毕业设计（论文）-年处理100万吨选煤厂设计.doc

南华大学核资源工程学院毕业设计 年处理100万吨煤选煤厂设计全套图纸加扣 3012250582 摘要：本次设计为年处理量100万吨的大型选煤厂。入选的原煤来自于道清煤矿，矿井中的原煤按A、B层1:1的比例混合后，原煤的灰分为20.06% ，水分为2.8%。通过分析可知该选煤厂入选原煤属于稍难选煤。本次设计要求精煤产品的灰分小于10%,水分小于12%。通过对原煤资料的分析本设计选取了重选与浮选联合的工艺流程。重介质分选选取四氧化三铁作为介质，浮选流程选取仲辛醇作为起泡剂，煤油作捕收剂。最终得到的精煤产率为68.39%、灰分为9.48%，中煤产率为14.32%、灰分为23.61%，矸石的产率为11.25%、灰分为69.55%。关键词：选煤;三产品重介质旋流器;磁选;浮选 The Design of Coal Preparation Plant With The Capacity of 100t/a Abstract：The design of the 100 tons of large mine coal preparation plant.Wash raw coal into DaoQing coal mine A，B layer of coal at the 1:1 ratio of coal，coal ash is divided into 20.06%，is slightly more difficult coal.Design tasks require the clean coal ash content less than 10%，less than 12% moisture.Clean coal as coking coal in coal and coal slurry mixed consignment, out of Gangue.According to the analysis of raw data selected for re-election this design combined with the flotation process.Select a heavy medium separation of iron oxide as a medium，Select octanol as flotation frothers，Kerosene as collector.The resulting clean coal yield 68.39%、ash content 9.48%，Coal yield was 14.32%、23.61% ash，gangue yield of 11.25%、ash 69.55%. Keyword : coal preparation; three-product medium cyclone; Magnetic separation; Flotation 目录引言11、概述21.1设计规模及工作制度21.2厂址及厂区交通21.3水文、地质情况22、选煤工艺32.1 原煤资料32.2 工艺流程介绍112.3 工艺流程图112.4 选煤方法的确定132.4.1重介指标的计算132.5工艺流程的计算162.5.1入料数质量的计算162.5.2筛分数质量计算162.5.3破碎数质量计算172.5.4 脱泥部分计算172.5.5重介质分选部分计算172.5.6水量及介质流程的计算202.5.7分选作业的计算242.5.8精煤脱介作业的计算272.5.9中煤脱介作业的计算292.5.10 矸石脱介作业的计算312.5.11所需分流量、补充水量及补加浓介质的计算332.5.12浓缩作业的计算352.5.13磁选作业计算362.5.14煤泥水处理系统373主要设备的选型373.1预先筛分设备的选取373.2破碎设备的选取383.3脱泥筛的选取383.4三产品重介质旋流器的选取393.5脱介设备的选取393.5 1.精煤脱介筛393.5.2 中煤脱介筛403.5.3矸石脱介筛403.6精煤离心机的选取403.7磁选设备的选取413.8 浮选机的选取413.9.浓缩设备的选型413.9.1稀介质浓缩设备413.9.2浮选尾煤浓缩设备423.10浮选精煤和尾煤脱水设备的选取424、工业布置434.1地面工艺总布置434.2主厂房工艺布置445、生产辅助设施445.1 设施概况445.2 生产技术检查455.3 给排水455.3.1用水量及水压465.3.2给水系统465.3.3排水系统475.4 电气475.4.1供配电系统475.4.2主要电气设备485.4.3防雷及接地485.4.4工艺系统设备的控制485.5 自动化495.6 检测、计量、保护装置505.6.1检测505.6.2计量505.6.3保护装置506、环境保护516.1 环境保护516.1.1主要污染源和污染物516.1.2防治措施51参考文献53致 谢54v 引言煤炭是我国的第一能源，在一次能源生产和消费结构中占75%左右，这种局面在相当长时间内不会有大的改变。