4.00Ｍta蒋漳（矿区型）选煤厂方案优化及主厂房工艺布置【含CAD图纸+文档】
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前 言毕业设计是对大学所学知识的总结和应用，通过对选煤厂的整体设计，将所学的基础和专业知识系统的应用于工程设计实践，从而系统的巩固所学的专业知识，提高知识分析和解决实际问题的能力，强化训练实际动手能力的一种方式。通过毕业设计，能够系统的把所学的理论知识和实际技能有机的结合起来，并加以运用到工程设计中，进一步提高运算、绘图、分析问题和解决问题的能力。理论联系实际才能创造出更大的成果。设计初期，为了增强对选煤厂的感性认识，充分了解现场的设备运行和安装情况、选煤厂生产管理情况，在学院的总体安排下，我们到河南平顶山田庄选煤厂进行了毕业实习。从中了解其生产、管理情况，收集有关资料，并通过现场工程技术人员、职工，了解了许多实践性的问题，为接下来的设计工作打下了坚实的基础。本次设计任务为设计年处理能力400万吨的矿区型炼焦煤选煤厂，主要入选A矿（蒋庄）和B矿（漳村）两矿原煤。依据设计要求，利用两矿的生产大样报告，通过对煤质资料的审核、校正、分析、综合以及原煤可选性的分析和评定、技术经济方案比较，制定了原煤13mm预先分级块煤浅槽主再选末煤0.5mm预先脱泥有压三产品重介质旋流器一粗煤泥TBS分选煤泥直接浮选联合工艺流程。然后通过设备选型、厂房布置等一系列的工作，初步完成了对选煤厂的设计任务。本说明书包括概述、工艺、建筑结构、给水排水、机修、电气、铁路运输、采暖通风、总图、技术经济、环境保护、劳动安全共十二章内容，同时附加概算书、专题论文和专业英文翻译部分，力求全面将设计思想和工作内容涵盖其中。本次毕业设计严格按照设计大纲要求执行。通过前期工作、中期实习、最终答辩等过程，依据进度表的要求，作者尽自己最大努力脚踏实地的完成了整个设计工作。在设计过程中，自始至终得到了指导教师陶有俊老师的悉心指导。此外，在设计过程中，还得到其他许多专业老师的指导和建议，同时也得到了许多师兄师姐、同班以及同年级的同学的帮助和支持，在此特向老师、师兄师姐和同学们表示最衷心的感谢！由于时间仓促，本人设计水平有限，本说明书存在不足和遗漏之处，望大家批评指正。 总 目 录 第一部分 毕业设计说明书 第二部分 毕业设计概算书第三部分 专题论文 第四部分 专业英文翻译附 录 图纸列表参考书目摘 要本设计为4.00Mt/a蒋漳（矿区型）炼焦煤选煤厂的初步设计，入洗原煤为A矿（蒋庄）和B矿（漳村），入洗比例为46：54，两矿原煤均为1/3焦煤。设计要求精煤产品满足灰分Ad=9.01-9.50%，水分Mt12.00%。本设计先对煤质资料进行分析、校正、计算，确定原煤是否分组、分级入选，并分析原煤的可选性。在此基础上，通过对几个可能的选煤工艺流程进行产品预测和技术经济比较，最终采用了块煤重介末煤重介旋流器粗煤泥TBS分选直接浮选联合工艺流程。该厂原煤皮带运至主厂房进行分级筛分，分级筛的筛孔为13mm，+13mm进入浅槽重介分选机分选，13-0.5mm进入有压三产品重介旋流器分选， 0.5-0.25mm粗煤泥进入TBS分选机，-0.25mm煤泥采用直接浮选。该设计选煤厂的主要产品指标如下：精煤：产率=67.02% ，灰分=8.62% ，水分=9.01%中煤：产率=11.19% ，灰分=30.69% ，水分=11.86% 矸石：产率=17.96% ，灰分=83.46% ，水分=16.00%煤泥：产率=3.84% ，灰分=54.07% ，水分=22.00%除工艺流程外，本设计还对选煤厂的建筑结构、供电和电气、机修车间、铁路运输、劳动定员、生产成本及建厂初步投资概算做了系统的设计。工厂工作制度为每年生产330天，每天工作16小时，两班生产，一班检修。全厂在籍人数186人，工程总投资22331.51万元，吨煤投资55.83元,静态投资回收期为0.17年。全厂各车间各生产环节采用了先进的自动化检测装置，控制实行全厂集中控制与就近操作相结合的方法。为防止环境污染，该厂煤泥水系统实现洗水闭路循环，不外排生产废水。在粉尘和噪音污染严重的场所采取一定的除尘降噪措施。关键词: 选煤厂；设计；全重介ABSTRACTThis is an initial design of Jiang Zhang coking coal preparation plant with a capability of 4.00Mt/a . Raw coal comes from A mine (JiangZhuang) and B mine (ZhangCun), and the comparison of the two mines is 46%:54%.Both of the two mines are 1/3 coking coal. The designed ash content of the clean coal ranges from 9.01% to 9.50% and the moisture is no more than 12.00%.After analyzing the date of coal samples and estimating of the quality of raw coal, it can be decided in choosing the flowsheets of preparation with grouped row coal or sized row coal. Throw the comparison of techniques and economy on possible flowsheets, lump coal Heavy Medium-small coal Heavy cyclone-Flotation combined separation process is selected as essential preparation process.The raw coal ,Transported by Leather belt, is to sized by a Sizing screen in the Main plant. The Sieve of the Sizing screen is 13mm.After Sizing, those material larger than 13mm will be processed in Shallow slot separator, those material larger than 0.5mm but smaller than 13mm will be processed in three products heavy medium cyclone, those smaller than 0.25mm will be processed in Direct flotation. And the rest will be processed in TBS(teeter bed separator).The products are as follow:Clean coal: Wt.=67.02% Ad=8.62% Mt=9.01%Middings: Wt.=11.19% Ad=30.69% Mt=11.86%Gangue : Wt.=17.96% Ad=83.46% Mt=16.00%Slurry: Wt.=3.84% Ad=54.07% Mt=22.00%Besides the process flowsheet,the building structure,electricity supplying ,electronic situation , maintenance situation , the railway transportation, the number of worker, processes cost and the budgetary estimate of the primary invest of building of the plan and room are designed systematically in the project. The time of real production is 330 days a year, 16 hours a day. That is, there are 3 working shifts per day in which two shifts for running and one for maintenance. 186 workers are listed in this coal preparation plant. 22.33 million Yuan is invested in project and 55.83 Yuan per ton, the recovery period of investing is 0.17 year.The advanced automatic detecting devices are used in the plant. The approach to the machines is to combine the centralized controllmention with on the spot interlocking controllment.In order to avoid polluting the environment, this plant carry out closed water circuit without draing black water slurry outside. Certain measures are conducted in decreasing the dust & noise pollution .The products are as follow:Keywords：coal preparation plant ; design; dense medium separation of wide range 目 录第一部分第一章 概述11.1矿区及厂址概况11.1.1 厂区位置及交通运输11.1.2 厂区地理概况11.1.3 供水供电11.2选煤厂厂型、厂址及工作制度21.3选煤工艺21.4产品品种及用途21.5主要技术经济指标2第二章 选煤工艺42.1煤质资料分析42.1.1 煤质资料的审查42.1.2 煤质资料的校正62.1.3 煤质资料的分析72.1.4 两矿原煤分组分级讨论142.1.5 机械排矸后资料的整理与分析212.2选煤工艺的初定和技术经济比较282.2.1 初步选定的方案分析282.2.2 方案的产品预测302.2.3 方案的技术经济比较532.3选定流程的介绍及流程计算572.3.1 辅助工艺的确定572.3.2 设计工艺流程的整体描述592.4 流程计算602.4.1 数质量流程计算602.4.2 介质流程计算642.4.3 工艺流程计算结果汇总672.5 设备选型及计算792.5.1 选型计算的原则和规定792.5.2 主要设备选型及计算802.6 选煤工艺布置842.6.1 工艺布置原则842.6.2 总平面布置842.6.3 原煤受煤配煤842.6.4 原煤准备筛分破碎842.6.5 主厂房842.6.6 产品仓862.6.7 煤泥压滤车间862.7 生产技术检查872.7.1 检查的内容与项目872.7.2 技术检查取样设备892.7.3 检查室89第三章 建筑物和构建物903.1 建筑设计903.2 结构设计90第四章 给水排水914.1 给水水源914.2 用水量和水压914.2.1用水标准及用水量914.2.2 水压914.2.3 消防914.3 给水系统914.4 排水91第五章 生产辅助设施935.1 机电修理车间935.2 介质制备车间945.3 压缩空气供应94第六章 电气及自动化956.1 供电956.1.1 电源及供电方式956.1.2 供配电系统956.1.3 照明966.1.4 防雷966.2 集中控制与自动化966.2.1 控制系统966.2.2 控制原则976.3 通讯调度976.4 自动化97第七章 铁路运输987.1 技术条件987.2 股道设置98第八章 采暖通风与药剂库998.1 采暖998.1.1 概述998.1.2 采暖温度998.1.3 采暖方式998.2 通风除尘998.3 室外供热管道1008.4 药剂库、油脂库100第九章 工业场地总平面1019.1 原始资料1019.2 总平面布置1019.2.1 布置原则1019.2.2 场地功能区分1019.2.3 总平面布置1019.2.4 运输1029.2.5 场地利用系数及绿化102第十章 技术经济10310.1 劳动定员10310.2 选煤成本10510.2.1 产品销售收入10510.2.2 分离前成本10510.2.3 分离后成本10610.2.4 财务分析107第十一章 环境保护10811.1 环境保护设计依据10811.2 采用的环境保护标准10811.3 选煤厂污染防治措施10811.4 厂区绿化108第十二章 劳动安全10912.1 预防自然灾害措施10912.2 防火防爆措施10912.3 防机械伤害及人生安全措施10912.4 防触电伤害措施109第二部分第一章 概算书编制说明1101.1 工程概况及投资范围1111.2 编制依据及取费标准1111.2.1 编制依据1111.2.2 概算指标1111.2.3 价格1111.2.4 取费标准1111.2.5 基本预备费1121.2.6 概算总投资112第二章 概算结果汇总112第三部分中国洁净煤技术发展现状123一 洁净煤技术介绍1241.1煤炭加工领域1241.2 煤炭的高效洁净燃烧技术领域1261.3 煤转化领域1261.4 污染排放控制与废弃物处理领域127二 我国洁净煤技术发展现状1282.1 煤炭洗选跻身世界先进行业1282.2 先进煤化工转化技术快速发展1282.3 在污染物治理方面取得很大进步128三 结束语128第四部分1 英文翻译原文1302 中文译文153附 录图纸列表165参考书目167致 谢169VIII第一部分毕业设计说明书中 国 X X 大 学第一章 概述1.1矿区及厂址概况1.1.1 厂区位置及交通运输1 厂区位置平顶山市位于河南省中南部，中国煤炭工业城市，西靠伏牛山，东接黄淮平原。东经113.29度，北纬33.75度。全境西高东低，呈阶梯状递降，海拔最高2153米，最低68.5米；东西长150公里，南北宽140公里，现辖汝州市、舞钢市、宝丰县、叶县、鲁山县、郏县和新华、卫东、湛河、石龙、新城五个区，总面积7882 平方公里，总人口520万。北临省会郑州，东北接许昌市，向东为漯河市，西南与南阳市接壤，西北于洛阳市接壤。孟宝铁路从中心城区穿过，东起漯河市孟庙车站，西至平顶山西车站，连接了京广线、焦柳线两大干线，平顶山车站位于中兴路南与南环路交汇处。平顶山地处京广、焦枝两大铁路干线之间，并有漯宝铁路与两大干线相连。2 交通运输矿区北临省会郑州，东北接许昌市，向东为漯河市，西南与南阳市接壤，西北于洛阳市接壤。孟宝铁路从中心城区穿过，东起漯河市孟庙车站，西至平顶山西车站，连接了京广线、焦柳线两大干线，平顶山车站位于中兴路南与南环路交汇处。平顶山地处京广、焦枝两大铁路干线之间，并有漯宝铁路与两大干线相连，交通运输十分便利。1.1.2 厂区地理概况1、地形地貌及水系系中国第三级阶梯的中后部，属于黄河冲积平原的一部分。地势较为平坦，自西南向东北略有倾斜，海拔一般在4858米之间。西南滩区局部高达61.8米。平地约占全市面积的70，洼地约占20，沙丘约占7，水域约占3。境内有河流97条，多为中小河流，分属于黄河、海河两大水系。过境河主要有黄河、金堤河和卫河。另外，较大的河流还有天然文岩渠、马颊河、潴龙河、徒骇河等。2、气象平顶山市处于暖温带和亚热带气候交错的边缘地区，具有明显的过渡性特征。全市年平均总日照时数为18682378小时。年平均气温在15.215.8之间；与常年平均值相比显著偏高0.61.1。年极端最低气温为-10.4，2004年1月25日出现在鲁山；极端最高气温为40.4，7月15日出现在平顶山市区。全市年平均降水量为6121287毫米，较常年同期，除叶县、舞钢市偏多34成外，其它县（市）正常。1.1.3 供水供电1、供水生活及消防用水取自厂外生活及消防给水管网，其水量、水质、水压都能满足生活用水要求；生产用水可取自处理后的矿井井下来水，同时考虑把矿井未除氟水作为生产用水的补充水源，也可来自水源井，水量、水质都能满足生产用水要求。2、供电厂区设有变电所，电源引至10kVA高压电网。经厂区变电所将其变成动力用电、生活用电等级后供厂区生产、生活使用，因而电源有可靠保证。1.2选煤厂厂型、厂址及工作制度本选煤厂是一座矿区型选煤厂，拟入洗来自蒋庄和漳村的原煤，其中蒋庄煤占46%，漳村煤占54%。设计入洗能力为4.00Mt/a，日处理原煤12121.27吨，小时处理能力为757.58吨。按煤炭洗选工程设计规范GB50359-2005的规定，本选煤厂实际生产时间为每年330天，每天16小时，两班生产，一班检修。1.3选煤工艺本厂拟采用来自蒋庄与漳村的原煤，并以46%：54%的比例入洗，据原始煤质资料及用户的要求灰分级别，原煤可选性属难选煤。经过四种入洗工艺的方案比较，本选煤厂采用13mm预先分级块煤重介末煤重介质旋流器粗煤泥TBS分选机回收直接浮选联合工艺。具体工艺为：原煤在准备车间首先经过120mm分级，筛上手选除杂后破碎，与100mm分级筛筛下混合进行13mm分级。+13mm的块煤进入主再选重介浅槽分选机产出块精煤、块中煤及块矸石，-13mm的末煤进入脱泥筛进行0.5mm预先脱泥，然后筛上物进入有压三产品重介质旋流器进行分选并产出末精煤、末中煤及末矸石。脱泥筛筛下物和末精煤磁尾及粗中煤泥离心液一起进入0.25mm水力分级旋流器进行分级，+0.25mm粗煤泥采用TBS分选机进行粗煤泥回收，-0.25mm煤泥采用机械搅拌式浮选机进行分选。水力分级旋流器底流依次通过TBS分选机-高频细筛-粗精煤泥离心机回收成为粗精煤泥；末中矸磁尾进入浓缩旋流器经浓缩作用溢流进入尾煤浓缩机，底流与TBS分选机底流经振动弧形筛与粗中煤泥离心机回收做粗中煤泥。高频细筛筛下物与水力分级旋流器溢流进入矿浆准备器，再分配到2台浮选机进行分选，浮选精煤经过加压过滤机得到最终浮选精煤，和块精煤、末精煤及粗精煤泥产品成为最终精煤；块中煤、末中煤与粗中煤泥混合，成为最终中煤；经脱水脱介后的块矸石和末矸石混合，成为最终矸石；浮选尾煤则经浓缩机浓缩后压滤，并经煤泥晾干场晾干后作为尾煤泥产品。1.4产品品种及用途本选煤厂选后产品分为精煤、中煤、矸石、煤泥。精煤产品主要用于炼焦配煤，亦可广泛用于冶金、化工、铸造等行业。中煤供附近的电厂，矸石主要用于附近的矸石砖厂或者其他建筑、公路行业等，煤泥主要销售给附近居民或供场内锅炉房使用。1.5主要技术经济指标主要技术经济指标见下表：表1.5-1 选煤厂主要技术经济指标序号指标名称单位指标备注1选煤厂类型矿区型2处理能力(1)年处理能力万t400(2)日处理能力t12121.27 (3)小时处理能力t757.58 3设计工作制度(1)年工作天数d330两班生产一班检修(2)日工作小时h164原煤质量牌号1/3焦煤灰分%26.27 5原煤可选性难选6选煤方法重介-浮选联合工艺7选后产品质量(灰分/水分)(1)精煤%8.62/9.01(2)中煤%30.69/11.86(3)矸石%83.46/16.00(4)煤泥%54.07/22.008选后产品产率(1)精煤%67.02 (2)中煤%11.19 (3)矸石%17.96(4)煤泥%3.849选后产品年产量(1)精煤万t268.07 (2)中煤万t44.76(3)矸石万t71.85(4)煤泥万t15.3410全厂在籍人数人186 其中：生产工人人163 11劳动生产率(1)全员效率t/工90(2)生产工效率t/工97.20 12吨煤用水量(1)清水m3/t0.050 (2)循环水m3/t1.68 13吨煤电耗kw.h7.50 14重介系统吨煤介耗kg/t0.97 15建设项目静态总投资万元22331.51 其中：土建项目万元14965.55 设备购置万元4225.07 安装工程万元591.28 其他费用万元19781.90 工程预备费万元1264.05 16吨原煤基建投资元55.83 17吨原煤加工费元26.80 18选后产品单位成本(1)精煤元/t588.67 (2)中煤元/t252.47 (3)矸石元/t2.35 (4)煤泥元/t94.19 19年平均税后利润万元/年128502.64 20静态投资回收期年0.17 第二章 选煤工艺2.1煤质资料分析选煤厂设计的关键是采用既适合原煤实际特征，又满足煤炭用户需求的加工方法。原煤煤质资料是制定选煤工艺流程、进行流程计算和设备选型的基本依据。所以原煤煤质资料的准确性和可靠性在选煤厂设计中至关重要的问题。所以，为了进一步了解原煤的内在特征，确保能制定出合理的选煤工艺流程，必须对煤质资料进行分析和校正。2.1.1 煤质资料的审查煤质资料是制定合理的选煤工艺流程、进行流程计算和作为主要设备选型的基本依据，它必须具有足够的代表性。如果用不具代表性或代表性差的筛分、浮沉资料作为设计依据，是对设计的误导，后果是严重的。因此，对煤质资料的代表性问题应该予以高度重视。煤质资料的可靠性，对设计所选用的流程和设备起着决定性作用。现将原煤资料可靠性分析如下：1、本次设计用煤质资料来自于本厂设计入洗的蒋庄与漳村煤质资料，没有用相邻矿井和其它地质资料作代资料，故该矿样具有高度的代表性。2、该煤样是经过采样，试验，制样，化验，计算等工序完成的，各工序都可能产生误差。如果误差超过一定限度，不仅影响资料的准确性和可靠性，甚至判定该资料不能使用，所以筛分、浮沉试验都要按国家标准GB/T477-1998煤炭筛分试验方法、GB478-87煤炭浮沉试验方法和行业标准MT-93煤粉筛分试验方法、MT57-93煤粉浮沉试验方法进行审查。1）试验过程中试样重量损失的审查：对筛分或浮沉试验资料，试验前后煤样的重量的差值比不得超过2%。即：1=（煤样总质量-毛煤质量）/煤样总质量 = （G1-G2）/G12%式中： G1筛分或者浮沉试验前煤样总重；G2筛分或者浮沉试验后各产品重量之和。2）试验结果的灰分差值：筛分试验前总样灰分与试验后各粒级产物灰分的加权平均值的差值，以及浮沉试验前煤样灰分与试验后各密度级产物灰分的加权平均值的差值，按其灰分不同、粒度不同有不同的规定。3）筛分试验的审查：对于筛分试验，煤样灰分20%，相对差值不超过10%；煤样灰分20%，绝对差值不超过2%。即：2=筛分试验前总样灰分-试验后各粒级产物灰分的加权平均值由表2.1-1可知，审查结果小于规定的重量损失百分数，故资料可用。1层和3层煤大筛分试验灰分误差审查的结果，见表2.1-1。表2.1-1 蒋庄、漳村原煤大筛分资料灰分的审查审查项目蒋庄漳村筛分前煤样的灰分Ad，%28.5924.30筛分后各产品的加权平均灰分Ad，%28.5224.10筛分试验前后灰分误差，%0.070.24）浮沉资料的审查：对于浮沉资料，粒度大于或等于25mm时，煤样灰分20%，相对差值不超过10%；煤样灰分20%，绝对差值不超过2%；最大粒度小于25mm时，煤样灰分0.2时,采用调整各密度级的数量,各密度级的灰分不变,使其实验前后的灰分相等。=100（A后-A前）/（A+1.8-A-1.8） （公式2-4）式中：为调整的数量，%A前校正前灰分，%A后校正后灰分，% A+1.8+1.8密度级灰分，%A-1.8-1.8密度级灰分，%在A后A前的情况，为负值，即+1.8密度级减量，而-1.8累计的密度级增量。在计算出以后，还应该用比例关系分别计算出-1.8每一个密度级调整后的数量百分数n=n（1-/-1.8） （公式2-5）式中：n-1.8中的某密度级n调整后的数量百分数，%n-1.8中的某密度级n调整前的数量百分数，%-1.8-1.8所有密度级数量百分数的累计数，%2.1.3 煤质资料的分析为了采用合理正确的工艺方法，将煤质资料的数据规律和分析内容与选煤方法的选择、工艺环节的设置、流程的制定、甚至与产品的定向定位结合起来，为下一步工艺设计做基础，现将煤质特征分析如下：（说明：以下所分析的煤质资料均为校正后的资料）1、原煤工业分析a、蒋庄煤的工业分析：表2.1-4 蒋庄煤筛分总样化验结果项目煤样水分ad灰分d挥发分daf全硫t发热量胶质层粘结r毫米毫米毛煤2.8428.5940.641.2123.67净煤.1.056.7436.260.78561274全水t6.20%煤质牌号/通过对表2.1-4的分析可知：（1）蒋庄煤的干燥无灰基挥发分:10.0Vdaf(%)65，胶质层最大厚度Y=12=25.0。所以1层原煤牌号为1/3焦煤，是配煤炼焦中的基础煤。（2）原煤灰分Ad=28.59%，在20.01-30.00%之间，属于中灰分煤，需要洗选。（3）原煤硫分Std=1.21%，在1.01-1.50%之间，属于低中硫分煤，而净煤硫分Std=0.78%，符合硫分要求，说明矸石硫分较高，所以在洗选加工过程中要考虑排矸脱硫。b、漳村煤的工业分析：表2.1-5 漳村煤筛分总样化验结果项目煤样水分ad灰分d挥发分daf全硫t发热量胶质层粘结r毫米毫米毛煤1.1724.30 17.830.3526.42净煤.0.729.6514.940.3132.588全水t5.68%煤质牌号/通过对表2.1-5的分析可知：（1）漳村煤的干燥无灰基挥发分:10.0Vdaf(%)37.0，属于烟煤，漳村煤牌号为1/3焦煤，是配煤炼焦中的基础煤。（2）原煤灰分Ad=24.30%，在20.01-30.00%之间，属于中灰分煤，需要洗选。