某选煤厂施工组织设计毕业论文

某选煤厂施工组织设计毕业论文
前言
煤炭是中国的主要能源和重要的生产原料，在一次能源消费中始终占70％左右，保证了国民经济的发展和人民生活的提高。

建国初期，我国煤炭工业非常落后，1949年原煤产量只有3243万吨，经过60年的发展、改革和创新，2008年原煤产量已经达到27.93亿吨，今年预计达到30亿吨左右，位居世界第一。

煤炭洗选加工是煤炭生产和高效利用过程不可缺少的一个重要环节，是实现煤炭洁净利用、节能降耗和可持续发展的基础和前提，建国以后选煤的发展取得了辉煌的成就，从1949年的入选量约200万吨，到2008年达到12.5亿吨，今年预计超过13亿吨，成为世界第一选煤大国。

煤炭工业是我国国民经济的基础产业，在我国以煤炭作为主要能源的格局在今后50年不会有根本性的变化。

可以预计，到2020年，随着我国经济总量翻两番，对煤炭这一基础能源的需求也将翻一番。

根据我国能源结构和资源特点，为了适应国民经济和社会注意市场经济的发展，以适合环境保护的需求，国家煤炭工业发展规划提出，要大力推进煤炭洁净生产和使用，促进洁净煤技术的产业化。

发展洁净煤技术，其重要容之一是大力推广煤炭的分选加工，用先进技术改造和建设选煤厂，提高煤炭入选比例。

[1]随着中国经济的持续、快速、健康地发展，能源工业要实现新的突破。

但受到油气资源量的制约，石油和天然气产量的增长速度有限，国一次能源供应量的增加仍将主要依靠发展煤炭、水电和核电。

据测算，到2050年，中国能源生产总量可达到35.4亿吨标准煤，其中，原煤33.5亿吨，占67.7%；原油2.3亿吨，占9.3%；天然气1500亿立方米，占5.6%，水电11540亿千瓦小时，占4.5%。

在整个21世纪上半期，我国一次能源生产结构仍将以煤炭为主，有明显变化的是水电在能源生产总量中的比例将超过原油，水能资源的开发程度将接近60%，电力能源结构仍将以火电为主。

由于能源生产的增长不能满足能源需求的增长，我国国能源供应的缺口量，在21世纪初期将超过1亿吨标准煤，2030年约为2.5亿吨标准煤，到2050年约为4.6亿吨标准煤，规模约占年能源需求量的十分之一。

虽然我国的煤炭资源丰富，但是这种不可再生资源是取之有尽的，所以煤炭资源的合理综合利用显现出相当重要的意义。

煤炭经过洗选，若将炼焦精煤的灰分降低1％，则焦炭灰分可降低1.3％，燃料比降低2.7％，生铁产量提高2.7％～4.0％；若焦炭硫分降低0.1％，燃料比可降低1.5％，生铁产量提高2％。

工业锅炉或窑炉按设计要求燃烧块煤，可节煤18％左右，减少烟尘排放量40％以上；电厂粉煤锅炉燃烧＜6mm的末煤，可降低制粉煤电耗。

可见，用户使用经过洗选加工后的煤炭，其节能效果相当显著，并且由燃煤产生的烟尘和SO2的排放量也相应减少了。

因此，应加大煤炭洗选力度，使用户用上符合自己质量要求的产品，既可提高能源利用效率，还可减少环境污染，又可节约矿产资源。

对于煤炭企业，为了使煤炭资源得到充分的利用，必须进行机械加工和化学加工。

实践证明，选煤是提高煤炭使用价值，充分利用煤炭资源最经济而有效的加工方法之一。

原煤通过选煤和筛分加工后，可改善煤炭产品质量，生产出满足不同用户需求的、不同规格的产品，进而减少矸石的无效运输，提高煤炭利用率，节约能源，同时会给企业带来丰厚的经济效益。

因此，对煤炭进行洗选加工，建立选煤厂是非常必要的。

中国的能源结构以煤为主，煤炭产量居世界第一，与此同时也“产”出了1500 多座煤矸石山，累计堆存量达30 亿吨以上，相当于全国3 年的原煤产量，并以每年超过1.2 亿吨的速度继续增加。

