选煤厂主厂房设计课程设计说明书矿加

1、课程设计说明书 题目淮南矿业集团潘三矿150万吨选煤厂主厂房设计院系： 材料科学与工程系 专业班级：矿物加工工程2021级3班学号： 2021300333 学生姓名： 指导教师： 2011年11月17日安徽理工大学课程设计论文任务书材料科学与工程学院矿物加工工程教研室学号*学生姓名*专业班级*设计题目淮南矿业集团潘三矿150万吨选煤厂主厂房设计设计技术参数1、年处理能力为；2、工作制度每年工作330天，每天工作16h；3、入厂原料煤为该矿A、B两层煤，其中A层占71%，B层占29%；4、最终产品质量要求：精煤灰分Ad，精煤水分Mt12%；5、主、再洗跳汰机的不完善度可分别取I主，I再；6、边界

2、平均密度密度级可取，密度级，矸石段可取，中煤段可取；7、因缺少浮选试验资料，计算浮选作业时取灰分A精=12%，A尾=50%。设计要求1、 对入厂原料煤资料进行分析、综合，绘制出原煤可选性曲线并评定原料煤的可选性；2、 根据工艺流程进行数质量和水量的计算；3、 编制选煤产品实际平衡表，选煤最终产品平衡表和水量平衡表；4、 根据流程计算结果进行主要设备及辅助设备的选型；5、 绘制选煤厂主厂房的设计布置图。工作量1、 说明书中原煤资料分析、工艺流程评述、主厂房布置评述等不少于两千字；2、 绘制主厂房平面图2张，纵剖面图、横剖面图、数质量流程图各1张。工作方案1、第一阶段：完成原煤资料分析、计算及设备

3、选型；2、第二阶段：完成主厂房草图设计；3、第三阶段：完成主厂房正式图设计；4、第四阶段：编制说明书。参考资料1、匡亚莉，选煤工艺设计与管理设计篇.徐州：中国矿业大学出版社，20062、郝凤印，李文林.选煤手册.北京：煤炭工业出版社，19933、谢广元，张明旭，边炳鑫.选矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20014、选煤厂设计手册编写组，?选煤厂设计手册?，煤炭工业出版社，1978指导教师签字教研室主任签字学年论文指导教师评阅意见学生姓名*专 业班 级矿物加工学号题目淮南矿业集团潘三矿150万吨选煤厂主厂房设计指导教师教师职称教授课程设计评语 评定成绩： 指导教师签名： 2011 年 12 月2

4、2日目录1煤质资料分析及可选性评定 51.1 煤质资料分析性51.2 可选性评定72 工艺流程计算 112.1工艺流程数质量平衡计算 112.2工艺流程水量平衡计算183 工艺流程评述 214 主要设备选型与计算 224.1不均衡系数的选取224.2主要设备的选型与计算225 主厂房工艺布置 276 结束语 34参考文献 35附件： 主厂房平面图2张、纵剖面图1张、横剖面图1张、数质量流程图1张1 煤质资料分析及可选性评定1.1 煤质资料分析 年处理能力为180万吨的矿井选煤厂，效劳年限为40年以上，工作制度每年工作330天，每天工作16小时即两班生产、一班检修，原煤牌号为气煤，入厂的原料煤为

5、该矿A、B两层煤，其中A层煤占入厂原煤23%、B煤占入厂原煤77%。最终产品要求：精煤灰分10.0110.50%，精煤水分Mt<=12%。原煤牌号为气煤，入厂的原料煤为该矿A、B两层煤，其中A层煤占71%，B层煤占29。入厂原煤筛分组成综合结果见表1-1。表1-1 入厂原煤筛分组成综合表级别产品名称A层A =71B层B =29综合数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%占本层占全样占本层占全样12345678910>100煤10.17 14.50 17.41 5.05 11.58 15.22 13.53 夹矸煤0.48 43.66 0.00 0.00 0.00

