标： . ................................................................................................................ 19 表.11选煤产品设计平衡表 . ........................................................................................................ 20 4.3煤泥处理作业计算 . .................................................................................................................... 20 4.3.1脱水筛分 . ............................................................................................................................ 20 4.3.2 煤泥水处理 . ....................................................................................................................... 22 表.12 产品最终平衡表 . ............................................................................................................. 23 4.3.3 水量计算 . ........................................................................................................................... 24 表.13 水量平衡表 . ..................................................................................................................... 25 表.14 产品最终平衡表 . ............................................................................................................. 26 4.4 设备选型计算 ............................................................................................................................. 26 4.4.1 设备选型原则 . ..................................................................................................................... 26 4.4.2 不均衡系数K 值的确定 . ..................................................................................................... 26

4.4.3主要设备的选型与计算 . ...................................................................................................... 27 5、工业场地布置 . ........................................................................................................................... 31 5.1厂址确定 . ..................................................................................................................................... 31 5.2总平面布置 . ................................................................................................................................. 31 5.2.1总平面布置原则 . .................................................................................................................. 31 5.2.2具体布置如下： . .................................................................................................................. 31 5.3场内运输 . ..................................................................................................................................... 31 5.4厂区绿化 . ..................................................................................................................................... 31 总结 . ................................................................................................................................................ 32 参考文献 ......................................................................................................................................... 32

1. 设计任务与要求

1.1设计任务

1. 条件：设计一座年处理能力为600万吨的矿井选煤厂，服务年限为30年以上，选

煤厂工作制度年工作300天；每天2班生产（14小时工作）1班检修，产品要求：精煤灰分Ag

2．原始资料：原料煤工业分析见表1。

表1. 原料煤工业分析

原煤来自A 层、B 层。A 层煤产量占50％，B 层煤占50%

1.2 选煤厂设计原则和要求

选煤厂设计的目的是有计划地解决新建厂或扩建厂的建筑、设备安装和进行生产时所需要的原材料供应、劳动力配备等一系列重大问题，并给出和保证投产后可能达到的最佳技术经济指标。

煤炭分选过程（包括选煤厂、干选厂、筛选厂等）的新建、改建和扩建过程的工程设计和工程咨询，应遵循以下基本原则：

（1）应从我国的基本国情出发，顺应国际发展趋势，及时采取国内外先进技术、实践经验和成熟可靠的新工艺、新设备、新材料，不断提高选煤厂建设的现代化水平和经济效益。

（2）应合理利用资源，推广洁净煤技术，实现可持续发展。动力煤应加工后销售。稀缺煤种必须实行保护性加工利用。

（3）认真贯彻党和国家有关工程设计方面的方针、政策，遵守基本建设程序，执行煤

炭分选工程设计规范和有关的规程、规范、法令、规定，严格按照设计任务书的要求。

选煤厂设计的过程是一个复杂的系统工程，包括多级子系统。各子系统之间相互依赖，相互关联，需要高度协同，任何一个环节出了差错，都会严重影响整个设计的质量。

选煤厂设计工作的具体要求如下：

（1）设计时应首先考虑煤炭资源特点、条件及市场的需求，其次要考虑原煤和产品运输距离。必须有足够的煤炭资源且经过勘察落实，方具备设计的前提条件。

（2）矿井型选煤厂应与矿井同时设计、同时施工、同时投产。其他类型选煤厂必须保证煤源供应，以及在不影响偶关矿井正常投产的前提下，适当安排工期。

（3）在设计中因地制宜地采用经济效益高的工艺、技术和设备。工艺流程与设备力求简单、可靠和高效率。在技术经济条件允许的情况下提高机械化、自动化水平。应该优先采用国内外先进设备。

（4）在条件合适的情况下，尽量套用或局部套用经过生产检验的定型设计或比较成功的设计。必要时进行局部修改，或以此为参考重新设计。

（5）重视回收利用煤中共生和半生矿物，以及选煤厂的多种经营问题。特别要在设计中考虑中煤、矸石、煤泥等副产品的利用和多种经营。

（6）设计要为安全生产创造必要的条件，要认真考虑消防及预防火灾的问题。（7）设计要符合环境保护的要求。煤泥尽可能在厂内回收，并实现洗水闭路循环。（8）为了避免重复设计、重复投资，以及防止漏项，选煤厂设计必须与有关设计严格分工，划分设计范围。

（9）现有设计应为将来选煤厂进一步发展或改、扩建留有余地并为施工创造条件。

1.3 厂型、厂址及工作制度

1.3.1 选煤厂工作制度

按《煤炭洗选工程设计规范》GB50359-2005的规定，本选煤厂的工作制度为年工作300D ，每天工作14H 。二班生产，一班检修。

1.3.2 选煤厂生产能力

年生产能力：600万T/A。日生产能力：2万T/D。小时生产能力：1428.571T/H。

表.2. 实际与理论分选密度差值

2. 选煤工艺

2.1 原煤资料表

按照工作需要，以给定的原煤资料为基础，对原煤的煤质资料等进行了分析综合，分别包括：两层原煤筛分组成表、+50粒度级破碎至-50级筛分组成综合表、自然级与破碎级混合煤浮沉资料表、两层原煤浮沉资料综合表等，详见表1——表7.

表.3入厂原煤A 层及B 层筛分组成表

表4. +50mm破碎至-50mm 筛分组成综合表

表5. A层煤0.5~50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表

表6. B层煤0.5~50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表

表8 50～0.5mm 级浮沉试验综合及延伸表

3. 可选性曲线绘制及分析

3.1根据表6 50～0.5mm 级浮沉试验综合及延伸表，绘制出可选性曲线

可选性曲线分析：当精煤灰分要求为Ad=10％时，确定理论分选密度δ=1.67g/cm3，相应的γδ±0.1=7.8%为易选

3.2 工艺流程介绍

选煤的方法很多，概括起来可分为重力选煤、浮游选煤和特殊选煤等。重力选煤又可分为跳汰选、重介质选等。跳汰选煤是物料在上升和下降的脉动水流中按密度和粒度的不同来实现分选的过程，其一般用于选别极易选煤和易选煤。重介选煤是物料在重介液中，严格按密度实现分级的，一般用于难选和较难选的煤种。浮选主要是用来对-0.5的煤泥进行分选。原煤性质不同，生产销售的要求不同，采用的生产工艺流程也有所不同。