随着我国工业化和城镇化步伐的加快，以煤炭为主的能源生产和消费增加 ,给资源和环境带来极大的压力。煤炭是不可再生能源，而我国大部分煤炭是难选煤或极难选煤，因此实现煤炭高效利用，采用高效的洗选加工工艺，设计出适合我国国情工艺先进、效率高的现代化选煤厂，具有非常重要的现实意义。本次设计为100万吨的大型矿井型选煤厂。入洗的原煤为道清煤矿矿井A、B层原煤按1:1的比例混合后的煤，原煤的灰分为20.06% ，属于稍难选煤。设计任务要求精煤产品灰分小于10%,水分小于12%。设计通过对原煤的资料分析，可以根据资料绘制出煤的可选性曲线，根据可选性曲线确定煤的分选密度与分选方法，并制定出选别的最佳工艺流程。 设计力求达到工艺先进，技术合理，工程量省，投资成本低的效果。通过各方案的对比后，在满足任务要求的基础上选择了脱泥后三产品重介旋流，煤泥采用磁选及浮选的联合工艺。此流程对介质的回收和煤泥水的处理都十分有利。主厂房布置中设备布置尽量使物料依重力自流，减少不必要的输送环节，减少设备投资，降低了动力消耗。 1、概述1.1设计规模及工作制度 道清煤矿，选煤厂厂型为1.0Mt/a，选煤厂的工作制度为每年330天，每天16小时，采用三班制，两班生产，一班检修。1.2厂址及厂区交通 道清煤矿位于北纬41度，东经126度。地处长白山脚下、浑江之滨，位于白山市西部浑江区六道江镇，与通化市（五道江镇）接壤、与道清选煤厂毗邻。矿区与鸭大铁路并肩，国道G201与省道S303经过此地。道清煤矿矿区占有地质储量4580.4万吨，年生产能力100万吨。优美和谐的地理环境，丰富优良的赋存资源，四通八达的交通条件，为矿区发展提供了广阔的空间。1.3水文、地质情况道清矿区属于对称向斜构造，南翼陡以至于直立、倒转、北翼底层较缓约35。井田构造不发育，仅井田南翼有F3断层以南，本区主要含煤地层为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组。 该煤层倾角北翼较缓为 2545，局部为急倾斜煤层，南翼陡以至于直立、倒转。四号煤层最大厚度21.8m，最小厚度0.6m，平均厚度8.15m，煤层一般由23个煤分层组成，呈透镜状，结构复杂。夹石厚020.82m，夹石主要为砂质页岩。顶板主要为砂岩，底板主要为黑色砂质页岩、灰白页岩。褶曲与断裂较发育，尤其逆断层、逆掩断层和推覆体较发育。2、选煤工艺2.1 原煤资料 入选的原煤A、B两层按1:1的比例混合，原煤的灰分为20.06%，水分为2.8%。根据已知的原煤资料，对原煤的煤质资料等进分析综合，以便后续工作的进行，其中包括入厂原煤A层及B层筛分表、+50破碎至-50筛分组成综合表、AB两层煤自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表等等，见表2.1至表2.7。 表2.1 入厂原煤A层及B层筛分组成表粒度/mmA层（K1=50%）B层（K2=50%）综合（K1+K2=100%）%Ad%Ad%Ad%12345678910+100煤14.317.16 14.50 18.209.10 11.5816.26 12.87 夹矸0.600.30 43.66 0.520.26 44.120.56 43.87 矸石5.512.76 79.47 0.110.06 80.402.81 79.49 小计20.4210.21 32.89 18.839.42 12.8819.63 23.29 +50-100煤8.014.01 16.74 9.664.83 12.598.84 14.47 夹矸0.250.13 45.82 0.110.06 45.600.18 45.75 矸石2.951.48 77.62 0.440.22 81.281.70 78.10 小计11.215.61 33.41 10.215.11 15.9110.71 25.07 25-50煤12.786.39 27.36 12.866.43 15.1812.82 21.25 13-25煤11.245.62 24.24 8.224.11 16.079.73 20.79 6-13煤14.987.49 23.00 15.037.52 16.1215.01 19.55 3-6煤14.527.26 18.81 14.697.35 14.0914.61 16.44 0.5-3煤7.563.78 17.51 10.985.49 12.759.27 14.69 -0.5煤7.293.65 16.78 9.184.59 13.918.24 