洗煤厂建设与设计毕业论文.doc

2008届本科毕业设计（论文）洗煤厂建设与设计毕业论文目录摘要IABSTRACTII1 概述11.1 设计任务、目的和要求11.1.1设计任务11.1.2 设计目的11.1.3 设计要求11.2 矿区交通地理11.2.1位置和交通条件11.2.2地形地貌11.2.3 气象21.2.4 地震21.3 厂型、厂址及工作制度21.3.1选煤厂类型21.3.2厂址选择21.3.3选煤厂工作制度21.3.4、选煤厂生产能力21.3.5、服务年限22 选煤工艺32.1 煤质资料分析32.1.1煤的化学分析32.1.2原煤筛分、浮沉资料及分析42.2选煤工艺82.2.1工艺概述82.2.2原则工艺流程112.2.3工艺流程的特点122.3 原煤煤数质量的计算132.4产品设计平衡表的计算132.5介质流程计算162.5.1工作介质性质的确定计算162.5.2重介旋流器悬浮液的计算202.5.3精煤悬浮液的计算232.5.4中煤悬浮液的计算272.5.5矸石悬浮液的计算302.5.6精煤磁选作业悬浮液的计算332.5.7中煤和矸石磁选作业悬浮液的计算372.6 选后产品数质量计算402.6.1无压三产品重介旋流器402.6.2脱介过程产品数质量计算412.6.3精煤泥水数质量计算42水力分级作业的计算42高频筛作业的计算432.6.4浮选作业数质量计算442.7 选后产品水量计算46高频筛分水量的计算:462.8工艺总平衡表的编制47第三章 设备选型503.1主要工艺设备选型原则503.2、选煤厂各环节不均衡系数：503.3筛分设备的选型计算503.3.1预先筛分设备的选型计算503.3.2精煤脱介筛的选型计算503.3.3中煤脱介筛的选型计算513.3.4矸石脱介筛的选型计算513.3.5粗精煤高频筛的选型计算513.4破碎设备的选型计算523.5 重介旋流器设备的选型计算523.6磁选设备的选型计算523.6.1精煤磁选机的选型计算523.6.2中煤和矸石磁选机的选型计算523.7离心脱水机的选型计算533.7.1精煤离心脱水机的选型计算533.7.2中煤离心脱水机的选型计算533.7.3粗精煤泥（0.5-0.25mm）离心脱水机的选型计算533.7煤泥浓缩机的选型计算543.8压滤机的选型计算543.9浮选机的选型计算543.10水力旋流器的选型计算553.11加压过滤机的选型计算554总平面布置和车间工艺布置164.1 地面工艺总布置164.1.1选煤厂地面工艺总布置原则164.1.2具体布置164.2 各车间工艺布置174.2.1原煤储存174.2.2准备车间174.2.3主厂房174.2.4浓缩压滤车间184.2.5 产品储存及装车系统195给水排水605.1 设计范围605.2 给水605.2.1用水量605.2.3给水系统615.3 排水615.3.1排水系统615.3.2 室内给排水616供配电、集中控制及自动化626.1供配电系统626.2集中控制系统626.2.1控制部分组成626.2.2控制设备626.3介质密度自动调节系统636.3.1 工艺要求：636.3.2 控制原理：636.4工业电视系统646.4.2 系统功能646.5通讯调度系统647生产辅助设施658 工业场地总平面668.1 平面布置668.1.1场址方案的确定668.1.2平面布置原则668.1.3平面布置668.2 竖向设计及场内排水678.3 场内运输678.4 场区防洪排涝678.5 厂区绿化679 职业安全与工业卫生689.1概述689.2职业安全689.3工业卫生6910环境保护7010.1设计依据7010.2设计采用的环境保护标准7010.3污染控制工程措施7111采暖与通风7311.1采暖通风7311.2 室外供热管道7312 技术经济分析与评价7412.1 