6、0.48 43.66 矸石3.66 79.47 0.12 0.03 83.40 3.70 79.51 小计14.32 32.10 17.53 5.08 12.07 19.40 26.86 100-50煤5.81 16.74 9.76 2.83 12.59 8.64 15.38 夹矸煤0.17 45.82 0.05 0.01 46.60 0.18 45.88 矸石02.06 77.62 0.40 0.12 83.28 2.18 77.92 小计8.04 32.95 10.21 2.96 15.53 11.00 28.26 >5022.36 32.41 27.74 8.04 13.34 30

7、.40 27.36 50-25煤9.00 27.36 12.30 3.57 15.88 12.57 24.10 25-13煤7.80 24.24 8.02 2.33 16.27 10.13 22.41 13-6煤10.97 23.00 14.03 4.07 16.10 15.04 21.13 6-3煤10.49 18.81 15.59 4.52 14.03 15.01 17.37 3-煤5.67 17.51 11.32 3.28 12.74 8.95 15.76 煤4.71 16.78 11.00 3.19 13.93 7.90 15.63 50-合计43.93 22.40 61.26 17.

8、77 14.93 61.70 20.25 50-0合计68.51 48.64 21.86 72.26 20.96 14.78 69.60 19.73 毛煤总计100.00 71.00 25.18 100.00 29.00 14.38 100.00 22.05 1>50mm粒级的情况：原煤矸石的含量为2.06%含矸等级为中矸，不需要手选拣矸。2各粒级含量分析：根据表1-1可知该原煤各粒级的重量百分数都很相近，说明原煤的粒度分布均匀。3各粒级质量分析，根据表1-1可以看出各粒级灰分是和原煤总灰分相近，说明媒质均匀，灰分随着粒度减小而减小说明媒质易碎。原煤破碎级筛分组成综合结果见表1-2，原煤

9、自然级筛分组成综合结果见表1-3，原煤破碎级筛分组成综合结果见表1-2，原煤自然级筛分组成综合结果见表1-3，原煤自然级和破碎级筛分组成综合结果见表1-4。表1-2 原煤破碎级筛分组成综合表级别A层 B层 综合数量%灰分AdAd/%数量%灰分AdAd/%数量%灰分AdAd/%占本级占全样占本级占全样12345678950-2525-1313-66-33-总计表1-3 原煤自然级筛分组成综合表级别A层B层综合占全样数量%灰分Ad/%占全样数量%灰分Ad/%数量%灰分Ad/%123456750-2525-1313-616-33-总计表1-4 原煤自然级和破碎级筛分组成综合表级别mm自然级破碎级综合

10、校正后灰分Ad占全样数量/%灰分AdAd/%占全样数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%各粒级累计12345678950-2512.57 24.10 9.98 31.79 22.55 27.50 0.44 27.94 25-1310.13 22.41 6.10 27.66 16.23 24.38 0.44 24.82 13-615.04 21.13 6.25 24.73 21.29 22.19 0.44 22.63 6-315.01 17.37 3.46 20.76 18.48 18.01 0.44 18.45 3-8.95 15.76 2.35 16.70 11.30 15.96 0.44

11、 16.40 7.90 15.63 2.26 16.04 10.16 15.72 0.44 16.16 总计69.60 19.73 30.40 25.91 100.00 21.61 0.44 22.05 1由于原煤的各个粒级都不在要求的灰分内，所以都要进行分选；2原煤中的夹矸煤含量很低，不用过分的破碎，控制在入选粒度为500即可。A层煤自然级和破碎级50-0.5毫米浮沉试验综合结果见表1-5， B层煤自然级和破碎级50-0.5毫米浮沉试验综合结果见表1-6， A、B层煤50-0.5毫米浮沉试验结果综合结果见表1-7。表1-5 A层煤自然级和破碎级50-0.5毫米浮沉试验综合表密度级自然级破碎级

12、综合数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%占本级占全样占本级占全样占本级占全样123456789105.94 2.53 4.28 4.23 0.87 5.10 5.38 3.41 4.49 -45.61 19.46 8.79 38.51 7.96 9.61 43.29 27.42 9.03 -20.82 8.88 15.38 16.38 3.39 16.28 19.37 12.27 15.63 -6.43 2.74 26.01 7.02 1.45 25.81 6.62 4.19 25.94 -5.85 2.50 39.01 6.38 1.32 38.50 6.02 3.8