15.18 总计10010050.00 25.41 10050.00 14.49100.020.06 表2.2 +50mm破碎至-50mm筛分组成综合表 级别 mmA层B层综合煤数量Ad%数量Ag%灰分 Ad%校正前校正后1234567891025-5033.195.25 37.2831.904.63 15.379.88 27.01 28.80 13-2519.913.15 32.8520.552.98 13.706.13 23.53 25.32 6-1320.543.25 29.1720.012.91 12.266.15 21.19 22.97 3-611.701.85 23.8510.471.52 10.963.37 18.04 19.82 0.5-37.411.17 19.628.631.25 9.632.42 14.46 16.24 -0.57.251.15 18.448.441.23 10.512.37 14.34 16.13 总计10015.82 30.8410014.52 13.0430.34 22.13 23.92 表2.3 A层煤0.5-50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表 浮沉密度自然级破碎级混合煤数 量Ad%数 量Ad%数 量Ad%12345567910-1.35.901.73 4.284.150.61 5.105.32 2.34 4.49 1.3-1.445.5113.35 8.7938.515.62 9.6143.19 18.97 9.03 1.4-1.520.896.13 15.3816.312.38 16.2819.37 8.51 15.63 1.5-1.66.581.93 26.017.121.04 25.816.76 2.97 25.94 1.6-1.75.891.73 39.016.340.93 38.506.04 2.65 38.83 +1.815.234.4772.2227.574.0280.8119.338.4976.29小计10029.3422.4810014.5933.1310043.9326.01煤泥3.941.2023.060.510.0724.250.351.2823.13总计100.030.5422.5010014.6733.08100.045.2125.93 表2.4 B层煤0.5-50mm自然级和破碎级混合煤浮沉试验综合表 浮沉密度自然级破碎级混合煤数 量Ad%数 量Ad%数 量Ad%12345567910-1.316.334.86 5.534.240.56 4.7412.63 5.42 5.45 1.3-1.454.7516.30 8.6766.568.76 8.5458.37 25.06 8.62 1.4-1.515.574.64 15.4316.682.19 15.8815.91 6.83 15.57 1.5-1.64.481.33 35.214.310.57 24.384.43 1.90 31.98 1.6-1.73.441.02 35.694.090.54 31.883.64 1.56 34.38 +1.85.431.62 69.614.120.54 69.185.03 2.16 69.50 小计10029.77 14.6410013.15 13.74100 42.93 14.36 煤泥3.611.12 26.101.050.14 19.812.84 1.25 23.20 总计100.030.8915.05100.013.29 13.80100 44.18 14.68 表2.5 两层煤500.5mm级浮沉实验综合表密度级/KG.L-1A层B层综合校正%Ad%Ad%Ad%Ad%123456789101112131.819.33 8.49 76.29 5.03 2.16 69.50 12.26 10.65 74.91 12.26 10.65 75.07 小计（去煤泥）100.00 43.93 26.01 100.042.93 14.36 100.00 86.86 20.26 100.00 86.86 20.41 煤泥0.35 1.28 23.13 2.84 1.25 23.20 2.83 2.53 23.16 2.83 2.53 23.32 总计 100.00 45.21 25.93 100.044.18 14.68 100.00 89.39 20.37 100.00 89.39 20.53 第8页，共54页 表2.6 500.5mm级浮沉试验综合及延伸表密度级/g.cm-3产率/%灰分/%累计分选密度0.1/g.cm-3 灰分曲线/%沉物曲线/%密度曲线/%密度0.1曲线浮物沉物产率/%灰分%产率/%灰分/%密度级/g.cm-3产率/%产率/%灰分/%产率/%灰分/%密度级/g.cm-3产率/%密度级/g.cm-3产率/%12345678910 