这些煤矸石已占去了20 万亩以上的土地。

中国的土地资源非常紧缺，人均耕地仅1.5亩，而煤矸石是目前中国排放量最大的工业固体废弃物之一，浪费了大量宝贵的土地资源，而且还造成大量污染。

煤矸石到底沾着“煤”字，是一种低热值燃料。

因此，把煤矸石转化为可用资源，是中国节约土地和合理利用资源、实现可持续发展的必然选择[2]。

本设计任务是设计年处理量为3.0Mt的大型矿井型选煤厂。

工作制度为330d/a，每天三班制，每班工作8h，两班生产，一班检修。

要求完成对原煤煤质资料分析，煤可选性评定，工艺流程选择与计算，设备选型，厂房布置，经济概算，图纸绘制等初步设计任务。

1 厂区概况
1.1 地理位置、行政管理及交通情况
孤山子矿为铁法煤业（集团）有限责任公司下属的现代化大型矿井。

矿所在地行政区划隶属于省调兵山市孤山子镇。

孤山子井田位于铁法煤田的东南部，南北走向长约5.35km，东西宽约4.2km，总面积约为22.5 km2。

北以 F W313断层为界，与小青井田相邻；南以煤层最低可采边界线为界，上水平局部以人为技术边界与蔡牛井田相邻；西以F3、F2、F W25、F35-1断层为界与大兴井田相邻；东至14#煤层最低可采边界线。

晓南井田平面直角座标和地理座标分别为：
X= 4689548～4697640 Y= 41547992～41554247
北纬42°20′19″～42°24'42" 东经123°34′57″～123°39′21″孤山子矿东距市30km，南距市130km，与外界交通方便。

矿区铁路直达矿井并在大青站与国铁接轨，可通往全国各地。

矿区公路网已经形成，纵横交错、四通八达，康铁线、四梅线公路由本区东西向穿过，孤山子矿可以通过两条公路直达市，与哈大公路相接，详见图1.1。

图1-1 铁法矿区交通位置图
Fig. 1-1 Chart of Tiefa area’s transportation
1.2 厂区地理概况
铁法矿区地势平坦，属于冲积平原地貌。

其西部为调兵山复背斜，是由一套古老岩系隆起而成的低矮山丘，由于长期风化剥蚀，植被较为发育。

晓南井田地形较为平坦开阔，起伏不大，海拔标高为+57m～+75m，并全部被第四系松散沉积物所覆盖。

区无大河流发育，仅有长沟河等季节性河流，夏流冬涸，由西向东横贯全区，在前往户屯汇集后转向南流入辽河。

1.3 气象及地震
该区为大陆性寒温带干旱半干旱气候，风多雨少，春冬两季多为西北风，夏秋两季多为西南风，风力一般3～4级，大者高达7～8级，无风季节少见。

年平均降雨量Q = 500 mm/a左右，最大达到1009.1mm (1954年)，降雨一般集中在七、八、九三个月。

年平均气温7℃左右，历史最高气温 37.6℃(2000年7月8日)，最低达到－34.6℃(2001年1月13日)。

冻结期为3～4个月，冻结深度1.4m左右。

本区地震强度较小，该煤田地区历年来未超过二级。

2 原料煤基地
2.1 地层
铁法煤田为一陆山间盆地，属同沉积断陷盆地。

这种特定的古构造及古地理环境，控制了盆地的建造与改造。

孤山子井田作为铁法沉积盆地的一个次级构造单元(孤山子背斜)，除了具有铁法盆地的沉积特点之外，在沉积建造与构造演化上，还有其自身的若干特征。

2.1.1区域地层
铁法煤田为一套中生代侏罗纪晚期及白垩纪早期的陆相沉积地层，其上被第四系沉积物覆盖，为全隐伏式煤田。

整个煤田位于松辽盆地的东南侧，地势较为低平。

以前震旦系花岗片麻岩结晶片岩构成煤田之基底，其上依次沉积了侏罗系、白垩系及第四系。

煤田南北长为29.5km，东西宽为17.4km，总面积为513.3km2。

2.1.2井田地层
孤山子井田位于铁法断陷盆地的东南角，其地层层序和煤层生成年代与区域地层一致，以前震旦系构成基底，其上依次发育了中生界之晚侏罗统、早白垩统及新生界之第四系地层(图2.1)，现由下而上分述如下：
（1）元古界—前震旦系(AnZ)
主要由肉红色花岗片麻岩、黑云母片岩、石英片岩、角闪石片岩组成。