（3）原煤硫分Std=0.35%，100手选煤95.21.6279.329.39 夹矸煤硫化铁矸石46.00.78679.9780.04 小计141.22.4132.41332.3432.40 10050手选煤859.414.68515.4815.55 夹矸煤12.60.21548.2648.33 硫化铁矸石315.45.39081.9081.97 小计1187.420.29022.70333.4733.54 50合计1328.622.703 22.70333.3533.42 5025煤1181.020.18142.88428.9329.00 2513煤1638.027.99070.87427.8427.91 136煤759.412.97783.85025.8825.95 63煤422.27.21591.06524.5424.61 30.5煤433.47.40698.47124.7824.85 0.50煤89.51.529100.00023.2423.31 500合计4523.577.29727.1027.17 毛煤总计5852.1100.00028.5228.59 筛前煤样5870.328.59误差-18.2 0.07原煤合计(除去大于50mm级矸石和硫化铁) 5490.793.82425.02A矿的含矸量为6.18%5%,故为高含矸量.通过对2.1-6表中蒋庄煤大筛分资料的分析可知：（1）蒋庄煤含矸量为6.18%5%,故为高含矸量。并且夹矸煤含量较少因此不需要考虑破碎，可考虑用手选排除大块矸石后重介或跳汰排矸。（2）原煤主导粒级为25-13mm，占全样的27.99%，各粒级灰分比较均匀，与原煤总灰分相近，说明煤质均匀。13-0.5mm的末煤含量为27.598%，较低，说明煤不易碎。（3）原生煤泥0.5-0mm含量较低，占全样为1.529%，而且灰分较低为23.24%，由此可以初步判断矸石不易泥化。b、漳村煤的大筛分资料分析：表2.1-7 漳村煤的大筛分试验报告表 B矿原煤筛分实验报告表 粒 级产物名称产 率灰分Ad(%)校正后重量(Kg)占全样 (%)筛上累计(%)100手选煤249.04.62012.3112.51夹矸煤37.50.69658.5558.75硫化铁矸石295.05.47486.1986.39小计581.510.79010.79052.7752.9710050手选煤370.06.86612.8313.03夹矸煤26.50.49251.6751.87硫化铁矸石134.02.48683.5783.77小计530.59.84420.63432.6432.8350合计1112.020.634 20.63443.1743.365025煤547.010.15030.78429.5229.722513煤725.013.45344.23724.0224.22136煤1061.019.68863.92520.0620.2663煤540.010.02073.94515.9016.1030.5煤815.215.12789.07213.2713.470.50煤589.010.929100.00112.9913.19500合计4277.279.36719.1519.34毛煤总计5389.2100.00124.1024.30筛前煤样5525.524.30误差-136.3 0.20 原煤合计(除去大于50mm级矸石和硫化铁) 4960.292.04018.81B矿的含矸量为7.96%5%,故为高含矸量.通过对2.1-7表中漳村煤大筛分资料的分析可知：（1）蒋庄煤含矸量为7.96%5%,故为高含矸量。并且夹矸煤含量较少因此不需要考虑破碎，可考虑用手选排除大块矸石后重介或跳汰排矸。（2）原煤主导粒级为13-6mm，占全样的19.688%，灰分随粒度减小而减小，-0.5mm灰分较低而且含量较大为10.929%，表明煤质较脆。（3）原生煤泥0.5-0mm灰分较低为13.19%，由此可以初步判断矸石不易泥化。综上所述，两层原煤牌号相同，都属于1/3焦煤是配煤炼焦的基础煤，主要用作炼焦配煤。对粒度要求不大；其次，两层原煤均属高矸中低硫煤，排矸后硫分符合用户要求，这为混合入洗提供了先决条件。3、原煤浮沉资料分析通过前面对原煤浮沉资料的审查和校正，保证了浮沉资料的可靠性和准确性，下面将对两层原煤的浮沉资料进行分析，以指导选煤厂的设计工作。a、蒋庄原煤的浮沉资料分析：蒋庄煤自然级50-0.5mm粒级浮沉资料见表2.1-8，破碎级50-0.5mm粒级浮沉资料见表2.1-9。表2.1-8 蒋庄煤自然级50-0.5mm浮沉试验综合表 A矿自然级50-0.5mm级煤的浮沉试验综合表 密度级浮沉部分浮沉煤累计占本级%占全样%灰分Ad%浮煤沉煤数量%灰分%数量%灰分%-1.329.4920.702 4.9529.494.95100.00 27.71 1.3-1.432.522.815 8.3861.99 6.75 70.51 37.23 1.4-1.58.976.297 20.4170.96 8.48 38.01 61.89 1.5-1.62.111.481 31.9973.07 9.15 29.04 74.70 1.6-1.72.091.467 40.0775.16 10.01 26.93 78.05 1.7-1.81.340.941 45.8776.50 10.64 24.84 81.24 1.8-2.01.71.193 55.5678.20 11.62 23.50 83.26 2.021.815.303 85.42100.00 27.71 21.80 85.42小计(去煤泥)10070.199 27.71 小计(带煤泥)92.6570.199 27.71 煤泥7.355.569 30.88总计10075.768 27.94 由表2.1-8分析可知：（1）由50-0.5mm综合浮沉数据可知，蒋庄煤-1.4g/L密度级含量较大，占本级的61.99%， 2.0的部分占本级的21.80%，而中间密度级1.4-2.0g/L含量较小，合计占本级16.21%。所以蒋庄煤的密度分布呈“两头多中间少”，可以粗略判断出该煤样在灰分要求较高时，可选性较好。（2）-1.3g/L密度级的灰分Ad=4.95%1-2%,故没有用重力分选方法获得低灰精煤的可能；+2.0g/L密度级的灰分Ad=85.42%，灰分很高，说明高密度矸石很纯，再生产中可获得高灰产品。（3）浮沉煤泥比例较高，占本级的7.35%，这说明煤易泥化，湿法分选过程中可能产生大量煤泥，应注意煤泥对分选效果的影响。 表2.1-9 蒋庄煤破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表 A矿破碎级50-0.5mm级煤的浮沉试验综合表 密度级浮沉部分浮沉煤累计占本级%占全样%灰分Ad%浮煤沉煤数量%灰分%数量%灰分%-1.327.515.982 4.99 27.51 4.99 100.00 33.68 1.3-1.429.076.322 8.60 56.59 6.85 72.49 44.58 1.4-1.56.411.393 18.23 63.00 8.00 43.41 68.67 1.5-1.62.240.487 31.23 65.24 8.80 37.00 77.40 1.6-1.71.620.352 39.61 66.86 9.55 34.76 80.38 1.7-1.81.430.310 47.44 68.28 10.34 33.14 82.37 1.8-2.01.830.397 59.00 70.11 11.61 31.72 83.94 2.029.896.500 85.46 100.00 33.68 29.89 85.46 小计(去煤泥)100.0021.743 33.68 小计(带煤泥)98.8721.743 33.68 煤泥1.130.249 27.84 总计100.0021.992 33.62 由表2.1-9分析可知：蒋庄煤+50mm粒级经过破碎后可得到较好的解离，得到部分低灰分煤。经过破碎后低密度级-1.40g/L占本级56.59%，+2.0g/L密度级含量较高，占本级29.89%，需要考虑排矸，中间密度级1.4-2.0g/L含量较少，仅为13.52%，性质与自然级基本一致。b、漳村煤的浮沉资料分析：漳村煤的自然级50-0.5mm浮沉资料如表2.1-10所示，其破碎级50-0.5mm浮沉资料如表2.1-11所示。表2.1-10漳村煤自然级50-0.5mm浮沉试验综合表 B矿破碎级50-0.5mm级煤的浮沉试验综合表 密度级浮沉部分浮沉煤累计占本级%占全样%灰分Ad%浮煤沉煤数量%灰分%数量%灰分%-1.315.283.039 5.2615.285.26100.00 43.54 1.3-1.431.116.187 7.9646.39 7.07 84.72 50.44 1.4-1.57.621.515 16.4554.01 8.39 53.61 75.09 1.5-1.62.270.451 24.6356.28 9.05 45.99 84.81 1.6-1.71.790.356 34.5758.07 9.84 43.72 87.93 1.7-1.80.760.151 43.9758.83 10.28 41.93 90.21 1.8-2.01.580.314 55.3360.41 11.45 41.17 91.06 2.039.597.873 92.49100.00 43.54 39.59 92.49小计(去煤泥)10019.888 43.54 小计(带煤泥)99.3319.888 43.54 煤泥0.670.134 54.05总计10020.022 43.61 由表2.1-10分析可知：（1）由50-0.5mm综合浮沉数据可知，漳村煤-1.4g/L密度级含量较大，占本级的54.01%， 2.0的部分占本级的39.59%，而中间密度级1.4-2.0g/L含量较小，合计占本级6.4%。所以漳村煤的密度分布呈“两头多中间少”，可以粗略判断出该煤样在灰分要求较高时，可选性较好。（2）-1.3g/L密度级的灰分Ad=4.95%1-2%,故没有用重力分选方法获得低灰精煤的可能；+2.0g/L密度级的灰分Ad=92.49%，灰分很高，说明高密度矸石很纯，再生产中可获得高灰产品。（3）浮沉煤泥灰分较高，为54.05%，但煤泥含量较少，占本级0.67%，说明高密度级煤较低密度煤易泥化，但由于含量很少，故对分选影响较小。表2.1-11漳村煤破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表 B矿破碎级50-0.5mm级煤的浮沉试验综合表 密度级浮沉部分浮沉煤累计占本级%占全样%灰分Ad%浮煤沉煤数量%灰分%数量%灰分%-1.37.181.430 6.38 7.18 6.38 100.00 44.05 1.3-1.439.087.780 9.83 46.26 9.30 92.82 46.97 1.4-1.54.510.898 18.73 50.77 10.14 53.74 73.96 1.5-1.62.400.477 28.51 53.16 10.96 49.23 79.02 1.6-1.72.020.401 36.90 55.18 11.91 46.84 81.61 1.7-1.81.250.249 45.71 56.43 12.66 44.82 83.62 1.8-2.02.200.439 61.45 58.63 14.49 43.57 84.71 2.041.378.236 85.95 100.00 44.05 41.37 85.95 小计(去煤泥)100.0019.910 44.05 小计(带煤泥)99.4419.910 44.05 煤泥0.560.112 39.72 总计100.0020.022 44.03 由表2.1-11分析可知：漳村煤+50mm粒级经过破碎后可得到较好的解离，得到部分低灰分煤。经过破碎后低密度级-1.40g/L占本级46.26%，+2.0g/L密度级含量较高，占本级41.37%，需要考虑排矸，中间密度级1.4-2.0g/L含量较少，仅为12.37%，性质与自然级基本一致。综上所述，两层原煤的性质非常相似， +2.0g/L密度级含量较大，灰分也较高；低密度级-1.40g/L含量较大，中间密度级1.4-2.0g/L含量较小；破碎后的原煤和自然级原煤的性质基本相同，且+50mm粒级原煤可见矸含量较大，可考虑采用不破碎预先排矸或仅破碎较大块后排矸，这样可减少洗选加工成本。但由于1/3焦煤是炼焦煤的基础煤，市场需求较大，应考虑在满足用户对产品要求的前提下，尽量提高精煤产率，以减少资源的浪费。2.1.4 两矿原煤分组分级讨论一、分组讨论本矿是矿区型选煤厂，同时入洗蒋庄、漳村原煤，设计选煤厂同时入选这两矿原煤，所以对是否分组入洗是一个需要重点考虑的问题。如果能够混合入洗，可以大大减少基建投资、简便工艺环节、降低加工费用、便于操作管理。分组入选是指将分采、分运的不同原煤，从入厂到产品出厂都分系统处理。但实现分采分运困难大，并且建立完全独立的不同系统，耗资大，流程复杂，管理困难。判断原煤是否分组的条件为：（1）原煤牌号不同；（2）选后产品有特殊要求；（3）精煤硫分相差悬殊；（4）用密度基元灰分曲线判断，根据原煤的可选性曲线，在同一坐标中，画出各自的密度基元灰分曲线：若当一定，5%时，考虑分组；若当一定，0.05时，考虑分组。通过以上标准，判断本厂原煤是否需要分组，分析如下：（1）蒋庄煤属于1/3焦煤，漳村煤也属于1/3焦煤，牌号完全相同，都是炼焦配煤的基础煤，故具备不需分组的先决条件；（2）选后产品主要做炼焦配煤，用户相同，且用户对该品种煤的质量要求一致，故可以考虑不必分组；（3）由前面对煤质的分析讨论可知，两层原煤均属中低硫煤，无需脱硫，无需分组；（4）通过前面对两层原煤浮沉试验综合报告表和可选性曲线的分析整理，可得到判断两层原煤是否需要分组的-曲线的数据，见图2.1-1所示：图2.1-1 蒋庄、漳村自然级与破碎级密度基元灰分曲线对两层原煤-曲线的进行分析可知，当理论分选密度p=1.50kg/L时，两层原煤的基元灰分差值=2.50%5%时，需要分级；当一定时，0.05 时，需要分级。依据上述标准来判断本厂原煤是否需要分级，分析如下：（1）先分别分析两矿原煤的大筛分表2.1-1、2.1-2的大于50mm粒级的量和矸石等级，蒋庄煤+50mm可见矸产率为6.18%，属高含矸煤；漳村煤+50mm可见矸产率为7.96%，属高含矸煤。将两层原煤大筛分资料综合后+50mm可见矸产率为7.14%，属高含矸煤。所以有必要对+50mm的大块单独处理，故考虑将原煤进行50mm预先筛分，筛上物经过机械排矸后，直接破碎到-50mm以下并与预先筛分的筛下物混合，具体工艺还要在后面的设计讨论中最终确定。（2）针对粒度级-0.5mm以下的煤泥分选，一般采用细粒度TBS-浮选联合工艺，所以在对主导粒度范围分级分析时，先不考虑-0.5mm级原生煤泥。（3）根据分选设备的特点：由于国内外分选设备的均有粒度限制，所以入料应满足设备的粒度要求。本次设计入洗的矿煤，在用户对产品质量的要求范围内分选（即理论分选密度下分选），均属于较难选煤，这样的煤用传统的跳汰分选是难以准确分选切割。初步考虑用分选精度较高的重介分选方法。并且对现有的三产品重介旋流器来说，分选入洗原煤的粒度范围较宽（最大上限可达到80mm），所以设备对粒度的依赖性较小，故该设备对以上煤种是否分级影响不大。（4）根据产品结构定位，该厂入洗原煤牌号为1/3焦煤，主要用于配煤炼焦基础煤，对产品粒度的要求并不高。产出的主要产品不受粒度限制，所以对产品来说，就不用考虑分级。（5）各粒级煤的性质对分级入洗的影响 一般在正常分选条件下，不同粒级煤有如下分选特征：粒度越细，分选密度越高，则各粒级的-曲线应有如下形式（见图2.1-5），否则应考虑分级入选。图2.1-5 各粒级的-曲线根据以上标准和分析，将两矿原煤自然级和破碎级各粒度级的浮沉资料综合整理后，得到表2.1-12 、2.1-13、2.1-14和2.1-15，如表2.1-12表2.1-13表2.1-14表2.1-15将上述表整理后得到两矿原煤各粒度级的-曲线讨论分级的数据，如图2.1-2所示：图2.1-2 各粒级-曲线由图2.1-2可知，五个粒度的原煤在理论分选密度范围内，虽然曲线与理想的各粒度级-曲线有一定的差距，但各粒度级-曲线基本相近，基元灰分差值均小于5%。说明这两矿煤各粒度级的-曲线在总体上还是符合以上所述的标准和规律的，所以这两层煤具备不分级入洗的条件。但由于两层原煤不分组入洗，并且矸石含量均较大，混合后属高含矸煤，所以预先排矸是可以考虑的。若采用精度较高的重介排矸方法，可能会获得较高的精煤产率，这将通过后面的方案预测和技术经济指标的比较来判断。2.1.5 机械排矸后资料的整理与分析上一节最后分析可以考虑对入洗原煤机械排矸，现对原煤进行排矸，排矸后作为入洗原煤，再对入洗原煤进行必要的可选性分析。机械排矸的方式有动筛跳汰机排矸和重介质预排矸等，近年来在我国采用动筛跳汰机预排矸的设计、生产实例比较多。重介质预排矸工艺，又可细分为浅槽排矸、斜轮排矸以及立轮排矸三种，该工艺需增加介质系统，工艺相对复杂，投资相对较高，设计中也较少采用。液压驱动式动筛跳汰机的技术特点为：（1）分选精度和效率高：I=0.0740.104；=95%98%；（2）处理能力大：4070t/(hm2)；（3）循环水用量少：吨煤循环水量小于0.3m3；（4）电耗低：吨煤装机容量0.25kW左右；（5） 不用介质，工艺系统简单，煤泥水系统简单，建厂投资少，运行成本低等。鉴于动筛跳汰机以上的优点，所以根据该厂入选原煤实际情况，原煤准备只需要排出大块矸石即可，不需要进行高精度的分选，所以现决定在不分级入选的情况下采用动筛跳汰机预排矸工艺对大块煤（50mm粒级）进行排矸处理。1、动筛排矸产品预测要进行+50mm动筛排矸的产品预测，首先应将两矿原煤+50mm破碎级筛分浮沉资料综合后，通过产率和灰分校正拟合出两矿原煤+50mm粒级的筛分浮沉资料。如下表所示：A、B矿混合入洗原煤50mm以上浮沉组成综合表浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.07.52135.0386.19100.0038.6435.0386.19小计21.470100.0038.64小计占总计21.47099.4638.64煤泥0.1160.5422.83总计21.586100.0038.55表2.1-16两矿煤+50mm浮沉组成综合表图2.1-3 A、B矿原煤+50mm可选性曲线根据表2.1-16的资料来进行动筛排矸产品预测，预测过程如下，结果见表2.1-19所示表2.1-17两矿煤+50mm可选性表A、B矿混合入洗原煤50mm以上可选性曲线表曲线曲线曲线曲线曲线0.00 2.74 100.00 0.00 38.64 0.00 2.74 13.91 5.48 86.09 13.91 43.99 6.95 5.48 1.30 13.91 1.30 51.91 51.91 8.19 48.09 51.91 71.51 32.91 9.18 1.40 51.91 1.40 43.48 57.38 9.20 42.62 57.38 78.28 54.65 18.76 1.50 57.38 1.50 7.98 59.90 10.06 40.10 59.90 81.31 58.64 29.83 1.60 59.90 1.60 3.99 61.37 10.74 38.63 61.37 82.96 60.64 38.13 1.70 61.37 1.70 3.10 63.00 11.61 37.00 63.00 84.65 62.19 44.61 1.80 63.00 1.80 2.61 64.97 12.99 35.03 64.97 86.19 63.98 57.15 1.90 64.97 1.90 1.97 100.00 38.64 0.00 100.00 96.00 82.48 86.19 100.00 96.00 表2.1-18 入选原煤+50mm动筛排矸分配率计算表不完善度I=0.10 分选密度=1.9密度级平均密度t值X值分配率-1.31.20-10.144-7.1730.001.3-1.41.35-6.370-4.5040.001.4-1.51.45-4.675-3.3060.001.5-1.61.55-3.322-2.3490.001.6-1.71.65-2.195-1.5520.011.7-1.81.75-1.230-0.8700.11+1.82.201.9401.3720.97表2.1-19 动筛排矸预测表表2.1-20 A、B矿破碎级50-0.5mm（排矸）浮沉综合表 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.010.86613.32 83.70 100.00 21.84 13.32 83.70 小计81.581100.00 21.84 小计占总计81.58195.66 21.84 煤泥3.6994.34 26.60 总计85.279100.00 22.11 表2.1-21 A、B矿破碎级与自然级50-0.5mm（排矸）浮沉综合表表2.1-22 A、B矿破碎级与自然级50-0.5mm（排矸）可选性表A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）可选性曲线表曲线曲线曲线曲线曲线0.00 2.61 100.00 0.00 21.84 0.00 2.61 23.34 5.23 76.66 23.34 26.89 11.67 5.23 1.30 23.34 1.30 69.44 69.44 7.90 30.56 69.44 53.50 46.39 9.26 1.40 69.44 1.40 54.59 77.93 9.14 22.07 77.93 66.64 73.69 19.30 1.50 77.93 1.50 11.72 81.17 9.95 18.83 81.17 73.07 79.55 29.32 1.60 81.17 1.60 5.27 83.20 10.65 16.80 83.20 77.22 82.18 38.64 1.70 83.20 1.70 3.53 84.70 11.28 15.30 84.70 80.29 83.95 45.97 1.80 84.70 1.80 2.49 86.68 12.33 13.32 86.68 83.70 85.69 57.37 1.90 86.68 1.90 1.98 100.00 21.84 0.00 100.00 96.00 93.34 83.70 100.00 96.00 图2.1-4 A、B矿破碎级与自然级50-0.5mm（排矸）可选性曲线分析表2.1-21浮沉试验结果综合表及图2.1-4可选性曲线可知：要求设计精煤灰分小于9.00%，取精煤灰分为8.50%，则理论精煤产率74.50%，理论分选密度为1.45kg/L，邻近密度物含量为32%，扣除沉矸后的0.1含量为36.78%。根据中国煤炭可选性等级评定标准（GB/T16417-1996），该煤的可选性等级为难选煤。2.2选煤工艺的初定和技术经济比较由于我们初步设计经验缺乏的限制，可能在对煤质的分析以及对各种工艺的评定比较浅显，在这样的情况下，只有采取多种预选方案，来弥补因经验不足而带来的缺陷。因此，在下面的分选工艺的选定中，初步做了四个方案进行技术经济比较，从而找到最能适应该入洗原煤的工艺方法，在这四个方案中，也包括在前面初步否定的跳汰入洗（防止前面分析有偏差）。2.2.1 初步选定的方案分析根据前面对原煤性质的分析以及对煤质资料的综合和按比例综合后的入洗原煤的可选性研究，初步确定了：1、预先筛分（50mm）动筛预先排矸破碎后脱泥三产品重介旋流器；2、预先筛分（50mm）动筛预先排矸破碎后脱泥两段两产品重介旋流器；3、预先筛分（100mm, 25mm）+25mm浅槽主在洗-25mm脱泥三产品重介旋流器； 4、预先筛分（100mm,13mm）+13mm块煤浅槽主再洗-13mm脱泥三产品重介旋流器；下面对这四种工艺流程进行分析，具体介绍如下：一、预先筛分（50mm）动筛预先排矸破碎后脱泥三产品重介旋流器该流程发挥了动筛跳汰机和重介质旋流器两种选煤方法的优势。首先动筛跳汰进行块煤排矸后，其轻产物破碎得到了充分的解离，而且降低了三产品的分选密度，改善了分选效果。该流程主要适用于矸石量大的难选、极难选煤。该流程第一段溢流出精煤，第二段溢流出中煤，底流出矸石。现在设计的三产品重介质旋流器的入料粒度上限已达80mm，最大直径达1500mm，处理能力600700t/h。可以采用脱泥入选，亦可采用不脱泥入选工艺。该流程只需设一个低密度悬浮液系统，工艺流程简单，处理量较大，设备便于布置，基建费和生产费都不高，同时管理便捷、分选精度高、效率高、具有较低的分选下限。该流程的主要缺点有：一是难以实现第二段旋流器介质密度的自动控制（但是在煤质比较稳定的情况下，调节好第二段旋流器的有关参数以后，分选密度一般不会有大的变动，可以满足对中煤和矸石的分选要求）；二是其结构选型时不能孤立的按流量和干煤泥量计算，要根据三产品的每个产品的比例来确定设备的参数；三是介质损耗较大（特别是煤泥量较大的情况下）。二、预先筛分（50mm）动筛预先排矸破碎后脱泥两段两产品重介旋流器该流程与方案一类似，只是将三产品旋流器换成两段两产品旋流器。两段两产品重介旋流器流程是将两个两产品重介质旋流器串联，一段出精煤和粗中煤，粗中煤进入二段旋流器再选，二段出中煤和矸石。与方案一三产品重介质旋流器相比，两段两产品重介质旋流器流程具有可对两段分选密度进行灵活独立的调节，多品种生产的灵活性较好，以适应不同的煤质和不同的用户。缺点是其介质系统为两套独立的系统，需要单独进行管理，设备的管理维护较三产品重介质旋流器复杂，费用较高。三、预先筛分（120mm,25mm）块煤浅槽主再洗末煤脱泥三产品重介旋流器原煤经过120mm,25mm预先筛分，+100mm破碎后与120-25mm块煤一起进入浅槽主再洗,分选得到块精煤、块中煤和块矸石三种产品，末煤脱泥后进入三产品旋流器得到精煤、中煤和矸石，最终块精和末精混合作为精煤产品，块中和末中混合作为中煤产品。该流程适用于难选煤和极难选煤。