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1、XXXX矿业(集团)有限责任公司XX矿选煤厂技术改造工程初 步 设 计目 录前言1第一章 厂区及原料煤基地概况61.1 厂区概况61.2 原料煤基地概况8第二章 厂型、厂址及工作制度 11第三章 选煤工艺123.1 煤质特征及其可选性123.2 选煤方法、分选粒级及工艺流程303.3 选煤工艺流程计算323.4 主要工艺设备选型363.5 工艺布置及工艺系统技术操作363.6 生产技术检查40第四章 给水排水424.1 水源424.2 用水量424.3 给水系统424.4 消防424.5 排水系统42第五章 供热通风445.1 气象资料445.2 采暖及通风除尘445.3 供热管网46第六章
2、电气476.1 供配电476.2 照明防雷与接地486.3 控制及自动化486.4 电话49第七章 生产辅助设施507.1 介质制备车间507.2 空压机房50第八章 建筑物与构筑物518.1 概述518.2 设计资料518.3 建筑材料、构配件及建筑施工条件518.4 建筑物和构筑物设计52第九章 工业场地总平面56第十章 组织机构及劳动定员58第十一章 职业安全与工业卫生60第十二章 环境保护64第十三章 建设工期68第十四章 技术经济7014.1 总投资7014.2 生产成本及费用估算7114.3 销售收入和税金7214.4 财务效益评价7314.5 主要技术经济指标74附录一：XX矿业
3、集团有限责任公司XX矿选煤厂设计委托书（2005年10月29日）附录二：XX矿业集团有限责任公司XX矿选煤厂设计备忘录（2005年10月29日）前言XX矿隶属于XXXX矿业(集团)有限责任公司，位于XX省XX市境内。现有三井、四井两个出煤井口。原煤牌号为无烟煤。XX矿选煤厂是隶属于XX矿的一座矿井型选煤厂。XX矿选煤厂现有生产系统为30万吨/年,工艺为跳汰三产品。由于煤质的变化，市场要求的质量不断提高，现有跳汰工艺已无法满足市场要求。为提高产品质量，满足用户要求，增强产品的市场竞争力，提高企业的社会和经济效益，XX矿决定对现有选煤厂进行技术改造。本次初步设计的主要依据有：1、XX矿业集团有限责
4、任公司XX矿选煤厂设计委托书（2005年10月29日）2、XX矿业集团有限责任公司XX矿选煤厂设计备忘录（2005年10月29日）3、XXXX矿业(集团)有限责任公司XX矿选煤厂技术改造工程可研报告设计4、XXXX矿业(集团)有限责任公司XX矿四井矿井生产大样报告(2005年5月)5、XX矿三井大样筛分浮沉试验结果6、XX矿选煤厂现有系统的施工图设计图纸、资料7、XX原煤在葛泉矿选煤厂实际入洗的试验资料（2005年10月）8、工业场地厂区总平面布置图（2005年10月）0.1 煤源及煤质XX矿选煤厂技改后主要入选XX矿四井原煤和三井块原煤。四井现主采2#煤层，止2004年底，现有采矿范围内2#
5、煤层可采储量为956万吨。另外预计深部扩区可获地质储量2641.7万吨，可采储量1981.3万吨，则四井总计可采储量为2937.3万吨。井田各煤层均为无烟煤，可用作动力燃料及民用，2上、2下煤中占有一定比例的块煤，灰分、硫分低，固定碳含量高，耐热指数及灰熔点等指标达到要求，宜做化工用煤。各层煤在高密度排矸时，其可选性为难选极难选煤。0.2 建设规模根据XX矿的生产规划，将于2007年四井毛煤产量达到90万吨，三井毛煤产量达到30万吨。XX矿选煤厂技改后，新增重介系统主要入洗四井原煤和三井块煤，生产能力按200t/h设计。选煤厂工作制度为330d/a、16h/d，二班生产、一班检修。新增重介系统
