选煤厂实习报告0001.docx

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选煤厂实习报告0001

选煤厂实习报告

实习报告

单位：

太西洗煤厂

姓名：

王亮

专业：

矿物加工工程

院校：

西安科技大学

时间：

二0一二年七月十日

前言

2012年6月25日我来到了太西洗煤厂进行为期两周的实习，在这两周的实习过程中，为了更好地了解生产工艺及技术管理，我分别在一分区洗煤车间及二分区洗煤车间进行实习。

基本了解了本厂的生产工艺流程及一些主要设备的工作原理。

在实习过程中，老师叮嘱我们一定要带着问题去实习，这样才能使自己所学专业应用到实际的生产过程中，从而在将来的工作中加以应用。

在实习时，当我们遇到不懂的问题时，从车间领导到技术员到班长以及工人师傅们都对我们进行热心的指导，直到我们完全理解它。

1厂区概况

太西洗煤厂是神华宁夏煤业集团有限责任公司下属的中心型“无烟煤”洗煤厂，是原太西洗煤厂、原西大滩洗煤厂和大石头洗煤厂于2009年2月整合成立的。

整合后的太西洗煤厂年入洗能力达到700万吨以上，是西北地区最大的无烟煤洗选深加工基地。

一分区（原太西洗煤厂）始建于1983年，1986年建成投产。

入洗原料煤主要来自于集团公司下属的白芨沟、大峰、红梁等生产矿井。

生产工艺为原煤混合入洗，跳汰主洗，中煤重介再洗，煤泥直接浮选，精矿过滤回收，尾矿压滤回收，洗水闭路循环；末煤、粒煤重介精选出超低灰纯煤产品；矸石采用风选加工，供矸石电厂做燃料。

年入洗能力达300万吨以上。

太西洗煤厂二分区始建于1989年，初期采用跳汰洗选工艺，生产能力为15万吨/年，后经1991年、1995年两次改建和扩建形成两个相互独立的跳汰车间和重介车间，原煤处理能力各为30万吨/年。

2001年5月利用第七批国债资金对生产系统进行了全新的技术改造，拆除原30万吨/年的跳汰车间，改造成设计能力为120万吨/年的重介洗选车间及配套的煤泥浮选、尾煤泥压滤系统，于2004年3月全部建成且分期顺利投产。

通过技改太西洗煤厂二分区两个重介洗选车间实际生产能力现已达到200万吨/年。

技术改造工程完工投入生产运行后，截止2005年底，太西洗煤厂二分区在消化多种增支因素的情况下，已累计创利上亿元，成为集团公司主要创利大户之一。

三分区（原神火洗煤厂）坐落在平罗县崇岗工业园区，距大武口市中心仅二十多公里，与110国道相接，交通便利，规划占地200亩。

太西洗煤厂主要产品品种有：

洗精大块（粒度30mm～80mm，灰分指标≤8.00％）、洗精中块（粒度为20mm～40mm，灰分指标≤8.00％）、洗精小块（粒度为10-30mm，灰分指标≤8.00％）、洗精粒煤（粒度为6mm～17mm，灰分指标≤6.00％）、洗精末煤（粒度－6mm，灰分≤6.00％）、洗纯粒煤（粒度为6～17mm，灰分指标≤3.00％）、洗纯末煤（粒度为－6mm，灰分指标≤3.00％）等7个常规品种，广泛应用于冶金、碳素、活性炭、化工、碳化硅、耐火材料、环保等生产和科研领域。

因生产出的“太西”无烟煤质量稳定，品种齐全，品质优良，被誉为“煤中之王”。

2一分区工艺系统概况

2.1原煤准备系统

太西洗煤厂一分区原煤准备系统采用先分级再破碎的工艺流程，具体流程如下：

原煤由火车沿铁路线运入，通过107、108两台KFJ-2A型翻车机翻入109、110、111、112受煤坑，通过113、114、115、116四台给煤机将煤给入117、118两条原煤皮带上，均量给入141、142两台同步等厚筛进行分级，筛下物（-60mm级）煤粒通过溜槽直接入201、202上仓；而筛上物（+60mm级）大块煤粒经过手选皮带143、144除去大块矸石和杂物后，入165（美国康马克）、166（英国MMD）两台齿辊破碎机进行破碎，最终物料和等厚筛筛下物一起由201、202转载后上仓，再经203皮带分别给入白芨沟、大峰、红梁三个原煤仓。