13、1 38.83 15.35 6.55 73.22 27.48 5.68 80.18 19.31 12.23 76.45 小计100.00 42.66 22.66 100.00 20.67 32.88 100.00 63.33 26.00 煤泥2.91 1.28 22.06 0.51 0.11 24.20 2.14 1.38 22.22 总计100.00 43.93 22.64 100.00 20.77 32.84 100.00 64.71 25.92 表1-6 B层煤自然级和破碎级50-0.5毫米浮沉试验综合表密度自然级破碎级综合数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%占本

14、级占全样占本级占全样占本级占全样1234567891016.28 2.79 5.53 4.20 0.31 4.74 12.67 3.09 5.45 -54.76 9.38 8.67 66.55 4.85 8.54 58.28 14.23 8.63 -15.60 2.67 15.43 16.69 1.22 15.88 15.93 3.89 15.57 -4.48 0.77 25.21 4.35 0.32 24.38 4.44 1.08 24.97 -3.45 0.59 35.69 4.01 0.29 31.28 3.62 0.88 34.23 5.43 0.93 69.61 4.20 0.31

15、69.18 5.06 1.24 69.50 小计100.00 17.12 14.20 100.00 7.29 13.75 100.00 24.41 14.06 煤泥3.63 0.64 20.10 1.04 0.08 19.81 2.87 0.72 20.07 总计100.00 17.77 14.41 100.00 7.37 13.82 100.00 25.13 14.24 表1-7 A、B层煤50-0.5毫米浮沉试验结果综合表密度自然级破碎级综合数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%占本级占全样占本级占全样占本级占全样123456789108.90 5.32 4.93 4

16、.22 1.18 5.01 7.41 6.50 4.95 -48.23 28.83 8.75 45.82 12.81 9.20 47.46 41.64 8.89 -19.32 11.55 15.39 16.46 4.60 16.17 18.41 16.15 15.61 -5.87 3.51 25.84 6.32 1.77 25.55 6.02 5.28 25.74 -5.16 3.09 38.37 5.76 1.61 37.19 5.35 4.70 37.97 12.51 7.48 72.77 21.41 5.99 79.62 15.35 13.46 75.82 小计100.00 59.78

17、20.24 100.00 27.96 27.90 100.00 87.74 22.68 煤泥3.12 1.92 21.40 0.65 0.18 22.36 2.34 2.11 21.49 总计100.00 61.70 20.27 100.00 28.14 27.86 100.00 89.84 22.65 根据A、B层煤浮沉试验结果进行浮沉试验结果的整理与分析结果见表1-8。表1-8 A、B层混合煤50-0.5毫米级入选浮沉组成表密度级密度组成浮物累计沉物累计邻近密度物含量校正前校正后数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%分选密度数量/%数量/%灰分Ad/%数量/%灰分Ad/%12345678

18、910117.41 4.95 7.40 4.95 7.40 4.95 100.00 22.74 1.30 54.80 -47.46 8.89 47.40 8.89 54.80 8.36 92.60 24.17 1.40 65.79 - 15.61 18.39 15.61 73.19 10.18 45.20 40.19 1.50 24.40 -6.02 25.74 6.01 25.74 79.20 11.36 26.81 57.05 1.60 -5.35 37.97 5.35 37.97 84.55 13.04 20.80 66.09 1.70 5.35 15.35 75.82 15.45 75

19、.82 100.00 4 15.45 75.82 小计100.00 22.68 100.00 22.74 煤泥2.34 21.49 2.34 21.49 总计100.00 22.65 100.00 22.72 表1-9 可选性曲线坐标数据计算含量沉物累计浮物累计基元灰分分选密度坐标数量密度坐标数量灰分数量灰分数量灰分密度数量0根据表1-9绘出可选性曲线如图1-1所示：图1-1原煤可选性曲线从可选性曲线对煤的可选性进行评价：精煤灰分要求在，根据GB/T16417-1996?煤炭可选性评定方法?从曲线可以知道，含量在17%，入选原煤中等可选煤。2 工艺流程计算2.1 工艺流程数质量平衡计算选煤厂工