6、年处理能力Q=105.6Mt/a，日处理能力Q=3200t/d，小时处理能力Q=200t/h。0.3 建设条件和厂址选择选煤厂水源利用原有系统，水量、水质能够满足要求。电源引自XX矿6kV变电所。生活设施等均利用矿井现有设施。本次选煤厂技术改造在原选煤厂工业广场内进行，不需再选择厂址。0.4 工程设计1、选煤工艺本设计依据有关文件和会议纪要，结合本厂的煤质特点，经综合比较后采用不脱泥无压三产品重介旋流分选工艺。2、主要设备选型各设备选型均以技术先进、可靠、经济合理为原则。关键设备考虑引进，对国产设备均采用经生产实践考验并经过国家鉴定过的先进设备。考虑到减少备品备件的种类，有利设备的维修，在设备
7、选型时，尽量做到同类设备采用一种规格或尽量减少不同规格品种的数量。3、工艺布置1）总平面布置本选煤厂技术改造厂址在原工业广场内，尽量利用原有建、构筑物。三、四井原煤进入现有的筛分破碎车间后，四井原煤利用原有的带式输送机栈桥运到1号转载点，三井原煤利用将原有的带式输送机延长，运至新建的三井原煤筛分楼。筛分后的三井块煤与四井原煤一起运至原有的15m原煤仓，原煤仓内原煤经仓下原有的带式输送机运至2号转载点，从2号转载点到主厂房新建一条带式输送机栈桥将原煤运到主厂房入选。分选后的产品末精煤、块精煤和中煤从一个有三条带式输送机的栈桥运至跨过铁路的三号转载点，转载后运到新建的两个12m产品仓。小块和末精煤
8、装入两个产品仓，中块在仓上转载后运到原有的铁路装车仓装仓，中煤在产品仓上转载后，与三井的末原煤混合，运至三井混煤落煤点落地存放。矸石由带式输送机运到新建的矸石装车仓装，由窄轨矿车运往矸石山。2）主厂房布置800mm原煤进入主厂房后，首先进入一台圆振动筛进行60mm分级，+60mm的块煤进入一台引进的破碎机进行破碎，以保证旋流器的入料粒度上限。-60mm筛下物与破碎后的原煤进入缓冲漏斗，加合格介质润湿后进入无压三产品旋流器分选。脱介筛布置在旋流器的下一层，分选后精、中、矸自流至脱介筛进行脱介、脱水。磁选机布置在脱介筛的下一层，脱介筛下的稀介质自流至磁选机，磁选机回收的精矿自流至一层的合格介质桶，
9、尾矿分别自流入精煤磁选尾矿桶和中矸磁选尾矿桶。精煤磁选尾矿和中矸磁选尾矿分别用泵输送至四层的精煤磁尾浓缩旋流器组和中矸磁尾浓缩旋流器组，浓缩后的磁选尾矿自流至二层的弧形筛、高频筛进行粗煤泥回收，回收后的粗精煤再进入离心机脱水后进入末精煤产品皮带，粗中煤则直接上中煤产品皮带。整个主厂房的布置煤流顺畅，采用自流方式较多，减少了动力消耗。4、供配电及自动化本工程电源引自矿井6kV配电室，电缆采用埋地敷设方式。全厂新增设备装机总容量为2370kW，全厂新增工作设备总容量：2217.2kW。按照经济实用高效的原则并结合技术的发展，本工程选择低能耗的S11-M.R系列全密封变压器。根据负荷计算的结果，选择
10、一台S11-M.R-1600 6/0.4/0.23KV变压器。全年电耗： 6333030kW.h，吨煤电耗：6kW.h/t。在主厂房一层设变压器室、二层设31PD低压配电室，在三井原煤筛分楼设21PD低压配电室，在压滤车间设81PD低压配电室，在浓缩车间设61PD低压配电室。全厂主要工艺设备采用集中控制。在化验办公楼设置全厂集控室。控制主机采用可编程序控制器。所有设备运行状态的监视由工业控制计算机和大屏幕显示器完成。集中控制系统除可完成全厂生产工艺流程主要设备的起停车、工艺设备运行状态的显示之外；还完成与工艺生产过程关系密切的主要工艺参数(如：料、液位等)及主要设备电机电流的采集,处理,以多种