通过可选性曲线能查到，当精煤灰分要求为Ad=10％时，确定理论分选密度δ=1.67g/cm3，相应的γδ选煤方法。流程图如下图：

±0.1=7.8%为易选；根据煤质资料分析及可行性研

究，选煤方法确定为全跳汰-浮选联合流程，工艺流程简化，是较为经济合理的

4 流程计算

该选煤厂年处理能力为600万吨的矿井选煤厂，服务年限为30年以上，选煤厂工作制度年工作300天；每天2班生产（14小时工作）1班检修。

日生产能力：T=2万T/D。小时生产能力：Q=1428.571T/H。

4.1. 准备作业计算

4.1.1预先筛分

由附录3表1查得预选筛分入料的数质量

入料：错误！未找到引用源。=100% 错误！未找到引用源。=25.39% 错误！

未找到引用源。=Q×100%=1428.571T/H

因为本流程为混合入选, 设筛分效率η=100% 筛上物：

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。

+错误！未找到引用源。=10.79%+19.28%=30.06%

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=1428.571错误！未找到引用源。30.06%=429.428 T/H

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。

γ50-100×A d 50-100+γ+100×A d +10010. 79×22. 76+19. 28×28. 01=26. 13%==

30. 06γ2

筛下物：

γ3=γ1-γ2=100%-30.06%=69.94%

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=1428.571-429.428=999.143 T/H

错误！未找到引用源。=

γ1×A d 1－γ2×A d 2100×25.39－30.06 ×26.03

==25.11%

γ269.94

4.1.2手选

本流程设检查性手选，不计算拣出量，即设排矸效率为100% 筛上：

γ4=0 γ5=γ2=30.06%

Q 4=0

Q 5Q 2

==429.428 T/H

A d 4=0 A =A =26.13%

d 5d2

4.1.3 破碎

破碎前后数质量不变

γ6=γ5=30.06% Q 6=Q 5=429.428 T/H A d 6=A d5=26.13%

最后得出入选物料数质量:

γ7=γ6+γ3=100% Q 7=Q 6+Q 3= 1428.571T/H A d 7=20.85%

4.2 洗选作业计算

4.2.1 主选跳汰作业的计算

根据原煤浮沉资料以及可选性曲线，当精煤灰分取10%时，

确定理论分选密度δp10=1.7g/cm3，δp20=1.53g/cm3，

确定实际分选密度δp1=1.72g/cm3，δp2=1.52g/cm3，按课本103页表4-2不分级跳汰选煤取：

矸石段I1=0.14，中煤段I2=0.17。

每个密度级取密度的平均值。用跳汰近似公式计算t 值，并查课本附录t 值表，得到分配率ε%。

跳汰公式：t =

1.553δ-1

lg I δp -1

矸石段：δp1=1.7g/cm3， I1=0.14 密度级-1.30 g/cm3（取1.20 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 2-1

lg lg ＝=-6.171，查表得 ε=0； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.30—1.40 g/cm3（取1.35 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 35-1

lg lg ＝=-3.475，查表得 ε=0.03； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.40—1.50 g/cm3（取1.45 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 45-1

lg lg ＝=-2.264，查表得 ε=1.17； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.50—1.60 g/cm3（取1.55 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 55-1

lg lg ＝=-1.298，查表得 ε=31.10； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.60—1.80 g/cm3（取1.70 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 70-1

lg lg ＝=-0.136查表得 ε=44.59； I 1. 72-1I δp -1

密度级+1.80 g/cm3（取2.10 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5532. 10-1

lg lg ＝=2.042，查表得 ε=97.94。 I 1. 72-1I δp -1

中煤段：δp2=1.52g/cm3， I2=0.17。密度级-1.30 g/cm3（取1.20 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 2-1

lg lg ＝=-3.791，查表得 ε=0； I 1. 52-1I δp -1

密度级1.30—1.40 g/cm3（取1.35 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 35-1

lg lg ＝=-1.571，查表得 ε=5.82； I 1. 52-1I δp -1

密度级1.40—1.50 g/cm3（取1.45 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 45-1

lg lg ＝=-0.574，查表得 ε=28.29；

I 1. 52-1I δp -1

密度级1.50—1.60 g/cm3（取1.55 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 55-1

lg lg ＝=0.223，查表得 ε=81.20；

I 1. 52-1I δp -1

密度级1.60—1.80 g/cm3（取1.70 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 70-1

lg lg ＝=1.179查表得 ε=88.09；

I 1. 52-1I δp -1

密度级+1.80 g/cm3（取2.10 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5532. 10-1

lg lg ＝=2.973，查表得 ε=99.85。

I 1. 52-1I δp -1

根据算出的分配率，可以计算出设计指标。设计指标与理论值表对比见下表

表.9跳汰产品设计实际指标表：

表.10设计产品指标：

次生煤泥百分率的确定根据课本106页表4-8查得。

原煤中小于0.5mm 煤泥含量为8.41%，原煤牌号为气煤，次煤产率为4%，灰分取上表21.47%

根据“两层煤50-0.5mm 级浮沉实验综合表”可知浮沉煤泥产率为2.54%，灰分为23.86%，根据“两层原煤破碎级与自然级筛分实验结果综合表”可知原生煤泥产率为9.72%，灰分为14.83%，计算得选煤产品设计平衡表如下：表.11选煤产品设计平衡表