浅槽重介分选机分选下限低，占地面积小，分选精度大，处理量大，同时可以起到排矸的作用，但是其物料易飘，易积料，介质循环量大，上限不宜过大，产品粒度大，投资相对较高。该流程的优点是分选精度高，效率高，增大经济效益，同时块末煤重介都出精、中、矸三个产品，能够随煤质的变化而调节，对煤质变化适应性强。缺点是重介质系统采用三种不同密度重介悬浮液，介质系统较复杂，还存在介质分配的问题，所以介质系统控制和调节比较复杂。 四、预先筛分（120mm,13mm）块煤浅槽主再洗末煤脱泥三产品重介旋流器该流程与方案三类似，将分级粒度定为13mm主要考虑块煤系统浅槽的分选精度要高于末煤系统三产品旋流器，具体分析会在方案产品预测中提到。2.2.2 方案的产品预测重选产品的计算，在有条件的情况下可以采用实际分配率计算，不具备条件时采用正态分布近似法计算。产品预测的主要方法有：.两产品平衡法两产品平衡法多用于浮选等简单的两产品作业，根据产率、灰分量平衡的原则列出如下公式：解之 式中 分别为入料、精煤、尾煤产率，% 分别为入料、精煤、尾煤灰分，%.分配曲线法分配曲线法应用于设计的前提，必须有实际生产的精煤、中煤和矸石的浮沉资料，用最小二乘法（格氏法）计算实际的精煤、中煤和洗矸石产率，再用产品的实际产率与浮沉试验资料计算出分配率，并绘制出分选机的分配曲线，找到实际的分选密度和可能偏差E。设计时，依据这些资料，或用改变分选密度、平移分配曲线的方法，找到分配率并计算出设计指标。分配曲线法使用的局限性在于资料的来源。如果是老厂改扩建，有充足的生产资料可供设计使用，或者设计选煤厂时有工业性试验或者半工业性试验资料供设计使用时可应用此法。.正态分布近似法用正态分布近似法计算选煤产品的数质量，是目前设计部门应用较为普遍的一种方法。经过长期研究和生产实践表明，重力选煤过程中，各密度物在选后产品中的分配率，和各密度物在分选过程中进入该产品中的概率在数值上是相等的，也就是近似于正态分布规律。虽不是典型的正态分布，但将分配曲线经过适当转换后，利用正态分布累积曲线的数据，可以计算出各密度物在选后产品中的分配率，然后用原煤浮沉资料和各段分配率，计算出产品数、质量指标。跳汰选近似公式为，重介选近似公式为计算得到t后，利用公式求出x值，带入下式，求的分配率。由于这是初步设计选煤厂，没有工业生产资料，亦没有工业性、半工业性试验资料，所以采用常用的且具代表性的正态分布近似法来对各种不同方案进行产品预测，以便于选出适合该厂入洗原煤的最佳流程。一、预先筛分（50mm）动筛预先排矸破碎后脱泥三产品重介旋流器根据选煤工艺设计与管理P103 表4-3可知，三产品重介旋流器一段（主选）分选粒级0.5mm时，E取值范围为0.03-0.05；二段（再选）分选粒级0.5mm时，E为0.05-0.07。预测过程见表2.2-12.2-2，产品实际平衡表见表2.2-3所示。其中动筛排矸的产品预测已在前一节体现了，在此就不再列出。表2.2-1 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）浮沉组成表 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.010.86613.32 83.70 100.00 21.84 13.32 83.70 小计81.581100.00 21.84 小计占总计81.58195.66 21.84 煤泥3.6994.34 26.60 总计85.279100.00 22.11 根据上表列出A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）可选性表，绘出可选性曲线见图2.2-1，要求精煤灰分9%，取精煤灰分8.5%，一段分选密度取1.44，二段分选密度取2.00，进行三产品旋流器产品预测，过程见表2.2-2。图2.2-1 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）可选性曲线表2.2-3 方案一产品实际平衡表产品平衡表名称产率%灰分占本级占全样精煤64.28 53.45 8.47 中煤14.95 12.44 28.94 矸石20.77 17.27 83.99 小计100.00 83.16 27.22 次生煤泥6.73 6.00 27.22 入选小计100.00 89.16 27.22 占浮沉入料95.90 89.16 27.22 浮沉煤泥4.10 3.81 26.48 合计100.00 92.97 27.19 占全样92.97 92.97 27.19 原生煤泥6.61 6.61 14.26 破碎煤泥0.42 0.42 13.27 总计100.00 100.00 26.27 表2.2-2三产品重介旋流器产品预测表 二、预先筛分（50mm）动筛预先排矸破碎后脱泥两段两产品重介旋流器根据选煤工艺设计与管理P103 表4-3可知，两产品重介旋流器分选粒级0.5mm时，E取值范围为0.03-0.05。两段两产品旋流器一段的可能偏差E=0.035,二段的为E=0.05 , 根据平均密度求得各个密度级的分配率， 预测过程见表2.2-42.2-6，产品实际平衡表见表2.2-7,其中动筛排矸的产品预测已在前一节体现了，在此就不再列出。表2.2-4 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）浮沉组成表 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.010.86613.32 83.70 100.00 21.84 13.32 83.70 小计81.581100.00 21.84 小计占总计81.58195.66 21.84 煤泥3.6994.34 26.60 总计85.279100.00 22.11 根据上表列出A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）可选性表见表2.2-5，绘出可选性曲线见图2.2-2，要求精煤灰分9%，取精煤灰分8.5%，一段分选密度取1.44，二段分选密度取2.00，进行两产品旋流器产品预测，过程见表2.2-6。表2.2-5 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）可选性表图2.2-2 A、B矿混合入洗原煤50-0.5mm自然级与破碎级（排矸）可选性曲线表2.2-7 方案二产品实际平衡表产品平衡表名称产率%灰分占本级占全样精煤65.14 54.17 8.46 中煤14.02 11.66 29.80 矸石20.85 17.34 84.09 小计100.00 83.16 27.22 次生煤泥6.73 6.00 27.22 入选小计100.00 89.16 27.22 占浮沉入料95.90 89.16 27.22 浮沉煤泥4.10 3.81 26.48 合计100.00 92.97 27.19 占全样92.97 92.97 27.19 原生煤泥6.61 6.61 14.26 破碎煤泥0.42 0.42 13.27 总计100.00 100.00 26.27 表2.2-6两段两产品重介旋流器产品预测表 三、预先筛分（120mm,25mm）块煤浅槽主再洗末煤脱泥三产品重介旋流器根据选煤工艺设计与管理 P103 表4-3可知，浅槽分选粒度13mm时，E取值范围为0.02-0.04；三产品重介旋流器分选时，一段E取值范围为0.03-0.05，二段E取值范围为0.05-0.07。预测过程见表2.2-82.2-15，产品实际平衡表见表2.2-17所示：表2.2-8 A、B矿混合入洗原煤+50mm浮沉组成表 A、B矿混合入洗原煤50mm以上浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.07.52135.03 86.19 100.00 38.64 35.03 86.19 小计21.470100.00 38.64 小计占总计21.47099.46 38.64 煤泥0.1160.54 22.83 总计21.586100.00 38.55 表2.2-9 A、B矿混合入洗原煤50-25mm自然级浮沉组成表A、B矿混合入洗原煤50-25mm自然级浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.03.36423.62 84.17 100.00 29.29 23.62 84.17 小计14.245100.00 29.29 小计占总计14.24596.48 29.29 煤泥0.5203.52 28.46 总计14.764100.00 29.26 表2.2-10 A、B矿混合入洗原煤+25mm自然级浮沉组成表 A、B矿混合入洗原煤+25mm自然级浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量占全样占本级灰分r %A %r %A %123456789102.010.88630.48 85.57 100.00 34.91 30.48 85.57 小计35.715100.00 34.91 小计占总计35.71598.25 34.91 煤泥0.6351.75 27.43 总计36.350100.00 34.78 表2.2-11 A、B矿混合入洗原煤+25mm自然级可选性表图2.2-3 A、B矿混合入洗原煤+25mm自然级可选性曲线表2.2-12 A、B矿混合入洗原煤25-0.5mm自然级浮沉组成表A、B矿混合入洗原煤25-0.5mm自然级浮沉组成综合表浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.07.42413.76 83.56 100.00 22.01 13.76 83.56 小计53.944100.00 22.01 小计占总计53.94494.56 22.01 煤泥3.1015.44 26.38 总计57.045100.00 22.24 表2.2-13 A、B矿混合入洗原煤25-0.5mm自然级可选性表图2.2-4 A、B矿混合入洗原煤25-0.5mm自然级可选性曲线浅槽主再选产品预测 取一段分选密度p1=1.44，二段分选密度p2=2.00， 一段可能偏差E1=0.03 ，二段可能偏差E2=0.04。预测过程见表2.2-14。表2.2-14 浅槽主再选产品预测表 三产品重介旋流器产品预测 取一段分选密度p1=1.44，二段分选密度p2=2.00 ，一段可能偏差E1=0.04 ，二段可能偏差E2=0.06。预测过程见表2.2-15。表2.2-15 三产品旋流器产品预测表 将块煤末煤产品综合，检验灰分是否符合要求。表2.2-16 重选产品综合表重选产品综合表精煤中煤矸石产率灰分产率灰分产率灰分浅槽主再选20.67 8.60 3.85 30.95 11.20 84.80 三产品旋流器37.68 8.43 8.81 28.33 7.46 83.09 总计58.34 8.49 12.65 29.12 18.66 84.11 表2.2-17 方案三产品实际平衡表产品平衡表名称产率%灰分占本级占全样精煤65.07 54.44 8.49 中煤14.11 11.81 29.12 矸石20.81 17.41 84.11 小计100.00 83.66 27.15 次生煤泥6.69 6.00 27.15 入选小计100.00 89.66 27.15 占浮沉入料96.00 89.66 27.15 浮沉煤泥4.00 3.74 26.56 合计100.00 93.40 27.12 占全样93.40 93.40 27.12 原生煤泥6.61 6.61 14.26 破碎煤泥0.00 0.00 0.00 总计100.00 100.00 26.27 四、预先筛分（120mm,13mm）块煤浅槽主再洗末煤脱泥三产品重介旋流器根据选煤工艺设计与管理 P103 表4-3可知，浅槽分选粒度13mm时，E取值范围为0.02-0.04；三产品重介旋流器分选时，一段E取值范围为0.03-0.05，二段E取值范围为0.05-0.07。预测过程见表2.2-182.2-25，产品实际平衡表见表2.2-27所示：表2.2-18 A、B矿混合入洗原煤+50mm浮沉组成表 A、B矿混合入洗原煤50mm以上浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.07.52135.03 86.19 100.00 38.64 35.03 86.19 小计21.470100.00 38.64 小计占总计21.47099.46 38.64 煤泥0.1160.54 22.83 总计21.586100.00 38.55 表2.2-19 A、B矿混合入洗原煤50-13mm自然级浮沉组成表 A、B矿混合入洗原煤50-13mm自然级浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量占全样占本级灰分r %A %r %A %123456789102.06.96520.81 84.86 100.00 27.71 20.81 84.86 小计33.474100.00 27.71 小计占总计33.47495.90 27.71 煤泥1.4314.10 27.85 总计34.904100.00 27.71 表2.2-20 A、B矿混合入洗原煤+13mm自然级浮沉组成表A、B矿混合入洗原煤+13mm自然级浮沉组成综合表浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量占全样占本级灰分r %A %r %A %123456789102.014.48626.37 85.55 100.00 31.98 26.37 85.55 小计54.944100.00 31.98 小计占总计54.94497.26 31.98 煤泥1.5462.74 27.47 总计56.490100.00 31.85 表2.2-21 A、B矿混合入洗原煤+25mm自然级可选性表图2.2-5 A、B矿混合入洗原煤+13mm自然级可选性曲线表2.2-22 A、B矿混合入洗原煤13-0.5mm自然级浮沉组成表 A、B矿混合入洗原煤13-0.5mm自然级浮沉组成综合表 浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度占全样占本级灰分产率灰分产率灰分分选密度+-0.1 含量r %A %r %A %123456789102.03.89711.23 81.62 100.00 19.50 11.23 81.62 小计34.715100.00 19.50 小计占总计34.71594.07 19.50 煤泥2.1905.93 25.91 总计36.905100.00 19.88 表2.2-23 A、B矿混合入洗原煤+25mm自然级可选性表图2.2-6 A、B矿混合入洗原煤13-0.5mm自然级可选性曲线浅槽主再选产品预测 取一段分选密度p1=1.43，二段分选密度p2=1.90， 一段可能偏差E1=0.03 ，二段可能偏差E2=0.04。预测过程见表2.2-24。表2.2-24 浅槽主再选产品预测表 三产品重介旋流器产品预测 取一段分选密度p1=1.47，二段分选密度p2=1.90 ，一段可能偏差E1=0.04 ，二段可能偏差E2=0.06。预测过程见表2.2-25。表2.2-25 三产品旋流器产品预测表 将块煤末煤产品综合，检验灰分是否符合要求。表2.2-26 重选产品综合表重选产品综合表精煤中煤矸石产率灰分产率灰分产率灰分浅槽主再选33.00 8.56 6.93 29.64 15.01 84.55 三产品旋流器26.34 8.37 4.16 28.87 4.22 79.78 总计59.35 8.48 11.09 29.35 19.22 83.51 表2.2-27 方案三产品实际平衡表重选产品平衡表名称产率%灰分占本级占全样精煤66.19 55.37 8.48 中煤12.37 10.35 29.35 矸石21.44 17.94 83.51 小计100.00 83.66 27.15 次生煤泥6.69 6.00 27.15 入选小计100.00 89.66 27.15 占浮沉入料96.00 89.66 27.15 浮沉煤泥4.00 3.74 26.56 合计100.00 93.40 27.12 占全样93.40 93.40 27.12 原生煤泥6.61 6.61 14.26 破碎煤泥0.00 0.00 0.00 总计100.00 100.00 26.27 经过以上四个方案的预测，每个方案的产品平衡表都能够与入洗原煤平衡，证明每个方案的预测都真实有效。为了确定出适合该入洗原煤的最终方案，将在后面的设计中进行方案的技术经济比较。2.2.3 方案的技术经济比较一、技术比较该入洗原煤预选的四个方案的各个技术参数及最终技术指标见表2.2-28所示：表2.2-27 技术经济表 上述四种方案的提出均与本设计入主选环节的煤质特性相符或符合我国选煤厂设计主流方向，各项技术指标的确定时，为保证各方案之间的可比性，在E(I)及的选取时，对各方案中相同的工艺均考虑选取一致或相近，并以精煤灰分指标为主要的衡量基准，均为8.50%。通过表2.2-27可知，上述四方案中精煤产率最高的是方案3(预先筛分（120mm，25mm）块煤浅槽主再洗末煤脱泥三产品重介旋流器），精煤产率为54.44%。从上表不难看出，在精煤灰分相同的情况下，凡全重介的工艺方案，其精煤产率都相对高一些。下面将各个工艺技术经济上的优缺点总结如下：方案一：该工艺的特点是用一套低密度介质系统就可以实现低、高两个密度的分选，从而简化了介质流程和工艺环节，紧凑工艺、节省投资。但其也有明显的缺点：一是一段底流口最大排出量有限制；二是：二段分选密度在线不可控；三是：介耗较大，多品种生产灵活性较差。而且，其预测出的精煤产率也不太高，故初步判定不采纳此种方案。方案二：两段介质密度可以分别测控，控制精度高。但高、低两种密度的介质系统并存，工艺流程和工艺布置复杂，第二段重介旋流器系统设备管道磨损大，介质泵电耗大，设备维护费用高。但是，考虑到其精煤产率较高，精煤灰分较低，初步决定在技术上将此方案列为备选工艺。方案三：该工艺采用全重介系统，块煤浅槽分选，末煤三产品重介旋流器分选，分选精度高、精煤产率高。同时流程较简单，工艺布置容易实现。但是需要三个介质系统，介耗高、管理复杂，重介悬浮液密度不易控制，投资相对较高。但考虑到方案四产率最高，所以初步决定在技术上将此方案列为备选工艺。方案四：该工艺与方案三类似，不同之处在于将块末煤的分级粒度定为13mm，由于块煤分选精度比末煤分选精度高，在保证精煤质量的前提下，适当降低块煤分选粒度下限，能够在一定程度上提高精煤产率，降低精煤灰分。方案四的精煤产率最高，所以初步决定将方案四作为优先考虑方案。经过以上分析，初步确定方案二、三、四这三套方案作为备选方案，下面将通过经济比较来决定最终选用哪种工艺流程。二、经济比较经济比较主要根据现有市场对不同质量产品价格的定位，最后扣除原煤和加工费之后所能得到利润的多少最终确定流程，根据指导教师所提供的价格表2.2-28，计算所选方案的经济效益。表2.2-28 产品价格表产品名称灰分%粒度价格元/吨煤种用途原煤19.00%20%570焦煤原煤32.00%33%480焦煤精煤8.51%-9.00%50mm1340焦煤炼焦精煤9.01%-9.50%1320焦煤炼焦精煤9.51%-10.00%1300焦煤炼焦精煤10.01%-10.50%1280焦煤炼焦精煤10.51%-11.00%13mm1100无烟(喷吹)11.0112.0040%294发电中煤401%2945其他中煤70%5建材注：动力煤：表中原煤减100元，精煤在焦煤基础上减400元，表中（中煤或混煤）减100元，不在表中灰分按表中极差递增或递减，其他不变。表2.2-29 加工费取值表选煤方法及原则流程加工费取值单位备注跳汰主再选20.20跳汰主选，中煤重介再选22.59元/吨跳汰主选，精煤重介再选23.70元/吨两种工艺，重复入洗量大三产品重介旋流器24.80元/吨如加动筛，增加1.5元/吨两产品重介主再选25.30元/吨如加动筛，增加1.5元/吨块重介、末重介26.80元/吨由所给价格制定各方案的经济比较表2.2-30，从表中分析可知，在技术比较中确定的三套方案里，经济效益最高的为方案四，主要优势在于其精煤产率最高，中煤灰分较低，排除的矸石产品相对较纯，资源利用率高。在前面讨论过，该流程的块煤产品有三个，块精、块中、块矸，末煤产品三种，末精、末中、末矸，产品多样，对煤质的变化有很大的适应性。而且需要破碎的量很少，减少了经济投资。根据以上全面的技术经济分析，以及各个流程的优缺点分析，对于本厂的入洗原煤来说，选用方案四：预先筛分（120mm，13mm）块煤浅槽主再洗末煤脱泥三产品重介旋流器，是比较经济合理的，符合当前选煤工艺向全重介转变的大方向。同时，该工艺还适合于当煤种向更差方向变化的适应，选择此工艺是即现实又长远的选择。表2.2-30 经济比较表2.3选定流程的介绍及流程计算根据前面对几个预选流程的预测和经济技术比较，已选定“+13mm浅槽主再选末煤三产品重介质旋流器”工艺，但是针对这个大的方向的确定，是选用有压还是无压三产品以及与之相应匹配的一系列的具体工艺流程将在下面分别作出选择或介绍。2.3.1 辅助工艺的确定一、是否预先脱泥的确定1、选前脱泥的优缺点分析：（1）优点：选前脱泥分选精度高，效率高。由于入料中非磁性物（煤泥）含量少，故产品脱介效果好，介质消耗也低。而且在介质系统中可以不必专设分流环节，或者只需要少量分流，因而悬浮液密度的调节变得十分简捷，无须调节分流量，只需控制补加清水量一个因素，使悬浮液性质相对比较稳定。（2）缺点：设选前脱泥，工艺环节增多，工艺布置相对复杂；预先脱除的原生煤泥，需要专门分选处理，反而使系统变得更为复杂。目前作为粗煤泥单独分选可供选择的方法，都不同程度的存在一些问题，工艺效果尚不理想。若勉强为之，则使得综合精煤产率不升反降，得不偿失。如果找不到合适的粗煤泥分选手段，则预先脱出的原生煤泥只有全部去浮选，浮选成本高的问题便仍然得不到改善。2、选前不脱泥优缺点分析：（1）优点：因选前不脱泥，简化了工艺环节，紧凑了工艺布置，带来了诸多其它好处。有一种观点认为，对某种工艺的取舍不能只从理论去分析论证，必须从工程角度全面考虑技术、经济、操作、管理诸多因素，综合分析、权衡利弊。（2）缺点：从理论上讲，选前不脱泥对分选精度，尤其是对细粒级物料的分选精度会造成一定影响。原生煤泥量大，且易泥化的原煤影响尤甚。3、脱泥与不脱泥的选择：根据以上介绍的预先脱泥与不脱泥的优缺点，根据入洗原煤资料分析，其原生煤泥量（0.5mm）为6.61%10%，煤泥含量较少，根据选煤工艺设计与管理 P106表4-8可知，次生煤泥量为5-7%，取次生煤泥为6%。为减轻煤泥水处理负担，同时考虑到随着重介旋流器直径的增大，其有效分选下限会有所提高，为了使各粒级都得到有效的分选，得到最大的精煤产率，以及降低介质损耗和介质循环量，从而减小脱介筛面积，降低磁选机负荷，使磁选机效率提高，故最终决定采用预先脱泥的三产品重介质旋流器流程。预先脱泥多采用0.5mm脱泥，脱泥效率为84%，粗煤泥采用TBS分选。二、有压与无压三产品重介旋流器的选择在确定用三产品重介流程之后，选用有压或无压是经常值得重点探讨的问题之一，大多数认为，有压入料旋流器比无压入料旋流器对细粒级物料的分选精度更高，分选下限更低，有压入料旋流器比无压入料旋流器更适合粉末煤的含量多的难选煤分选。有压入料方式：被选物料与重介质悬浮液混合后，用泵有压切向给入旋流器，物料一进入旋流器，矿粒与悬浮液就同时具有了很高的切向速度。如果入料压头调节得当，从入料的初始阶段就能达到最佳分选状态，从而最大限度地利用了物料在旋流器内的分选时间和分选空间。有压给料重介旋流器分选下限很低，可到0.15mm。无压入料方式：被选物料从旋流器顶部中心口靠自重落入（高差约2.5m）,而悬浮液80%-90%从旋流器底部有压切向给入，其余10%-20%从顶部中心口随物料一起进入旋流器，因此被选物料进入旋流器后的初始切向速度几乎为零。尔后，随着矿粒在轴向和径向上的位移，在旋转悬浮液的带动下，才逐渐增大本身的切向速度，并逐渐接近旋转悬浮液的切向速度。这一现象说明入料在起始阶段与悬浮液在旋转速度上存在较大差异，这种差异对入选物料将产生实际分离密度增大的影响。目前，国内外专家学者关于有压与无压的讨论很多，各有各的说法，在此就不再过多枚举两者的优缺点。从本厂主洗环节的煤质资料特性入手，在前面分析中就煤质无易碎特性及粉煤、原生煤泥含量少的特点，再加上主洗工艺中采用了预先脱泥，为方便工艺布置，降低基础投资，所以采用有压三产品重介旋流器。三、浮选工艺的确定根据前面选定的分选工艺，为实现选煤厂的洗水闭路循环，因此考虑对微细粉煤（0.25mm）的分选和回收，只有靠浮选联合工艺才能够得以实现。根据现场应用实践来看，本厂采用机械搅拌式浮选机。浮选工艺按其特点分为：浓缩浮选、直接浮选和半直接浮选。浓缩浮选是指重选过程产生的煤泥水经浓缩后在进行浮选的流程。其特点是因采用浓缩机底流作浮选入料，故入料浓度高，浮选过程要加较多补充水；当细粒含量高时，大量微细颗粒在浓缩机中不易沉降下来，集中在溢流中，往复循环，影响重选、浮选各环节效果。直接浮选是重选过程的煤泥水直接进入浮选环节。取消了浓缩机，简化了工艺，降低了费用，便于管理。其主要问题是入浮浓度较低，故生产中要严格控制添加请水量。半直接浮选是考虑到直接浮选入浮浓度低而采用的一种改良措施，又包括分级设备溢流不全浓缩流程、分级设备溢流不全浮选流程等，具体特点与实际流程有关。具体采用浓缩浮选或是直接浮选将根据煤泥水浓度最终确定。2.3.2 设计工艺流程的整体描述1、受煤系统两矿来煤用火车运到受煤坑后，进入两个容受漏斗后，通过皮带直接进入原煤仓。