11、形式予以显示、储存,实时监控生产状态,并且通过给定数据和采集数据进行比较形成实时报警系统；从而实现企业以最大经济效益为目标的科学生产调度和管理。根据工艺要求，在合格介质泵的电机控制回路设变频器，自动调节旋流器入料压力。设介质密度自动调节系统。检测各介质桶的液位，调节各分流箱分流量及补加水添加量，从而调节各桶桶位；检测合格介质泵出口介质密度调节入口清水的添加。上述调节在集中控制室内，通过可编程序控制器和工业计算机完成。0.5 经济评价1、投资估算总投资5960.22万元。其中：土建工程：1461.45万元设备购置：2768.64万元安装工程：803.22万元其它费用：484.64万元工程预备费：
12、 331.08万元建设期贷款利息：111.20万元2、财务评价税后内部收益率 33.83% 税后财务净现值 6078.00万元 投资回收期（投产后） 3.02年借款偿还期（投产后） 2.13年税后投资利润率 39.83% 投资利税率 46.71% 选煤厂基准内部收益率为15%，而本项目的税后内部收益率达到33.83%，超出基准收益率较多，说明本项目有很好的效益。第一章 厂区及原料煤基地概况1.1 厂区概况1.1.1 厂区交通位置XX矿位于XX市西南36公里处的沙河市白塔镇境内，矿部地理坐标为：东经114度16分，北纬36度52分。东距沙河市24公里。矿区有专用铁路经矿山支线在沙河市与京广铁路汇
13、合，邢峰、沙石两条公路在矿区内交叉通过，交通十分便利。厂区交通位置图见图1-1。1.1.2 地理概况该井田地处太行山东麓，属山前丘陵区，地势平缓。地面海拔高度在168.69175.82m之间，地面冲沟不发育，无大的自然水体和人工水体，地形较为平坦。XX矿选煤厂建在XX矿井工业广场内，厂区地形平缓。1.1.3 工程地质本广场内地层主要由近代人工填土、第四系上更新统（Q3al+pl）冲、洪积的粉质粘土、第四系中更新统（Q2dl+el）坡、残积的粘土以及由二叠系下统（P1）泥、砂岩及碳质泥岩（含煤层）等组成。1.1.4 气象与地震本区属亚大陆气候带，寒暑气温变化显著，夏季酷热，冬季寒冷，四季分明。最
14、高气温+41.8，最低气温-18.2，平均气温为+13.3。春季多西南风，冬季多西北风，平均风速约3米/秒左右，春季最大风速可达14米/秒左右。雨季集中在七、八、九月份，年降雨量为262.41397.4毫米，平均572.5毫米。降雪期和冰冻期为每年十一月底至次年三月初，土壤冻结深度为33厘米。地震基本烈度：依据国家地震局地质大队一九七七年三月十五日下的地鉴字第030号文件“关于鉴定沙河县、磁县、峰峰矿区地震基本裂度鉴定意见”认为沙河县图1-1 厂区交通位置图地震基本裂度为七度。1.2 原料煤基地概况1.2.1 煤源概况XX矿选煤厂为矿井型选煤厂，入选原煤主要来自XX矿。XX矿选煤厂技改后主要入
15、选XX矿四井原煤和三井块原煤。四井井田东西走向长约6千米，南北倾斜长约4千米，井田面积约15平方公里。现井田境界为：东至第11勘探线，基本与二井形成人为边界；西以F1断层与显德汪井田为界；6780ck596787206钻孔连线及F4断层与邯郸矿务局郭二庄井田相邻北浅部至鸽子沟背斜与XX三井为界；南深部至F8断层。1、煤层井田煤系地层为石炭系二迭系，煤系地层总厚度为224米，含煤17层，煤层总厚9.79米，其中可采与局部可采煤有2上、2下、6、9共四层，可采总厚5.24米，其中2上和9煤层为主要可采煤层，根据奥灰水对各煤层开采的影响程度不同，习惯上将上述煤层分为两组，2上、2下、6三层为上组，9