劳动定员及劳动生产率7412.1.1劳动定员7412.1.2劳动生产率7412.2 建设工期7412.2.1 施工准备7412.2.2 移交生产方式和移交标准7512.2.3 有关施工的原则要求和建议7512.2.4 建设工期预计7512.3 投资概算7512.3.1 投资概算依据7512.3.2 概算投资7612.4成本估算7612.4.1成本估算依据：7612.4.2销售收入7712.5主要技术经济指标77结语79致 谢80参考文献8171 概述1.1 设计任务、目的和要求1.1.1设计任务此次设计是依据新汶矿业集团下属#矿井开采的7#原煤综合资料，设计一座年入洗能力为60万吨的矿井型选煤厂。按照一般矿井型选煤厂的工作制度要求，定为每年工作330天，每天工作16小时，每天两班生产，一班检修。1.1.2 设计目的设计的目的是通过模拟实际的工程设计实践活动，将在四年内所学基础和专业知识系统地应用于工程设计实践，从而使对所学知识得到系统的掌握、应用所学知识分析和解决实际问题的能力得到大幅度提高、实际动手能力得到扎实的强化训练。通过工程设计的实际训练，工程素质和工程设计能力将大大提高，对工程项目完成的全过程有了初步了解。毕业设计为成为真正的工程师奠定良好基础。1.1.3 设计要求 要求的精煤灰分为9.09.50%；设计应包含的文件为设计说明书、数质量流程图一张、设备联系图一张、总平面布置图一张和主厂房布置图四张（纵剖面图一张、横剖面图一张、23标高平面图二张）。1.2 矿区交通地理1.2.1位置和交通条件#矿井选煤厂与#矿井统一建于#县崔寨镇，位于省济南市北东10km处，矿井为立井方式开采。 本选煤厂交通十分便利，附近有京沪和胶济铁路经过，是接连北京、青岛、上海诸城市的大动脉。公路四通发达，104、220、308、309国道均从矿井附近通过， 1.2.2地形地貌 选煤厂场区位于华北平原南部黄河北岸，地面标高+22+27m，地势平坦，局部低洼积水。黄河从井田南部1KM处流过，井田中部有邢家渡黄河总干渠，中西部有大寺河通过，为本井田重要地表水系，黄河年均水位24.0530.49m，最高洪水位33.77m。1.2.3 气象本选煤厂地理气候为暖温带大陆性季节型，四季分明。雨水多集中在79月，平均66.57mm；气温一般较高，月最高气温达42.70C，最低气温-19.70C，平均气温14.30C；历年冻结月份为12月到次年3月，冻土深度一般在0.3m左右，最大可达0.43m。全年无霜期在180天，早霜期一般于10月中旬，晚霜期于4月中旬。风力不大，一般34级，最大6级，春、冬季多西北风，夏秋季多东南风。1.2.4 地震历年地震资料及文献记载，济南地区未发生过5级以上破坏性地震。济南六度地震烈度区。1.3 厂型、厂址及工作制度1.3.1选煤厂类型#煤矿选煤厂为矿井型选煤厂，入选#矿井生产的全部原煤，选煤厂处理能力与矿井规模相一致，设计处理能力为60万t/a。1.3.2厂址选择#煤矿选煤厂与#矿井在同一工业场地内，位于矿井工业广场的北部。1.3.3选煤厂工作制度按煤炭洗选工程设计规范GB50359-2005的规定，本选煤厂的工作制度为年工作330d，每天工作16h。二班生产，一班检修。1.3.4、选煤厂生产能力年生产能力：60万t/a。小时生产能力：113.64t/h。1.3.5、服务年限选煤厂服务年限与矿井设计服务年限一致。2 选煤工艺2.1 煤质资料分析2.1.1煤的化学分析本区煤种煤种的划分根据1986年国家标准局颁发的GB575186中国煤炭分类标准，采用1.4比重液洗选的精煤可燃基挥发分Vdaf(%)、粘结指数GRI(%)、胶质层厚度Y（mm）和奥亚膨胀度b(%)四种参数。评价数据全部采用本区钻孔取样化验结果。