4.3煤泥处理作业计算

4.3.1脱水筛分

分级筛计算：

分级筛入料：γ8=γ A8=

精

（占全样）+γ

全泥

=52.41+2.54+9.72+4.00=68.67%

r 精*A 精 r 全泥*A 全泥

=12.26%

r 8

Q8=错误！未找到引用源。×68.67%=1428.571T/H×

68.67%=981.00 T/H

假设精煤的粒度组成与原煤的粒度组成相同。由选煤产品设计平衡表可知，精煤合计

γa =54.95%,此外还有煤泥γb =13.72%，按50～0mm 自然级与破碎级

γ+13 =22.29%，占γa 的百分数，并换算成占

筛分试验计算精煤中+13mm级含量0.5～0mm 级的百分数。

筛下物料：γ

=γ8*β

-d ～0.5

*η+γ

-0.5

=68.67*51.24+13.72=48.91%

-0.5

A12=(γ8*β

-d ～0.5

*η*A-d ～0.5+γ*A-0.5)/γ

下

68. 67*51. 24*18. 22/100+13. 72*14. 83 ==13%

51. 24+13. 72

筛上物料： γ

=γ8-γ12=68.67 -48.91=19.76%

A 11=10.52%（查设计平衡表） Q 11 =错误！未找到引用源。×γ

19.76%=282.29 T/H 捞坑，加入循环量以前：

=1428.571T/H×

=γ

0.5-13

+γ-γ

-0.5

（全）*40%

=48.91-40.67=8.24%

=68.67*51.24+13.72*40%=40.67% γ’14 =γ

Q 14’ =Q1*γ

A13

’1412

A 14 ’=A-0.5=14.83%

=1428.571*14.83%=211.86T/H

' '

48. 91*13-8. 24*14. 83' r 12*A 12-r 14*A 14

===12.63%

40. 67r 13

Q 13 =Q1*γ13=1428.571*40.67%=581T/H

脱泥筛：

筛下物： γ

=γ

-0.5

（全）*0.4*0.65=13.72*40%*50%=2.744%

Q 16 =Q1 *γ16=1428.571*2.744%=39.20 T/H

A 16 =A-0.5（全）=14.83% 筛上物： γ

=γ

-γ16=40.67%-2.74%=37.93%

A 15=

r 13*A 13-r 16*A 1640. 67*12. 63-2. 744*14. 83

==12.47%

37. 93r 15

Q15 =Q1*γ离心脱水：

离心液：γ

=1428.571*12.47%=178.14 T/H

=γ

-0. 5+0. 5

*0.10=37.93*0.1=3.79%

r 18 r 18

=γ

-r 18

+0. 5

=γ

-0.5

*50%=13.72*40%*40%*50%=1.10%

=2.69%

+0. 5

A18=

r 18

*A +0. 5+r 18

r 18

-0. 5

*A -0. 5

2. 69*18. 22+1. 10*14. 83

=17.23%

r 18

Q18= Q1γ

末煤： γ

=1428.571*3.79%=54.14T/H

=γ

-γ=37.93%-3.79%=34.14%

A17=

r 15*A 15-r 18*A 1837. 93*12. 47-3. 79*17. 23

==11.94%

34. 14r 17

Q17=Q1*γ=1428.571*34.14%=487.71T/H

加入循环量后，斗子捞坑溢流发生变化：

=γ

+γ16+γ

-γ

=14.77%

A14=

r 12*A 12+r 16*A 16+r 18*A 18-r 13*A 13

r 14

48. 91*13. 00+2. 74*14. 83+3. 79*17. 23-40. 67*14. 83

14. 77

=9.39%

Q14=Q1*γ

=1428.571*14.77%=211.00T/H

4.3.2 煤泥水处理

浮选（确定浮选精煤灰分为10.52）：

煤泥浓缩（溢流浓度γ21=0，A 21=0）；

底流浓度：

=γ

=14.77%

A 20= A14=9.39% Q 20= Q14=211.00T/H

浮选入料：

=γ

=14.77%

A 22= A14=9.39% Q 22= Q14=211.00T/H

浮选精煤过滤（溢流固体γ=0%，A=0%）：

浮选精煤：

=0.75*γ

=0.75* 14.77%= 11.08%

A 23=10.52(从平衡表中取的精煤灰分) Q 23=Q1*γ

压滤：

滤液假设γ

滤饼 γ

2930

=1428.571*11.08%=158.25T/H

=0，A 30=0，Q 30=0

=γ-γ

=3.69%

A 29=A24==

r 22*A 22-r 23*A 23

r 24

14. 77*9. 39-11. 08*10. 52

=6.00%

3. 69

Q 24=Q1*γ

全厂数质量平衡检验：

跳汰矸石：γ 块精煤：γ 末精煤：γ

=1428.571*3.69%=52.71T/H

=18.44 A10=63.83 Q10=Q*γ=19.76 A11=10.52 Q11=Q*γ=34.14 A17=6.00 Q17=Q*γ

=263.43 =282.29

跳汰中煤：γ9=12.89 A9=23.06 Q9=Q*γ9=184.14

1117

=487.71

表.12 产品最终平衡表

4.3.3 水量计算

4.3.3.1 跳汰

入料:Q7 =Q*100%=1428.571 t/h 混合跳汰循环水取2.7 m3/t

跳汰用水：

W=2.7*500=3857.14 m3/h

跳汰中煤取含水量(斗式提升机脱水) 为25%

Q *25184. 14*25

W9=9==61.38

100-25100-25 矸石(斗式提升机脱水) 取25%

Q *25263.43*25

W10=10==87.81

100-25100-25 块精煤(脱水筛脱水) 含水 9%

W11=

Q 11*9282. 29*9

==27.92t/h

100-9100-9

脱泥筛上喷水：筛孔0.5mm 0.3m3/t

W=Q13*0.3=581*0.3=174.3t/h

末精煤(离心机脱水) 含水量取 6% Q *6487. 71*6 W17=17==31.13 t/h

100-6100-6

4.3.3.2 煤泥水系统

浮选缓冲池入料含水：(未加循环水) W14‘=W12-W13=3474.6 t/h 浓缩浮选：取浓缩底流液固比为5.0

W 22=Q22*5.0=211*5.0=1055 t/h 取浮选入料液固比为2.0

则：W 23=Q23*2.0=158.25*2.0=316.50 t/h W24=W22-W 23=738.50t/h

加循环量： W14=W12+W16+W18-W 13= W14‘+W16+W18=3972.87t/h 精煤过滤(真空过滤机) ：取含水 25% W25=

Q 23*25158. 25*25

==52.75 t/h

100-25100-25

W26=W23-W 25=316.50-52.75=263.75t/h 尾煤浓缩：取底流液固比为1.5

则 W27=Q27*1.5=52.75*1.5=79.125 t/h W28=W24-W 27=738.50-79.125=659.375 t/h 尾煤压滤：取含水为 25