16、煤为下组。各煤层特征，见表1.2-1。2、储量四井扩建精查报告提供的储量为：A+B+C=8442.08万吨四井现主采2#煤层，止2004年底，现有采矿范围内2#煤层可采储量为956万吨，见表1.2-2。另外预计深部扩区可获地质储量2641.7万吨，可采储量1981.3万吨；则四井总计可采储量为2937.3万吨。煤层特征表表1.2-1层别基本特征煤 层 编 号2上2下69煤层厚度最小最大平均05.561.660.11.40.720.670.950.671.354.252.59顶板岩性细砂岩炭质及砂质泥岩砂页岩及细砂岩细砂岩及砂页岩闪长岩及砂页岩厚度1102.1720.752.6712.881.2
17、313.50底板岩性炭质页岩及砂页岩砂岩及砂页岩细砂岩及页岩页岩及炭质泥岩厚度2.69.332.837.941.19.762.126.62煤层结构复杂复杂简单较复杂夹矸层数1312无56稳定程度稳定局部稳定稳定稳定可采程度全可采局部可采局部可采全可采层间距距山西顶界4050m距2上煤层130.62m距2下煤层70m距6煤层55m第二章 厂型、厂址及工作制度2.1.1 选煤厂类型及厂型XX矿选煤厂隶属于XX矿,是一座矿井型选煤厂。根据XX矿的生产规划，将于2007年四井毛煤产量达到90万吨，三井毛煤产量达到30万吨。XX矿选煤厂技改后，新增重介系统主要入洗四井原煤和三井块煤，生产能力按200t/
18、h设计。2.1.2 厂址选择XX矿选煤厂技术改造工程在矿井工业广场内进行，利用XX矿工业场区厂址，不再购地。主厂房位置放在四井主井口与副井口中间的一块空地上。2.1.3 工作制度选煤厂工作制度为330天/年，16小时/天。两班生产，一班检修。2.1.4生产能力新增重介系统年处理原煤105.6万吨；日处理原煤3200吨；小时处理原煤200吨。第三章 选煤工艺3.1 煤质特征及其可选性3.1.1 煤质特征井田内各煤层均为无烟煤，可用作动力燃料及民用，2上、2下煤中占有一定比例的块煤，灰分、硫分低，固定碳含量高，耐热指数及灰熔点等指标达到要求，宜做化工用煤，6，9煤因含硫较高，暂不宜做化工用煤。各煤
19、层主要煤质特征见表3.1.1-1。3.1.2 原煤可选性1、资料来源本次设计依据煤质资料为XX矿提供的2005年5月做的三井和四井原煤生产大样报告。校正后的筛分浮沉资料见表3.1-118。2、筛分资料分析1）四井筛分资料分析+50mm含量为19.20%，灰分为66.53%。其中可见矸的含量为11.09%，占+50mm总量的58%，灰分在91%以上。500.5mm粒级中随着粒度减小，灰分逐渐降低。+25mm的含量为29.03%，灰分为59.50%，+13mm的含量为46.77%，灰分为52.39%。主导粒度级为30.5mm，占32.70%。如果采用跳汰分选，将会出现中煤、矸石中带煤量大。-0.5
20、mm的原生煤泥量较少，仅为3.82%，灰分为32.98%。原煤灰分为40.00%，硫分为0.45%，属高灰低硫原煤。煤泥小筛分资料中，0.075mm的量为13.38%，细煤泥含量较少。2）三井筛分资料分析+50mm含量为24.92%，灰分为62.56%。其中可见矸的含量为14.96%，占+50mm总量的60%，灰分在80%左右。500.5mm粒级中随着粒度减小，灰分逐渐降低。+25mm的含量为37.23%，灰分为61.80%，+13mm的含量为54.33%，灰分为57.40%。-0.5mm的原生煤泥量适中，为7.70%，灰分较高，为45.36%。原煤灰分为50.52%，硫分为3.11%，属高灰