20、艺流程图如图2-1清水原 煤循环水预先 筛分1 2 检查性 手选3 4 破碎 5铁、木等杂物6主选 跳汰798再选 跳汰101112矸石1314 中煤脱水 分级 1615捞 坑171819脱 泥缓冲 池202124矿浆 准备22离心 脱水232526絮凝剂27浮 选28过 滤浓 缩2930 31323533 压 滤 34精煤图2-1选煤厂原那么工艺流程图参考选煤厂设计教学书及选煤厂设计手册进行计算，包括以下内容：1根据厂型与工作制度计算原煤小时处理量；小时处理量：Qi=Qa/Tt=1500000/(330×16)=284.1 t/h2预先筛分作业的计算；预先筛分作业的入料：1=100

21、%=1，Q1=Qi，Ad1=Ad0=22.05 %。筛下物：2=-50×n=100%×69.60=69.60 %Q2=Q1×2×Ad2=19.73 %筛上物：3=1 2=100-69.60=30.40 %Q3=Q1 Q2Ad3=(1×Ad1 2×Ad2)/ 3=27.36 %3破碎作业的计算；由于破碎前后，原煤仅改变粒度组成，故前后原煤数、质量不变4主选跳汰作业的计算；1入料量4=100 %Q4Ad4=22.05 %2主选精煤溢流设全部煤泥进入溢流精煤7=精+ 泥=56.78 %Q7=Q1×7Ad7=(精×A精 +

22、 泥×A泥)/7=12.30 %3主选矸石Q5=Q1×5Ad5=A矸8 %5=矸 = 9.25 %4主选中间产物主选中煤6=4 5 7=33.97 %Q6=Q4 Q7 Q5Ad6=A中=24.59 %5再选跳汰作业的计算；1再洗入料再洗入料即为主洗中煤2再选精煤溢流设全部煤泥进入溢流精煤9=精+ 次泥=13.08 %Q9=Q1×9Ad9=(精×A精 + 次泥×A次泥)/ 9=13.78%3再选中煤含矸石8=6 9=20.09 %Q8=Q6 Q9Ad8=(6×Ad6 9×Ad9)/8=31.36 %50-0.5mm原煤主选跳汰

23、产品计算见表2-1， 50-0.5mm再选跳汰产品计算见表2-2， 50-0.5mm原煤主选跳汰产品实际平衡见表2-3，50-0.5mm再选跳汰产品实际平衡见表2-4，50-0.5mm主、再选跳汰产品实际平衡见表2-5。6脱水作业的计算；1入料10=7+ 9=69.86%Q10=Q7+Q9Ad10=(7×Ad7 + 9×Ad9)/10=12.58 %2筛上物12=30.15 %Q12Ad12=9.90%3筛下物按质量平衡的原那么; 11=10 12=39.71 %Q11=Q10 Q12Ad11=(10×Ad10 12×Ad12)/11=14.62 %7捞

24、坑作业的计算；a、设13粒级的末精煤全部沉入捞坑底部被斗子提升机捞出。b、粒级的分级效率n=60 %,即有40 %的级煤泥进入末精煤。1斗子捞取物14=15+16 =30.45 %Q14=Q1×14Ad14=12.36 %2斗子捞坑的溢流13 和 Ad13 暂不计算8脱泥作业的计算；末精煤脱泥设：脱泥筛筛孔d=的脱泥效率n=65 %。脱泥过程不产生次生煤泥，筛下物中不含跑粗的粗粒。1筛下物15=5.12 %Q15Ad15=19.41 %2筛上物由质量平衡原那么Q16=Q14 Q1516=14 15=25.33%Ad16=(14×Ad14 15×Ad15)/16=1

25、0.93 %9离心脱水作业的计算；设：离心液中的固体物量占入料量的7 %，脱水后的末精煤仍含有50 %的入料细煤泥。1离心液17=16×0.07=1.77 %Q17=Q1×17Ad17= =12.72 %2脱水后的末精煤18=16 17=23.56 %Q18=Q16 Q17Ad18=(16×Ad16 17×Ad17)/18=10.80%3循环物料的计算设：循环物返回坑后全部进入溢流13=11+17+15 14=16.15 %Q13=Q1×13Ad13=(11×Ad11 + 17×Ad17+ 15×Ad15 14&#