由于受区域变质作用和岩浆入体的接触变质作用叠加影响，区内可采煤层煤种牌号变化复杂，气煤（QM）、气肥煤（QF）、肥煤（FM）、1/3焦煤（1/3JM）、焦煤（JM）、瘦煤（SM）、贫煤（PM）、贫瘦煤（PS）、无烟煤（WY）、天然焦（TR）共10个煤种均有揭露点，同一煤层最多有67个煤种。总体上1、4、7层煤以1/3焦煤为主，第5层煤以肥煤为主，第10、11层煤以1/3焦煤、焦煤为主，第13层煤以焦煤、贫煤为主，第13-1层煤以贫瘦煤、贫煤为主，全区以中高等变质程度的烟煤为主。现在主采煤层是7层，7层煤质分析：（1）灰分：按国家技术监督局于1994年9月24日经“技监国标函（1994）181号文”发布的GB/T15224.2-94标准评。原煤灰分钻孔样7.65%23.21%，平均值为17.06%，总体来看，沿垂深方向。（2）硫分：按照GB/T15224.1-94标准，原煤硫分钻孔样平均值为0.64%0.83%，属中硫煤。煤中硫的存在形态：硫煤以有机硫为主.（3）发热量：原煤干燥基弹筒低位发热量钻孔样平均值为26.01MJ/32.84 MJ/，均为特高热值煤。（4）粘结性和结焦性本区可采煤层正常煤种为中高等变质程度的烟煤，七层煤粘结指数平均52.083.6%，胶质层厚度平均9.7523.16mm，奥亚膨胀度平均2.3127.12%，成焦率平均66.3380%，焦渣特性28。1/3焦煤、焦煤均具有较强的粘结性和良好的结焦性，为较好的炼焦用煤和炼焦配煤。（5）煤灰成分及灰熔融性ST（）各煤层煤灰成分以酸性矿物为主，如SiO2(占39.03%58.13%), Al2O3(占20.11%30.00%),其次为碱性矿物，如FeO3(占7.13%23.24%),CaO(占0.82%8.59%), MgO(占1.13%2.09%),再次为SO3(占0.63%5.39%), TiO2(占0.85%1.71%),K2O(占0.51%1.71%), Na2O、P2O3、MnO2等。各煤层灰熔融性以灰分软化温度ST（）作为评价指标， 7层煤属高熔灰分煤。2.1.2原煤筛分、浮沉资料及分析原始筛分、浮沉资料见表2-1-1，表2-1-2，表2-1-3、表2-1-4，及可选性曲线见图2-1。表2-1-1 #矿7层煤筛分实验报告表粒度（mm）+5050-2525-1313-66-33-0.5-0.5小计产率（%）5.3315.5420.0920.5516.2811.3710.06100灰分（%）30.3820.0616.0714.3314.5714.1420.0617.06表2-1-2 #矿7层煤综合筛分试验报告表粒度（mm）50-2525-1313-66-33-0.5-0.5小计产率（%）16.4122.0421.7117.2012.0110.63100灰分（%）20.6316.8615.2115.4415.0320.6317.062-1-3 -0.5mm煤泥的筛分组成表粒级(mm)占本级占全样灰分(%)0.50.2529.673.154 15.150.250.125303.189 18.690.1250.075171.807 21.890.0750.04510.671.134 27.850.04512.661.346 30.29合计10010.6320.63 表2-1-4 #矿7层煤浮沉试验综合表密度级（Kg/L）占本级%占全样%Ad%累计0.1（Kg/L）浮物沉物产率%Ad%产率%Ad%密度级产率%1234679101213-1.320.8417.487.2820.847.2810017.471.363.421.3-1.3527.8823.389.4148.728.579.1620.151.3563.441.35-1.4014.712.3312.1863.429.3551.2825.991.459.981.40-1.4510.448.7615.4673.8610