11 1213141516171.8012.262 75.071 100.004 20.411 12.262 75.071 93.873 75.071 87.742 75.071 小计（去煤泥）100.000 20.412 煤泥2.533 23.320 总计89.393 20.526 第 55 页，共 54页产品名称理论分选 密度1.4kg/L理论分选密度1.5kg/L理论分选密度1.6kg/L产率/%灰分/%产率/%灰分/%产率/%灰分/%精煤（1.8kg/L）12.26275.0712.2675.0712.2675.07合计10020.4110020.4110020.41根据500.5mm粒级原煤浮沉试验综合表5，绘制出可选性曲线如下： 密度g/m3 沉 浮 物 物 产 产 率 率 % % 灰分Ad% 表2.7 选煤产品理论平衡表2.2 工艺流程介绍 选煤的方法有很多种，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煤和重介质选煤等。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Ad10时，确定理论分选密度=1.45g/cm3，相应的0.1=41%为极难选；根据煤质资料分析及可行性研究，选煤方法确定为全重介-浮选联合流程，工艺流程简化，脱介系统简单，易于实现煤泥重介分选。选取的重介质为四氧化三铁、浮选所用的起泡剂为仲辛醇、捕收剂为煤油。2.3 工艺流程图工艺流程图见下图;介质及水循环流程图见附图2。2.4 选煤方法的确定2.4.1重介指标的计算 应用表5的原煤浮沉试验综合表，绘制出可选性曲线，当精煤灰分要求为Ad10%时，确定理论分选密度i=1.45g/cm3，可选性评定为极难选。对于重介质旋流器由此确定实际分选密度：主选：p1=i-0.05=1.45-0.05=1.40g/cm3 再选：p2=i+0.20=1.45+0.20=1.65g/cm3对于三产品重介质旋流器可能偏差E,主选取E10.04，再选取E2=0.06。每个密度级取密度的平均值。用重介选的近似公式计算t值，并查t值表，得到分配率。重介选的近似公式: 主选段：密度级-1.30 g/cm3=-4.219，查表得 =0；密度级1.301.40 g/cm3=-1.688， 查表得 =1.05；密度级1.401.50 g/cm3=0， 查表得 =50.00；密度级1.501.60 g/cm3=1.688， 查表得 =98.95；密度级1.601.80 g/cm3=4.219 查表得 =100.00；密度级+1.80 g/cm3= 10.969，查表得 =100.00。再选段： 2实=1.65 g/cm3 E2=0.06密 度 级 -1.30 g/cm3 =-5.063，查表得 =0；密 度 级 1.301.40 g/cm3 =-3.375，查表得 =0.04；密 度 级 1.401.50 g/cm3 =-2.250，查表得 =1.22；密 度 级 1.501.60 g/cm3 =-1.125，查表得 =13.03；密 度 级 1.601.80 g/cm3 =0.563，查表得 =20.67；密 度 级 +1.80 g/cm3 =5.063，查表得 =100.00。根据以上结果得下表并计算出各产品的实际指标如下表2.8 表2.8 重介质产品指标密度级/gcm-3入 料 矸 石 + 中 煤 精 煤 矸 石 段 中 煤 r/% Ad/% /% r/% Ad/% r/% Ad/% /% r/% Ad/% r/% Ad/%12345=2467=2-58910=591112=5-1013-1.38.93 5.32 00 5.32 8.93 5.32 0.00 0.00 5.32 0.00 5.32 1.31.450.69 8.96 1.050.53 8.96 50.16 8.96 0.04 0.00 8.96 0.53 8.96 1.41.517.66 15.76 50.008.83 15.76 8.83 15.76 1.22 0.11 15.76 8.72 15.76 1.51.65.61 28.45 98.955.55 28.45 0.06 28.45 13.03 0.72 28.45 4.83 28.45 1.61.84.85 37.34 1004.85 37.34 0.00 37.34 20.67 1.00 37.34 3.85 37.34 1.812.26 75.07 10012.26 75.07 0.00 75.07 100 12.26 75.07 0.00 75.07 总计100.00 20.53 32.02 43.82 