145、146两台鄂式破碎机作为备用。

2.2跳汰系统

2.2.1主洗跳汰选煤工艺流程

太西厂一分区采用原煤混合入洗，原煤经过配掺后由210－221给煤机给到301、302皮带上，由301、302皮带运上主厂房，301皮带将原煤转运到303刮板运输机，由303锚链将煤均量分配给入311、313跳汰机的缓冲仓内，而302皮带将原煤通过带翻板的溜槽平均给入310、314跳汰机的缓冲仓内，再由仓下的给煤机分别均匀地给入四台主洗跳汰机进行分选作业。

经过跳汰机的分选，将原煤分选成矸石，中煤和精煤。

矸石由经309-1刮板机转载由333皮带送入矸石仓，矸石仓满仓时由汽车运到风选厂存放。

中煤进中煤经由333-1皮带进入重介再洗系统。

主洗精煤由精煤分级筛328、329、330、331进行分级，筛上物即粒度大于17mm的物料由皮带404、411经过转载进入分级筛420、421，将物料分成精大块，精中块和精小块三种产品，然后分别由皮带运输至精煤仓；筛中物（即粒度介于6—17mm间的物料）经过皮带403—1、403—2、405分别进入A、B粒煤重介系统；筛下物即粒度小于6mm的物料进入捞坑。

2.2.2主洗跳汰设备

一分区所使用的310、311、313、314主洗跳汰机均为YT型，其主要特点和技术特征有：

1）YT型跳汰机把筛下和筛侧有机结合在一起，使它具有两种机体的优点。

脉动风源的风压只需大于0.025MPa。

吸缀适中，透筛损失小，脉动沿纵向和横向都均匀没有死角，机体矮小，结构简单。

2）采用多频跳汰技术使每段的分层效果都能达到最佳状态，采用复频跳汰周期，在一个周期内引入多次进风，更加突出多次进风精确的分层效果。

3）YT型跳汰机床层检测用内置导向式浮标，能准确地放映床层厚度，明显改善产品质量的稳定性。

4）YT型跳汰机采用高可靠性的PLC可编程序控制器，由微机控制给料量、床层厚度、排料量，用触摸屏作为人机界面，把数控风阀控制系统和自动排料控制系统集成为一体，专业软件实现了较高的可靠性控制，智能化操作。

2.3重介分选系统

一分区重介系统分为精粒煤重介系统、精末煤重介系统和中煤重介再洗系统。

2.3.1粒煤重介系统

一分区对跳汰精煤中粒度在6～17mm之间的精小粒，进行超低灰产品的提取，具体流程如下：

精煤经过328、329、330、331分级筛分级后，粒级在6～17mm的煤经403－1、403－2、403－3皮带的转载和432、433斗子提升机的提升转载作用下，入483、484、485、486四台2HMCC精选两段圆筒型重介旋流器进行分选，提取出灰分小于3%的超低灰产品，纯煤和尾煤进入487、488弧形筛脱介，然后入489、490脱介筛再次脱介和脱水。

由于处理量比较小，487、488、489、490是由钢板中间隔开的两半型。

脱介脱水后的重介尾煤产品由403、412皮带转载入B6仓，纯粒煤由902-2皮带输送至纯煤仓。

487、488弧形筛筛下的介质悬浮液入分流箱，一部分直接入492合格介质桶，而另一部分入499磁选机除去多余的煤泥，回收后的介质进入合格介质桶。

489、490脱介筛一段的筛下物直接进入492合格介质桶，二段的筛下物进入499磁选机进行介质回收，回收后的介质进入合格介质桶，而尾矿进入煤泥池，最终打入捞坑。

2.3.2末煤重介系统

即对跳汰精煤中粒度在－6mm末精煤进行分选，具体流程如下：

末精由345刮板机打反转到A901皮带进入末煤重介系统，经A902皮带、A903转载，由A401刮板机均量给入各个缓冲仓，再由A404、A408～A417给煤机把煤给入A420～A425旋流器进行分选，分选出的纯煤先入A428、A429、A430、A431弧形筛脱介，筛上物入A437、A438脱介筛再次脱介，筛上物的纯煤产品由A451、A452刮板机转载后入A453、A454离心机脱水，脱水后的产品经A701、A702皮带转载入仓。