Q *2552. 75*25

W29 =29==17.58 t/h

100-25100-25

W30 =W27-W 29+Q27*3=79.125-17.58+52.75=114.30 t/h

表.13 水量平衡表

表.14 产品最终平衡表

4.4 设备选型计算

4.4.1 设备选型原则

设备选型和计算，是根据选煤厂工艺流程图提出的数量和质量，来确定主要设备的型号及数量。选型时应遵循以下的原则： 1.设备的型号及数量须适应选煤厂的规模。

2.设备型号及数员的确定，要便于机组间的配合和厂房的配置，并能节省投资和管理费用。

3. 选择的设备应工作可靠，操作方便。 4. 采用国内已经大国生产的设备和库存设备。

5. 尽量选择同类型同系列的设备，以便于检修和更换零件。

6.选用新产品，必须有设备鉴定资料并掌握该设备校长时间的运转资料。

4.4.2 不均衡系数K 值的确定

4.4.2.1

原煤贮煤场(仓) 以前的设备(包括筛分破碎车间) ，其小时处理能力不均衡系数如下：

1) 以箕斗、矿车和胶带输送机等方式来煤的，各设备的小时处理能力矿井提升设备的小时最大能力考虑，但不均衡系数不超过1.3。

2) 以准轨铁路来煤，采用受煤坑受煤时，不均衡系数取1.5。

3) 以准轨铁路来煤，采用准轨翻车机或浅受煤槽(也叫受煤地沟) 受煤时，各设备的小时处理能力，应与准轨翻车机的小时处理能力或浅受煤槽上部卸煤机的小时最大卸煤能力相适应。 4.4.2.2

原煤贮煤场(仓) 以后的设备，其小时处理能力不均衡系数如下：

1) 筛分破碎车间的不均衡系数取1.15。

2) 重力选煤(包括重介选、跳汰选、槽选、摇床选等) 车间的不均衡系数取1.15。但车间内煤泥水及介质净化回收系统的有关设备(如泵类等) 的不均衡系数取1.25；跳汰机和槽选机的脱水斗式提升机的不均衡系数，矸石脱水取1.5，中煤脱水取1.25，以适应煤质有瞬时的较大波动。同时，脱水斗至贮存仓之间的设备，其不均衡系数也须作相应的选取。

3) 浮选车间不均衡系数取1.25。

4) 浓缩车间、集中水池及泵房，煤泥沉淀池及泵房以及其它煤泥水系统的设备, 它们的不均衡系数取1.25。

5) 矸石远输系统及矸石山(或矸石堆放场) 的不均衡系数取1.25。

4.4.3主要设备的选型与计算

1. 筛分设备：

取不均衡系数：k=1.15 查表得单位负荷定额(筛孔尺寸50mm) ：50

所需筛面面积： F =

=错误！未找到引用源。35.71m 2 q

选取YK1230振动筛（圆振动筛），筛分面积F =10㎡，筛孔尺寸：50mm ，

最大入料粒度：210mm ，生产能力：175~570t/h，倾角： 20，电动机功率：18.5kw ，

重量：9t 。

所需台数： n=

F 35. 71==3.571 取4台 10F '

2. 检查性手选：1或2人

3. 破碎设备：

破碎设备的选取应该根据原煤性质和产品粒度要求而定，对煤用破碎机的要求是：生产力适合工艺需要，破碎产品力度均匀，产生的煤粉少，结构简单，工作可靠，破碎功耗小。

入料量Q 5=429.428t/h ，取不均衡系数K=1.15。

选取4PGC-310/280×800型四齿辊破碎机，进料粒度300mm ，出料粒度10~50mm，产量250~350t/h，电动机型号为Y250M-4，外形尺寸2680×2660×1300，重量6.8t 。该设备处理能力大，过粉碎少，破碎比大。

所需台数：n=4. 跳汰机：

KQ 5

=1.15 取2台 Q e

Q 8=981.00t/h k =1. 15 q=15 需处理单位负荷量： F =

KQ 82

= 75.21 m q

选用分选机型号：LTGV-27型跳汰机则 n=

F 75. 21== 2.79 取3台 '

27F

5. 中煤脱水斗式提升机：

中煤量：Q=Q9K （K 取1.15）= 184.14*1.15=211.78 t/h

选用钩头重力式提升机，生产能力为240 t/h，宽度600mm

6. 矸石脱水斗式提升机：

矸石量：Q=Q10*1.5=263.43*1.5=395.15 t/h

选用高效斗式提升机，生产能力为535t/h，规格1000mm

7. 跳汰精煤分级筛：

精煤量：Q 11= 282.29 t/h k =1. 15 q=15 所需筛面面积 F =

=21.64, q

选用固定筛，处理能力380-750t/h，筛面面积为15m 2

=1.44 取2台 ' F

8. 筛下精煤斗子捞坑：入料量：Q=

Q 1

*[1. 25*(W 12+W 16+W 18) +1. 15*0-0. 5181. 45

=26.42

取型号为：ZL25型斗式提升机，生产能力44-55 t/h 选1台

9. 脱泥筛：入料量：Q 13 = 581 T/H

q =8(t /m . h ) k=1.15 取所需筛面面积 F =

=83.52m2 q

F 25. 60= =3.3 取4台 ' '

25F

选择型号为GLM2075的共振筛，特点为处理量大，筛分效率高，工作平稳，

能耗小，振幅频率易调，噪声低，筛面面积25m 2

10. 离心脱水机：

入料：Q 15=178.14t/h

选用型号为：TZ-14（VC-56）的立式振动离心机，处理量为140-190t/h,入料粒度为25-0.5mm

所需台数 n=1台

11. 浮选机：

流程为浓缩浮选，采用单台浮选机通过的矿浆量来计算设备台数

ｋｗ＋ｋＱ／δ２

ｎ＝１

Ｑｅ

其中 k1=1.25, k2=1.15, W22=1055t/h

Q22=211t/h δ=1.45

选型号为XJQ-28的浮选机，最大处理能力35m 3/min，容积28m 3，n=1台

12. 浮选精煤真空过滤机：

Q 23=158.25t/h k=1.25 q=0.4

F =

=494.53 m2 q

选用型号为PG116-12，处理量(干物料) 为29-34.3t/h 过滤面积为116m 2 所需台数 n=

=4.26 取5台 Fq

13. 压滤机：

Q 27=52.75t/h k=1.25 q=0.02 F=1050 m2

n =

=3.14 取4台 Fq

选用型号为XMZ1050/2000的箱式（板框）过滤机，过滤机面积为1050m 2，n=4

设备清单

5、工业场地布置

5.1厂址确定

根据矿区占地和矿井位置，吧洗厂和矿厂设置在同一工业场地内。并在满足使用功能条件下，尽量节约用地，合理的确定功能分区及建筑物的位置，达到有利生产，方便生活，经济实用，创造出一个美观协调和良好的生活环境。