67.98 9.3814.09 69.55 17.93 23.61 表2.9 产品设计平衡表产品设计指标名称 r/% A/%精煤67.98 9.38 中煤17.93 23.61 矸石14.09 69.55 小计100.00 20.53 表2.10 选煤产品设计平衡表名称 产率/%灰分/%占本级占全样精煤67.98 54.29 9.38 中煤17.93 14.32 23.61 矸石14.09 11.25 69.55 小计100.00 79.86 20.53 精中、矸占全样82.39 82.39 20.62 原生煤泥10.61 10.61 15.39 次生煤泥7.00 7.00 20.53 合计100.00 100.00 20.06 2.5工艺流程的计算2.5.1入料数质量的计算选煤厂的工作制度：T=330，t=16。选煤厂年生产能力Q=100万吨/年。选煤厂小时处理量Q0=Q/（Tt）=100104/33016 =189.39t/h；根据原煤筛分试验查出入料灰份：A0=20.06% 。2.5.2筛分数质量计算筛下物数质量计算：本流程定为混合入选，预先筛分取=100%，从筛分资料中查出理论筛下物产率： t/h； 从筛分资料中查出筛下物灰份： 筛上物数质量计算 t/h； =（20.06%- 30.34%17.99%）69.99%= 19.83% 2.5.3破碎数质量计算采用开路破碎作业，经破碎后，认为只有粒度的变化，而破碎前后数质量不变。 t/h； 17.99%2.5.4 脱泥部分计算取喷水量为1m/t则原煤脱泥效率=80% =80%，=10.61% =16.08t/h 2.5.5重介质分选部分计算 为计算方便，未脱除的原生煤泥随精煤脱介进入浮选，次生煤泥和浮沉煤泥随中煤脱介进入浮选。 精煤部分：中煤部分： 矸石部分： 1浮选部分计算：浮选抽出率取70%磁选部分： =20.20%煤泥部分：由以上计算过程可得下表2.11：表2.11 选后最终产品平衡表产品名称数 量灰分%水分Mt%产率%小时产量t日产量t年产量Mt水洗精煤54.29102.82 1645.12 0.59 9.38 8浮选精煤14.1026.70 427.2 0.14 9.85 22合计精煤68.39129.52 2072.32 0.68 9.48 10.87中煤14.3227.12 433.92 0.14 23.61 14矸石11.2521.31 340.96 0.11 69.55 12煤泥6.0411.44 183.04 0.06 37.59 20总计100.00189.39 3030.24 1.0 20.06 12原煤100.00189.39 3030.241.0 20.06 2.82.5.6水量及介质流程的计算取水分=5.46煤泥水中干煤泥的含量：煤泥水的体积：式中： 煤泥水的水量，； 煤泥水中的干煤泥量，th； 煤泥水的体积, m/h； 入选原煤量, t/h； 入选原煤的水分, %；入选原煤中的煤泥含量, %； 非磁性物煤泥的真密度。补加浓介质性质计算：取 ，；混合物真密度：=4.5 1.5/(4.5 5%+1.5 95%)=4.09工作介质性质的确定：因为gcm3取工作悬浮液密度为gcm3，；最大非磁性物含量确定式中 、 分别为磁性物和非磁性物的真密度；、 分别为磁性物和非磁性物的含量，%；、分别为入料和浓介质中含非磁性煤泥的含量，%；、 分别为入料和浓介质的密度，t；、 分别为入料和浓介质中单位体积的固体含量，t。取，则 验证15%35% 符合要求。工作悬浮液中固体的体积浓度则 ： 式中g、分别为工作悬浮液单位体积中固体、磁性物、非磁性物、水的重量，m/h；工作介质总量：循环悬浮液的体积，由循环悬浮液数量指标确定，取3.5 m/t。式中G、W分别为工作悬浮液中固体、磁性物、非磁性物、水的重量，t/h循环悬浮液的其他参数：2.5.7分选作业的计算设旋流器中的悬浮液密度比工作介质密度低0.1，底流悬浮液密度比工作介质密度高0.4，即：设底流中磁性物含量比工作介质高10%，即：继而可得到溢流悬浮液的参数：验证与原假定值相同，证明以上计算无误：一段旋流器底流为中煤和矸石的混合物进入二段旋流器：设旋流器中的悬浮液密度比工作介质密度低0.1，底流悬浮液密度比工作介质密度高0.4，即：设底流中磁性物含量比工作介质高10%，即得二段旋流器底流参数：继而可得到二段旋流器中溢流悬浮液的参数：验证与假定值相同，证明以上计算无误：2.5.8精煤脱介作业的计算取弧型筛脱出的介质量占入料介质量的75%，则弧型筛下合格介质为：进入脱介筛的悬浮液为：由精煤带入脱介筛稀介段的悬浮液： 按经验公式计算，当物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，该物料表面所带的磁性物数量由经验指标取N=20kg/t;精煤带入稀介段悬浮液的体积为： 取喷水为每吨产品1，其中1/3清水，2/3循环水：取精煤产品带走的磁性介质量取精煤产品水分为10%，则带走的水量为：精煤脱介筛下稀介质和离心脱水的筛下物为：精煤脱介筛筛下合格介质为：2.5.9中煤脱介作业的计算取弧型筛脱出的介质量占入料介质量的65%，则弧型筛筛下合格介质为：进入脱介筛的悬浮液为：由中煤带入脱介筛稀介段的悬浮液： 按经验公式计算，当物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，该物料表面所带的磁性物数量由经验指标取N=20kg/t。