而尾煤产品先入A432、A433、A434、A435弧形筛脱介，再入A441、A442、A443、A444脱介筛再次脱介，脱介后尾煤产品由A455刮板机均量给入A456、A457、A458、A459、A460离心机离心脱水，脱水后产品经A465、A466刮板机、A703皮带转载入仓。

A428～A435弧形筛筛下物进入合介桶，A437、A438、A441、A442、A443、A444脱介筛一段筛下物作为合格介质直接进入合介桶，二、三段筛下物进入A461～A464磁选机进行磁选回收，回收后的介质进入合格介质桶，磁选机尾矿一部分入12m耙式浓缩机进行浓缩处理，另一部分入缓冲水池进入浮选系统。

离心机离心液进入离心液桶，当桶位到达数值上限时由A469、A470泵打到四台尾煤筛A441、A442、A443、A444二段筛面上进行煤和介质的回收。

2.3.3中煤再洗重介系统

跳汰机出来的中煤经斗式提升机提到333-1转载进入A309-2双齿辊破碎机，破碎到40mm以下后进入A310混料桶，A319合格介质桶中的介质通过A320泵打入A310混料桶，介质和煤混合后通过A311打入A312旋流器进行分选。

精煤到A313预先脱介，再到A327脱介脱水，进入331筛子脱水分级。

中煤到A314预先脱介，再到A316脱水脱介，转载到334锚链上仓装仓。

矸石到A315预先脱介，再到A317脱水脱介，通过333装入矸石仓。

A327、A316和A317筛子二段底流进入磁选机回收磁铁矿，精矿进入A319合格介质桶，尾矿去30米浓缩池。

2.4煤泥水处理系统

一分区的煤泥水系统主要包括粗煤泥回收系统、浮选系统、尾煤泥浓缩压滤回收系统，整个煤泥水系统完全实现了闭路循环。

2.4.1煤泥水系统主要设备

粗煤泥回收选用的浓缩分级设备是2组FX500-GT×6水力旋流器组。

其相关参数为，处理能力840~1320m3/h；分离粒度74~200μm；入料压力0.15~0.2Mpa。

浮选设备采用的是4台XJM-S16和1台XJM-S20型机械接搅拌是浮选机，其中4台XJM-S16是3室，1台XJM-S20是4室。

此种浮选机具有以下特点：

（1）槽体采用矩形断面，与梯形槽体相比，在几何容积相同的情况下，矩形槽的搅拌区容积最大，占地面积最小。

（2）入料方式采用了“吸入”与“直流”相结合的方式。

（3）叶轮采用伞形结构，腔内无隔板，易于加工制造，且由于采用了特殊结构的联接方式，叶轮拆卸极为方便。

（4）进气方式采用自吸式进气，虽然每室只有一个进气孔，但进气量足以满足需要，而且空气可由叶轮的上层和下层同时双系统进入叶轮腔内。

（5）设有液位调节装置，可随时调节液位，既能保证产品质量，又可提高工作效率。

浮精脱水设备采用2台PJ-60A和1台GPJ-120加压过滤机及1台GPS-72圆盘真空过滤机。

PJ-60A加压过滤机的技术参数：

过滤面积60m2，滤盘直径3米，槽体储液量10m3，生产能力30-45t/h，水分18-20%；GPJ-120加压过滤机的技术参数：

过滤面积120m2，滤盘直径3米，槽体储液量20m3，生产能力60-90t/h，水分18-20%。

加压过滤机的主要特点有：

生产能力高、产品水分低、能耗低、自动化操作、滤液浓度低、噪音小及滤饼呈松散状等特点。

压滤设备采用6台ZKGI1500/2000-U型快开全自动压滤机，其技术参数：

S总=300m2，电机HY160M-RP-Y2180M-4/18.5Kw，减速机R107DM132S4×2拉板电机：

DM132S4/5.5KW×2。

浓缩设备采用2台TBN-30周边传动普通耙式浓缩机和一台NXZ-30中心传动式浓缩机（备用）及1台NZS-12中心传动普通耙式浓缩机。

TBN-30技术参数：

φ=30m，H深=3.92m,S=707m2；NXZ-30技术参数：

φ=30m，H深=3.95m,S=707m2，额定提耙行程500mm；NZS-12技术参数：

φ=12m,H深=3.5m,S=113m2。

2.4.2煤泥水系统工艺流程

末煤重介磁选机磁尾矿自流到主厂房一楼粗煤泥池，通过349、350两台泵打到六楼351、352两组水力旋流器组分级后，底流进入376、377两台振动弧形筛预先脱水，筛上物再进入364、365两台LLL1200×650B粗煤泥离心机脱水后，粗煤泥产品进入371刮板输送机转载到368刮板输送机。