5.2总平面布置

5.2.1总平面布置原则

1、所有建筑物布置符合建筑物防火及卫生要求。

2、利用已有的建筑物。

3、利用现有的通路、水、电、暖。

4、尽量减少地下管线拆迁。

5、利用现有的空闲场地，使总平面布置紧促合理。

6、总平面布置不影响生产，符合总体规划布局。

5.2.2具体布置如下：

主厂房布置在场地主井北边，浓缩池、联合泵房及生产水池和补充清水池布置在一起，放置在场地的西部靠中，选煤厂的办公楼布置在主厂房的东边，便于管理，而且由于厂区的大门位于场地北部，故交通便利。机修在办公楼的南边，材料库等生产辅助设施在主厂房北边，这样在整个布局中不会对生活和生产造成和很大的影响。主厂房的正南部设置有煤仓，由于铁路线贯穿场地南部，所以煤仓的布置是横跨铁路线，为各种煤产品的外销创造了便利的条件。

5.3场内运输

场内运输采用道路、窄轨铁路及皮带运输的混合运输方式。矸石通过900mm 轨距，24kg/m的窄轨铁路运往矸石山，材料和地销煤由宽6.0m 的场内道路运输，路面结构为混凝土结构，选煤厂内部各种煤的运输由带式输送机承担。

5.4厂区绿化

厂区主要道路两侧是带状绿化，可以种植绿篱，在道路的转弯处可选用姿

态优美的孤植或色彩鲜艳的花卉。由于每个车间生产性质的不同，选择不同的树种。在较为宽敞的空地上，设置建筑小品，起到画龙点睛、提神醒目的作用，使厂区的美化受到良好的效果。绿化面积一般不小于25%。

总结

选煤厂设计课是一门理论知识和实际技能相结合的综合性课程，为使学生系统复习所学课程和掌握选煤厂设计的基本原理、基本方法，通过本课程设计对所学课程加深理解，并得到最基本的实际技能训练，为毕业设计打下良好的基础。

由于我的能力有限，在设计中难免有一些错误和不足之处，望老师谅解，在此要感谢赵继芬老师的指导。

参考文献

[1] 《选煤厂设计手册》煤炭工业出版社.

[2] 《选矿厂设计参考资料》冶金工业出版社.

[3] 《选矿学》谢广元中国矿业大学出版社.

[4]《浮选》胡为柏冶金工业出版社.

[5]《工厂总平面设计》同济大学编中国建筑工业出版社.

[6]《中国选矿设备手册》科学出版社.

[7]《重介质选煤的理论与实践》王振国煤炭工业出版社.

[8]《选煤工艺设计与管理》（设计篇）匡亚莉中国矿业大学出版社.

河南理工大学

矿物加工工艺课程设计

说明书

院系：专业：姓名：

学号：指导：

表.2. 实际与理论分选密度差值 . ................................................................................................... 6

4.1.1预先筛分 . ............................................................................................................................ 15