2、原煤筛分原煤从原煤仓经皮带进入准备车间后，经过刮板给入两个预先筛分筛子（120mm）进行筛分，筛上进入手选皮带捡取大块矸石和杂物，大块矸石经过皮带运输到准备车间外的矸石堆，其他物料经过破碎机进行破碎，破碎后的物料和筛下物料一起经过皮带运到主厂房。3、分选、脱水、脱介作业原煤进主厂房后经刮板给入两个13mm分级筛，筛上+13mm给入到一段浅槽，经过一段浅槽分选，精煤进入精煤固定筛进行第一次脱介，然后再进入直线振动筛进行第二次脱介。一段重产物被刮板提起经溜槽进入二段浅槽，经过二段浅槽分选，块中煤进入中煤固定筛进行第一次脱介，然后再进入直线振动筛进行第二次脱介。块矸石直接进入直线振动筛进行脱介。分级筛筛下-13mm的末煤进入两台脱泥筛，筛上物进入混料桶，用泵打到三产品旋流器进行分选，分选后的精煤进入精煤弧形筛进行第一次脱介，然后再进入直线振动筛进行第二次脱介。中煤进入中煤弧形筛进行第一次脱介，然后再进入直线振动筛进行第二次脱介。矸石进入矸石弧形筛进行第一次脱介，然后再进入直线振动筛进行第二次脱介。经过离心机脱水后的末精煤与块精煤通过皮带出厂作为最终的精煤，经过离心机脱水的末中煤与块中煤通过皮带出厂作为最终的中煤，末矸石与块矸石直接通过皮带出厂进入矸石仓。4、介质回收块煤介质系统中，块精煤固定筛下合格介质经过分流后与块精煤磁选机磁选精矿进入到低密度合格介质桶，分流出的合格介质与稀介一起进入到磁选机回收磁介质。块中煤固定筛下的合格介质经过分流后与块中矸磁选机磁选精矿进入到高密度合格介质桶，分流出的合格介质与稀介一起进入到磁选机回收介质。块煤磁选尾矿由块煤磁选尾矿桶收集后用泵打到两台脱泥筛做喷水。通过控制分流与补加浓介质来保证介质桶中悬浮液的稳定。末煤介质系统中，末精煤弧形筛筛下合格介质经过分流后与末精煤脱介筛筛下一段、末中煤弧形筛筛下、末中煤脱介筛筛下一段、末矸石弧形筛筛下、末矸石脱介筛筛下一段、磁选机磁选精矿进入合格介质桶。分流出的合格介质和脱介筛筛下二段、三段稀介一起进入磁选机回收介质，其中中煤脱介筛筛下和矸石脱介筛筛下稀介一起磁选。厂内跑、冒、滴、漏的介质收集后，由扫地泵打入末煤脱介筛进行回收处理。5、介质补加补加介质采用合格磁铁矿粉，不设分级和磨矿作业。块煤系统补加的磁铁矿粉首先进入浓介桶，然后由浓介泵打入两个合格介质桶；末煤系统直接打入末煤合介桶。6、粗煤泥回收脱泥筛筛下及末精煤磁选尾矿进入煤泥水桶后，用泵打至分级旋流器中分级。溢流去浮选，底流通过TBS分选。TBS溢流给入到高频振动筛行一次脱水，筛上物进入粗精煤离心机进行二次脱水，其产品作为最终精煤产品，高频细筛筛下与分级旋流器溢流进浮选，离心液返回分级旋流器。末中矸磁选尾矿用泵打入浓缩旋流器浓缩，溢流进入浓缩机，底流与TBS底流进入振动弧形筛进行一次脱水，筛上物进入粗中煤离心机进行二次脱水，其产品作为最终中煤产品，振动弧形筛筛下与离心液进入浓缩机。7、煤泥水处理通过计算煤泥水浓度，本厂采用直接浮选，分级旋流器的溢流和高频振动筛筛下水一起进入矿浆准备器进行预处理后，进入浮选机中浮选，浮选精矿进入精矿桶中消泡后在进入加压过滤机中脱水，脱水后的精煤作为最终精煤产品，浮选尾矿进入尾煤浓缩机进行浓缩，底流用泵打入到压滤车间进行压滤，压滤后的煤泥运到煤泥晾晒厂，作为煤泥销售。8、产品装车系统精煤、中煤直接分别通过皮带运到精煤仓、及中煤仓。仓底设两条装车轨道，轨道设有轨道衡。矸石进入矸石仓，均通过汽车外售。场内设煤泥晾干场，压滤煤泥通过汽车外运进行销售。工艺流程图见图纸2.4 流程计算工艺流程计算时必须遵守数量、质量平衡的原则。内容包括：数质量流程计算、水量流程计算、介质流程计算以及编制产品最终平衡表，介质平衡和消耗指标表等。2.4.1 数质量流程计算选煤厂小时处理能力：（1）入厂原煤 Q=757.58t/h；=100.00%；Ad=26.27%。（2）分选作业 分选作业详细计算见表2.4-1。（3）煤泥水系统数质量计算a、粗煤泥回收过程预测表2.4-2分级旋流器入料组成表分级旋流器入料92浮沉组成综合表密度校正前校正后浮煤累计沉煤累计占本级灰分占全样占本级灰分产率灰分产率灰分r %A %r %A %123456789102.07.82 80.63 2.27814.33 80.63 100.00 20.93 14.33 80.63 总计100.00 16.40 15.901100.00 20.93 分级旋流器95入料产率分级旋流器入料92灰分X15.901 20.93 4.53 6.50 表2.4-3 A、B矿0-13mm自然级累计产率与粒度组成表A、B矿0-13mm自然级累计产率与粒度组成综合表粒级产率占全样占本级正累计负累积123450.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.50 6.61 15.18 84.82 15.18 3.00 11.58 26.60 58.22 41.78 6.00 8.73 20.06 38.15 61.85 13.00 16.60 38.15 0.00 100.00 总计43.51 100.00 图2.4-1 A、B矿0-13mm自然级累计产率与力度组成曲线由图2.4-1累计产率与粒度组成关系曲线可以读出粒度为0.25mm时，-0.25mm累计产率为72.46%,+0.25mm累计产率为27.54%。由此确定分级旋流器底流+0.25mm产物产率为27.54%，其浮沉组成见表2.4-4；溢流-0.25mm产物产率为72.46%，其浮沉组成见表2.4-5。表2.4-4 分级旋流器底流产物浮沉组成表分级旋流器底流93浮沉组成综合表密度校正前校正后浮煤累计沉煤累计占全样占本级灰分占全样占本级灰分产率灰分产率灰分r %A %r %A %12345678910112.00.63 14.33 80.63 0.31 7.15 80.63 100.00 15.93 7.15 80.63 总计4.38 100.00 20.93 4.38 100.00 15.93 分级旋流器底流93产率分级旋流器底流93灰分X4.379 15.93 -5.00 -7.18 表2.4-5 分级旋流器底流产物浮沉组成表分级旋流器溢流94浮沉组成综合表密度校正前校正后浮煤累计沉煤累计占全样占本级灰分占全样占本级灰分产率灰分产率灰分r %A %r %A %12345678910112.01.65 14.33 80.63 0.75 17.05 80.63 100.00 22.83 17.05 80.63 总计11.52 100.00 20.93 11.52 100.00 22.83 分级旋流器溢流93产率分级旋流器溢流93灰分X11.522 22.83 1.90 2.73 TBS分选预测，取分选密度=1.55，不完善度I=0.20，产物预测见表2.4-6.表2.4-6 TBS产物浮沉组成表TBS分选预测密度入料平均密度D50=1.55 I=0.25 底流溢流占本级灰分t值x值分配率产率灰分产率灰分1236456789102.07.15 80.63 2.20 2.1047 1.4883 98.200 7.02 80.63 0.13 80.63 合计100.00 15.93 18.67 47.31 81.33 8.72 b、浮选过程预测表2.4-7 浮选入料浮沉组成表浮选入料浮沉组成综合表密度校正前校正后浮煤累计沉煤累计占本级灰分占全样占本级灰分产率灰分产率灰分r %A %r %A %1345678910112.017.05 80.63 0.75 17.05 80.44 100.00 22.64 17.05 80.44 总计100.00 22.83 11.77 100.00 22.64 浮选入料产率浮选入料灰分11.768 22.64 -0.19 由于缺乏小浮沉资料，浮选过程预测按照经验数据，取浮选精煤产率70%，浮选精煤灰分9.5%，根据产品平衡法计算浮选尾煤产率为30%，灰分为53.30%。2.4.2 介质流程计算介质流程计算的主要内容是：根据工艺要求及有关作业的效率，确定流程中某些环节的悬浮液的性质及数量；按质量平衡原理，计算出各环节悬浮液的数量及质量指标，其中包括：悬浮液的体积、悬浮液中的固体量、磁性及非磁性数量、悬浮液密度及悬浮液中的含水量。1、常用的公式：G=Gf+Gc g=gf+gc 其中：Q： 入洗的煤量 (t/h)V: 重介质悬浮液体积量 ()： 重介质悬浮液密度 (t/)G: 重介质悬浮液中的固体含量 (t/h)Gf: 重介质悬浮液中的磁性物含量 (t/h)Gc: 重介质悬浮液中的非磁性物含量 (t/h)g: 单位体积悬浮液中的固体含量 (t/)gf: 单位体积悬浮液中的磁性物含量 (t/)gc: 单位体积悬浮液中的非磁性物含量 (t/)W： 悬浮液中的水量 (): 单位体积悬浮液中的含水量 (): 悬浮液中固体的比重f: 悬浮液中磁性物的比重c: 悬浮液中非磁性物的比重rf: 悬浮液固体中的磁性物总量 (%)rc: 悬浮液固体中的非磁性物总量(%) rf+ rc=100%WQ： 煤中所含的水分，包括入选原煤水分和产品水分2、所需的煤质资料煤泥水的含水量煤泥水的干煤泥量：Gn=Q煤泥水的体积：煤泥水的体积：gn=Gn/Vn式中： Wn煤泥水的含水量 （）； WQ入选煤的水分 （%）； Q入选煤量 （t/h）； Gn煤泥水的干煤量 （t/h）； 入选煤的煤泥含量 （%）； Vn煤泥水的体积 （）。3、工作介质悬浮液的性质悬浮液的密度： 式中：工作悬浮液中固体的体积浓度（以小数表示），m3/m3 : 工作悬浮液中的固体的真密度，g/cm3工作悬浮液要保证其稳定，那么其组成成分必须满足一定的要求，即最大非磁性物含量的要求，计算公式如下：式中 c0 cx - 分别为入料和浓介质中含非磁性煤泥的数量，%g0 gx - 分别为入料和浓介质中单位体积的固体重量，t/m3 0 x - 分别为入料和浓介质的密度4、分选作业的计算循环悬浮液量的确定：块煤取0.8-1.0原煤；三产品重介旋流器取3.5-4.0原煤。分选块煤时有浮物带出的悬浮液占工作介质的85-95%，沉物带出的占15-5%。为了简化计算，设悬浮液的性质与工作介质相同。用重介旋流器分选末煤时，溢流及底流悬浮液性质发生了变化，在设计时先选定溢流及底流中悬浮液的密度，底流中的非磁性物含量，然后计算其他参数。取溢流中悬浮液密度比工作介质低0.04-0.17，底流悬浮液密度比工作介质高0.4-0.7，底流中磁性物含量比工作介质高5-15%。选定溢流、底流密度后，即可按下式计算：V1=V2+V3V11= V22+ V33式中：1、2、3分别为工作悬浮液入料、溢流、底流时的密度t/。V1、V2、V3分别为工作悬浮液入料、溢流、底流时的体积,。5、脱介及磁选作业计算较为简单，在此不一一列出。具体各作业的计算数据，见表2.4-1。2.4.3 工艺流程计算结果汇总1、煤泥分配见表2.4-8.2、介质平衡见表2.4-9-2.4-12。3、水量平衡见表2.4-13。4、介耗及水耗见表2.4-14。5、选煤产品最终平衡表 见表2.4-15。表2.4-1重介系统数质量、水量及介质流程计算数据汇总表续表2.4-1 重介系统数质量、水量及介质流程计算数据汇总表续表2.4-1 重介系统数质量、水量及介质流程计算数据汇总表续表2.4-1 重介系统数质量、水量及介质流程计算数据汇总表续表2.4-1 重介系统数质量、水量及介质流程计算数据汇总表续表2.4-1 重介系统数质量、水量及介质流程计算数据汇总表表2.4-8 煤泥的分配及灰分计算表煤泥分配表作业分配比例占全样灰分13mm分级入料1.00 16.341 26.27 排料 筛上0.32 5.223 30.64 筛下0.68 11.118 17.65 块煤浅槽一段入料1.00 5.223 30.64 产品轻产物0.95 4.962 30.64 重产物0.05 0.261 30.64 块精煤固定筛脱水脱介入料1.00 4.962 30.64 排料 筛上0.20 0.992 30.64 筛下0.80 3.970 30.64 块精煤脱介筛入料1.00 0.992 30.64 排料筛上0.05 0.054 30.64 筛下0.95 0.938 30.64 分流入料去精煤磁选机去低密度合介桶精煤磁选作业入料排料磁选精矿磁选尾矿4.192 32.64 补加介质0.107 30.64 块煤浅槽二段入料1.00 1.085 30.64 产品轻产物0.95 1.030 30.64 重产物0.05 0.054 30.64 块中煤固定筛脱水脱介入料1.00 1.030 30.64 排料筛上0.20 0.206 30.64 筛下0.80 0.824 30.64 块中煤脱介筛入料1.00 0.206 30.64 排料筛上0.09 0.018 30.64 筛下0.91 0.188 30.64 块矸石脱介筛入料1.00 0.054 30.64 排料筛上0.26 0.014 30.64 筛下0.74 0.040 30.64 分流入料去中矸磁选机去高密度合介桶中矸煤磁选作业入料排料磁选精矿磁选尾矿0.949 38.64 补加介质-0.104 30.64 脱泥入料1.00 11.746 22.79 排料筛上0.16 1.879 22.79 筛下0.84 9.867 22.79 混料桶入料1.00 6.392 22.66 排料1.00 6.392 22.66 三产品重介旋流器入料1.00 6.392 22.66 排料精煤0.69 4.407 16.60 中煤0.26 1.635 28.87 矸石0.05 0.350 70.00 精煤弧形脱介筛入料1.00 4.407 16.60 排料筛上0.30 1.322 16.60 筛下0.70 3.085 16.60 精煤振动脱介筛入料1.00 1.322 16.60 排料筛上0.06 0.075 16.60 筛下一段0.79 1.046 16.60 筛下二段0.15 0.201 16.60 精煤离心脱水入料1.00 0.075 16.60 排料末精煤0.50 0.037 14.60 离心液0.50 0.037 18.60 中煤弧形脱介筛入料1.00 1.635 28.87 排料筛上0.35 0.572 28.87 筛下0.65 1.063 28.87 中煤振动脱介筛入料1.00 0.572 28.87 排料筛上0.04 0.024 28.87 筛下一段0.86 0.491 28.87 筛下二段0.10 0.057 28.87 中煤离心脱水入料1.00 0.024 28.87 排料末中煤0.50 0.012 26.87 离心液0.50 0.012 30.87 矸石弧形脱介筛入料1.00 0.350 70.00 排料筛上0.40 0.140 70.00 筛下0.60 0.210 70.00 矸石振动脱介筛入料1.00 0.140 70.00 排料筛上0.07 0.010 70.00 筛下一段0.36 0.050 70.00 筛下二段0.57 0.080 70.00 分流入料去精煤磁选机去合格介质桶精煤磁选作业入料排料磁选精矿磁选尾矿6.034 17.88 中矸磁选作业入料排料磁选精矿磁选尾矿0.300 64.48 表2.4-9 块煤浅槽主选循环介质平衡表块煤浅槽主选循环介质系统平衡表项目各项指标V(m/h)G（t/h）Gc(t/h)Gf(t/h)W(m/h)进入循环介质桶精煤脱介返回合格介质509.71 344.25 120.49 223.77 384.63 磁选精矿44.95 69.46 3.47 65.98 29.44 补加浓介质10.53 16.28 0.81 15.46 6.90 补加清水76.73 0.00 0.00 0.00 76.73 合计641.93 429.99 124.78 305.21 497.70 排出循环介质641.93 429.99 124.78 305.21 497.70 差额0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 表2.4-10 块煤浅槽再选循环介质平衡表块煤浅槽再选循环介质系统平衡表项目各项指标V(m/h)G（t/h）Gc(t/h)Gf(t/h)W(m/h)进入循环介质桶中煤脱介返回合格介质122.06 144.93 13.04 131.89 86.99 磁选精矿108.93 168.30 8.41 159.88 71.34 补加浓介质-10.16 -15.69 -0.78 -14.91 -6.65 补加清水14.77 0.00 0.00 0.00 14.77 合计235.60 297.54 20.67 276.86 166.45 排出循环介质235.60 297.54 20.67 276.86 166.45 差额0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 表2.4-11 末煤系统循环介质平衡表末煤循环介质系统平衡表项目各项指标V(m/h)G（t/h）Gc(t/h)Gf(t/h)W(m/h)进入循环介质桶精煤脱介返回合格介质435.38 144.94 61.88 83.06 377.52 中煤脱介返回合格介质150.43 135.95 39.65 96.30 104.73 矸石脱介返回合格介质32.93 49.62 7.44 42.18 19.53 磁选精矿53.27 82.31 4.12 78.19 34.89 补加浓介质0.12 0.19 0.01 0.18 0.08 补加清水186.54 0.00 0.00 0.00 186.54 合计858.68 413.01 113.10 299.91 723.29 排出循环介质858.68 413.01 113.10 299.91 723.29 差额0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 表2.4-12 介质系统平衡表介质系统平衡表项目各项指标G（t/h）Gc(t/h)Gf(t/h)W(m/h)进入原煤带入煤泥水123.80 123.80 0.00 47.66 脱介用循环水0.00 0.00 0.00 869.97 脱泥筛喷水116.75 补加水278.04 补加新介质0.78 0.04 0.74 0.33 合计124.57 123.84 0.74 1312.75 排出精煤产品带走0.83 0.69 0.14 33.34 中煤产品带走0.25 0.23 0.02 10.04 矸石产品带走0.22 0.18 0.04 25.88 脱泥筛筛下水75.13 74.75 0.38 464.40 末精煤磁选尾煤45.85 45.71 0.13 651.73 末中矸磁选尾矿2.30 2.27 0.02 127.36 合计124.57 123.84 0.74 1312.75 差额0.00 0.00 0.00 0.00 表2.4-13 水量平衡表水量平衡表选煤过程中用水项目水量(m/h)选煤过程中排水项目水量(m/h)循环水块煤浅槽用水量139.49产品带水量精煤产品带水量47.34末煤三产品旋流器用水量186.54中煤产品带水量11.15脱泥筛喷水116.75矸石产品带水量25.88块煤脱介筛喷水345.16浮选尾煤带水量6.39末煤脱介筛喷水486.82小计90.77TBS上顶水29.86澄清返回水浓缩机溢流水量964.90清洗滤布用水87.17加压过滤机滤液291.64小计1391.79快开压滤机滤液135.25补充清水末煤脱介筛喷水37.98小计1391.79高频细筛喷水21.58浮选精矿槽消泡水31.20小计90.77全部用水量1482.56排出总水量1482.56表2.4-13 重介系统介耗级水耗平衡表重介系统水耗及介耗项目总耗量(t/h)每吨原煤消耗(kg)水量消耗循环水1274.771682.69清水37.9850.14合计1312.751732.83介质消耗精煤带走量0.140.18中煤带走量0.020.03矸石带走量0.040.06小计0.200.26磁选尾矿损失0.540.71合计0.740.97表2.4-15 选煤最终产品平衡表产品最终平衡表产品数量灰分 水分 （%）(t/h)(吨/日)（万吨/年）A（%） W（%）精煤块精煤30.85 233.70 3739.24 123.39 8.60 8.00 末精煤24.62 186.49 2983.82 98.47 8.38 7.00 粗精煤3.32 25.12 401.91 13.26 8.34 16.00 浮选精煤8.24 62.40 998.47 32.95 9.50 16.00 合计67.02 507.71 8123.43 268.07 8.62 9.01 中煤块中煤6.49 49.14 786.18 25.94 29.65 14.00 末中煤3.89 29.48 471.66 15.56 28.86 7.00 粗中煤0.81 6.16 98.50 3.25 47.76 18.00 合计11.19 84.77 1356.33 44.76 30.69 11.86 矸石块矸石14.02 106.20 1699.17 56.07 84.50 16.00 末矸石3.94 29.88 478.06 15.78 79.76 16.00 合计17.96 136.08 2177.23 71.85 83.46 16.00 煤泥3.84 29.06 464.89 15.34 54.07 22.00 合计100.01 757.62 12121.89 400.02 26.27 扣除补加介质中的煤泥100.00 757.58 12121.27 400.00 26.27 2.5 设备选型及计算2.5.1 选型计算的原则和规定1.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。设备招标应考虑性能价格比，切忌一味追求低价格。2.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。2.5.2 主要设备选型及计算1、主要工艺过程不均衡系数见表2.5-1。表2.5-1 主要工艺过程不均衡系数表工艺过程筛分破碎矸石系统重介系统浮选浓缩车间煤流系统煤泥水系统不均衡系数1.151.50 1.251.251.251.151.252、 主要工艺设备的选型和计算见表2.5-2。3、 桶选型和计算见表2.5-3。4、 皮带选型和计算见表2.5-4。5、仓选型计算 见表2.5-5。表2.5-2 主要工艺设备选型计算表续表2.5-2 主要工艺设备选型计算表表2.5-3 桶的选型计算表项目入料矿浆量 (m3/h)计算容积/m3选取直径/m底部直径/m椎体高/m柱体高/m锥角实际容积/m3计算选取个数实际选区个数块煤主选合介桶641.93 106.99 4.00 1.40 2.25 3.75 60.00 61.61 1.74 2.00 块煤再选合介桶235.60 39.27 4.00 1.40 2.25 3.75 60.00 61.61 0.64 1.00 块煤磁尾桶441.42 73.57 4.00 1.60 2.08 3.92 60.00 63.79 1.15 1.00 末煤合介桶858.68 143.11 5.00 1.60 2.94 3.06 60.00 88.34 1.62 1.00 混料桶979.43 163.24 5.00 1.60 2.94 3.06 60.00 88.34 1.85 2.00 末精煤磁尾桶682.23 113.71 4.00 1.60 2.08 3.92 60.00 63.79 1.78 1.00 末中矸煤磁尾桶128.87 21.48 4.00 1.60 2.08 3.92 60.00 63.79 0.34 1.00 煤泥水桶1202.75 200.46 5.00 1.60 2.94 3.06 60.00 88.34 2.27 2.00 浮选精矿桶312.02 52.00 4.00 1.60 2.08 2.92 60.00 50.29 1.03 2.00 表2.5-4 皮带的选型计算表项目带速速度系数带宽选取带宽煤流量物料容重断面系数倾角系数不均衡系数皮带条数受煤皮带20.921.171.00757.580.90435.000.881.152入厂皮带2.50.921.051.20757.580.90435.000.881.151精煤皮带30.920.781.00507.710.90435.000.881.151中煤皮带30.920.320.8084.770.90435.000.881.151矸石皮带30.920.460.80136.080.90435.000.881.501项目仓径V1V2V3H1H2H3仓高储煤量计算容量选取数量实际容量原煤仓222019.6 8362.9 1661.3 9.23 22.00 10.72 45.95 10839.4 36363.6 4 43357.61 精煤仓222019.6 6272.2 1661.3 9.23 16.50 10.72 40.45 8460.1 24370.3 3 25380.28 中煤仓222019.6 6690.3 1661.3 9.23 17.60 10.72 37.55 8815.5 4069.0 1 8815.52 矸石仓181106.1 3435.3 897.8 7.55 13.50 8.58 29.63 4623.4 4354.5 1 4623.42 表2.5-5 仓的选型计算表2.6 选煤工艺布置2.6.1 工艺布置原则车间工艺布置是在流程确定，设备选型的基础上进行的，要将所选设备和设施按工艺要求进行平面和立面布置。其原则为：1、车间布置：（1）在满足工艺要求和满足地形的情况下，尽量采用联合建筑。（2）应在满足工艺要求的情况下，尽量降低厂房高度，减少地下建筑。（3）厂房结构、安装、检修设施的布置应满足要求（4）辅助设施应大小合理，位置得当，以发挥各自的服务作用。2、设备布置：（1）设备应布置紧凑、合理, 并留有检修场地, 勿碰梁柱, 注意泄水,防尘。（2）重型设备尽量布置在厂房底层;（3）同类设备和同一系统的设备尽量布置在同一标高, 并设置合适的工作台;（4）流槽管道坡度要保证物料畅通，又要避免过大，砸压设备。2.6.2 总平面布置选煤厂总平面布置综合考虑了厂区的四季风向、矿井煤进煤方向、产品走向、水源电源来向等因素。