.2236.5831.541.4534.321.45-1.506.965.8422.3680.8211.2626.1437.961.521.841.50-1.604.443.7225.1785.2611.9919.1843.621.66.931.60-1.702.492.0930.4887.7512.5114.7449.171.74.461.70-1.801.971.6535.6789.7213.0212.2552.971.84.521.80-2.005.14.2840.1594.8214.4810.2856.291.95.125.184.3472.1810017.475.1872.18合计10083.8717.47煤 泥6.155.522.35总 计10089.3717.772008届本科毕业设计（论文）图21 500.5mm可选性曲线（一）筛分组成分析 (1) 入选原煤灰分：由表2-1-1可见，原煤平均灰分为17.06%。矿井采用综采放顶煤采煤工艺，煤层中的夹矸将全部混入煤中，顶板串矸也会使原煤灰分大幅增高，故生产原煤灰分会比较高。入选原煤原生煤泥量：由表2-1-2可知，生产煤样中原生煤泥含量10.63%， (2) 随着粒度的减小，各粒级含量变化不明显，而各粒级产品灰分逐渐减小，说明煤与矸石的硬度存在差异，矸石较煤硬；但小于0.5mm的灰分突然升高说明，矸石存在泥化现象。（二）浮沉组成分析 (1)小于1. 5密度级为主导密度级，占80.82%。1.31. 35密度级含量最大，该密度级的相应灰分为8.5%；随着密度级增大，灰分相应的增大。小于1.3密度级的灰分为7.28%，说明煤的内灰较高不易得到特低灰分的精煤。 (2)煤的中间密度级（1.5-1.8）含量均较少，且随粒度减小，各密度级的相应含量逐渐减少。其中1.5-1.6密度级的相应含量降低较明显，说明夹矸煤的存在是主要原因，对中煤的产率和灰分有较大影响。 (3)煤层浮沉煤泥产率、灰分随粒度减小而逐渐增加，且灰分均高于原煤平均灰分，说明原煤中的矸石明显有泥化现象。因此，在煤泥水处理环节应选择合适的选煤工艺和煤泥脱水设备，并适当提高煤泥水设备的处理能力。（4）故在本次选煤厂工艺设计时，对系统中的煤泥量的估计要充分考虑富余，以使其更能反映出入选原煤的实际情况，同时在工艺作业设置和设备选型时，要考虑适应煤泥量变化对工艺生产过程的均衡，确保整体工艺过程的可靠性。（三）煤的可选性 由图2-1可见，当指定精煤灰分为9.50%时，精煤理论产率为64.88%，理论分选密度为1.41，分选密度0.1含量为52.82%，属极难选煤。2.2选煤工艺2.2.1工艺概述（一）工艺选择原则工艺选择注重以下几点：(1) 工艺系统简单、先进，各工艺环节合理、可靠，以确保正常有效生产时间；(2) 煤泥水系统尽可能完善、灵活，保证洗水闭路循环；(3) 分选参数易于调节，以方便分选不同煤质和产品不同灰分要求时的生产管理；(4) 减少能耗、介耗、药耗等硬指标，使运营费用、单位生产成本尽量低。（二）推荐入洗工艺：遵循上述原则，考虑到入洗原煤的粒度特性、密度特性以及可选性，为了提高选煤厂应对市场的灵活性，设计首先确定选煤厂产品结构为精煤、中煤和矸石三种产品。对于500mm级原煤，要洗选出精煤、中煤和矸石三种产品，目前可供选择、分选精度较高的选煤方法有跳汰分选、两段重介旋流器主再选和三产品重介旋流器分选。这三种选煤方法的特点如下：（1）重介旋流选的精度高，跳汰分选下限高。当本厂末煤生产灰分9.5%以下的炼焦煤时，分选密度在1.5以下，入洗煤为极难选，采用重介旋流选的可能偏差为Ep0.030.05，采用跳汰分选的不完善度I0.110.13，相同精煤灰分时，重介旋流选占本级的精煤产率比跳汰选高510%;另一方面，跳汰分选有效分选下限高，只能到0.5mm，故煤泥要么得采用其他方法分选，要么只能脱水后全部作未分选煤掺配；跳汰机下降周期的吸缀作用容易造成细粒精煤损失，降低精煤回收率；操作调整自动化程度低，对人工调整的依赖性大，分选精度低，分选效率低；跳汰机及配套的斗子提升机高度大、体积大，致厂房建筑体积大，厂房投资高；跳汰用循环水须经处理，故要处理的煤泥水量大。