26、215;Ad14) / 13=20.18 %10浮选作业的计算；设矿浆准备过程细煤泥的数质量没有改变，即浮选入料为Q19=Q13Ad19=Ad13=20.18 %19=13=16.15 %取浮选精煤Ad21=10 %,浮选尾煤Ad20=50 %。由数量平衡式：19=21+2019×Ad19=21×Ad21+Ad0×2020=4.11 %21=12.04%11过滤作业的计算；设：过滤滤液中固体含量为零24Q24Ad2425=12.04 %Q25Ad25=10.00 %设：浓缩溢流中固体含量为零22Q22Ad2223=4.11 %Q23Ad23=50.00 %12浓缩

27、作业的计算。设：浓缩溢流中固体含量为零 22 = 0Q22 = 0A22 = 023 = 4.21 %Q23A23 = 50.00 %选煤最终产品平衡见表2-6。表2-150-0.5mm原煤主选跳汰产品计算表密度级原煤矸石I=0.16 p1=中煤I=0.16 p2精煤/%Ad/%1/%本/%全/%Ad/%入/%2/%本/%全/%Ad/%本/%全/%Ad/%1234567891011121314157.41-小计表2-250-0.5mm再选跳汰产品计算表密度级原煤矸石I=0.18 p1中煤I=0.18 p2=精煤/%Ad/%1/%本/%产/%Ad/%入/%2/%本/%产/%Ad/%本/%产/%A

28、d/%123456789101112131415-小计表2-350-0.5mm原煤主选跳汰产品实际平衡表产品名称数量%灰分Ad%本全精煤47.52 39.19 中煤41.26 34.03 24.59 矸石11.23 9.26 72.58 小计100.00 82.47 22.74 小计占总计91.66 82.47 22.74 次生煤泥6.00 5.26 22.74 浮沉煤泥2.34 2.11 21.55 总计100.00 89.84 22.72 表2-450-0.5mm再选跳汰产品实际平衡表产品名称数量%灰分Ad%本全精煤34.56 11.05 11.78 中煤54.98 17.59 24.75

29、 矸石10.46 3.35 66.09 小计100.00 31.98 24.59 小计占总计94.00 31.98 24.59 次生煤泥6.00 2.04 24.59 浮沉煤泥0.00 0.00 0.00 总计100.00 34.03 24.59 表2-5 50毫米级主、再选跳汰产品实际平衡表产 品 名 称产率原%灰分Ad%备 注精煤主选精煤再选精煤合计中煤矸石煤泥次生煤泥浮沉煤泥原生煤泥合计总计表2-6选煤产品最终平衡表产 品数 量灰分Ad%水分Mt，%产率，%吨/时吨/日万吨/年块精煤精煤末精煤浮选精煤小计中煤中煤浮选尾煤小计矸石原煤2.2 水量流程计算参考选煤厂设计教学书及选煤厂设计手册

30、进行计算，包括以下内容：由工艺知：W1=0，W2=0，W3=0。1主选跳汰作业设主选跳汰机入选每吨煤需用水量为3/t,那么主选机总用水量：W主=Q7×2.8=3/h不考虑从总用水量中扣除入选煤带入水量。设主选中煤水分为25%，矸石水分为25%，那么：W7=Q7×W6=Q6×W5=Q5×W4=W7+W6+W52再选跳汰作业设再选跳汰机入选每吨煤需用水量为3/t, 中煤包括再选矸石水分为25%，矸石水分为25 %，那么：W9=Q9×3.3=319.0 m3/hW8=Q8×0.25=14.9 m3/h2精煤脱水作业取精煤水分为9 %，那么W