厂区主导风向为东风，受煤坑位于厂区西南方向，主厂房位于中部，煤泥浓缩机位于主厂房的西南。总平面的布置力图使原料煤进煤配煤方便，粉尘集中地尽可能置于下风口。选煤厂生产辅助设施尽量与主厂房集中不止，各车间注重紧密衔接，整个主厂房布置力求紧凑合理，降低厂房高度，并强化室内采光。煤流走向：受煤坑受煤坑 容升漏斗 原煤仓 准备车间 分选加工 产品2.6.3 原煤受煤配煤选煤厂原煤来自于受煤坑，经过缓冲设备转载配煤后进入原煤仓。2.6.4 原煤准备筛分破碎原煤从原煤仓经过皮带运输到准备车间，通过刮板分配给两台圆振动筛进行预先筛分，筛上物除去杂物后破碎，与筛下物混合，经皮带运输到主厂房。2.6.5 主厂房1、主厂房结构特点主厂房采用防震设计，抗震烈度等级为6级，主厂房框架尽量保持完整，少设地下设施。为便于设备检修和配件提升，主厂房内设有两个提升孔，尺寸分别为5.5*5.0和5.5*5.0。在3.5m宽的沉降缝设两道主楼梯，以满足上下岗人员之间的联系。为减少电缆的敷设量，主厂房设变压器室、配电室。在充分考虑到设备检修空间、吊装空间的情况下，尽量减少厂房高度和厂房面积，重选与浮选采用联合建筑。2、主厂房布置要求设备布置紧凑、合理，但又不拥挤，留有操作检修空间和面积。同类型机械设备考虑互换性和灵活性。大多采用自流作业。同一类型或同一系统的设备在同一标高上布置，同时排列整齐。厂内检修、运输、人行的主要通道的宽度为1.52.0m，次要通道为800mm。输送机的走廊、地道中的人行道为800mm，双输送机中间的人行道不小于1000mm，另一侧不应小于500mm。溜槽、管路的坡度保证了物料畅通且避免过大，砸压设备。辅助及生活设施：生产技术检查的煤样室面积为150m2。制样室的位置布置在主机的同层较近的地方，面积一般为20-30m2。变压器室宜设在靠近负荷中心进出线方便的厂房底层，避开西晒。每间配电室面积一般为35m2，远离振动较大煤尘较多的设备附近。集中控制室面积一般为70m2。其位置一般设在主厂房重介分选机同一层或筛子一层靠近主配电室、主要楼梯和主要通道的部位，便于联系。集中控制室有好的采光和隔音设施。电工室的面积为28m2，钳工室的面积为49m2。位置靠近窗户采光好的地方。3、设备布置简述主厂房采取块煤浅槽主再选、末煤有压三产品重介旋流器和浮选车间联合布置，重介系统放在4-9跨内，浮选车间布置在1-3跨内，两部分之间设有沉降缝。（1）重介系统工艺布置 A、分级筛：布置在标高为+21.3m层面9-10、B-C、D-E跨内，架高1m。原煤由皮带进入主厂房，经刮板分配到两个13mm分级筛，筛上进入主选浅槽，筛下进入脱泥筛。B、主选浅槽：布置在标高为+21.3m层面9-10、B-C、D-E跨内，嵌在楼层内，液面略高于楼板。入料为13mm分级筛筛上.C、再选浅槽：布置在标高为+17.7m层面8-9、B-D跨内，嵌在楼层内，液面略高于楼板。入料是主选浅槽的重产物。主再选浅槽垂直布置。D、脱泥筛：布置在标高为+14.1m层面10-11、A-C、C-E跨内，入料为13mm分级筛筛下，脱泥筛筛上物料进入混料桶，筛下物料进入煤泥水桶。E、旋流器：布置在标高为+19.5m层面的5-6、B-C、D-E跨内，物料由泵给入。F、脱介筛布置：脱介筛布置在标高为+14.1m层面，6套脱介装置顺煤流布置在本层。其中，5-6、A-E跨内布置两台末精煤脱介筛、一台末中煤脱介筛和一台末矸石脱介筛。在7-8、B-D跨内布置一台块中煤脱介筛和一台块矸石脱介筛。另外，块精煤脱介筛单独布置在标高为+17.7层面8-9、B-C、D-E跨内。（2）粗煤泥回收系统本厂采用一台TBS分选机对0.5-0.25mm粗煤泥进行分选，TBS分选机布置在标高为+19.5m平面的6-7、C-D跨内；其入料前的两组水力分级旋流器组布置在标高为+25.8m平面的6-7、B-C、D-E跨内。TBS分选机的溢流依次经过两台高频振动筛和一台粗精煤泥离心机脱水后成为粗精煤泥并通过溜槽直接进入精煤上仓皮带。高频振动筛布置在标高为+14.1mm平面的6-7、D-E跨内，粗精煤泥离心机布置在标高为+9.6m平面的6-7、D-E跨内。粗煤泥回收系统还回收一部分粗中煤，末中矸磁选尾矿打到布置在标高为+19.5m平面的6-7、B-C、D-E跨内的浓缩旋流器组，其底流与TBS底流一起经过振动弧形筛和粗中煤泥离心机脱水后成为粗中煤泥并通过溜槽直接进入中煤上仓皮带。振动弧形筛布置在标高为+14.10m平面的6-7、C-D跨内，粗中煤泥离心机布置在标高为+9.6m平面的6-7、C-D跨内。（3）浮选系统由于入选原煤浓度已达到直接浮选要求，故煤泥水处理采用直接浮选工艺。A、浮选机的布置：两浮选机布置在标高为+19.5m层面的1-4、B-C、D-E跨内，架高1.2m。B、矿浆准备器布置：矿浆准备器布置在标高为+21.9m层面的3-4、C-D跨内，架高1.2m,比浮选机液位略高。C、浮选精矿回收系统：浮选精矿先自流到位于+0.00平面上的2-3、B-C、D-E跨内的浮精桶中，然后由泵打入到位于标高为+11.7m平面上2-4、C-D跨内的加压过滤机中。2.6.6 产品仓该选煤厂共设置了4个直径为22m的产品仓，其中3个直径为22m的精煤仓和1个直径为22m的中煤仓。仓上有分配刮板，使得仓内给料均匀，4个产品仓均横跨两条产品装车线上，通过铁路进行外运。此外，场内还设置1个直径18m的矸石仓，布置在主要干道附近，通过汽车运出厂外。2.6.7 煤泥压滤车间主厂房外设浓缩机及泵房，选煤厂生产用循环水主要由此提供，不足部分由清水泵补充。浓缩池建筑形式为半地上式，既减少了建筑投资、又便于煤泥水自流，一旦发生故障，有利于人工清理煤泥。选煤厂共有四个浓缩机，分别布置在主厂房东南方向。煤泥浓缩机底流由泵打至煤泥压滤机压滤，溢流作为循环水。2.7 生产技术检查选煤厂生产技术检查是指导生产，加强生产管理，把好产品质量数量关必不可少的重要环节。有了技术检查，生产过程中各项技术经济指标才能得以顺利地完成。通过日常生产检查，可以了解选煤厂产品的数质量情况，掌握洗选设备的运行状态以其技术指标，了解主要分选设备的分选效率和分选精度，并以此为依据，指导生产实际操作，控制生产指标，及时了解生产情况，作为选煤司机操作的依据2.7.1 检查的内容与项目日常生产检查目的是把日常快速检查所采的煤样，按规程缩分出一部分留作班、日、月综合煤样，分别做班、日、月煤样试验分析项目，供分析班、日、月的生产情况。（1）快速检查快速检查项目、试验用煤样质量及试验间隔时间可参照表2.7-1制定。表2.7-1快速检查项目、煤样质量及试验间隔时间煤样名称试验项目试验用煤样质量或体积试验时间间隔入选原料煤快速浮沉35kg24h重介选末精煤快速浮沉2kg3040min快速灰分2kg4060min块中煤快速浮沉2kg12h块矸石快速浮沉34kg24h末中煤快速浮沉2kg12h末矸石快速浮沉34kg24h粗煤泥快速浮沉45kg抽查浮选精煤快速灰分23kg12h浮选尾煤快速灰分0.5kg28h入仓末精煤快速灰分3kg4060min入仓中煤快速灰分3kg4060min入仓矸石快速灰分3kg4060min洗水固体含量14L抽查浮选入料固体含量1L1h尾煤水固体含量1L8h浓缩入、溢、底流固体含量1L根据需要（2）班检查入选原料煤及各种洗选最终产品班积累样灰分测定按国标MT/T808-1999进行。根据需要还可作入选原料煤低于分选密度的上浮物灰分测定；浮选入料、精煤、尾煤及煤泥回收筛精煤班积累样做灰分测定；煤泥分选机的原料、精煤、尾煤班积累做灰分测定。班检查项目见表2.7-2。表2.7-2选煤厂的班、日、月检查项目煤样名称试验项目子样最小质量或体积采样最大间隔时间（min）月试验煤样最小质量（kg）备注班日月入厂原料煤灰分计算灰分5kg20含矸率抽查精煤灰分计算灰分筛分2kg20500浮沉1kg300中煤灰分计算灰分筛分23kg20500800矸石浮沉34kg浮选尾煤灰分计算灰分固体含量筛分1L302精煤洗水固体量固体量1L120沉淀池入料计算灰分筛分1L1202沉淀池溢流固体含量固体量1L60采样6h精煤、离心机和脱水筛精煤、浮选精煤、尾煤水分1kg视销售情况定抽查冬季每班测定耙式浓缩机溢、底流固体含量筛分1L1202筛下水、滤液、离心液固体含量筛分1L120抽查（3）日检查用加权平均或算术平均方法计算人选原料煤、洗选最终产品和中间产物的灰分；洗水、沉淀池溢流的固体含量；浮选入料和尾煤的固体含量；浮选和煤泥分选机原料、精煤、尾煤和煤泥回收筛精煤的灰分。检查当日入厂原料煤的煤层或分矿的比例。（4）月综合计算人厂原料的灰分。筛选厂的最终产品按规定方法进行筛分试验，其筛分粒级应与分级筛的筛孔相同。入选原料煤和洗选最终产品(精煤、中煤、歼石等)按规定方法进行筛分、浮沉试验。筛分粒级一般为四级。其中一个筛子的筛孔与中煤破碎。浮选和煤泥分选机原料、精煤、尾煤都应做筛分试验。煤泥分选机原料和产物，每季度做一次浮沉试验。当浮选入料发生明显变化时或出现尾煤灰分过低时，应及时做分步释放浮选试验。入选原料煤和最终精煤中小于0.5mm级按MT58做筛分试验；中煤和矸石中小于0.5mm级每半年做一次筛分试验。人选原料煤中小于0.5mm级(包括自然级和浮沉煤泥)按MT56做浮沉试验。每季测定并计算最终精煤的数量和质量指标及其构成，测出主选、再选、煤泥回收筛、浮选精煤等占最终精煤的百分比和灰分。由日检查结果用算术平均法算出洗水和煤泥沉淀池溢流水的固体含量。具体见表2.7-2。2.7.2 技术检查取样设备1、质量检查A、受煤坑以及主井口到准备车间的上仓皮带上设置采样点，在皮带走廊附近设有技术检查室，对入选原煤的质量进行检查。B、主厂房重介分选机同层设制样室，对重介产品做快浮、快速检查，为重介分选机的司机提供调整设备的依据。C、矸石的脱介筛与上仓皮带之间的溜槽上设采样点，对矸石进行质量检查。D、在精煤、中煤、矸石的上仓皮带设置采样点，实现最终产品的质量检查。E、在浮选缓冲池处设置采样点，检查浮选入料的浓度。F、尾煤浓缩机底流设有采样点，检查尾煤压滤机的入料浓度。2、重介悬浮液密度控制由于本厂采用全重介流程实现分选，因此重介悬浮液浓度的控制很重要。A：在合格介质桶上设置自动测浓度的仪器。B：在连接合格介质桶与分选机的管道上设置采样点。3、数量检查A：在受煤坑处设置电子皮带称实现对入厂原煤的数量检查。B：在产品装车仓下设置轨道衡，实现对产品数量的检查。2.7.3 检查室快浮室：在主厂房+14.10m平面，与浅槽分选机同层，做快浮试验，为重介浮选司机提供调整依据。煤样室：设在主厂房+0.00m平面，进行更详细数质量检查。化验室：与集控室在一起，进行月综合检查。第三章 建筑物和构建物3.1 建筑设计本厂的原煤采用原煤仓储存，入场原煤通过准备车间筛分。煤流从准备车间经钢结构皮带走廊向北运至原煤仓。原煤仓整体是钢筋混凝土落地圆筒仓，带地下室，内径18米，容量9200t，“W”形锥壳漏斗，由6根柱子支撑，柱子式放射状布置，漏斗与筒壁脱开，筒壁采用滑模施工，锥壳收头，锥壳顶。原煤仓中倒锥壳漏斗壁的应力较大，采用无粘结预应力技术。该项新技术系将钢筋涂包隔离后埋入构件之内，按后张法施加预应力。主厂房分七层布置，标高分别为：+0.00m、+4.80m、+9.60m、+14.10m、+17.70m、+21.30m、+26.70m、+36.00m。采用框架结构，长度方向为10跨，第四跨跨距为3.5m，其余跨距均为7.0m。宽度方向为4跨，均为7.0m。先浇整体钢筋混凝土框架结构，砖填充墙，屋盖采用网架结构。门窗一律采用钢门窗，特殊类型的门采用钢木大门，地下室及有放水要求的结构采用放水混凝土。主厂房通过皮带走廊向南与产品仓连接，其走廊倾角为17。浓缩机池为半地上式钢筋混凝土结构，池壁采用钢筋混凝土结构，池底为毛石混凝土。池底与其相连部分分结构用缝分开。所有建筑物立面外墙均为清水墙。 3.2 结构设计1、主要工业建筑的承重结构采用钢筋砼框架结构，基础为砼单独基础。2、辅助建筑采用混合结构，墙下为条行基础，地下及半架空式建筑考虑防水措施。3、本工程抗震设防烈度为6度。第四章 给水排水4.1 给水水源选煤厂所用清水、生活用水、生产用水及消防用水均来自场内水源井。生活用水水质符合现行的生活用水卫生标准（GB5749-85）;生产用水水质符合煤炭设计规范有关规定。4.2 用水量和水压4.2.1用水标准及用水量生活用水应符合卫生部门颁布的有关城市饮用水标准。生产用水按下面指标控制：(1)悬浮液含量：清水400Gmg/L,循环水1000mg/L；(2)悬浮液粒度：除了洒水除尘不大于0.3mm外，其余不超过0.7mm；(3)氢离子浓度及硬度：PH=6-9，不超过10mg当量/L。生产用补充清水量：80.95 m3/h；生产用循环水量：1459.72m3/h；生活用水量：10m3/h；消防用水量：400 m3/一次火灾。4.2.2 水压生产用补充清水水压：0.1-0.2Mpa；生产用循环水水压：0.1-0.3MPa；生活用水水压：0.3MPa。4.2.3 消防由于选煤厂浮选车间、配电室和集中控制室为易燃部位，除室外考虑消防栓设置及消防水量问题外，还应在相应部位设置干粉灭火器和泡沫灭火器。生活区视情况另行处理。4.3 给水系统选煤厂分设两套给水系统。一套为服务于生产、生活的清水系统，另一套为维持正常生产需要的循环水系统。清水系统的水源来自于场内水源井，经泵房加压后经输水管路一部分作为脱介筛喷水，一部分作为车间卫生用水等。清水经加压后送至室外消防栓，可做消防用水。循环水来自洗选过程的煤泥水。浓缩机的溢流进入循环水池，经泵房加压后经输水管路供全厂生产循环使用。选煤厂清水及循环水厂外管均采用焊接钢管，法兰连接，地沟敷设，最小埋深为-1.00m。4.4 排水为达到工业“三废”排放标准要求，选煤厂生产用水实现闭路循环，全部煤泥厂内回收。选煤厂厂内生产污水以煤泥水为主，主要来至浮选尾矿、压滤滤液、事故放水、地板冲洗水。煤泥水经尾煤浓缩机、废水浓缩机沉降，回收煤泥。厂内跑、冒、滴、漏、冲地板水及事故放水由集中水池收集，然后用泵打到原煤浓缩机，进入循环水系统，使生产废水得到充分利用。雨水、生活污水流入厂区排水系统统一处理。厂区排水管道主要沿厂区地形和道路敷设至附近排水沟。管路采用混凝土排水管，埋深1.20m左右。第五章 生产辅助设施5.1 机电修理车间机修车间负责全厂的生产控制系统检修维护、电气设备的检修与维护，并负责主洗设备的检修维护，原煤、装车、压滤三个车间分别具有自己的机修工，负责本车间的机械设备维护，水洗车间的机修工，主要负责本车间范围内的管道、溜槽的“跑、冒、滴、漏”现象的处理及防治工作。根据选煤厂设计规范，机修车间有700m2，并且有1600m2的检修广场。设备管理指导方针：坚持设计、制造与使用相结合，维护与计划检修相结合，修理、改造与更新相结合，专业管理与群众管理相结合，技术管理与经济管理相结合的五条原则，对设备实行分级管理（国发198768号文件，设备管理条例）。机电修理车间主要设备见表5.1-1。表5.1-1 车间主要设备表种类型号台数车床C6127*750(L=686mm)2C6150*1500(L=1400mm)2C6300*2800(L=2800mm)2C61100*3000(L=3000mm)1钻床E35摇臂钻床(=35mm)2Hs-3立式钻床(=35mm)1E35型钻床(50*1600)1GT2-3钻床(=220mm)2铣床X63WT卧式万能铁床(320*1250)1X62W(320*1250)1插床B5032插床2镗床T68卧式镗床1磨床MQ60251砂轮机S3SL53001液压机Y32-S0回挂万能液压机1起重机电动单梁起重机1空气重气垂C41-5601直流弧焊机BK-503BS-33035.2 介质制备车间本选煤厂重介质拟购买介质，通过介质制备车间磨矿并配置成合格介质，介质由火车运输，介质的的储备在介质制备车间，由合介管道将介质送往主厂房内的浓介桶内。5.3 压缩空气供应1、原煤仓、装车仓、上仓处设高压风枪，防止物料堆积，需供应高压空气；2、选煤厂内的介质桶需高压风，以防介质沉积；3、快开压滤机所需低压风；4、受煤坑卸车用高压风防堵；以上压缩空气均由高压风机房供应。第六章 电气及自动化6.1 供电6.1.1 电源及供电方式选煤厂动力电源采用交流380v电压等级。选煤厂为矿区型选煤厂，电源引自附近地区的变电所两独立母线上， 两回路分别处于使用和备用状态，作到一回路出故障时，另一回路能正常供电，保证生产正常进行。供电系统，见图6.1-1： 图6.1-1 供配电系统图6.1.2 供配电系统选煤厂高压配电室位于主厂房一楼。四台变压器将6KV电压进行电压变换至380V/220V。两台变压器中编号为T31、T32的额定容量为1600KVA。变压器位于主厂房一楼与高压配电室毗邻，其中T31、T32供电范围为主厂房配电室、原煤配电室、浓缩配电室、生产水泵房配电室、介质库配电室，化验室、煤样室、生产控制中心电源等，T71设在装车车间二楼，主要向装车配电室供电，T81设在压滤车间一楼，主要向压滤配电室、主厂房大型水泵及压滤照明、检修设备供电。全厂共十个低压配电室，分别为受煤坑、准备车间、主厂房（四个）、压滤、浓缩、装车、生产水泵房配电室。各个低压配电室主要通过抽屉式低压开关柜向各个用电设备供电。全厂总装机容量大约为3760千瓦。每年用电量为13500000度，平均电耗为7.5度/吨入洗原煤，平均每天用电量为40909度。主要电器性能：1、变压器性能：型号为S10-Mb-1600/6.3的变压器，额定容量为1600KVA，额定电压为6300+5%/ 400v，额定电流为146.3/2303A，额定频率为50Hz，三相，冷却方式为ONAN，连接组标号为Dyn11，短路阻抗为4.43%，绝缘水平为L1:60,AC25/AC:5。2、高压隔离开关主要隔离电源并造成明显的断点，以保障电气设备能够安全进行检修。它没有专门的灭弧装置，不能关断负荷电流。3、高压熔断器用来保护电气设备免受过载电流和短路电流的危害。4、母线又称流排，指高、低压配电室中的电源线，由它向各高、低压开关柜供电。5、互感器用来将一次回路的交流电压、电流按比例降至规定标准，以便向仪表、继电器等低压电器供电，组成低压二次回路，并对一次侧高压回路进行测量、调节和保护。6.1.3 照明1照明不设专用变压器，采用动照合一方式，380V/220V三相四线制，灯头电压均为220V。照明单独计费。2主场防首层设照明总配电箱，电源有低压配电室单独供电。其他各建筑物内照明电元均与动力电源分开提供，在配电室及主要通道，可设置应急灯作为事故照明。6.1.4 防雷1+15m以上建筑物和构筑物均设防雷保护，发给保护装置以避雷带为主。屋顶挑檐设闪避器，取建筑物钢筋水泥柱的主钢筋做防雷引下线，其连接处必须做延长焊接，并与作为接地极的基础地板钢筋牢固焊接。2接地：变压器中性点之间接地，接地电阻不大于4。其他所有电器设备均采用接零保护，电器设备不带金属外壳应与电源中性线可靠连接。电源中性线在每个建筑物进线处应进行重复接地，接地电阻应不大于4，否则增设接地极。6.2 集中控制与自动化根据生产的要求和工艺流程的特点，本设计对全厂主要生产设备采用了微机集中控制，以期达到保证洗选指标、稳定产品质量、减少机电设备故障、提高生产效率的目的。6.2.1 控制系统为满足生产工艺要求，根据可靠、实用、先进、合理的原则，本厂采用可编程序控制器为主要控制元件的集中控制系统，以减少对全厂主要生产设备的集中控制和设备 运转状态的集中监视以及设备故障自动处理和报警。集中控制系统主要由主机、信号模拟盘、控制操作台、现场信号箱、电源组成。6.2.2 控制原则1、纳入集中控制的设备，按工艺要求设置电器连锁，其他采用就地控制的设备不设置电器连锁。2、纳入集中控制的设备，按逆煤流方向启动，顺煤流方向停车。3、集中控制采用允许制。即启车前集中控制室预先发出启动预告信号，待现场各岗位回答允许信号后才能启车，否则系统不能启动。4、系统在集中控制方式时，纳入集中控制的设备不能就地启动，但可就地停车。5、集中启动时，任一设备因故未能启动时，启动过程立即停止并报警。6、运行过程中，全厂洗选系统任一 设备发生异常，均能就地紧急停车。纳入集中控制的设备发生异常，操作现场及集中控制室均能紧急停车，并由该设备使，处于逆煤流方向的所有设备均紧急自动连锁停车。6.3 通讯调度根据生产管理的要求，拟在选煤厂各主要生产及管理岗位设置通讯调度电话以实现厂内外的通讯联络及生产调度。选用程控交换机作为行政电话总机，通过中继线使行政处与集控室联接，集控室设有调度广播机和电话机，各车间也设有广播机和电话机，使得集控室与各车间能够方便通讯。同时设一对中继线与矿井调度室联络，采用无线对讲机的方式进行现场通讯。6.4 自动化自动化系统主要分为重介密度调节系统、循环水泵自动控制系统、集中控制操作系统、工业电室监控系统、自动检测计量系统、计算机管理信息系统等。重介密度自动调节系统对介质密度、混料桶的液位实行实时检测，并控制清水添加量及浓介质和合格介质分流箱的开启度，从而控制旋流器的入料密度及混料桶的液位，保证残品质量的稳定性。该厂自动化程度较高，设备均采用集中和就地两种控制方式，以提高设备的运转的可靠性和工艺系统的灵活性。循环水泵自动控制可减少因各水池液位不平衡而产生的事故排水量，起到节水和环保的双重作用，使厂内的循环水处于闭路循环的平衡之中。监控系统为生产调度和管理人员提供实时、形象、真实的现场生产情况，极大地提高了管理效率和自动化水平。自动检测计量系统主要实现煤仓、水池、煤位、煤量的检测或计量。第七章 铁路运输7.1 技术条件1、铁路等级为级企业线，运输量为3.00Mt/a。2、限制坡度：4。3、最小曲率半径：500m。4、机车类型：前进型及上游型机车，牵引重量按机车的一半计为1750吨。7.2 股道设置本厂工设置7条铁路线，其中：1、正线: 1条2、精、中煤装车线：2条3、卸车线：2条4、煤泥、材料、油脂线：1条5、停车线：1条第八章 采暖通风与药剂库8.1 采暖8.1.1 概述为创造一个良好的生产环境，以利于提高劳动生产率并保证各种设备的正常运转，选煤厂工业广场内的主要生产厂房及经常有人的辅助生产建筑物加以散热器集中采暖，经常无人的皮带走廊等初步采暖。系统为机械循环采暖系统，由锅炉房供给，通过室外管网送至各建筑物；各建筑物耗热量计算以供暖通风设计手册为依据；各建筑物采用上供下回式双管供暖系统。8.1.2 采暖温度受煤坑：16装车仓：16空压机房：18机修车间：17主厂房：18原煤仓：16油脂、药剂库：16介质库：16皮带走廊：88.1.3 采暖方式选煤厂通过锅炉房进行供暖，其燃料来自与本厂煤泥产品。采暖热媒为110/70高温水，通过供热管网送至各建构筑物。全厂管网热水循环流量约为50t/h，供热管网的敷设方式为直埋敷设，采用30mm厚的高温阻燃型聚胺脂保温，管道平均埋设深度为0.8m。散热器采用耐压容易清扫的钢制复合式散热器，全厂采暖耗热量为2.33MW。蒸汽管道在地沟和栈桥内敷设，主要干管采用半通行地沟，回水管道采用地沟敷设，压缩空气管道组为埋地敷设，蒸汽管道采用柱石保温，埋地敷设的管道需进行防腐处理，主厂房供暖又专管供应，选煤厂供暖由厂内锅炉房供应，蒸汽量50吨/小时。8.2 通风除尘原煤在运输和转运过程中，容易产生煤尘，因此要在这些地方设置通风除尘设施。除尘采用水力喷雾除尘，并配以通风机进行通风换气。原煤在仓内长时间停留，产生有害气体，以抽风装置将其抽走。主厂房、泵房内的工艺设备和电机余热，采用机械送风装置、抽风装置来处理主厂房的集控室和铁路站场行本室内的继电器室分别为选煤厂生产和列车调度的控制中心，分别设置分体式空调和换气扇进行通风换气。化验室、煤样室等处因有少量的有害气体及煤尘产生故设置了通风柜及百叶窗式排气扇进行通风换气确保室内空气的洁净。除尘用水由选煤厂生产水泵房集中供给，由于生产水悬浮物颗粒较大，故在各除尘处设置GD管道过滤器确保除尘悬浮物含量小于150mg/h，悬浮物粒径小于0.3mm。8.3 室外供热管道1、蒸汽管道在地沟和栈桥内敷设，主要干管采用半通行地沟，回水管道采用地沟敷设，压缩空气管道组为埋地敷设。2、蒸汽管道采用柱石保温，埋地敷设的管道需进行防腐处理。3、主厂房供暖又专管供应。4、选煤厂供暖由厂内锅炉房供应，蒸汽量50吨/小时。8.4 药剂库、油脂库该选煤厂所需油脂、药剂，均有火车运输至厂区内，油脂、药剂库布置在铁路线附近，以便于卸料。根据其来源、贮备、运输等实际情况，设计选用个数、容量均适宜的钢制油罐。该厂浮选系统选用了4个药剂罐，其中两个用来贮存捕收剂，一个用来贮存起泡剂，剩下的一个作为备用油罐。另外，机车、汽车另设两个油罐，作为专门存贮用。该厂总共设置了4台油泵，其中两台将捕收剂、起泡剂分别打入主厂房，另外两台作为备用油泵。油脂库、药剂库布置在远离明火的上风方向，且远离其它建筑物，有足够的回车场地，以便于消防车用，该油脂库设在厂区西北区。第九章 工业场地总平面9.1 原始资料1、选煤厂厂型、工艺流程图、建筑物和构筑物的轮廓尺寸、选煤各系统联系图。2、原料、电源、水原来向及产品运输方向。3、工业场地实测的地形图和区域位置图。4、厂区工程地质、水文地质、气候气象及地震资料。9.2 总平面布置9.2.1 布置原则1、选煤厂总平面布置力求紧凑、灵活、安全、经济，同时综合考虑原料、电源、水原来向及产品运输方向。2、总平面布置充分考虑地形地貌的特征。为便于煤泥水及厂内污水自流，将主厂房布置在地势较高的自然地段。浓缩池尽量靠近主厂房，以缩短管桥和循环水的管道的长度。3、考虑主导风向的影响。把易产生的煤尘的车间和建筑物布置在主要车间及生活区的下风口，以减少煤尘对主要车间和生活区的环境污染。4、考虑厂内防火、安全及交通便利。5、辅助车间布置在距服务对象较近且交通便利的地方。9.2.2 场地功能区分整个工业广场分为两部分。广场远离厂区的北部为办公室楼及生活区，广场南部为生产厂区。其中生产厂区又可划分为四个功能区。生产厂区北部为主厂房和集控室；生产厂区南部为产品仓、产品装车系统；生产厂区东部为煤泥处理系统；生产厂区西部为原煤仓及准备车间。 