广泛出露于调兵山、柏家沟一带，在本井田没有发现出露，因其埋藏过深，钻孔也未曾揭露。

（2）中生界—上侏罗统(J3)
前震旦系地层形成以后，本区长期处于被剥蚀状态，使整个古生界和部分中生界地层缺失。

直到燕山运动的中期，即中侏罗世之前，地壳活动频繁，才有安山岩喷出，伴随着集块岩的生成。

新华夏系与纬向构造体系发生复合，形成了铁法断陷盆地，并伴有广泛的岩浆活动，使本区下降并接受了晚侏罗世的含煤沉积。

（3）下白垩统(K1)
该地层普遍发育，假整合于侏罗系地层之上，厚度最大为450m，一般厚320m。

在井田南部边缘434 号钻孔没见到该地层，419号孔附近很薄。

在井田北部及中部，该系地层普遍发育。

在白垩系中，有玄武岩喷出。

玄武岩喷发前形成了一套还原条件下的绿色砂质砾岩，喷发之后，该地区气候干燥，因而，又形成了一套氧化环境下的红色砂质砾岩层。

所以，本井田白垩系地层从颜色上可以分为两个岩段，即灰绿色砂岩砾岩段及紫色砾岩砂岩段。

在地层划分上，相当于区域性的家湾组。

（4）新生界之第四系(Q)
孤山子井田完全被第四系冲积层所掩盖，盖层厚度为4.73～35.46m，一般为21.61m 左右。

成分以粘土和亚粘土为主，局部地段有坡积层，该层与其下部岩层呈明显的不整合
接触。

2.2 原料煤矿井说明及开采技术条件
孤山子煤层赋存于-170 m~740 m之间，埋存较深，倾角平缓，该矿井采用竖井开拓方式。

该井井下有十一个采区，即南一至南七，北一至北四，前二十年采区为北一、北二、南一三个采区。

采用长壁分层采煤法，采区全部按综合机械化采煤装备。

矿井设计能力每年3.0Mt，年工作日数为300 d，每天三班生产，一班检修。

每天工作16 h。

矿井服务年限为60年左右。

矿井井下的煤用箕斗提升至煤仓，仓下设有给煤设备，直接将煤给到带式输送机，经皮带，送到选煤厂。

2.3 煤质特征
2.3.1 煤的物理性质
井田煤为褐黑色、条痕褐色；沥青~弱玻璃光泽；贝壳状断口，个别为参差状断口；解理不发育；一条带状结构，层状构造。

在亮煤条带中常见两组垂直层面的生裂隙，一组发育，另一组次之。

裂隙面平坦，在裂隙中常带有方解石及黄铁矿薄膜充填。

宏观煤岩特征为亮煤和半亮煤，亮煤呈条带状及透镜体状。

煤层中常见有薄层丝炭、疏松多孔、性脆易碎、染指有明显的纤维状结构和丝绢光泽。

在透射光下观察：主要为均一镜煤、结构镜煤、凝胶化基质等。

矿物常见有：石英、方解石、黄铁矿、粘土等。

[3] 2.3.2 煤的化学性质
水分(W f)：一般为8~13 %；
灰分(A d)：一般为18~25 %，属中灰分煤；
挥发分(V)：一般为40~44 %；
粘结性：为1~3；
发热量(Q)：一般为21~23.1 MJ/kg；
胶质层(Y)：0~5 mm；
硫(S)：在2 %左右，最高达7 %。

在分析各种硫的样品中，硫酸盐硫含量低。

硫化铁硫含量高，有机硫次之，属中硫煤；
磷(P)：含量在0.~0.030 %之间，属低磷煤；
碳(C)：多数在76~80 %之间；
灰熔点(T)：1200~1350 ℃之间。