21、高硫原煤。2、浮沉资料分析1）四井浮沉资料分析在浮沉资料中主导密度级为1.71.8kg/l和+1.95kg/l两级。在500.5mm粒度级中，1.71.8kg/l的含量为34.95%，灰分为11.74%，+1.95kg/l的含量为41.87%，灰分为82.03%，-1.95kg/l的含量为58.13%，灰分为14.24%。5013mm中-1.95kg/l的含量为46.91%，灰分为15.13%。块煤若生产Ad20%的块精煤产品，只需排矸就可以满足产品要求。130.5mm中-1.95kg/l的含量为68.62%，灰分为13.68%。若生产Ad13%的末精煤产品，分选密度大约在1.90kg/l左右
22、。浮沉煤泥量较大，为10.43%，灰分为39.42%，灰分较高，说明矸石有泥化现象。2）三井浮沉资料分析在浮沉资料中主导密度级为1.51.6kg/l和+1.90kg/l两级。在500.5mm粒度级中，1.51.6kg/l的含量为29.88%，灰分为10.06%，+1.90kg/l的含量为52.22 %，灰分为83.54%，-1.90kg/l的含量为47.78 %，灰分为14.50%。5013mm中-1.90kg/l的含量为41.12%，灰分为15.45%。块煤若生产Ad20%的块精煤产品，只需排矸就可以满足产品要求。130.5mm中-1.90kg/l的含量为54.28%，灰分为13.79%。若
23、生产Ad13%的末精煤产品，分选密度大约在1.80kg/l左右。浮沉煤泥量较大，为6.19%，灰分为55.23%，灰分较高，说明矸石有泥化现象。3、原煤可选性原煤可选性一览表见表1.3-19。从表中可以看出，三井、四井原煤在1.81.9密度级可选性波动较大。分选密度变化很小，原煤可选性变化很大。由于在浮沉试验中，没有做2.0kg/l密度级，因此p=1.9kg/l时的0.1含量只能从可选性曲线上查出，因此p=1.9kg/l时的原煤可选性可能会与实际情况有一些偏差。500.5mm原煤可选性一览表表3.1-19三井p,kg/l1.71.81.90.115.516.2253.89可选性中等可选易选极难
24、选四井p,kg/l1.71.81.90.145.1744.9519.17可选性极难选极难选中等可选三井、四井原煤可选性曲线见图3.1-1、2。图3.1-1 三井原煤可选性曲线图3.1-2 四井原煤可选性曲线3.2 选煤方法、分选粒级及工艺流程3.2.1 选煤方法根据XX矿业集团2005年10月在葛泉矿进行的XX矿原煤采用三产品重介旋流器分选的实验情况，可以看出采用重介选煤方法精煤回收率明显高于目前采用的跳汰选煤方法。并且精煤灰分可以达到80%。采用三产品重介旋流器完全能够对XX矿原煤进行有效的分选。无压三产品重介旋流器与有压三产品旋流器相比，可以减少矸石在混料桶中浸泡和泵送过程中的泥化。采用三
25、产品无压旋流器排矸，由于重产物排料口与中心入料口相距很近，都处于旋流器筒体的顶部，大部分重产物可以在最短的时间内从旋流器中排出，也就大大降低了泥岩类矸石的泥化。缺点是处理能力相对较小、介质循环量和入料压力较大。签于本矿原煤中矸石有泥化现象，因此本次设计确定的选煤方法为无压三产品重介旋流器分选。3.2.2 分选粒级XX矿选煤厂的主要利益在于块精煤，分选上限制定的高低必然影响到块精煤的产率。根据XX矿的煤质情况和小时入洗量确定分选设备为一台1200/850的无压三产品旋流器。1200/850的无压三产品旋流器通过的最大粒度为80mm。因此确定旋流器的入料上限为80mm。由于本厂是动力煤选煤厂，故不