31、12=Q12×4斗子捞坑水力分级作业取斗子捞坑捞取物末精煤水分为29 %:W14=Q14×5脱水作业取脱泥筛筛上物末精煤水分为15%；W16=Q16×0.15W15=W14 W16取脱水筛喷水量为3 /t,所以补加清水量为：Q14×W10=W7+W9=1114.6离心脱水作业取立式刮刀离心机末精煤水分为6 %;W18=Q18×W17=W16 W18W'11=W11+W15+W17W13=W'11 W147浮选作业设矿浆准备水量不变W19=W13取浮选泡沫精煤液固比为2W21=Q21×W23=Q23×W22=W

32、20 W23取箱式压滤机浮选尾煤水分为25 %W28=Q28× W27=W23 W288过滤作业取真空过滤机浮选精煤水分为24 %：W25=Q25×W24=W21 W25W'19=W19+W24W'20=W'19 W21 9尾煤浓缩作业W23=Q23×W22=W20 W2310压滤作业取箱式压滤机浮选尾煤水分为25 %W28=Q28× W27=W23 W28最后，根据以上计算结果进行验算并列出水量平衡表。11循环水水量平衡表见表2-7表2-7水量平衡表选煤过程用水用水量米3/时选煤过程排水用水量米3/时循环水主洗机用水损失水精煤产

33、品带走水再洗机用水中煤产品带走水矸石产品带走水小计浮选尾煤带走水清水跳汰机补充水小计末精煤脱泥筛喷水澄清返回水浓缩机溢流水压滤机滤液小计小计总用水量总排出水量3 工艺流程评述1） 对工艺流程进行整体叙该工艺流程是对给定原煤资料分析后，针对煤质特点而设计的。该工艺采用了主、再洗跳汰相结合的洗选和直接浮选处理煤泥水。其过程是：原煤进厂后，进行预先筛分对于大于50mm的大块煤或矸石进行破碎，同时采用检查性手选去除铁、木等杂物，然后和筛下物一同进入主选跳汰，选出矸石和精煤并且矸石直接上皮带排到厂外，作为最终产品。精煤进行脱水分级后上皮带排出，作为最终产品。而中煤进入再选跳汰，再选精煤进行脱水分级后上皮

34、带，作为最终精煤产品，而矸石和中煤那么混合为中煤。脱水分级后的底流进入捞坑，捞坑的溢流通过缓冲池和矿浆准备器直接进入浮选机，浮选精煤采用圆盘真空过滤机进行脱水，浮选尾煤采用浓缩机进行浓缩脱水。同时对于捞坑的底流进行脱泥，对于脱泥筛的底流进行离心脱水，脱水后的产品进入精煤皮带，其脱泥的溢流与离心脱水的溢流从新进入捞坑。对于脱泥筛进行了补充清水，在整个过程中采用的是闭路循环。2分以下几个方面分别进行评述并阐述其特点1准备作业选前的准备作业采用了预先筛分。对于铁、木等杂物采用了选择性手选，对于大块块煤和矸石采用破碎。破碎作业对跳汰选采用开路破碎流程，破碎后产物和预筛筛下物合并进入跳汰选煤作业，此流程

35、厂房布置简单，但粒度上限控制不严。2分选作业分选作业只需跳汰机，设备单一，便于管理和操作。但跳汰机对人工操作的操作技术要求严格，精煤产率和灰分受操作人员影响大。3脱水、分级作业脱水分级作业直接采用分级筛，简单方便实效。但精煤会由于筛动增加末煤量，增加煤泥水处理量。4煤泥水处理作业煤泥水处理作业，捞坑底流通过孔筛的脱泥筛，筛上物进入离心脱水机进行脱水，脱水后出精煤为终选产物。筛上物与离心液重新回到捞坑池，循环作业处理。捞坑溢流液通过缓冲池和矿浆准备器进入浮选机进行浮选作业。浮选精煤进入过滤机产出滤饼，为终选末精煤。滤液重新回到缓冲池进行浮选。浮选尾煤进入浓缩机进行浓缩，溢流液作为循环水再利用。底