2.3.3 密度分析
1）两层煤低密度的含量大，主要集中在-1.30~1.40两个密度级中，而中间密度物含量较少。

4层煤两个密度级含量占整个浮沉煤样的48.4%，灰分小于12.77%。

6层煤两个密度级含量占整个浮沉煤样的48.37%，灰分小于8.12%。

2）4层煤+2.0密度级的灰分在86.02%，6层煤+2.0密度级的灰分在70.52%，灰分不是很高，说明6层矸石不是很纯。

3 煤质资料分析及可选性评定
3.1 煤样工业分析指标及筛分浮沉结果
3.1.1 煤样工业分析指标
该选煤厂煤样的工业分析指标见表3-1。

表3-1 工业分析指标表
Tab.3-1 Table of industry analysis indicators
本设计采用的煤样是孤山子矿4、6煤两层煤样。

两层煤的入选比例为40/60。

基本数据见下表：
表3-2 4煤层筛分试验结果表
表3-3 4煤层破碎级试验结果表
Tab.3-3 Table of 4 coal bed crash grade screen test results
表3-4 6煤层自然级试验结果表
Tab.3-4 Table of 4coal bed screen test results
表3-5 6煤层破碎级试验结果表
Tab.3-5 Table of 6 coal bed crash grade screen test results
表3-6 4煤层自然级浮沉试验综合表
Tab. 3-6 Table of 4 coal bed natural grade float-and-sink test results
表3-6 4煤层自然级浮沉试验综合表
Tab. 3-6 Table of 4 coal bed natural grade float-and-sink test results
续表3-6
表3-7 4煤层破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-7 Table of 4 coal bed crash grade float-and-sink test results
表3-7 4煤层破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-7 Table of 4 coal bed crash grade float-and-sink test results
续表3-7
表3-8 6煤层自然级浮沉试验综合表
Tab. 3-8 Table of 6 coal bed natural grade float-and-sink test results
表3-8 6煤层自然级浮沉试验综合表
Tab. 3-8 Table of 6 coal bed natural grade float-and-sink test results
续表3-8
表3-9 6煤层破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-9 Table of 6 coal bed natural grade float-and-sink test results
表3-9 6煤层破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-9 Table of 6 coal bed crash grade float-and-sink test results
续表3-9
3.2 煤样筛分资料整理分析与综合
3.2.1 筛分资料的综合
对原始大筛分资料的数据和结果进行审查，将错误的数据和结果改正过来，然后根据入选比例将所有入选煤层大筛分资料综合成一个结果。

当原煤最大粒度大于入选上限，对大于入选上限的煤需要进行破碎后入选时，须对破碎级那部分煤的筛分试验资料进行综合。

对于缺少大于入选上限煤的破碎筛分资料时，则假设破碎后的粒度组成与同煤层原煤自然级粒度组成相同，各粒度级灰分用大于入选上限灰分进行校正。

综合过程简单叙述如下：
(1) 对于自然级来说，确定各层煤在入厂（选）原煤中所占的百分数。

表3-10中， %100%,60%,402121=+==K K K K 。

(2) 将各层煤占本层煤的粒度级别分别换算成占入厂（选）原煤的百分数，
100i K ⨯Γ=
入入
γ (3-1)
式中：
入γ—入选的各层煤中某一粒级换算成占入选原煤的百分数，%；
入Γ—某层煤占入厂原煤的百分数，%；
i
K —各层煤某一粒级占本层煤的百分数，%。