1. 设计任务与要求

1.1设计任务

1. 条件：设计一座年处理能力为600万吨的矿井选煤厂，服务年限为30年以上，选

煤厂工作制度年工作300天；每天2班生产（14小时工作）1班检修，产品要求：精煤灰分Ag

2．原始资料：原料煤工业分析见表1。

表1. 原料煤工业分析

原煤来自A 层、B 层。A 层煤产量占50％，B 层煤占50%

1.2 选煤厂设计原则和要求

煤炭分选过程（包括选煤厂、干选厂、筛选厂等）的新建、改建和扩建过程的工程设计和工程咨询，应遵循以下基本原则：

（2）应合理利用资源，推广洁净煤技术，实现可持续发展。动力煤应加工后销售。稀缺煤种必须实行保护性加工利用。

（3）认真贯彻党和国家有关工程设计方面的方针、政策，遵守基本建设程序，执行煤

炭分选工程设计规范和有关的规程、规范、法令、规定，严格按照设计任务书的要求。

选煤厂设计工作的具体要求如下：

（4）在条件合适的情况下，尽量套用或局部套用经过生产检验的定型设计或比较成功的设计。必要时进行局部修改，或以此为参考重新设计。

（5）重视回收利用煤中共生和半生矿物，以及选煤厂的多种经营问题。特别要在设计中考虑中煤、矸石、煤泥等副产品的利用和多种经营。

（9）现有设计应为将来选煤厂进一步发展或改、扩建留有余地并为施工创造条件。

1.3 厂型、厂址及工作制度

1.3.1 选煤厂工作制度

按《煤炭洗选工程设计规范》GB50359-2005的规定，本选煤厂的工作制度为年工作300D ，每天工作14H 。二班生产，一班检修。

1.3.2 选煤厂生产能力

年生产能力：600万T/A。日生产能力：2万T/D。小时生产能力：1428.571T/H。

表.2. 实际与理论分选密度差值

2. 选煤工艺

2.1 原煤资料表

表.3入厂原煤A 层及B 层筛分组成表

表4. +50mm破碎至-50mm 筛分组成综合表

表5. A层煤0.5~50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表

表6. B层煤0.5~50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表

表8 50～0.5mm 级浮沉试验综合及延伸表

3. 可选性曲线绘制及分析

3.1根据表6 50～0.5mm 级浮沉试验综合及延伸表，绘制出可选性曲线

可选性曲线分析：当精煤灰分要求为Ad=10％时，确定理论分选密度δ=1.67g/cm3，相应的γδ±0.1=7.8%为易选

3.2 工艺流程介绍

通过可选性曲线能查到，当精煤灰分要求为Ad=10％时，确定理论分选密度δ=1.67g/cm3，相应的γδ选煤方法。流程图如下图：

±0.1=7.8%为易选；根据煤质资料分析及可行性研

究，选煤方法确定为全跳汰-浮选联合流程，工艺流程简化，是较为经济合理的

4 流程计算

该选煤厂年处理能力为600万吨的矿井选煤厂，服务年限为30年以上，选煤厂工作制度年工作300天；每天2班生产（14小时工作）1班检修。

日生产能力：T=2万T/D。小时生产能力：Q=1428.571T/H。

4.1. 准备作业计算

4.1.1预先筛分

由附录3表1查得预选筛分入料的数质量

入料：错误！未找到引用源。=100% 错误！未找到引用源。=25.39% 错误！

未找到引用源。=Q×100%=1428.571T/H

因为本流程为混合入选, 设筛分效率η=100% 筛上物：

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。

+错误！未找到引用源。=10.79%+19.28%=30.06%

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=1428.571错误！未找到引用源。30.06%=429.428 T/H

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。

γ50-100×A d 50-100+γ+100×A d +10010. 79×22. 76+19. 28×28. 01=26. 13%==

30. 06γ2

筛下物：

γ3=γ1-γ2=100%-30.06%=69.94%

错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=1428.571-429.428=999.143 T/H

错误！未找到引用源。=

γ1×A d 1－γ2×A d 2100×25.39－30.06 ×26.03

==25.11%

γ269.94

4.1.2手选

本流程设检查性手选，不计算拣出量，即设排矸效率为100% 筛上：

γ4=0 γ5=γ2=30.06%

Q 4=0

Q 5Q 2

==429.428 T/H

A d 4=0 A =A =26.13%

d 5d2

4.1.3 破碎

破碎前后数质量不变

γ6=γ5=30.06% Q 6=Q 5=429.428 T/H A d 6=A d5=26.13%

最后得出入选物料数质量:

γ7=γ6+γ3=100% Q 7=Q 6+Q 3= 1428.571T/H A d 7=20.85%

4.2 洗选作业计算

4.2.1 主选跳汰作业的计算

根据原煤浮沉资料以及可选性曲线，当精煤灰分取10%时，

确定理论分选密度δp10=1.7g/cm3，δp20=1.53g/cm3，

确定实际分选密度δp1=1.72g/cm3，δp2=1.52g/cm3，按课本103页表4-2不分级跳汰选煤取：

矸石段I1=0.14，中煤段I2=0.17。

每个密度级取密度的平均值。用跳汰近似公式计算t 值，并查课本附录t 值表，得到分配率ε%。

跳汰公式：t =

1.553δ-1

lg I δp -1

矸石段：δp1=1.7g/cm3， I1=0.14 密度级-1.30 g/cm3（取1.20 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 2-1

lg lg ＝=-6.171，查表得 ε=0； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.30—1.40 g/cm3（取1.35 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 35-1

lg lg ＝=-3.475，查表得 ε=0.03； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.40—1.50 g/cm3（取1.45 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 45-1

lg lg ＝=-2.264，查表得 ε=1.17； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.50—1.60 g/cm3（取1.55 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 55-1

lg lg ＝=-1.298，查表得 ε=31.10； I 1. 72-1I δp -1

密度级1.60—1.80 g/cm3（取1.70 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 70-1

lg lg ＝=-0.136查表得 ε=44.59； I 1. 72-1I δp -1

密度级+1.80 g/cm3（取2.10 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5532. 10-1

lg lg ＝=2.042，查表得 ε=97.94。 I 1. 72-1I δp -1

中煤段：δp2=1.52g/cm3， I2=0.17。密度级-1.30 g/cm3（取1.20 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 2-1

lg lg ＝=-3.791，查表得 ε=0； I 1. 52-1I δp -1

密度级1.30—1.40 g/cm3（取1.35 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 35-1

lg lg ＝=-1.571，查表得 ε=5.82； I 1. 52-1I δp -1

密度级1.40—1.50 g/cm3（取1.45 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 45-1

lg lg ＝=-0.574，查表得 ε=28.29；

I 1. 52-1I δp -1

密度级1.50—1.60 g/cm3（取1.55 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 55-1

lg lg ＝=0.223，查表得 ε=81.20；

I 1. 52-1I δp -1

密度级1.60—1.80 g/cm3（取1.70 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5531. 70-1

lg lg ＝=1.179查表得 ε=88.09；

I 1. 52-1I δp -1

密度级+1.80 g/cm3（取2.10 g/cm3）,

t =

1.553δ-11. 5532. 10-1

lg lg ＝=2.973，查表得 ε=99.85。

I 1. 52-1I δp -1

根据算出的分配率，可以计算出设计指标。设计指标与理论值表对比见下表

表.9跳汰产品设计实际指标表：

表.10设计产品指标：

次生煤泥百分率的确定根据课本106页表4-8查得。

原煤中小于0.5mm 煤泥含量为8.41%，原煤牌号为气煤，次煤产率为4%，灰分取上表21.47%

4.3煤泥处理作业计算

4.3.1脱水筛分

分级筛计算：

分级筛入料：γ8=γ A8=

精

（占全样）+γ

全泥

=52.41+2.54+9.72+4.00=68.67%

r 精*A 精 r 全泥*A 全泥

=12.26%

r 8

Q8=错误！未找到引用源。×68.67%=1428.571T/H×

68.67%=981.00 T/H

假设精煤的粒度组成与原煤的粒度组成相同。由选煤产品设计平衡表可知，精煤合计

γa =54.95%,此外还有煤泥γb =13.72%，按50～0mm 自然级与破碎级

γ+13 =22.29%，占γa 的百分数，并换算成占

筛分试验计算精煤中+13mm级含量0.5～0mm 级的百分数。

筛下物料：γ

=γ8*β

-d ～0.5

*η+γ

-0.5

=68.67*51.24+13.72=48.91%

-0.5

A12=(γ8*β

-d ～0.5

*η*A-d ～0.5+γ*A-0.5)/γ

下

68. 67*51. 24*18. 22/100+13. 72*14. 83 ==13%

51. 24+13. 72

筛上物料： γ

=γ8-γ12=68.67 -48.91=19.76%

A 11=10.52%（查设计平衡表） Q 11 =错误！未找到引用源。×γ

19.76%=282.29 T/H 捞坑，加入循环量以前：

=1428.571T/H×

=γ

0.5-13

+γ-γ

-0.5

（全）*40%

=48.91-40.67=8.24%

=68.67*51.24+13.72*40%=40.67% γ’14 =γ

Q 14’ =Q1*γ

A13

’1412

A 14 ’=A-0.5=14.83%

=1428.571*14.83%=211.86T/H

' '