368刮板输送机两点给料分配到928、929胶带运输机，然后进入415胶带运输机上仓。

351、352水力旋流器组的溢流和376、377弧形筛筛下水及364、365离心机离心液进入12米浓缩机。

12米浓缩机的溢流进入集中水池由613泵或者615（备用）打到30米循环水池，底流由614泵或者615（备用）打到捞坑，再次分级。

去浮选的缓冲水池的入料包括：

捞坑溢流、335、336、337、356振动弧形筛筛下水、加压过滤机滤液。

缓冲水池的煤泥水通过710、711、712三台泵打到浮选五楼719~723、A736、A737七台弧形筛进行分级，其中A736、A737是振动弧形筛，筛缝为0.75mm。

严格控制浮选入料粒度，防止跑粗造成精煤的损失。

筛上粗矿进入粗矿池，通过717、718泵返回捞坑，弧形筛筛下物给入724~727、A738五台矿浆准备器（或矿浆预处理器），经过矿浆准备器的加药和充分的搅拌后送入728~731、A739五台浮选机进行分选，其中728~731浮选机是3室，A739浮选机是4室。

浮选精矿通过管道自流进入精矿池，然后由732、733、734精矿泵将浮选精矿给入354、357两台加压过滤机和355真空过滤机进行脱水，其中357、355共用一台精矿泵，脱水后浮选精煤经366、367刮板运输机转至368刮板输送机、并由其转至928、929并由其转至413、415胶带输送机或368转至A369、A703胶带输送机转载入仓；或者是用泵将浮选精煤打入B508新加压过滤机脱水，脱水之后的产品由B534转载分配给413和415胶带输送机上仓。

加压过滤机滤液返回缓冲水池，真空过滤机滤液返回捞坑。

浮选尾矿进入601、602两台TBN-30周边传动耙式浓缩机，进行浓缩，浓缩溢流进入循环水池，浓缩底流通过606~609四台泵给入641、642、B668、B669压滤入料搅拌桶，641搅拌桶里的煤泥水由643泵打入663、664压滤机进行脱水，煤泥通过665刮板输送机转至666刮板输送机，并由其转至667刮板输送机。

642搅拌桶里的煤泥水由644泵打入647、648压滤机进行脱水，煤泥通过668刮板输送机转至667刮板输送机并由其转至B992胶带输送机转载落地，B668搅拌桶里的煤泥水由B670泵打入B672压滤机进行脱水，B669搅拌桶里的煤泥水由B671泵打入B673压滤机进行脱水，煤泥由B674刮板输送机转至B992胶带输送机，然后转载到B994刮板输送机转载落地，压滤滤液进入滤液池，由649、650两台泵打回601、601浓缩机，

一分区的浮选系统主要是对-0.5mm的煤泥进行回收和煤泥水的处理，包括了浮选，浓缩，过滤和压滤。

首先捞抗的溢流进入缓冲水池，通过710、711、712三台缓冲泵给入浮选系统的矿浆准备器（或矿浆预处理器）724、725、726、727、A738。

经过矿浆准备器的加药和充分的接触后，入728、729、730、731、A739五台浮选机进行分选。

精矿通过管道流入精矿池，然后由732、733、734精矿泵将浮选精矿给入两台加压过滤机和一台真空过滤机进行脱水，滤液又返回缓冲水池形成一个闭路小循环。

浮选尾矿流入601、602浓缩池，进行浓缩，浓缩底流通过606、607、608、609四台泵给入压滤进行尾煤脱水，溢流进入循环水池供跳汰系统循环使用。

2.5一分区工艺特点总结

一分区采用跳汰主选+重介再选，粗煤泥回收，直接浮选，煤泥水浓缩压滤工艺流程，由于一分区入洗原煤的可选性属于易选煤，且再洗要出超低灰产品。

主洗采用工艺技术成熟，维护管理方便，加工费用相对低的跳汰选煤方法；再洗采用分选效率高，密度调节范围宽、控制精度高，自动化程度高的重介选煤方法。

采用主洗跳汰+再洗重介流程，充分发挥了两种选煤方法的各自优势。

跳汰机要求在低密度条件下分选低灰精煤时，是很难达到要求的的（因为分选密度<1.4Kg/L时，跳汰机很难操作），所以在分选密度较高的主选采用加工费用较低的跳汰是很合理的。