取喷水为每吨产品1，其中1/3清水，2/3循环水：取中煤产品带走的磁性介质量M=0.4取中煤产品水分为12%，则中煤带走的水量为：中煤脱介筛下的稀介质量为：中煤脱介筛下合格介质为：2.5.10 矸石脱介作业的计算取弧型筛脱出的介质量占入料介质量的85%，则弧型筛下合格介质为：进入脱介筛的悬浮液为：由矸石带入脱介筛稀介段的悬浮液： 按经验公式计算，当物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，该物料表面所带的磁性物数量由经验指标取N=50kg/t;取喷水为每吨产品1，其中1/3清水，2/3循环水：取矸石带走的磁性介质量M=0.6 kg/t取矸石水分为15.0%，则矸石带走的水量为：矸石脱介筛下的稀介质量为：矸石脱介筛下合格介质为：2.5.11所需分流量、补充水量及补加浓介质的计算求出所需补加浓介质体积： 分流确定后，可进一步求出分流中其它参数： 同时可求出精煤脱介所得合格介质经分流以后返回合格介质桶的悬浮液为： 补加浓介质的其它各项参数： 进入稀介桶的悬浮液： 2.5.12浓缩作业的计算控制底流量浓度，浓缩机溢流的体积： 2.5.13磁选作业计算取磁选效率，则磁选精矿悬浮液密度，磁性物含量有关性质： 故可知磁选精矿： 进一步求出磁选尾矿的参数：2.5.14煤泥水处理系统取浮选精煤泡沫液固比R=2.0 则 ： 精煤过滤（加压过滤机）取含水17% 煤泥的浓缩：取煤泥浓缩机底流的液固比R=1.0，则 煤泥的压滤：取煤泥水分为22%，则带走的水量为： 3主要设备的选型3.1预先筛分设备的选取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： 入料量Q=189.39t/h ， 取不均衡系数K=1.15，查得筛面负荷为q=50 t/(.h) 选取YA1536振动筛（圆振动筛），筛孔尺寸6-50mm，筛面倾角20度，筛面层数1，生产能力80240t/h，电动机功率11kw，重量5.092t。 所以取1台。3.2破碎设备的选取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=57.46t/h ， 取不均衡系数K=1.15。选取2PGC600750型双齿辊破碎机，该设备处理能力大，过粉碎少。最大进料粒度300mm，出料粒度1050mm，处理能力60100t/h，电动机功率22kw，外形尺寸278030651310，重量13.0t。=0.66 所以取1台。3.3脱泥筛的选取 入料量Q=189.39t/h ， 取不均衡系数K=1.15。选用ZKK3652型直线振动筛，筛面规格为宽3.6m5.2m，筛面面积为18.72m2 ，筛孔尺寸为0.75-25mm，筛面倾角为0，入料粒度小于50mm，处理能力230t/h，功率45KW重量8.654t。=0.95 所以取1台。3.4三产品重介质旋流器的选取 入料量Q=173.31t/h ， 取不均衡系数K=1.15。选取3NZX1000/700三产品重介质旋流器，一段内经1000mm，二段内经700mm，循环量600-800m3/h，工作压力0.15-0.22Mpa，入料粒度0-60mm，生产能力180-300t/h，安装角度10。 因为,选用3NZX1000/7000型大直径有压三产品重介质旋流器。它的处理量大、分选精度高。 =0.712 所以取1台。3.5脱介设备的选取 3.5 1.精煤脱介筛入料量Q=106.83 t/h ， 取不均衡系数K=1.15。 选取DS1756型直线振动筛，筛面尺寸为1.75m5.6m，筛面面积9m2，最大入料粒度300mm，电动机功率13kw，处理量为50-80t/h，重量4.953t。 所以取2台 与DS1756型的直线振动筛相配的弧形筛取HS0715 I弧形筛,处理量为4080t/h，筛宽700mm，弧形半径2030mm，筛孔尺寸0.3-1.0mm，无动力源，取2台。3.5.2 中煤脱介筛 入料量Q=45.17t/h ， 取不均衡系数K=1.15。选取ZK1230型直线振动筛，处理量为7.2144t/h，筛面面积3.6