26、另设煤泥分选环节。因此分选下限为0.5mm。3.2.3 工艺流程1、原煤准备流程三井、四井原煤进入筛分破碎车间内后，分别进入一台现有的滚筒筛进行80mm分级，分级后+80mm的大块原煤分别进入三井、四井原煤破碎机，破碎到-80mm后与筛下物混合。四井原煤直接用带式输送机运至原煤仓，三井原煤在三井原煤筛分楼进行13mm分级后，块煤进入原煤仓与四井原煤混合，末煤直接落地。三井块煤与四井原煤混合后进入主厂房内的一台圆振动筛进行60mm分级（因为筛孔为6060mm的方孔，对角线距离为85mm，为了不让更多的80mm的物料进入旋流器，只能采用60mm分级。）筛上物进入一台分级破碎机进行破碎。破碎后的物料
27、与筛下物一起进入重介旋流器进行分选。2、分选流程进入旋流器的80-0mm级原煤分选后，精煤产品脱介后，进行13（8）mm分级，为了提高筛分效率，13（8）mm分级段加喷水，-13（8）mm筛下煤水采用直线筛脱水后，进入离心机进一步脱水。中煤、矸石则是采用脱介筛脱介、脱水后直接作为产品。3、介质回收流程固定筛、弧形筛及脱介筛合格介段脱出的合格介质进入合格介质桶循环使用，分流的合格介质及精煤脱介筛稀介质经精煤磁选机回收后精矿进入合格介质桶循环使用；中煤脱介筛稀介质与矸石脱介筛稀介质经中矸磁选机回精矿收后进入合格介质桶循环使用。外购的合格介质首先贮存在介质库中，补加介质时，首先由浓介搅拌桶配成浓介质
28、，然后通过空气提升器从介质库输送到主厂房的合格介质桶或中矸稀介质桶。4、煤泥水流程精煤磁选尾矿经浓缩旋流器浓缩后，溢流自流到浓缩机，浓缩机浓缩后的底流采用压滤机脱水后，煤泥产品去电厂。浓缩旋流器的底流经弧形筛、高频筛脱水后掺入末精煤产品，中矸磁选尾矿采用与精煤磁选尾矿相同的处理工艺，粗中煤掺入到中煤产品中。工艺流程图见图3.2-1。3.3 选煤工艺流程计算3.3.1 数质量流程的计算本设计根据确定的工艺进行流程计算，各主要指标依据选煤厂设计规范选取，并参考邻近选煤厂现有系统生产实际经验。各作业主要指标简述如下：1、准备筛分：13mm分级 =85% 60mm分级 =100%2、分选作业的计算：E
29、p1=0.04 p1=1.85Ep2=0.06 p1=2.003、次生煤泥产率按占入洗煤量的4%选取。生产低灰末精煤产品时，最终产品平衡表见表3.3-1。表3.3-1 最终产品平衡表产品名称产率r%产 量灰分Ad%水分Mad%t/ht/d10kt/a洗中块(+25mm)7.3216.39262.278.6514.488.00洗小块(25-13mm)8.5319.09305.4910.0813.298.50洗粒煤(13-8mm)2.585.7892.413.0512.5713.25洗末精(8-0.5mm)17.3638.87621.9420.5212.958.00三井末原煤(-13mm)10.7
30、023.97383.4812.6544.547.50煤 泥14.1031.59505.3716.6839.3724.00中 煤6.0013.44215.117.1029.3216.01矸 石33.4174.831197.2639.5181.6517.00原 煤100.00223.963583.36118.2544.137.503.3.2 水量流程的计算水量流程计算是根据工艺流程各作业产品的数量及产品水分计算出各作业的用水量及补加水量。在满足工艺系统要求的前提下，使全厂用水量平衡，确保洗水闭路循环。选煤厂生产低灰末精煤产品时，全厂水量平衡表见表3.3-2。水量平衡表表3.3-2选煤过程中用水量（