9.2.3 总平面布置本选煤厂为大型矿区选煤厂，根据厂址地形、铁路接轨站的位置、原煤和产品流向要求，厂区铁路站场布置在厂区南部地势平坦的地段。主厂房布置在自然坡度平缓，地质条件好的土层上。设准备车间，将分级筛分车间布置在准备车间。装车仓采用圆形跨线仓，为保证装车方便和装车时间要求，将其布置在第1、2股道上。主厂房的产品分2条皮带分别装入产品仓中。辅助车间的布置：辅助生产的建筑物尽量接近服务对象，并且满足防火、安全、环保等要求。电源引自变电所，变压器在主厂房东部方进出线方便，接近负荷中心。防火，防尘条件好。油脂通过汽车运输，布置在南部，为下风方向。为了防止火灾发生危害，在药剂油脂库周围建筑高大围墙。库前设有运输到了和消防回车场地。压风机房布置在厂区主厂房南部，远离粉尘污染单位，安全可靠。总平面布置图见附录。9.2.4 运输1、生产所需主要材料和辅助材料、设备及配件及矸石均采用汽车运输。2、为便于厂内材料、设备、产品的生产运输以及消防急救，选煤厂各主要车间及系统均设有厂区道路，路面宽10.0m左右。9.2.5 场地利用系数及绿化为美化厂区环境，减少粉尘污染和隔绝机械运转噪音，选煤厂在道路两旁、车间及周围周边、生活办公区可大量种植树木花草。无建筑物或构筑物的空余地段应大面积植草种树。其总平面布置图见附录。第十章 技术经济10.1 劳动定员选煤厂劳动定员是为了达到设计生产能力所需的全部生产人员，服务人员和其他人员。生产人员是指选煤厂生产过程中的全部生产工人和管理人员，其中生产工人是指直接从事选煤生产以及为选煤生产服务的辅助环节的全部工人，管理人员是指从事选煤厂生产管理，行政管理，党政工作和工程技术的全部人员。服务人员是指服务于 选煤厂职工生活及间接服务于生产的人员，包括食堂、浴室、卫生、保健、消防、保安、托儿所、住宅管理维修和勤杂人员。其他人员是指从事厂外铁路专用线的维修，房屋建筑大修理，地销煤，环境保护，小型综合利用等的工人及管理人员。劳动定员配备时，各类人员所占比例如下：（1）生产工人在籍系数取1.35；（2）管理人员在籍系数取1.0，占生产工人出勤人数的8%；（3）服务人员占生产工人出勤人数的6%；（4）其他人员占生产工人出勤人数的1%。根据选煤厂设计规范，4.0Mt/a矿区型选煤厂全员效率指标80t/工，取90t/工。 全员效率计算公式为：12121t/日每日生产人员出勤人数=134.7，取135人管理人员人数=9.97，取10人每日生产工人出勤人数135-10125（人）生产人员在籍人数1251.35+10178（人）服务人员人数178611（人）其他人员人数17812（人）全厂各岗位生产工人定员明细表，见表10.1-1。选煤厂劳动定员汇总表，见表10.1-2。表10.1-1 生产工人定员明细表选煤厂生产工人劳动定员明细表工种名称出勤人数合计在籍系数在籍人数一班二班三班1.原煤准备车间原煤皮带运转工112原煤筛运转工112手选皮带工448破碎机工112原煤仓上皮带运转工112原煤仓下皮带运转工112检修工22小 计992201.35272.主厂房皮带运转工224脱泥筛操作工112浅槽操作工224三产品旋流器操作工112脱介筛操作工336分级旋流器操作工112TBS维护工112离心机运转工224磁选机运转工336浮选机操作工224加压过滤机操作工224介质桶操作工224泵运转工336检修工88小 计25258581.35783.浓缩车间浓缩机工448检修工22小 计442101.35144.压滤车间压滤司机336泵运转工224检修工22小 计552121.35165.产品仓皮带运转工224刮板运转工112产品装车工336矸石皮带运转工112矸石仓下装车工112检修工55小 计885211.3528 生产工人总计5151191211.35163 表10.1-2 劳动定员汇总表劳动定员汇总表定员名称出勤人数在籍人数一班二班三班合计生产工人515119121 163 管理人员10 10 10 服务人员11 11 11 其他人员2 2 2 合 计73 51 19 143 186 10.2 选煤成本产品成本反映了生产产品时原材料、劳动消耗的水平，也体现着整个选煤厂能给社会提供积累及其获得利润的高低程度。在产品价格一定的条件下，只有通过降低成本，才能增加利润。10.2.1 产品销售收入本厂为炼焦煤选煤厂，为提高经济效益，应以实现精煤产品的最大回收率为原则。产品销售价按当地市场价格记取，选后产品销售收入，见表10.2-1。表10.2-1 产品销售收入表产品销售收入表产 品灰分产率产量价格销售收入%万t/a元/t万元精 煤8.62 67.02 268.07 1250.00 335091.40 中 煤30.69 11.19 44.76 536.12 23996.06 矸 石83.46 17.96 71.85 5.00 359.24 煤 泥54.07 3.84 15.34 200.00 3068.29 合 计26.27 100.00 400.00 362514.99 10.2.2 分离前成本分离前成本是指按成本项目单计的费用总额，以全部折合量为核算对象计算各项目单位成本。按照材料、工资、电力、折旧、其它支出对生产产品所发生的费用分类，成为分离前成本。原煤价格和加工费按照方案比较时的来计算，将加工费参考选煤工艺设计与管理P313 表8-4按比例摊到每一项中，分离前成本见表10.2-2。其中：1、入洗原煤价格按当地实际价格计取，吨原煤购入价：400元；2、加工费：26.80元/吨原煤。表10.2-2 分离前成本计算表分离前成本计算表成本项目单位成本 (元/t) 总成本 (万元)原料煤400.00 160000.00 辅助材料5.52 2207.25 工资3.91 1562.98 电费3.00 1200.64 福利基金0.55 220.83 折旧基金2.96 1183.49 大修理基金1.37 547.79 摊销费0.18 70.75 销售费用1.10 441.66 其他材料3.31 1324.99 其他费用2.74 1094.51 利息支出2.16 865.10 产品总成本426.80 170720.00 其中：选煤加工费26.80 10720.00 10.2.3 分离后成本精煤产量268.07万吨，中煤产量44.76万吨，矸石产量为71.85万吨，煤泥产量为15.34万吨。精煤价格为1250元/吨，中煤价格为536元/吨。矸石价格为5元，煤泥价格为200元/吨，销售收入为362514.99万元。分离后成本见表10.2-3。（1）等比系数精煤等比系数中煤等比系数矸石等比系数煤泥等比系数（2）折合量精煤折合量268.071268.07万吨中煤折合量44.760.4319.20万吨矸石折合量71.850.00400.29万吨煤泥折合量15.340.162.45万吨（3）分离前单位成本分离前单位成本元/吨（4）分离后成本精煤成本268.07588.67157805.35万元 中煤成本19.20588.6711300.52万元矸石成本0.29588.67169.18万元煤泥成本2.45588.671444.96万元表10.2-3 分离后成本表分离后成本表产品名称年产量 万吨比率折算量 万吨分离后总成本万元 分离后单位成本 元/吨精 煤268.07 1.00 268.07 157805.35 588.67 中 煤44.76 0.43 19.20 11300.52 252.47 矸 石71.85 0.0040 0.29 169.18 2.35 煤 泥15.34 0.16 2.45 1444.96 94.19 合 计400.00 290.01 170720.00 426.80 10.2.4 财务分析利润362514.99-170720.00191794.99万元 上缴利税33，即191794.993363292.35万元 最终利润191794.99-63292.35128502.64万元吨煤成本费=36.96元/吨静态回收期年，折合成月份为2.09个月，即3个月。第十一章 环境保护11.1 环境保护设计依据煤炭工业环境保护设计规范煤炭工业选煤厂初步设计编制内容11.2 采用的环境保护标准1、大气环境质量采用环境空气质量标准（GB3095-1996）中二级标准；车间粉尘排放执行工业“三废”排放试行标准中的“废气”部分；2、地面水环境质量采用地面水环境质量标准（GB3838-1998）中三类标准；污废水排放执行污水综合排放标准（GB8978-1996）中的二级标准；3、地下水环境质量采用地下水环境质量标准（GB/T14848-93）中的三类标准；4、厂界噪声执行工业企业厂界噪声标准（GB12348-90）中三类标准。11.3 选煤厂污染防治措施1、废渣选煤厂的废渣主要是矸石。在厂区南侧设置矸石仓，随时准备用汽车运至矸石堆放场地，避免对厂区环境的污染。2、生产废水选煤厂生产废水主要是煤泥水。生产过程中，各用水环节应尽量按工艺的要求控制好水的使用量，保持洗水的平衡，力争不向厂外排煤泥水，或尽量少排煤泥水。3、粉尘提升井口、原煤筛分、煤泥晾干场时产生煤尘的尘源。在干燥季节应实施喷水，以增大原煤水分，减少受煤坑及厂房的粉尘量。4、噪音尽量采用符合环保要求的噪声低、振动小的先进设备。对噪音和振动较大的设备如振动筛、泵、各类通风机等均采取防震、防噪措施，使其符合环保有关规定。对容易产生噪声的溜槽，采取加橡胶衬里、加导向板、降低角度的措施降噪。5、其他应加强对核子秤探头铅壳的保据，严防射线外漏，探头尽量高吊安装，远离过道及岗位。11.4 厂区绿化充分利用走廊下的空间、道路建筑的两旁空地进行绿化，在厂区主要道路两侧进行带状绿化，种植绿篱等植被，在道路的转弯处选用姿态优美的孤植或色彩鲜艳的花卉，以此来美化厂区、净化空气、阻挡风沙、保护环境。在生活区布置花园，种植草坪，充分利用草木的吸尘防尘功能。对主厂房、压风机房等噪声密集区和煤泥晾干场、储煤场等煤尘较大的地方，设置小型专用林带，减小噪声、煤尘对人身健康的损害。第十二章 劳动安全12.1 预防自然灾害措施为了排泄工业广场地面的雨季时的积水，防止洪涝的危害，在选煤厂工业广场内设置了地沟，最后排到东面的大青沟。各车间室内地平面均高于室外约300mm600mm，且高于实测最高洪水位标高。选煤厂各建筑物、构筑物均按6度设防，选煤厂原煤储存车间、产品装车仓上均设置喷雾消尘措施，电机按防爆选取。选煤厂主要建筑物以及易受雷击的设施均装设避雷装置和避雷保护。12.2 防火防爆措施选煤厂工业广场内各建筑物之间的距离保证了足够的防火及采光等安全卫生要求。选煤厂电缆，电线敷设，电器设备均按有关规程规定，厂房使用的压力容器上均设有安全阀。12.3 防机械伤害及人生安全措施厂各车间内运转设备保证有足够的操作空间、检修空间、人行通道，并执行与此有关的规定，各设备传动部件外露时均设有防护罩或栏杆，各车间内所有安装孔、安装门、洞孔楼梯、平台走桥等，均设有栏杆或活动盖板，各车间地面设置的排水沟均有盖板，集水坑或水池设有栏杆。12.4 防触电伤害措施各车间电机外壳均有接地措施来保证操作人员的人身安全。设备的启动与停车设有联系信号，以防止事故发生。第二部分毕业设计概算书中 国 X X 大 学第一章 概算书编制说明1.1 工程概况及投资范围本工程设计是矿区型炼焦煤选煤厂的初步设计，该厂设计处理能力为4.00Mt/a，入洗原煤来蒋庄和漳村的原煤。工程投资范围包括全厂的土建工程、安装工程、设备购置、工程建设其它费用及基本预备费。1.2 编制依据及取费标准1.2.1 编制依据依据煤炭部制订的煤炭建设工程造价计算标准及有关规定进行计算及调整。1.2.2 概算指标1、土建工程采用能源基19911131号文颁发的煤炭工业地面建筑工程概算指标（90统一基价），并根据煤规字1995第176号文规定的93统一基价系数进行调整，或按选煤厂设计手册中的指标放大6倍。2、安装工程采用能源基19911131号文颁发的煤炭机电安装工程概算指标，并根据煤规字1995第176号文规定的93统一基价系数和百分率指标，进行调整计算。以上指标均调整至2012年造价水平。1.2.3 价格1、设备购置：主要设备及大部分设备价格以参照薛湖选煤厂概算书设备价格清册取费和询价为主，不足部分参考煤炭工业常用设备价格汇编（1999年版）取费，并按有关规定计取6设备运杂费。2、材料价格：平顶山市工程造价信息及华东煤炭工程造价信息（1999 第4期）中平顶山矿务局建设材料价格信息。1.2.4 取费标准土建工程、安装工程均按煤规字（1995）第175号文规定的取费标准计取。税金：按3.4%计取。费率详见表1.2-1。表1.2-1 建筑安装工程各项费率表建筑安装工程各项费率表 单位：%序号项 目其他直接费现场经费间接费利润劳动保险税金1土建工程5.588.0910.167.705.103.402安装工程27.2235.9354.5666.004.713.401.2.5 基本预备费基本预备费：按6%计取。1.2.6 概算总投资本工程概算总投资22331.51万元。其中土建工程14965.55万元；设备购置4225.07万元；安装工程591.28万元；其他费用 1285.56万元；工程预备费22331.51万元。第二章 概算结果汇总选煤厂总概算见表2-1。设备及安装工程概算见表2-2。土建工程概算见表2-3。安装工程概算汇总见表2-4。其他费用见表2-5。表2-1 选煤厂总概算表选煤厂总投资汇总表序号费用名称土建工程(万元)设备购置(万元)安装工程(万元)其他费用(万元)合计吨煤投资 元/t比重/%一主要设施10689.68 2535.04 532.15 13756.87 34.39 61.60 二其他设施4275.87 1690.03 59.13 6025.03 15.06 26.98 直接费小计14965.55 4225.07 591.28 19781.90 49.45 88.58 三其他费用1285.56 19781.90 49.45 88.58 小 计14965.55 4225.07 591.28 1285.56 21067.46 52.67 94.34 四基本预备费 6%1264.05 1264.05 3.16 5.66 合 计14965.55 4225.07 591.28 2549.61 22331.51 55.83 100.00 表2-4 安装工程概算汇总表顺序生产环节设备购置(元)安装费用(元)其 中主要材料安 装工 资 一原煤准备2103521 391273 190405 200868 35035 二重选车间111975792393629 5791851814444186498三浮选车间2798042561552 11095745059646602四煤泥水系统69028871385373 2737351111638114969五产品装车系统2348420589691 20245038724139113小 计25350449 5321519 1356732 3964787 422216 其 他16900299 591280 150748 440532 46913 合 计42250748 5912799 1507480 4405319 469129 表2-5 其他费用表其他费用序号工程或费用名称计算公式及说明金额(元)一建设单位管理费1、工程招标费按建安工作量0.5%计取59128 2、地质勘探费估列4000二工程监理费工程总投资*1.5%2949303 三联合试运转费按直接费的4%计取3889316 四勘察设计费工程总投资*(3-7)%7695838 合计14597585 表2-2 设备及安装工程概算表续表2-2 设备及安装工程概算表续表2-2 设备及安装工程概算表续表2-2 设备及安装工程概算表续表2-2 设备及安装工程概算表续表2-2 设备及安装工程概算表续表2-2 设备及安装工程概算表表2-3 土建工程概算表续表2-3 土建工程概算表第三部分专题论文中 国 X X 大 学中国洁净煤技术发展现状摘要：本文对洁净煤技术做了一个整体介绍，简单介绍了中国洁净煤技术发展利用现状，最后指出中国发展推广洁净煤技术的意义。关键词：洁净煤；发展现状；意义前言：中国是世界上第一大煤炭生产与消费国，并且一次能源以煤为主的格局在相当长的使时期内难以改变，煤炭在推动国民经济发展的同时也产生了严重的环境问题，在全球煤炭减排和低碳利用的背景下，洁净煤技术以减少环境污染和提高煤炭利用效率为目标，得到了迅速发展，成为中国解决环境问题的主导技术之一。发展洁净煤技术是未来中国走可持续发展道路，提高煤炭利用效率、降低污染物排放和减少环境污染的重要技术途径之一。一 洁净煤技术介绍洁净煤技术是指从煤炭开采到利用的全过程中，旨在减少污染物排放、提高利用效率的加工、转化、燃烧及污染控制等技术总称4。中国洁净煤技术主要有四个领域：煤炭加工、煤炭高效洁净燃烧、煤炭转化、污染排放控制与废弃物处理，包括十四项技术。如下表：中国洁净煤技术分类技术项目煤炭加工领域包括选煤、型煤、配煤、水煤浆技术煤炭的高效洁净燃烧技术领域先进的燃烧器、流化床燃烧(FBC)技术、整体煤气化联合循环发电技术（IGCC）煤炭转化领域包括煤炭气化、煤炭液化、燃料电池污染排放控制与废弃物处理领域包括烟气净化、煤层气的开发利用、煤共伴生资源的综合利用1.1煤炭加工领域1.1.1 选煤技术 选煤技术是运用物理、化学或微生物学等方法将原煤脱灰、降硫并加工成质量均匀、用途不同的各种商品煤的煤炭加工技术。现代选煤方法主要是机械选煤，依据煤与矸石在密度、硬度、表面润湿性及电磁性质等物理性质和物理化学性质的差异，在一定的分选机械中分离，并经过一系列辅助作业，最终获得各种质量规格的煤炭产品1。选煤方法如图所示：重选是应用最广泛的选煤方法，尤以湿法重选最为常见。浮选是当前分选煤泥最有效的方法，对选煤厂煤泥水处理和回收细粒精煤起着重要的作用。通过对原煤进行分选加工，能够脱出其中大部分无机矿物质，降低煤的灰分和硫分，从而有效地改善煤炭产品质量，节约运力，减少SO2排放，是一项经济有效的清洁煤生产技术，是洁净煤技术的源头技术，具有重大的社会经济意义，它以成为煤炭工业现代化水平的重要标志之一。1.1.2 型煤技术型煤是用一种或一定比例的黏合剂或固硫剂在一定的压力下加工形成的、具有一定的形状和物理化学性能的煤炭产品3。按照应用领域通常将型煤分为工业型煤和民用型煤。工业型煤主要有工业锅炉用型煤、工业窑炉用型煤、炼焦配用型煤等。民用型煤主要有蜂窝煤和煤球。粉煤成型后使用具有多方面的有点：可以提高炉窑效率5%-13%，从而节约煤炭。可以减少粉煤排放量30%-60%，从而降低大气中粉尘颗粒物浓度。使用固硫添加剂的型煤，可以降低SO2排放20%-50%，从而在一定程度上遏制酸雨的危害。使燃煤的其他有害物排放降低。1.1.3 动力配煤技术动力配煤是根据用户对煤质的要求，将若干不同种类、不同性质的煤按照一定比例掺配加工而成的混合煤1。动力配煤最大的优点是可以通过科学的配煤技术，将高热值与低热值煤合理配煤，充分发挥每种煤的特点，提高资源利用效率，节约资源。1.1.4 水煤浆技术水煤浆是由60%-70%的煤与29%-39%的水及少量(1%-2%)添加剂经过磨碎和强力搅拌而成的两相流浆体1。由于水煤浆具有良好的流动性和稳定性，易于储存和输送，因而可替代重油广泛地应用于各类工业锅炉、工业窑炉和电站锅炉。水煤浆技术和原煤相比，燃烧效率高、节能、环境效益好，是一种理想的煤代油燃料。1.2 煤炭的高效洁净燃烧技术领域1.2.1流化床燃烧(FBC)技术流化床燃烧技术是指小颗粒的煤与空气在炉膛内处于沸腾状态下，即高速气流与所携带的稠密悬浮煤颗粒充分接触燃烧的技术。流化床燃烧方式的特点是：清洁燃烧，脱硫率可达80%-95%，NOx排放可减少50%。燃料适应性强，不仅可燃用一般燃料煤，而且可以燃用高灰煤、高硫煤、高水分煤、煤矸石、煤泥、油页岩和垃圾等。燃烧效率高，可达95%-99%。负荷适应性好。负荷调节范围30%-100%。1.2.2整体煤气化联合循环发电技术（IGCC）整体煤气化联合循环发电技术是把高效的联合循环总能系统和洁净煤的燃烧技术结合起来的先进发电系统。IGCC以其高效、低污染排放等优点被认为是21世纪最有前景的洁净煤发电技术，它将逐步取代现有的汽轮机电站，成为火电动力的发展方向。其主要优点有：环境效益好，避免煤直接燃烧产生的环境污染，粉尘排放极少，脱硫、脱氮率高。发电热效率高，随着技术的进步，IGCC电站的效率可达到50%或更高。耗水量少，比常规汽轮机电站少耗水30%-50%，更加适用干旱缺水地区。综合利用煤炭资源，同时产生电、热和化工产品。1.3 煤转化领域1.3.1 煤炭气化煤炭气化是以煤或煤焦为原料，以氧气（空气、富氧或纯氧）、蒸汽或氢气为气化剂，在高温条件下，通过一系列反应将原料煤从固体燃料转化为气体燃料的过程1。煤经气化后可以达到无烟、无硫、无灰的燃烧效果，大大减少环境污染，是未来实现煤炭洁净利用的核心技术和主要途径。1.3.2 煤炭液化技术煤炭液化是把固体状态的煤炭经过一系列化学反应将其转化为液态产品的洁净煤技术。煤炭液化可以分为直接液化与间接液化两种。我国煤炭资源丰富，煤种齐全，发展煤炭液化技术，对发挥资源优势，大规模补充国内石油供需缺口，实现能源工业可持续发展有着重要的现实和长远意义。1.3.3 燃料电池燃料电池是采用电化学催化直接产生电能, 因无热力学循环从而超越了热机的卡诺循环效率限制, 目前燃料电池总效率在45%- 60% 之间, 如充分利用各种生成热, 其综合利用效率可接近80%, 远远超过常规燃煤电站( 35%左右) 以及先进的燃气-蒸汽联合循环( 50%左右) 的发电效率, 目前洁净煤在燃料电池上的应用已得到了工业发达国家的高度重视2。1.4 污染排放控制与废弃物处理领域1.4.1 烟气净化烟气净化是指脱出煤炭在燃烧过程中产生的烟尘、硫氧化物、氮氧化物、二氧化碳和微量重金属元素等污染物的过程。燃煤锅炉排放的烟气中危害最大的是烟尘和二氧化硫。烟尘通过呼吸道进入人体内部，对人体有较大危害。SO2是形成酸雨的主要物质，对环境影响较大。随着除尘和脱硫技术的发展，烟气净化技术将成为改善我国大气环境污染的主要途径。1.4.2煤层气的开发利用煤层气主要指甲烷，俗称瓦斯，长期以来被视为一种煤矿开采的灾害。随着研究和技术的发展，煤层气已经成为一种潜在的具有广阔前景和经济效益的能源。合理开发利用煤层气能够弥补常规能源的不足，减少煤矿开采事故，有效地降低温室效应。1.4.3煤共伴生资源的综合利用煤共伴生资源的综合利用主要指煤系共伴生矿产、煤矸石及粉煤灰的开发利用。在含煤岩系中存在大量的煤共生或伴生的矿产资源，其中有许多矿产资源赋存条件较好且储量丰富，具有较高的开发利用价值。煤矸石、粉煤灰是具有很大潜力的固体废物，煤矸石可用来发电、生产建筑材料、充填矿井开采区等。粉煤灰可用作建筑材料、填筑材料、改良土壤、生产化肥等。二 我国洁净煤技术发展现状2.1 煤炭洗选跻身世界先进行业全国原煤入洗率由2005年的31.9%提高到2010年的50.9%，2011年我国煤炭产量35.2亿吨，约占一次能源生产总量78.6%，已成为世界第一选煤大国。无压三产品重介质旋流器、喷射旋流式浮选机与旋流微泡浮选柱等先进的选煤技术己被广泛采用，设备自动化、大型化不断提高，洗煤厂处理能力加大，新建的3Mt/a以上大型选煤厂、10Mt/a以上的特大型选煤厂越来越多。最大的动力煤选煤厂平朔安家岭选煤厂年入洗能力已达到40Mt；最大的炼焦煤选煤厂淮北临焕选煤厂年入洗能力已达到12.5Mt。今后选煤技术的未来发展重点将是脱硫和排矸并举，提高选煤厂的自动化水平与设备的分选精度，发展深度降灰脱硫技术及适用于缺水地区的干法或节水选煤技术。2.2 先进煤化工转化技术快速发展目前国内的煤制油总规模达到188万吨油当量/年、煤制烯烃115万吨/年、煤制乙二醇20万吨/年；煤制烯烃、浆态床费托合成、煤加氢液化等工业技术达到国际领先或先进水平。神华在鄂尔多斯建设了世界第一座500万吨煤直接液化生产线，第一期100万吨生产装置已建成运行。内蒙伊泰建成16万吨煤间接液化工厂，运行稳定，并计划在今后5-10年建成煤制油生产规模达到1000万吨的大型能源企业。2.3 在污染物治理方面取得很大进步高浓度SO2烟气脱硫技术在工业上已经得到大规模应用，火电机组脱硫以石灰-石膏湿法脱硫为主，技术成熟，成本较低，脱硫率高，大大减少了SO2的排放。现代化大型火力发电厂的除尘装备比较完善，除尘效率可达99%，减少对大气环境的污染。目前烟气净化的主要任务是研发低费用、高效率的脱硫、脱硝和二氧化碳的捕集与封存技术。三 结束语 中国的能源结构以煤炭为主，煤炭利用呈现多样化，发展洁净煤技术不仅可以充分利用我国丰富的煤炭资源，而且还可有效地控制环境污染问题。将煤炭转化为液体或气体，可以弥补我国的石油、天然气缺口，改善能源结构。中国的洁净煤技术是以煤炭分选为源头，以煤炭气化为先导，以煤炭高效、清洁燃烧和发电为核心的技术体系。在中国发展洁净煤技术不仅可以获得良好的环境社会效益，还有显著的经济效益，是现有经济条件下实现可持续发展的必然选择。参考文献1周安宁，黄定国 洁净煤技术M. 中国矿业大学出版社 20102姚 强, 陈 超 洁净煤技术M. 化学工业出版社 20053 郭陶明 国内外型煤技术现状分析与展望J. 煤炭技术2007，26（11 ）4 明古春，王鹏，吴松等 浅谈我国洁净煤技术J. 山西焦煤科技 2010（3）5 郭建伟，白宏峰，付国廷 燃料电池在未来煤炭工业的地位J. 煤炭学报 2007，32 （11） 6 李大尚 煤化工产业现状及发展J. 化工设计 2009，19（6）7 任兰柱 发展洁净煤技术对我国社会经济可持续发展作用的探讨J. 选煤技术 2004（4）8 陈贵锋 洁净煤技术产业发展机遇与挑战J. 中国能源 2010，32（4）9 陈昌和，王淑娟，禚玉群等 煤的清洁利用技术的现状与发展J. 