如表3-10中第4栏和第8栏的各行数据按公式3-1进行计算。

(3) 将占全样各个数值按等粒级相加，即得原煤各粒级的含量γ。

如表3-10中第10栏各行数据为7410γγγ+=。

(4) 综合后各粒度级的灰分用加权平均法计算。

如表3-10中第11栏各行数据的依照公式3-2进行计算。

10
8
75411γγγA A A ⨯+⨯=
(3-2)
(5) 对于破碎级来说，从表3-10中，可以确定破碎级各煤层在入厂原煤中所占的百分数[7]。

如表3-11中，95.1579.12%,16.3=+==B A B A K K K K ，。

然后，将两层原煤的破碎级资料用上述方法进行煤质资料的综合。

(6) 将自然级和破碎级的数量和灰分进行综合，计算后的结果填入表3-12中。

两层原煤筛分试验综合结果见表3-10、两层原煤+50mm 破碎级筛分试验综合结果见表3-11、入选原煤破碎级与自然级筛分试验综合结果见表3-12。

表3-10 两层原煤自然级筛分试验结果综合表
Tab. 3-10 Table of the raw coal natural grade screen test results
表3-11 两层原煤+50mm 破碎级筛分试验结果综合表
Tab. 3-11 Table of the raw coal +50mm crash grade screen test results
表
3-12 两层原煤破碎级与自然级筛分试验结果综合表
Tab. 3-12 Table of the raw coal natural grade and crash grade screen test results
3.2.2 浮沉资料综合
浮沉试验资料综合的原则与方法和筛分资料相似，是按等密度级综合的原则进行。

简单叙述如下：
(1) 将自然级、破碎级中个密度级所占本级质量百分数换算成占全样的质量百分数，然后，按等密度级相加得该煤层自然级和破碎级0.5~50mm 粒级占全样质量百分数，各密度级的灰分用加权平均法求出。

即，
151296318γγγγγγ++++= (3-3)
18
16
151312109764320γγγγγγA A A A A A ⨯+⨯+⨯+⨯+⨯=
(3-4)
如表3-6、表3-7、表3-8和表3-9中第3栏、第6栏、第9栏、第12栏、第15栏、第18栏和第20栏的各行数据按照公式3-3和3-4进行计算。

(2) 将本层全样第18栏换算成占入选全样第19栏，其比列分别从表3-10和表3-11中查出。

(3) 将本层自然级和破碎级进行综合，只要将自然级和破碎级分别综合后的总量进行综合即可。

综合结果见表3-13、3-14。

(4) 将两层煤分别综合后的浮沉资料综合在一起，即得入选原煤50~0.5mm 浮沉试验结果综合表[7]。

计算结果见表3-15。

表3-13 4自然级与破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-13 Table of the 4 coal bed natural grade and crash grade screen test results
表3-14 6自然级与破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-13 Table of the 6 coal bed natural grade and crash grade screen test results
表3-15 两层煤50～0.5mm浮沉试验综合表
Tab. 3-15 Table of the two coal bed float-and-sink test results
3.2.3 筛分浮沉资料的灰分校正
(1) 筛分资料的校正
筛分、浮沉实验的结果会产生误差，但其误差围要符合国标规定，因此，资料综合的结果与原样不一致时，则需要校正，以便以后的流程计算不会出现差错。

筛分资料的校正是以筛分试验前煤样的总灰分为基准，来校正筛分后各粒级的灰分。

即
A A -=∆0 (3-5)
式中：∆—灰分校正系数，此值可正、可负，%；
0A —筛分前总灰分，%；
A —筛分后各粒级综合灰分，%[7]。

所以%89.463.3952.440=-=-=∆A A 。

将灰分差值∆与各粒级的灰分相加，即得各粒级校正后的灰分，从而使试验前、后的总灰分在数值上完全一致。

结果见表3-12。

(2) 浮沉资料灰分的校正
浮沉资料的校正通常采用调出量法。

校正的基准为筛分综合表中的相应粒级综合校正灰分值为准。

注意煤泥灰分不校正，则
浮筛A A -=∆ (3-6)
式中：∆—灰分校正系数，此值可正、可负，%；
筛A —筛分表中参加浮沉各粒级的综合校正灰分减去综合浮沉表中浮沉煤泥的灰分，%；
浮A —综合浮沉表中各密度级累计灰分（去泥），%。

而 筛A =41.34%，
浮A =41. 67%，
%77.018.3395.33=-=-=∆浮筛A A 。

校正前后的灰分仍为除去浮沉煤泥的灰分，但其方法假定各密度级灰分不变，调整各密度级质量百分数。

即，
(1) +1.8kg/L 密度级质量百分数增加x%，同时相应减少-1.8kg/L 密度级的质量分数x%，其总质量百分数仍为100%。

增减x%后，建立新的平衡关系如下：
筛A A x A x ⨯=⨯-Γ+⨯+Γ--++100)()(8.18.18.18.1
得：
)
()(1008.18.1-+--=
A A A A x 浮筛 (3-7)
式中：x —校正值，%；
筛A —筛分表中参加浮沉各粒级的综合校正灰分减去综合浮沉表中浮沉煤泥的灰分，%；
浮A —综合浮沉表中各密度级累计灰分（去泥），%； 8.1+A —+1.8kg/L 密度级灰分，%； 8.1-A —-.8kg/L 密度级灰分，%。