随着分选密度的降低，重介质旋流器的分选精度反而略有提高，将重介质旋流器用在低密度段精选更为合理有利，而原煤在高密度段通常呈现较好的可选性，故以加工费用低的跳汰机作为粗选也是用其所长，从而能够获得较高的综合数量效率。

但该流程的缺点也比较明显：

两种选煤方法共存，系统配置较为复杂；洗水循环量大，造成直接浮选入料浓度低，从而使浮选费用增加。

中煤用重介质旋流器再洗，充分发挥了重介质旋流器针对可选性难选的煤分选效率高的特点；同时克服了主洗跳汰透筛精煤损失的特点。

因为主洗跳汰要保证末煤重介再洗的入料灰分，这就要求主洗跳汰要有一定的透筛量，而透筛精煤损失就可以通过中煤重介回收，保证了回精煤的回收率。

跳汰精煤再选，采用了分级入选，分为粒煤重介再选和末煤重介再选。

这样既增加了产品的多样性，又减小了入选粒级的范围；由于再选入料的可选性属于极难选煤，这就要求分选设备要有很高的分选精度，一分区采用了无压入料的两段圆筒型等密度三产品旋流器。

根据产品的要求，将第二段和第三段（重产物）产品混合作为尾煤；一段（轻产物）产品为纯煤。

粗煤泥回收系统的增加，减少了去浮选的煤泥量，这不但降低了煤泥回收的成本，而且减少了浮选入料的粗颗粒，防止了因跑粗而造成精煤的损失。

浮选采用直接浮选，虽然较好的解决了灰分高的细泥在洗水中的集聚和对精煤的污染的问题；但却存在着入浮浓度低的问题，平时入浮浓度只有50g/L左右。

造成浮选药耗高，浮精浓度偏低。

浮选入料经弧形筛先隔粗，这防止了尾矿跑粗而造成精煤损失。

总体来说，一分区工艺、设备都很先进和完善，工艺很灵活，如；所有再洗系统都是独立的，不会因为哪个再洗系统出了故障我而停煤的。

若中煤再洗系统出了故障，就可以通过一个翻板让跳汰中煤进入334刮板运输机转载直接上仓，直到故障解除后，再将中煤再洗系统开起来；同样，若粒煤和末煤重介出现故障，可以直接暂停该系统，而不影响主洗生产。

3二分区工艺系统概况

3.1重选系统

入洗原煤通过301带式输送机运至主厂房，经302带式输送机转载给入303无压三产品重介旋流器分选，选后出精煤、中煤、矸石三种产品。

精煤通过304、305、335弧形筛预先脱介，然后经308、309、336脱介筛脱介、脱水和初步分级后。

块精煤经311刮板机和502皮带机转运至仓上505、504进一步分级，10-30mm块精煤经506和508刮板转载入仓，20-40mm块精煤经509刮板转载入仓，30-80mm经510皮带转载入仓。

精末煤经312刮板转载入313、313-1离心机脱水，经316刮板、503和511皮带转载落地。

中煤、矸石共用一台310脱介筛脱介脱水后经601、602皮带直接上仓。

精煤、中煤、矸石弧形筛和脱介筛一段筛下合格介质进入合格介桶，二、三段稀介自流入磁选机进行介质回收净化，磁选精矿入321合格介桶，精煤磁选尾矿去325煤泥桶经泵打入330、331弧形筛，弧形筛筛上进高频筛脱水，弧形筛与高频筛筛下水去浮选入料池。