36、流尾煤进入压滤机，滤饼为煤泥，滤液作为循环水再次利用。4 主要设备选型与计算4.1 不均衡系数的选取2由标准轨距车辆来煤，自受煤坑至配原煤仓的各环节，设备部均衡系数应不大于1.5；当采用翻车机或采用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采用浅受煤槽卸车能力相适应。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悬浮液系统，水量取1.25，干煤量取1.15，矸石系统取1.5。4.2 主要设备的选型与计算按选煤厂设计教学参考书格式进行。包括：1、预先筛分设备的选型与计算1确定所需筛面面积F式中： F根据入料量计算得出的所需筛面总面

37、积，m2； k负荷不均衡系数； Q入料负荷，th; q单位负荷定额指标，tm2·h；2确定所需台数选择1台，型号：ZD-17402、破碎设备的选型与计算1确定所需台数n1式中： K1负荷不均衡系数； Q入料负荷，th; Qc破碎机单台处理能力，th·台3、主选跳汰机的选型与计算取主选空气脉动跳汰机单位负荷定额指标为q=15t/m2×h，所需筛面总面积(m2)：F=K×取跳汰机面积为12m2需用台数; n=F/f2选择台数：2台，型号：LTX-12m24、再选跳汰机的选型与计算1确定所需筛面面积F式中： F根据入料量计算得出的所需筛面总面积，m2； k1负

38、荷不均衡系数； Q入料负荷，th; q单位负荷定额指标，tm2·h；因考虑到以后煤质的变化及使工艺更加的灵活，再洗跳汰选型和主洗跳汰机型号一样。5、浮选机的选型与计算浮选机为四槽，单槽容量为4 m3所需总容积：需要总槽数： =需用浮选机台数： =选择台数：8台，型号：XJM-46、脱水分级筛的选型与计算1确定所需筛面面积F式中： F根据入料量计算得出的所需筛面总面积，m2； K1负荷不均衡系数； Q入料负荷，th; q单位负荷定额指标，tm2·h；2确定所需台数选择2台，型号：ZS18567、水力分级设备的选型与计算取捞坑单位负荷定额指标为q=18t/m2×h，所

39、需筛面总面积(m2)：F=(K1×W+K3×F根所需沉淀面积，m2； K1干煤泥的不均衡系数； K3煤泥水系统的不均衡系数； Q入料负荷，th; W进入设备的水量；§煤泥的密度，tm3；取7×7面积为49 m2的捞坑。需用台数选择台数：2台8、末精煤脱泥分级筛的选型与计算1确定所需筛面面积F12.43式中： F根据入料量计算得出的所需筛面总面积，m2； K1负荷不均衡系数； Q入料负荷，th; q单位负荷定额指标，tm2·h；2确定所需台数选择2台，型号：ZS1856型单层座式双轴振动筛9、末精煤离心脱水设备的选型与计算选择立式螺旋刮刀离心脱水

40、机直径1000mm所需台数计算： n = 式中： k1负荷不均衡系数； Q入料负荷，th; q单位负荷定额指标，tm2·h；选择LZL-1000A台数：2台，一台备用。10、浮选精煤过滤脱水设备的选型与计算所需的过滤总面积计算：F = 式中： F根据入料量计算得出的所需总面积，m2 k3煤泥水系统的不均衡系数； Q入料负荷，th; q单位负荷定额指标，tm2·h；选择PG78-8型，台数：2台11、尾煤压滤机的设备选型与计算由工艺流程计算的箱式压滤机的入料浓度为461.54 g/L取单位过滤面积负荷定额指标为q=0.02 t/m2×h所需筛面总面积(m2)：F = F根据入料量计算得出的所需总面积，m2； K3煤泥水系统的不均衡系数； Q入料负荷，th; q单位负荷定额指标，tm2·h；主要设备的选型计算见表4-1表4-1主要设备选型计算表设备名称规格型号入料量 t/h单台处理量t/台h计算面积m2计算台数选择台数备注圆振动筛ZDM284.1 450.00 7.26 0.73 1手选胶带输送机TD86.4 双齿辊破碎机2PGC-900×90086.4 100.00 0.92 1空气脉动跳汰机LTX-12m2284.1 360.00 21.78 0.91 2斗式提升机ZL2544.00 1.00 1空气脉动跳汰机LTX-12m