所以%26.125
.1526.76)
18.3395.33(100)
()(1008.18.1=--⨯=
--=
-+A A A A x 浮筛。

(2) 按校正值x 将大于+1.8kg/L 和-1.8kg/L 密度级的质量百分数进行调整。

考虑到x 应按比例分配到+1.8kg/L 和-1.8kg/L 各密度级中去，则有：
x +Γ=Γ++8.1'8.1 (3-8) 8
.18
.18
.18
.1100'+---Γ-Γ-
Γ
=Γn n n (3-9) 式中：8.1'
8.1++ΓΓ、—分别为+1.8kg/L 密度级调整后和调整前的质量百分数，%；
8.18.1'
--ΓΓ、n
—分别为-1.8kg/L 密度级调整后和调整前的质量百分数，%[7]。

校正结果见表3-15。

3.3 可选性曲线的绘制及可选性评定
3.3.1 绘制可选性曲线
可选性曲线是依据两层入选原煤0.5~50mm 粒级原煤试验综合表的数据而画出来的。

0.5~50mm 粒级原煤试验综合表见表3-16。

可选性曲线见图3-1。

表3-16 0.5～50mm粒级原煤浮沉试验综合表
Tab.3-16 Table of 0.5~50mm grade raw coal float-and-sink test results
图3-1 50~0.5mm入选原煤的可选性曲线
Fig. 3-1 Washability curve of 0.5 ~ 50mm grade raw coal
3.3.2 原煤的可选性评定
对0.5～50mm粒级原煤可选性曲线进行分析，在动力煤的灰分要求围，δp±0.1的产率小于10%，根据我国δp±0.1含量评定标准，可选性等级为及易选[8]。

所以在生产工艺流程上选择跳汰选煤生产工艺。

4 选煤方法与工艺流程的制定
4.1 选煤方法与入选方式
根据原煤的可选性，确定该选煤厂的选煤方法为跳汰选煤法。

入选方式采用混合入选和分级入选两种，并将两种入选方式进行比较，最终选取最优的方案。

4.2 不分级跳汰方案的流程确定
4.2.1 不分级跳汰原煤的筛分资料综合
50～0.5mm粒级的原煤筛分浮沉试验结果见表4-1，得出综合浮沉资料见表4-2。

表4-1 两层煤50～0.5mm浮沉试验综合表
Tab. 4-1 Table of two coal 50~0.5mm float-and-sink test results
表4-2计算步骤[9]如下：
(1) 表中2、3栏数据为已知数据；
(2) 4栏数据为2栏各密度级产率从上而下累加而得；
(3) 5栏数据为2栏、3栏各密度级产率，灰分从上而下加权求得；
(4) 6栏数据为2栏产率至下而上累加求得；
(4) 7栏数据为2栏、3栏各密度级产率，灰分从下而上加权求得；
(6) 8栏数据为分选密度是指浮沉实验分离过程中两种产物的分界密度。

为该分选密度±0.1的产率的上下相加的和。

表4-2 0.5～50mm粒级原煤浮沉试验综合表
Tab.4-2 Table of 0.5~50mm grade raw coal float-and-sink test results
4.2.2 选煤可选性曲线
由表4-2可绘制出原煤的可选性曲线见图4-1。

图4-1 0.5～50mm 粒级原煤的可选性曲线
Fig.4-1 Washability curve of 0.5 - 50mm grade raw coal
对0.5～50mm 粒级原煤可选性曲线进行分析，在动力煤的灰分要求围，δp±0.1的产率小于10%，根据我国δp±0.1含量评定标准，可选性等级为极易选。