物理 2010 39（5）第四部分专业英文翻译中 国 X X 大 学1 英文翻译原文NOISE CONTROLS FOR VIBRATING SCREEN MECHANISMS M. J. Lowe, NIOSH, Pittsburgh, PA D. S. Yantek, NIOSH, Pittsburgh, PA H. E. Camargo, NIOSH, Pittsburgh, PA L. A. Alcorn, NIOSH, Pittsburgh, PA M. Shields, Conn-Weld Industries, Inc., Princeton, WVABSTRACT: National Institute for Occupational Safety and Health (NIOSH) studies show that 43.5% of surveyed coal preparation plant workers had noise exposures exceeding the Mine Safety and Health Administration Permissible Exposure Level. Sound levels around vibrating screens in these plants often exceed 90 dB(A). NIOSH is currently developing noise controls for horizontal vibrating screens. To characterize noise sources, NIOSH researchers performed sound pressure level (SPL) measurements on a vibrating screen at their Pittsburgh Research Laboratory. The results show that the entire screen contributes to noise below 1 kHz and the vibration mechanism housings are most significant above 1 kHz. Constrained layer damping (CLD) treatments and an enclosure were used to reduce mechanism housing noise. These were evaluated using sound power level measurements according to ISO 3744. The CLD treatments reduced the A-weighted sound power level by 3.1 dB in the 1 to 10 kHz one-third-octave bands. A panel-on-frame vibration mechanism enclosure using various types of panels further reduced the A-weighted sound power level from the CLD configuration in the 1 to 10 kHz one-third-octave bands by 3.7, 4.0, and 3.9 dB for aluminum, steel, and Dynalam panels, respectively. The combination yielded a 7 dB reduction from baseline in A-weighted sound power for the same frequency range. INTRODUCTION: Hearing loss is one of the most common occupational illnesses in the United States (Franks et al. 1996). However, in the mining industry, hearing loss is 2.5-3 times greater than what is expected for the average of the population that is not exposed to occupational noise. Additionally, the same National Institute for Occupational Safety and Health (NIOSH) studies have shown that by the age of 50, 90% of coal miners have a hearing impairment versus only 10% of the population not exposed to occupational noise (Franks 1996). Noise-induced hearing loss is not just a problem in underground mining. In fact, a Mine Safety and Health Administration (MSHA) study of 60,000 full shift noise surveys showed that based upon federal noise regulations, 26.5% of workers from surface mining operations were overexposed to noise, compared to 21.6% of workers in underground mines (Seiler et al. 1994).Above ground at coal preparation plants, a NIOSH study shows that 43.5% of employees are overexposed to noise. Furthermore, the study found that not only were vibrating screens one of the loudest pieces of equipment at the preparation plants, they were also the most numerous, thus making vibrating screens a key noise source to address (Vipperman et al. 2007). In that light, a team of NIOSH researchers in partnership with Conn-Weld Industries, Inc., have used acoustic beamforming techniques to locate noise sources on a Conn-Weld G-Master 1000 de-watering vibrating screen. From the noise sources identified, they developed noise controls to mitigate the sound radiated by the mechanism housings. Additional noise controls for the screen body will be the subject of future investigations. A horizontal vibrating screen (Figure 1) is a large machine used to process coal. The screen body has four sides made of steel plates with a bottom screening surface also known as a screen deck made of steel wire welded to a frame with small gaps between the wires. The body of the screen is supported on a steel coil spring suspension. For the Conn-Weld screen tested at NIOSH, two vibration mechanisms are mounted to a steel beam that spans the width of the screen. These vibration mechanisms, which use rotating eccentric shafts to generate vibration, are belt-driven using an electric motor.（A）（B）Figure 1. A horizontal vibrating screen used to process coal viewed from (a) feed end and (b) discharge end.The screen is designed in such a way that it vibrates on roughly a 45 degree angle. In operation, coal flows into the feed end of the screen from a delivery chute. As the screen vibrates, the material moves along the deck and under a water spray that rinses the coal. The liquid and fine coal particles pass through the gaps in the screening deck as the material flows toward the discharge end of the screen. Finally, the rinsed coal falls off the discharge end of the screen to continue with further processing.Noise Source IdentificationNoise source identification was performed using the beamforming technique (Christensen and Hald 2004). The screen was positioned in the NIOSH Pittsburgh Research Laboratory (PRL) hemi-anechoic chamber with the screen directly on the chamber floor with wooden wedges driven under the frame rails to prevent rocking. The chamber dimensions are approximately 16.7 meters long, 10.1 meters wide, and 7.0 meters high. To collect the acoustic data, a Bruel & Kjaer Pulse data acquisition system simultaneously recorded the sound pressures from a 42-microphone, 1.9-meter-diamter wheel array. The results showed that above 1 kHz, the vibration mechanisms are the most significant noise source (Yantek et al. 2008). Figure 2 shows examples of the beamforming results for the 1.6 and 2 kHz one-third-octave bands. In the figure, the light colors indicate the locations of high noise radiation. The figure clearly shows the vibration mechanism housings to be the dominant noise sources at these frequencies. Figure 2b indicates the belt guard might also be a source of noise. Close inspection revealed that during operation the belt guard was rattling against the screen structure due to a lack of clearance. Since it is easy to eliminate the rattling and it would interfere with evaluating other screen noise sources, the belt guard was removed for all other tests.（A）（B）Figure 2. Beamforming results viewed from the discharge end of the screen for the (a) 1.6 kHz and (b) 2 kHz one-third-octave bands. Light colors indicate areas of high noise radiation.To examine noise sources below 1 kHz, NIOSH contracted Acoustical and Vibration Engineering Consultants (AVEC) to perform beamforming measurements using their 121-microphone, 3.5-meter-diameter array. The vibrating screen was positioned in the center of the NIOSH PRL hemi-anechoic chamber. AVECs phased array was mounted to a movable truss to position the array for measurements from each screen surface. This data was post-processed using AVEC beamforming analysis software. The results were examined in one-third-octave bands. The results indicated that below the 1 kHz one-third-octave band, the screen body is the main source of noise radiation (Yantek and Camargo 2009).NOISE CONTROLSNoise Controls TestedTo reduce noise from the screen, both noise from the vibration mechanism housings and noise from the screen body must be addressed. The work presented here focuses on the noise radiated by the vibration mechanism housings. NIOSH researchers developed two separate noise controls to address the mechanism housing noise. The first was a set of constrained layer damping treatments that were bonded directly to the outside of the mechanism housings. The second was an acoustic enclosure which surrounded both mechanism housings to block noise from reaching plant workers.Constrained Layer Damping TreatmentsThe vibration mechanism housings were treated using constrained layer damping. To this end an 80 durometer, 0.025-in. thick elastomeric damping material was bonded to the flat face on the front, top, and back of each housing. These layers of damping material were then constrained using 1/4-in. thick steel plates. Figure 3 shows constrained layer damping treatments on the front face and top face. To ensure a good bond between the housings, damping material, and constraining plates, the paint from the housings was removed using a grinder and the constraining plates were sandblasted prior to applying the treatments.Figure 3.Constrained layer damping treatments applied to the top and front faces of the mechanism housings.Acoustic EnclosureAn acoustic enclosure was designed to enclose both mechanism housings and attach to the same H-beam that the mechanism housings attach to (see Figure 4). The motor and drive belts were not enclosed due to space constraints in coal preparation plants, plus they were not found to be significant contributors to noise. This first prototype was saltbox-shaped to maximize air space around the mechanism housings. The enclosure walls were comprised of three pieces of 1/8-in. thick steel joined together by bolts through 1/8-in. thick angle brackets with weld nuts on the back. A hole in the right-hand side of the enclosure was cut for the tapered pulley shaft to pass through. A shim was used to move the pulley away from the mechanism housing to provide additional clearance between the pulley and the right side of the enclosure. The entire enclosure was lined with 2-in. thick Polydamp acoustic foam to prevent build up of reverberant noise inside. Ducts were incorporated into the design in such a way as to provide both convective cooling and structural support for the enclosure.Test SetupAll measurements were taken on a Conn-Weld G-Master 1000 horizontal vibrating screen with dual vibration mechanisms and a screening deck that was 2.44 m 4.88 m in size. The screen rested on the floor and wooden wedges were driven under the frame rails in order to prevent the screen from rocking during operation. The belt guard was removed to avoid rattling discovered in previous testing.The tests were performed in the NIOSH PRL hemi-anechoic chamber. Sound pressure levels were measured using 21 B&K Type 4188 and 4189 microphones set up in a parallelepiped configuration surrounding the screen per ISO 3744 (ISO 1994). These data were converted to sound power levels following the reference source method listed in the ISO 3744 standard.