31、m3/h）选煤过程中排出水量（m3/h）原煤带入16.22洗中块产品带走水量1.43精煤脱介用喷水118.56洗小块产品带走水量1.77中煤脱介用喷水20.15洗粒煤产品带走水量0.88矸石脱介用喷水112.24末精煤产品带走水量3.388mm分级用喷水79.04中煤产品带走水量2.56补加介质稀释用水0.15矸石产品带走水量15.33主洗合格介质桶补加水15.24煤泥产品带走水量9.97浓缩机溢流返回水量241.49压滤机滤液返回水量84.78全部用水量361.59排出总水量361.59由表中可知，整个工艺系统进出水量平衡。3.3.2 介质流程的计算介质流程计算主要在于确定各作业悬浮液的性质
32、及数量、耗水量和介质消耗量，为设备选型提供依据，同时为生产中掌握介质平衡及比重自动控制提供参考。介质流程计算的主要内容是计算出各生龙活虎产环节悬浮液的数量和质量指标。包括悬浮液的体积、悬浮液的固体量、磁性物和非磁性物数量、悬浮液密度用水量等。选煤厂生产低灰末精煤时，介质系统主要指标如下：1、循环介质量：1200m3/h2、工作介质性质：密度=1.75t/m3，非磁性物含量为25%，磁性物含量为75%。3、补加磁铁矿性质：密度=4.48t/m3，非磁性物密度=1.50t/m3，磁性物密度=5.00t/m3, 非磁性物含量为5%，磁性物含量为95%。4、磁选机磁选效率：99.8%5、磁选精矿密度为
33、2.00t/m3，非磁性物含量为5%，磁性物含量为95%。介质系统平衡表、循环介质平衡表见表3.3-3、4。介质系统平衡表表3.3-3项 目各 项 指 标G (t/h)Gc (t/h)Gf (t/h)W (m3/h)进入原煤带入煤泥水32.69632.69616.216脱介用水250.951稀释用水0.151补充水15.237补加新介质0.2710.0140.258合计32.96732.7090.258282.555带出洗中块产品带走0.0090.0030.0071.425洗小块产品带走0.0110.0030.0081.774洗粒煤产品带走0.0030.0010.0020.882末精煤产品带走
34、0.0210.0060.01410.977中煤产品带走0.0070.0010.0052.559矸石产品带走0.0470.0020.04515.327精煤磁选尾矿32.7532.590.17135.666中矸磁选尾矿0.110.110.01113.946合计32.96732.7090.258282.555差额0.0000.0000.0000.000循环介质系统平衡表表3.3-4项 目各 项 指 标V(m3/h)G (t/h)Gc (t/h)Gf (t/h)W (m3/h)进入合格介质桶精煤脱介筛下合格介质128.040126.58638.66287.92384.681分流反回合格介质633.65
35、3626.454191.334435.120419.072中煤弧形筛下合格介质214.757273.60854.867218.741134.431中煤脱介筛下合格介质37.37147.6129.54838.06423.393矸石弧形筛下合格介质75.797121.9906.100115.89148.552矸石脱介筛下合格介质22.81936.7251.83634.88914.617补加浓介质72.32693.1244.65688.46851.529补加水15.23715.237合计1200.0001326.099307.0031019.096791.512排出合格介质桶1200.0001326