所以在生产工艺流程上选择跳汰选煤生产工艺。

4.2.3 选煤产品预测
由煤的可选性曲线以及用户对产品的要求，可确定不同的精煤灰分作为不同的方案进行经济价值比较，从而确定精煤的理论灰分。

又由于该煤用于动力煤，且煤质较好，原煤的灰分比较低，可确定以下几个方案：
(1) 取A
精煤
=14%，根据可选性曲线，可查出浮物产率γβ=66.11%，沉物产率
γθ=33.89%，沉物灰分A θ=75.20%，临界灰分A 临界=47.97%，理论分选密度δ=1.72g/cm 3，γδ±0.1 =4.79%，取矸石灰分A 矸石=80%，矸石产率γ矸石=22.07%，
所以中煤产率：
矸石沉物中煤γγγ-= =33.89-22.07=11.82%，
中煤
矸石
矸石沉物沉物中煤γγγ⨯-⨯=A A A =
%58.5782
.1107
.228089.3318.72=⨯-⨯。

(2) 取A
精煤
=15%，根据可选性曲线，可查出浮物产率γβ=68.43%，沉物产率
γθ=31.57%，沉物灰分A θ=74.24%，临界灰分A 临界=53.99%，理论分选密度δ=1.75g/cm 3，γδ±0.1 =4.25%，取矸石灰分A 矸石=80%，矸石产率γ矸石=22.07%，
所以中煤产率：
矸石沉物中煤γγγ-= =31.57-22.07=11.5%，
中煤
矸石
矸石沉物沉物中煤γγγ⨯-⨯=
A A A =
%27.505
.1107
.228057.3124.74=⨯-⨯
(3) 取A
精煤
=16%，根据可选性曲线，可查出浮物产率γβ=69.82%，沉物产率
γθ=30.18%，沉物灰分A θ=72.07%，临界灰分A 临界=42.89%，理论分选密度δ=1.77g/cm 3，γδ±0.1 =4.09%，取矸石灰分A 矸石=780%，矸石产率γ矸石=22.07%，
所以中煤产率：
矸石沉物中煤γγγ-= =30.18-22.07=8.11%，
中煤
矸石
矸石沉物沉物中煤γγγ⨯-⨯=
A A A =
%49.5011
.807
.228018.3007.72=⨯-⨯
(4) 取A
精煤
=18%，根据可选性曲线，可查出浮物产率γβ=73.49%，沉物产率
γθ=26.51%，沉物灰分A θ=77.51%，临界灰分A 临界=61.63%，理论分选密度δ=1.81g/cm 3，γδ±0.1 =3.72%，取矸石灰分A 矸石=80%，矸石产率γ矸石=22.07%，
所以中煤产率：
矸石沉物中煤γγγ-= =26.51-22.07=4.44%，
中煤
矸石
矸石沉物沉物中煤γγγ⨯-⨯=
A A A =
%13.6544
.407
.228051.2651.77=⨯-⨯。

由于方案(4)的理论分选密度较高，再实际生产中不易控制。

所以不考虑方案(4)的选取。

依据洗选煤基本价格表，得出选煤产品设计方案经济指标比较表，见表4-3。

表4-3 选煤产品设计方案经济指标比较表
Tab.4-3 Table of the comparison of the design product plan’s economic indicators
依据原煤灰分，不同粒度的原煤的价格又有所不同，根据粒度划分的洗产品，进行经济价值的比较，见表4-4。

表4-4 选煤产品设计方案经济指标比较表
Tab. 4-4 Table of the comparison of the design product plan’s economic indicators
根据表4-3和表4-4经济方案的比较结果，可以看出产品为洗中块、洗小块、洗粒煤、洗粉煤四种产品、精煤灰分为16%、精煤产率为69.82%、中煤灰分为50.49%、中煤产率为8.11%的方案为最优方案。

下面对各密度级在跳汰分选产物中的分配率进行计算[10]。

根据选用跳汰机类型确定矸石段1I =0.15，中煤段2I =0.17。

由曲线确定分选密度第一段（跳汰矸石段）理论分选密度取δp 10=1.86g/cm 3，第二段（跳汰中煤段）理论分选密度取δp 20=1.645g/cm 3，查表确定实际分选密度δp 1=1.87 g/cm 3 ，δp 2=1.64 g/cm 3 通过公式
t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
(4-1)
将t值算出查t-F(t)表，即算出各密度级在跳汰分选产物中的分配率。