高频筛的筛上物和末精煤一起经313、313-1314离心机脱水后成为最终产品。

中矸磁选尾矿去24m浓缩池，也可入浮选。

3.2煤泥水处理系统

二分区煤泥水系统包括浮选、浓缩、压滤和过滤四个部分，与一分区有所不同的是，虽然二分区与一分区都是采用直接浮选，但二分区选用的是浮选柱，而一分区选用的是浮选机。

3.2.1煤泥水系统主要设备

FCSMC-3000旋流静态微泡浮选柱是中国矿业大学研发的集浮选和重选于一身的浮选机械。

（1）FSCMC-3000型旋流浮选柱的结构和工作原理：

浮选柱分三部分：

浮选段、旋流段和气泡发生器。

浮选段分为两个区：

旋流段和入料点之间的捕集区（矿化区）及入料点与溢流口之间的泡沫区（精选区）。

给料管位于距柱顶约1/3处，最终尾矿从旋流器的底流口排出。

气泡发生器位于柱体外部，沿切线方向与旋流段相衔接。

气泡发生器利用循环矿浆加压喷射的同时吸入空气与起泡剂，进行混合和粉碎气泡，并通过压力降低释放、析出大量微泡，然后沿切线方向进入旋流段。

气泡发生器在产生合适气泡的同时也为旋流段提供旋流力场。

含气、固、液三相的循环矿浆沿切线高速进入旋流器后，在离心力作用下作旋流运动，气泡和已矿化的气固絮团向旋流中心运动，并迅速进行浮选。

气泡与从上部给入的矿浆反向运动、碰撞并矿化实现分选。

旋流段的作用是对在浮选段未来得及分选的煤粒进行扫选，以提高精煤产率。

（2）FSCMC-3000型旋流浮选柱的优点：

A、浮选原理和重选原理（旋流力场）相配合,提高了分选效率；

B、单位容积处理能力大,工艺指标先进。

由于浮选柱集浮选和重选于一体,在一个柱体内能完成粗选、精选和扫选过程,所以高灰细泥对精煤的污染小,精煤的灰分低、回收率高,完全适用于粒度小于0.5mm的煤泥浮选,尤其适合于灰分高、粒度细（粒度小于0.045mm）的难选煤泥浮选；

C、选择性好。

浮选柱产生的气泡分散度高,微细气泡多,因而同样的充气量可产生更大的气液界面,与矿物颗粒就有更多的碰撞机会,而且可产生多个气泡粘附于一个颗粒的气固絮团,减少气泡和颗粒的脱落几率。

此外大量微细气泡上升速度较慢,基本处于层流状态,形成与颗粒碰撞的有利条件,也提高了浮选速率和回收率；

D、体外配置的气泡发生器,充气量大、气泡质量好、不堵塞、易调节、工作稳定、易维护和更换；

E、动力消耗小。

FCSMC-3000旋流静态微泡浮选柱的动力为一台循环泵，节能明显,比相同处理能力的常规浮选机节能1/3；

F、运行稳定可靠。

检修量小，易于操作、维护与管理，运行维护与检修费用小。

3.2.2煤泥水系统工艺流程

浮选入料池中的煤泥水通过341、342、343泵打入416-1～416-8八台水力旋流器，经水力旋流器浓缩分级后，底流进入3台螺旋分选机，经螺旋分选机分选后精煤进入浮选精矿池，尾煤去24m浓缩机；溢流去344、481矿浆预处理器中，再给入345、346、347、382四台浮选柱进行分选，其中344供345、346、347三台浮选柱，381供382浮选柱。

浮选精矿流入精矿池，再由353、354泵打入355、356二台圆盘真空过滤机脱水回收，滤液返回浮选入料池。

脱水后的浮选精煤经363刮板输送机、364皮带转载掺入精末煤中，过滤机滤液返回浮选入料池，浮选尾矿流入尾矿池，通过365、365-1泵打到24m浓缩机经过压滤煤泥回收。

3.3压滤系统

浓缩池底流用泵直接打入417、446搅拌桶缓冲后，分别由418、419、447、448泵打入420、421、440、449压滤机脱水，煤泥由422、423、441、450刮板和427皮带转载后落地。

滤液作为循环水去循环水池。

3.4二分区工艺特点总结

二分区采用-80mm原煤选前不分级、不脱泥无压给料三产品重介质旋流器混合入选，粗煤泥采用螺旋分选机回收，煤泥水采用直接浮选过滤回收，尾煤泥压滤回收的工艺流程。

该重介流程具有一下特点:

1）选前不脱泥，简化了工艺环节，紧凑了工艺布置。

但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。

2）无压入料，减小了对叶轮和管道的磨损，同时减少了次生煤泥量的产生。

3）采取了轻、重产物系统的介质分开磁选回收，其中矸石和中煤共用一台磁选机，有利于对不同灰分的磁选尾矿分别回收处理，分别参入不同的产品中。

4）由于二区的分选密度不高，一般在1.6kg/l左右，所允许的悬浮液中固相煤泥含量最大允许值在40%左右，使不脱泥入选成为可能。

煤泥水流程；由于二分区入选大