36、.099307.0031019.096791.512差额0.0000.0000.0000.0000.0003.4 主要工艺设备选型3.4.1 主要设备选型原则各设备选型均以技术先进、可靠、经济合理为原则，对国产设备均采用经生产实践考验并经过国家鉴定过的先进设备。考虑到减少备品备件的种类，有利设备的维修，在设备选型时，尽量做到同类设备采用一种规格或尽量减少不同规格品种的数量。不均衡系数的选取，煤流系统为1.15，煤泥水系统为1.25、矸石系统为1.5。3.4.2 主要工艺设备选型1、无压三产品旋流器选择国内生产的1200/850型重介旋流器，该机具有耐磨损、强度高、安装维修方便、分选粒级宽、精度
37、高等优点，在国内已广泛采用。2、精煤脱介筛、中矸脱介筛采用德国KHD公司先进技术生产的USL3661型直线振动筛，该系列筛机具有运行平稳、维修方便、处理能力大、噪音低、使用寿命长等特点。3、精煤离心脱水机采用国产TLL-900型立式离心机，处理量大，运转平稳，价格低廉。4、磁选机采用美国ERIEZ公司生产的36117逆流单筒磁选机，该机处理能力大，磁铁矿回收率高，运行平稳，维修方便，占地少，虽为引进设备，但价格适中。5、煤泥脱水新增设备为快速高效隔膜压滤机，该机工作可靠，自动化程度高，处理能力大，滤饼水分低，布置简单，维修简便，是理想的脱水设备。主要工艺设备选型见表3.4-1。3.5 工艺布置
38、及工艺系统技术操作3.5.1工艺布置1、地面工艺总布置本次选煤厂技术改造造位置在原工业广场内，尽量利用原有建、构筑物。三四井原煤进入现有的筛分破碎车间后，四井原煤利用原有的带式输送机栈桥运到1号转载点，三井原煤利用将原有的带式输送机栈桥延长，运至新建的三井原煤筛分楼。筛分后的三井块煤与四井原煤一起运至原有的原煤仓，原煤仓内原煤利用原有的带式输送机栈桥运至2号转载点，从2号转载点到主厂房新建一条带式输送机栈桥将原煤运到主厂房入选。分选后的产品末精煤、块精煤和中煤从一个三条带式输送机的栈桥运至跨过铁路的三号转载点，转载后运到新建的两个产品仓。小块和末精煤装入两个产品仓，中块在仓上转载后运到原有的铁
39、路装车仓装仓，中煤在产品仓上转载后，与三井的末原煤混合，运至三井混煤落煤点落地存放。矸石由带式输送机运到新建的矸石装车仓装窄轨矿车运往矸石山。新建的单项工程有：三井原煤筛分楼、主厂房、压滤车间、浓缩车间、矸石装车仓、产品仓、介质库、集控办公化验楼、带式输送机栈桥及转载点等。利用原有的单项工程有：筛分破碎车间、原煤仓、铁路装车仓、带式输送机栈桥及转载点。整个地面工艺总平面布置特点是：1）各单项项顺煤流布置，物料流向合理、简捷。2）工艺系统与原有建构筑物很好的相结合，充分利用的原有的建、构筑物，结省了投资。工业场地总平面布置见图3.5-1。2、主厂房布置800mm原煤进入主厂房后，首先进入一台圆振动筛进行60mm分级，+60mm的块煤进入一台引进的破碎机进行破碎，以保证旋流器的入料粒度上限。筛分破碎后的原煤直接进入无压三产品旋流器的缓冲漏斗，加合格介质润湿后进入旋流器分选。脱介筛布置在旋流器的下一层，分选后精、中、矸自流至脱介筛进行脱介、脱水。磁选机布置在脱介筛的下一层，脱介筛下的稀介质自流至磁选机，磁选机回收的精矿自流至一层的合格介质桶，尾矿分别自流入精煤磁选尾矿桶和中矸磁选尾矿桶。精煤磁选尾矿和中矸磁选尾矿分别用泵输送至四层的精煤磁尾浓缩旋流器组和中矸磁尾浓缩旋流器组，浓缩后的磁选尾矿自流至二层的弧形筛、高频筛进行粗煤