矸石段：已知：δp=1.87g/cm3，I=0.15。

δ-1.3时（取1.2），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=10.35⨯(-0.6385)=-6.608，查表得
ε=0；
δ-1.3～1.4时（取1.35），t= 1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=10.35⨯(-0.3955)=-4.，查表
得ε=0；
δ1.4～1.5时（取1.45），t= 1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=10.35⨯(-0.2863)=-2.963，
查表得ε=0.15；
δ1.5～1.6时（取1.55），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=10.35⨯(-0.1992)=-2.061，查
表得ε=1.96；
δ1.6～1.7时（取1.65），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=10.35⨯(-0.1266)=-1.31，查
表得ε=9.51；
δ1.7～1.8时（取1.75），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=10.35⨯(-0.0645)=-0.667，查
表得ε=25.23；
δ+1.8时（取2），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=10.35⨯(0.0605)=0.626，查表得
ε=73.44。

中煤段：已知：δp=1.64g/cm3，I=0.17。

δ-1.3时（取1.2），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=9.14⨯(-0.5051)=-4.617，查表得ε=0；
δ1.3～1.4时（取1.35），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=9.14⨯(-0.2621) =-2.956，查
表得ε=0.16；
δ-1.4～1.5时（取1.45），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=9.14⨯(-0.1530)=-1.398，查
表得ε=8.00；
δ1.5～1.6时（取1.55），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=9.14⨯(-0.0658)=-0.602，查表
得ε=27.37；
δ1.6～1.7时（取1.65），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=9.14⨯(0.0067)=0.062，查表
得ε=52.47；
δ1.7～1.8时（取1.75），t=1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=9.14⨯(0.0689)=0.630，查表
得ε=73.57；
δ+1.8时（取2），t =1.5531
lg
1
I p
δ
δ
-
-
=9.14⨯(0.1938)=1.772，查表得
ε=96.11。

由以上计算得出跳汰分选结果，见表4-5。

表4-5 跳汰产品设计指标计算表
Tab. 4-5 Table of the jigging product design computation results
由可选性曲线图4-1以及表4-5的计算结果可以看出理论与设计指标的对比情况,比较结果见表4-6。

表4-6 理论与设计指标对照表
Tab. 4-6 Table of the comparative between theories and design results
该厂原煤牌号为长焰煤，采用不分级跳汰选，由于原煤中煤泥含量小于10%，故次生煤泥含量取3%，灰分取32.92%。

计算出的结果见表4-7。

表4-7 选煤产品设计平衡表
Tab. 4-7 Table of the design product balance results
由原煤可选性，以及对产品方案的比较可以确定选煤生产工艺流程，因为中煤灰分57%过大而且占全样较少，所以工艺流程为两产品流程，见图4-2。

图4-2 选煤生产工艺流程图
Fig.4-2 The process flowsheet of coal preparation
5 工艺流程数质量计算
5.1 单位小时处理量计算
Tt
Q Q i 0
=
(5-1) 式中：Q i —选煤厂小时处理量，t/h ；
Q 0—选煤厂年处理能力，t/a ； T —选煤厂年工作日数，d/a ； t —选煤厂日工作时间，h/d
[10]。

该选煤厂生产能力为3.0Mt/a ，每年工作330天，每天工作16小时，两班生产一班检修。

所以单位小时处理量h t Tt Q Q i /56816
33030000000=⨯==。

5.2 原煤准备作业的数质量计算
5.2.1 筛分作业计算
预先筛分：筛孔为φ50mm，筛分效率为η=100%。

入料： %1001=γ h t Q /5681= %92.321=A 筛上物： %95.152=γ
h t Q Q i /61.90%95.1556822=⨯=⨯=γ %52.44502=A =A +
筛下物： %05.84%95.15%100213=-=-=γγγ h t Q Q Q /39.47761.90568213=-=-= %71.3005
.8458
.4495.1592.32100322113=⨯-⨯=A -A =
A γγγ
5.2.2 机械排矸作业计算
经过检查性手选认为在数量和质量方面的指标不改变。