48. 91*13-8. 24*14. 83' r 12*A 12-r 14*A 14

===12.63%

40. 67r 13

Q 13 =Q1*γ13=1428.571*40.67%=581T/H

脱泥筛：

筛下物： γ

=γ

-0.5

（全）*0.4*0.65=13.72*40%*50%=2.744%

Q 16 =Q1 *γ16=1428.571*2.744%=39.20 T/H

A 16 =A-0.5（全）=14.83% 筛上物： γ

=γ

-γ16=40.67%-2.74%=37.93%

A 15=

r 13*A 13-r 16*A 1640. 67*12. 63-2. 744*14. 83

==12.47%

37. 93r 15

Q15 =Q1*γ离心脱水：

离心液：γ

=1428.571*12.47%=178.14 T/H

=γ

-0. 5+0. 5

*0.10=37.93*0.1=3.79%

r 18 r 18

=γ

-r 18

+0. 5

=γ

-0.5

*50%=13.72*40%*40%*50%=1.10%

=2.69%

+0. 5

A18=

r 18

*A +0. 5+r 18

r 18

-0. 5

*A -0. 5

2. 69*18. 22+1. 10*14. 83

=17.23%

r 18

Q18= Q1γ

末煤： γ

=1428.571*3.79%=54.14T/H

=γ

-γ=37.93%-3.79%=34.14%

A17=

r 15*A 15-r 18*A 1837. 93*12. 47-3. 79*17. 23

==11.94%

34. 14r 17

Q17=Q1*γ=1428.571*34.14%=487.71T/H

加入循环量后，斗子捞坑溢流发生变化：

=γ

+γ16+γ

-γ

=14.77%

A14=

r 12*A 12+r 16*A 16+r 18*A 18-r 13*A 13

r 14

48. 91*13. 00+2. 74*14. 83+3. 79*17. 23-40. 67*14. 83

14. 77

=9.39%

Q14=Q1*γ

=1428.571*14.77%=211.00T/H

4.3.2 煤泥水处理

浮选（确定浮选精煤灰分为10.52）：

煤泥浓缩（溢流浓度γ21=0，A 21=0）；

底流浓度：

=γ

=14.77%

A 20= A14=9.39% Q 20= Q14=211.00T/H

浮选入料：

=γ

=14.77%

A 22= A14=9.39% Q 22= Q14=211.00T/H

浮选精煤过滤（溢流固体γ=0%，A=0%）：

浮选精煤：

=0.75*γ

=0.75* 14.77%= 11.08%

A 23=10.52(从平衡表中取的精煤灰分) Q 23=Q1*γ

压滤：

滤液假设γ

滤饼 γ

2930

=1428.571*11.08%=158.25T/H

=0，A 30=0，Q 30=0

=γ-γ

=3.69%

A 29=A24==

r 22*A 22-r 23*A 23

r 24

14. 77*9. 39-11. 08*10. 52

=6.00%

3. 69

Q 24=Q1*γ

全厂数质量平衡检验：

跳汰矸石：γ 块精煤：γ 末精煤：γ

=1428.571*3.69%=52.71T/H

=18.44 A10=63.83 Q10=Q*γ=19.76 A11=10.52 Q11=Q*γ=34.14 A17=6.00 Q17=Q*γ

=263.43 =282.29

跳汰中煤：γ9=12.89 A9=23.06 Q9=Q*γ9=184.14

1117

=487.71

表.12 产品最终平衡表

4.3.3 水量计算

4.3.3.1 跳汰

入料:Q7 =Q*100%=1428.571 t/h 混合跳汰循环水取2.7 m3/t

跳汰用水：

W=2.7*500=3857.14 m3/h

跳汰中煤取含水量(斗式提升机脱水) 为25%

Q *25184. 14*25

W9=9==61.38

100-25100-25 矸石(斗式提升机脱水) 取25%

Q *25263.43*25

W10=10==87.81

100-25100-25 块精煤(脱水筛脱水) 含水 9%

W11=

Q 11*9282. 29*9

==27.92t/h

100-9100-9

脱泥筛上喷水：筛孔0.5mm 0.3m3/t

W=Q13*0.3=581*0.3=174.3t/h

末精煤(离心机脱水) 含水量取 6% Q *6487. 71*6 W17=17==31.13 t/h

100-6100-6

4.3.3.2 煤泥水系统

浮选缓冲池入料含水：(未加循环水) W14‘=W12-W13=3474.6 t/h 浓缩浮选：取浓缩底流液固比为5.0

W 22=Q22*5.0=211*5.0=1055 t/h 取浮选入料液固比为2.0

则：W 23=Q23*2.0=158.25*2.0=316.50 t/h W24=W22-W 23=738.50t/h

加循环量： W14=W12+W16+W18-W 13= W14‘+W16+W18=3972.87t/h 精煤过滤(真空过滤机) ：取含水 25% W25=

Q 23*25158. 25*25

==52.75 t/h

100-25100-25

W26=W23-W 25=316.50-52.75=263.75t/h 尾煤浓缩：取底流液固比为1.5

则 W27=Q27*1.5=52.75*1.5=79.125 t/h W28=W24-W 27=738.50-79.125=659.375 t/h 尾煤压滤：取含水为 25