（A）（B）Figure 4. First enclosure constructed using a three-piece design. (a) Model showing internal duct structure and (b) enclosure installed on the vibrating screen.EXPERIMENTAL RESULTS AND DISCUSSIONConstrained Layer Damping (CLD) TreatmentsFigure 5 shows the A-weighted sound power level in one-third-octave bands for the baseline and with the constrained layer damping (CLD) treatments on the mechanism housings. The figure shows the CLD treatments reduced the sound power level in the 250 Hz through 8 kHz one-third-octave bands. In the frequency range that is dominated by mechanism housing noise, 1 to 10 kHz, the CLD treatments reduced the A-weighted sound power level by 3.1 dB. In addition, the overall A-weighted sound power level was reduced by 1.2 dB.First EnclosureThe first enclosure prototype was tested in conjunction with the CLD treatments. Tests could not be performed with only the enclosure due to the failures of several welds during this first test. As can be seen in Figure 6, the combination of the enclosure and the CLD treatments reduced the sound power level in the 250 Hz to 2 kHz one-third-octave bands. However, the combination was worse for the 100 to 200 Hz one-third-octave bands and the 2.5 to 10 kHz one-third-octave bands.Figure 5. A-weighted sound power level in one-third-octave bands for baseline and CLD treatment configurations.Figure 6. A-weighted sound power level in one-third-octave bands for baseline, with CLD treatments, and with CLD plus enclosure.The lower frequency degradation is most likely attributable to panel modes from the large sides of the enclosure. An attempt was made to stiffen the panels by welding on reinforcement ribs; however, the additional low frequency noise was still present. The high frequency noise increase is likely caused by the metal-on-metal contact resulting from cracked welds which allowed pieces of the enclosure to slap together as the screen vibrated. This created a noticeable jack-hammer-like sound.Second EnclosureWhile the first enclosure showed some promise in the mid-frequency range, there were obvious manufacturing flaws and design issues that needed to be addressed. Besides the necessity of better welds to correct the high frequency performance degradation, the team wanted a stiffer design in order to address the low frequency noise and durability issues. Furthermore, we desired a design that would easily accommodate preventive maintenance and repairs in the field. Figure 7. Steel frame for the second enclosure installed on vibrating screen.Removable panels would allow easy access to fill ports, drain plugs, or entire mechanism assemblies without the need to remove the entire enclosure. Finally, we wanted each component of the enclosure to weigh no more than 50 pounds to allow the parts to be handled and installed more easily.Based upon the above considerations, we created a modular panel-on-frame design. The steel frame provides a relatively stiff structure for the individual panels. Using smaller panels further increases panel stiffness thereby reducing the effect of panel modes on low frequency performance. The new enclosure accommodates different numbers and spacing of vibration mechanism housings and has no pieces that exceed our 50 pound weight target. This design consists of a series of steel frames that can be bolted together to make a larger or smaller enclosure as needed (see Figure 7).Figure 8. Second enclosure installed on vibrating screen.Bolt-on panels block the noise and can be easily removed to reach a fill port, drain plug, or bearing cover. An entire frame section with the panels attached can be removed to change a mechanism. Further, this design allows us to make interchangeable panels of various materials with different types of sound absorption and/or damping treatments for easier design optimization. Cooling ducts bolt on to panels separately and can be reconfigured as necessary (Figure 8).Figure 9. Example of aluminum honeycomb material.The steel frame was composed of 3/16-in. thick, 2-in. wide angle stock and 1/4-in. thick, 2-in. wide by 5/8-in. deep U-channel. It was isolated from the H-beam using strips of 1/2-in. thick, 57 durometer natural rubber. Four sets of panels were made for the second enclosure: aluminum, steel, Dynalam damped steel, and Paneltec aluminum honeycomb. All panels were 1/8-in. thick, except the honeycomb panels which were 1/4-in. thick (Figure 9). Panels were lined with 1-in. thick Polydamp acoustic foam. The right panel was isolated from the bearing cover plate by a boss made of 1/4-in. thick, 57 durometer natural rubber. The bolts on the bearing cover plate were countersunk to increase clearance between the right panel and the bearing cover.The sound power level was measured with the second enclosure using each of the aforementioned panel materials in addition to the CLD treatments. Each type of panel material reduced the A-weighted sound power level in the 1 to 10 kHz one-third-octave bands. However, with the honeycomb panels, the overall A-weighted sound power level increased by 2 dB. Due to the construction of the panels, the bolts that attach the panels to the frame could not be sufficiently tightened without crushing the panels. The lack of sufficient clamping force allowed the panels to rattle against the frame thereby increasing noise. This problem might be resolved with press-fit sleeve inserts into the panels for each bolt, but this would be cost-prohibitive to manufacture. Figure 10 shows the A-weighted sound power level in one-third-octave bands for the enclosure with aluminum, steel, and Dynalam panels with the CLD treatments compared to the data with only the CLD treatments. The aluminum, steel, and Dynalam panels reduced the A-weighted sound power level in the 1 to 10 kHz one-third-octave bands by 3.7, 4.0, and 3.9 dB, respectively. For all practical purposes, the results are the same because changes on the order of a few tenths of a decibel are insignificant and can be a result of test-to-test variation.Figure 10. A-weighted sound power level in one-third-octave bands for CLD treatments and CLD plus second enclosure.With the aluminum and steel panels, the overall A-weighted sound power level was increased by 1.2 and 0.4 dB, respectively. Close inspection of Figure 10 shows the enclosure with either aluminum or steel panels increased the sound power level in the 160 through 315 Hz one-third-octave bands by several decibels. This increase is probably due to the excitation of panel modes and the resulting noise radiation. Using the Dynalam panels reduced overall A-weighted sound power level by 1.6 dB. With the Dynalam panels, levels in the 160 through 315 Hz one-third-octave bands were approximately the same as those with the CLD treatments. For the aluminum and steel panels, lower frequency degradations from baseline may be avoided by adding a rib pattern to the panels for stiffening, or perhaps using thicker panels. Figure 11. A-weighted sound power level in one-third-octave bands for baseline, with CLD treatments, and with CLD plus second enclosure using Dynalam panels.Figure 11 shows a comparison of the A-weighted sound power level spectra for the baseline, CLD treatments, and CLD treatments with the second enclosure using Dynalam panels. The figure shows the A-weighted sound power level in the 1 to 10 kHz frequency range was reduced by 7 dB with the CLD treatments and the Dynalam enclosure. Together, the combination reduced the overall A-weighted sound power level by 2.8 dB, which is nearly a 50% reduction in terms of sound energy.CONCLUSIONSNoise source identification data show that the main sources of noise on the Conn-Weld G-Master 1000 vibrating screen are the screen body and the vibration mechanism housings. Below 1 kHz, the screen body is the dominant noise source whereas noise radiated from the vibration mechanism housings is the primary source above 1 kHz. Constrained layer damping (CLD) plates and an acoustic enclosure were designed to reduce the noise radiated by the vibration mechanism housings.CLD treatments on the mechanism housings reduced the A-weighted sound power level in the 1 to 10 kHz one-third-octave bands by 3.1 dB. In addition, the CLD treatments reduced the overall A-weighted sound power level by 1.2 dB. Adding an enclosure with Dynalam steel panels in conjunction with the CLD treatments reduced the A-weighted sound power level in the 1 to 10 kHz frequency range by 7 dB versus the baseline values. In addition, this combination reduced the overall A-weighted sound power level by 2.8 dB compared to the baseline. We expect these reductions to translate into a reduction of operator noise exposure in the field. To further reduce noise exposure, controls must be developed to reduce noise radiated by the screen body. A complete package of noise controls for vibrating screens will be the subject of our future work.ACKNOWLEDGEMENTSThe authors would like to thank Pat McElhinney, Pete Kovalchik, and Arc Weld, Inc. for their valuable assistance in the second enclosure design process; Bob Michael and Corry Rubber Corporation for their donation of engineering samples and expertise for isolation of the enclosure; Conn-Weld Industries, Inc. for providing the vibrating screen; John Pack for assistance with technical questions on the vibrating screen; and Jessie Mechling, Rob Nahay, Tim Matthews, Ben Lewis, Shawn Peterson, Alexander Salas, Art Hudson, Adam Smith, and Kurt Pawlak for additional help with enclosure assembly and testing.REFERENCES1. John R. Franks, Mark R. Stephenson, and Carol J. Merry (1996), “Preventing occupational hearing lossA practical guide”, Technical Report No. 96-110, National Institute for Occupational Safety and Health, June. 2. J. R. Franks (1996), “Analysis of audiograms for a large cohort of noise-exposed miners”, National Institute of Occupational Safety and Health, Internal Report, Cincinnati, OH, 7 pp. 3. J. P. Seiler, M. P. Valoski, and M.A. Crivaro (1994), Noise Exposure in U.S. Coal Mines, U.S. Department of Labor, Mine Safety, and Health Administration, Informational Report No. IR 1214, 46 pp. 4. Jeffrey S. Vipperman, Eric R. Bauer, and Daniel R. Babich (2007), “Survey of noise in coal preparation plants”, Journal of the Acoustical Society of America, 121:197205. 5. JJ Christensen and J. Hald (2004), “Beamforming”, Bruel & Kjaer Technical Review No. 1-2004, Naerum, Denmark: Bruel & Kjaer Sound & Vibration Measurement A/S. 6. David S. Yantek, Hugo E. Camargo, and Rudy J. Matetic (2008), “Application of a Microphone Phased Array to Identify Noise Sources on a Horizontal Vibrating Screen”, in NOISE-CON 2008: Proceedings of the 2008 National Conference on Noise Control Engineering 2008:1-15, Dearborn, MI, July 2831. C. Burroughs, T. Lim, J. Kim, and G Maling, eds., Indianapolis, IN: Institute of Noise Control Engineering of the USA. 7. David S. Yantek and Hugo E. Camargo (2009), “Structural Vibration as a Noise Source on Vibrating Screens”, presented at the American Society of Mechanical Engineers International Mechanical Engineering Congress and Exposition, Lake Buena Vista, FL, November 1319. 8. ISO 3744 (1994), Acoustics Determination of Sound Power Levels of Noise Sources Using Sound Pressure Engineering Method in an Essentially Free Field Over a Reflecting Plane, Geneva: ISO. 2 中文译文振动筛的噪声控制机理研究摘要国家职业安全与健康研究所(NIOSH)的研究表明，在受访选煤厂工人中，有43.5%的工人的工作环境的噪声超过了矿山安全与健康管理局允许的水平。在振动筛附近的噪声等级通常超过90dB(A)。目前，NIOSH正在致力发展噪声可控的卧式振动筛。为了表征噪声来源，NIOSH的研究者在匹兹堡研究实验室的一台振动筛上进行了声压级别的测量实验。结果表明，整个振动筛的噪声频率低于1kHz，而振动机构外壳的噪声频率明显高于1kHz。在声功率级的测量中，采用约束层阻尼处理和建一个围墙的方法以减少机械壳体的噪声，根据ISO 3744的规定进行评估。在1-10kHz的三分之一倍频带，采用约束层阻尼处理能够使其声功率级降低3.1dB。一个振动机构的外壳组架若使用不同材料的平板做约束层阻尼结构，其声功率级在1-10kHz的三分之一倍频带会进一步降低，采用铝、铜、Dynalam的覆盖板其声功率级分别降低3.7、4.0、3.9dB。两项结合起来会使其声功率级在相同的频率范围内比基准低7dB。前言听力受损美国是最常见的一种职业病之一(Franks等人 1996)。然而，在矿业工程领域，听力受损的发病率是那些不在职业性噪音环境下工作的人的平均发病率期望值的2.5-3倍。此外，同一家国家职业安全与健康研究所(NIOSH)的研究表明，在50岁以上的人中，90%的矿工有听力障碍，而对不在职业性噪音环境下工作的人来说只有10%(Franks 1996)。噪音引起的听力受损不仅仅是在地下开采过程中的问题。事实上，矿山安全与健康管理局（MSHA）进行的6000份全方位的噪音调查研究表明，根据联邦噪声条例，21.6%的地下采矿工作人员的工作环境噪声超标，与之相比，有26.5%的地上矿物加工人员工作环境噪声超标（Seiler等人 1994）。NIOSH的研究表明，在地上的洗煤厂中，有43.5%的员工的工作环境噪声超标。此外，研究还发现，振动筛不仅是选煤厂中噪声最大的设备之一，而且也是最多的。从而使得振动筛成为解决噪声源的关键（Vipperman
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