Q *2552. 75*25

W29 =29==17.58 t/h

100-25100-25

W30 =W27-W 29+Q27*3=79.125-17.58+52.75=114.30 t/h

表.13 水量平衡表

表.14 产品最终平衡表

4.4 设备选型计算

4.4.1 设备选型原则

2.设备型号及数员的确定，要便于机组间的配合和厂房的配置，并能节省投资和管理费用。

3. 选择的设备应工作可靠，操作方便。 4. 采用国内已经大国生产的设备和库存设备。

5. 尽量选择同类型同系列的设备，以便于检修和更换零件。

6.选用新产品，必须有设备鉴定资料并掌握该设备校长时间的运转资料。

4.4.2 不均衡系数K 值的确定

4.4.2.1

原煤贮煤场(仓) 以前的设备(包括筛分破碎车间) ，其小时处理能力不均衡系数如下：

1) 以箕斗、矿车和胶带输送机等方式来煤的，各设备的小时处理能力矿井提升设备的小时最大能力考虑，但不均衡系数不超过1.3。

2) 以准轨铁路来煤，采用受煤坑受煤时，不均衡系数取1.5。

原煤贮煤场(仓) 以后的设备，其小时处理能力不均衡系数如下：

1) 筛分破碎车间的不均衡系数取1.15。

3) 浮选车间不均衡系数取1.25。

4) 浓缩车间、集中水池及泵房，煤泥沉淀池及泵房以及其它煤泥水系统的设备, 它们的不均衡系数取1.25。

5) 矸石远输系统及矸石山(或矸石堆放场) 的不均衡系数取1.25。

4.4.3主要设备的选型与计算

1. 筛分设备：

取不均衡系数：k=1.15 查表得单位负荷定额(筛孔尺寸50mm) ：50

所需筛面面积： F =

=错误！未找到引用源。35.71m 2 q

选取YK1230振动筛（圆振动筛），筛分面积F =10㎡，筛孔尺寸：50mm ，

最大入料粒度：210mm ，生产能力：175~570t/h，倾角： 20，电动机功率：18.5kw ，

重量：9t 。

所需台数： n=

F 35. 71==3.571 取4台 10F '

2. 检查性手选：1或2人

3. 破碎设备：

入料量Q 5=429.428t/h ，取不均衡系数K=1.15。

所需台数：n=4. 跳汰机：

KQ 5

=1.15 取2台 Q e

Q 8=981.00t/h k =1. 15 q=15 需处理单位负荷量： F =

KQ 82

= 75.21 m q

选用分选机型号：LTGV-27型跳汰机则 n=

F 75. 21== 2.79 取3台 '

27F

5. 中煤脱水斗式提升机：

中煤量：Q=Q9K （K 取1.15）= 184.14*1.15=211.78 t/h

选用钩头重力式提升机，生产能力为240 t/h，宽度600mm

6. 矸石脱水斗式提升机：

矸石量：Q=Q10*1.5=263.43*1.5=395.15 t/h

选用高效斗式提升机，生产能力为535t/h，规格1000mm

7. 跳汰精煤分级筛：

精煤量：Q 11= 282.29 t/h k =1. 15 q=15 所需筛面面积 F =

=21.64, q

选用固定筛，处理能力380-750t/h，筛面面积为15m 2

=1.44 取2台 ' F

8. 筛下精煤斗子捞坑：入料量：Q=

Q 1

*[1. 25*(W 12+W 16+W 18) +1. 15*0-0. 5181. 45

=26.42

取型号为：ZL25型斗式提升机，生产能力44-55 t/h 选1台

9. 脱泥筛：入料量：Q 13 = 581 T/H

q =8(t /m . h ) k=1.15 取所需筛面面积 F =

=83.52m2 q

F 25. 60= =3.3 取4台 ' '

25F

选择型号为GLM2075的共振筛，特点为处理量大，筛分效率高，工作平稳，

能耗小，振幅频率易调，噪声低，筛面面积25m 2

10. 离心脱水机：

入料：Q 15=178.14t/h

选用型号为：TZ-14（VC-56）的立式振动离心机，处理量为140-190t/h,入料粒度为25-0.5mm

所需台数 n=1台

11. 浮选机：

流程为浓缩浮选，采用单台浮选机通过的矿浆量来计算设备台数

ｋｗ＋ｋＱ／δ２

ｎ＝１

Ｑｅ

其中 k1=1.25, k2=1.15, W22=1055t/h

Q22=211t/h δ=1.45

选型号为XJQ-28的浮选机，最大处理能力35m 3/min，容积28m 3，n=1台

12. 浮选精煤真空过滤机：

Q 23=158.25t/h k=1.25 q=0.4

F =

=494.53 m2 q

选用型号为PG116-12，处理量(干物料) 为29-34.3t/h 过滤面积为116m 2 所需台数 n=

=4.26 取5台 Fq

13. 压滤机：

Q 27=52.75t/h k=1.25 q=0.02 F=1050 m2

n =

=3.14 取4台 Fq

选用型号为XMZ1050/2000的箱式（板框）过滤机，过滤机面积为1050m 2，n=4

设备清单

5、工业场地布置

5.1厂址确定

5.2总平面布置

5.2.1总平面布置原则

1、所有建筑物布置符合建筑物防火及卫生要求。

2、利用已有的建筑物。

3、利用现有的通路、水、电、暖。

4、尽量减少地下管线拆迁。

5、利用现有的空闲场地，使总平面布置紧促合理。

6、总平面布置不影响生产，符合总体规划布局。

5.2.2具体布置如下：

5.3场内运输

5.4厂区绿化

厂区主要道路两侧是带状绿化，可以种植绿篱，在道路的转弯处可选用姿

总结

由于我的能力有限，在设计中难免有一些错误和不足之处，望老师谅解，在此要感谢赵继芬老师的指导。

参考文献

[1] 《选煤厂设计手册》煤炭工业出版社.

[2] 《选矿厂设计参考资料》冶金工业出版社.

[3] 《选矿学》谢广元中国矿业大学出版社.

[4]《浮选》胡为柏冶金工业出版社.

[5]《工厂总平面设计》同济大学编中国建筑工业出版社.

[6]《中国选矿设备手册》科学出版社.

[7]《重介质选煤的理论与实践》王振国煤炭工业出版社.

[8]《选煤工艺设计与管理》（设计篇）匡亚莉中国矿业大学出版社.

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