生产费用稍低，但却不抵精煤回收率的降低。（2）两段重介旋流器主再选：由于生产低灰精煤，所以要生产三个产品，采用重介旋流选生产三个产品，可采用三产品重介旋流器分选和两段两产品重介旋流器分选两种方式。采用两段两产品重介旋流主要优点是中煤和矸石的质量可以准确控制，一段和二段的介质循环量较小；其主要缺点: 工艺流程复杂、设备和管路多、磨损和电耗多、投资较高、生产成本高。（3）三产品重介旋流器分选：采用三产品重介旋流器分选，其优点为工艺流程简单，一套密度控制系统可以生产三个产品，设备和管路减少，可以通过低密度分选介质，实现高密度排矸，二段的分选密度可通过改变底流口的大小和溢流口的插入深度，在一定范围内调整分选密度。有效分选下限可达0.25mm甚至更低，在不增加其他选煤方法的情况下，回收粗煤泥掺入精煤可增加精煤回收率，减少直接掺入末煤或中煤产品的煤泥量；主要分选设备结构紧凑、体积小，可大幅减少厂房体积；虽然循环介质量较大，但大部分合格介质在系统中循环，进入煤泥水系统进行处理的煤泥水量少；生产费用与跳汰分选基本持平。（4）重介旋流器采用无压给料方式有利于减少次生煤泥量，工艺布置比较合理。无压给料方式，就是煤和介质分别给入，即入重介旋流器的原料煤自流入重介旋流器，重介悬浮液泵送给入重介旋流器，减少脱泥等工艺环节而且有利于减少次生煤泥量，对于本厂特别合适。（5）0.5-0.25mm的粗粒煤泥重介旋流选比浮选经济效益好-0.5mm的煤泥可采用浮选，但浮选最有效的粒度是在0.25-0.075mm，而且浮选是一种分选精度低，生产成本高的选煤方法。实践证明直径1200mm以下的重介旋流器分选下限可达到0.25mm，将三产品重介旋流器的有效分选下限确定为0.25mm，可提高最终精煤产率、降低生产成本。（6）-0.25mm煤泥浮选浮选是目前对-0.25mm煤泥分选最有效的方法，可采用的浮选工艺有：直接浮选、浓缩浮选、半直接浮选。本设计推荐采用直接浮选工艺，主要理由如下：(1)直接浮选系统简单，可节省投资。(2)较短的煤泥浸泡时间，可减小煤泥的进一步泥化，使煤泥具有较高的可浮性。为了简化工艺，同时使煤泥中0.25mm以上粒级的粗煤泥也进入旋流器得到有效分选，不进行预先脱泥，采用不脱泥无压三产品重介旋流器分选工艺。综上所述采用工艺为：(1) 500mm采用不脱泥无压三产品重介旋流器分选；(2) 0.250.5mm精煤泥采用高频筛加煤泥离心机回收；(3) -0.25mm浮选床分选，浮选精煤加压过滤机回收，浮选尾煤快开压滤机回收。2.2.2原则工艺流程根据入选原煤的特点和确定的选煤方法，经方案比选，本着在满足工艺要求的前提下尽量减少环节的原则，制定了相应的工艺流程，整个工艺系统可分为三大部分：（1） 500mm三产品重介旋流器分选，0.5-0.25mm高频筛回收；（2）0. 25mm煤泥浮选和尾煤回收；（3） 介质回收和净化。工艺流程如附图001；工艺流程详述： （1）+50mm块煤手选检查性排矸预先筛分筛上物+50mm的块煤手选预先排矸。手选后+50mm经破碎后，与预先分级筛筛上物500mm原煤混合作为三产品重介旋流器的入料。（2） 500mm三产品重介旋流器分选50-0mm级原煤不脱泥无压给料三产品重介旋流器分选，选出精煤、中煤和矸石三种产品，分别采用单层筛，筛孔0. 5mm脱介脱水。精煤、中煤脱介筛筛上物经离心机二次脱水。矸石脱介后进入矸石带式输送机排出。（3）介质回收净化 精煤弧形筛筛下及精煤脱介筛前段的合格介质进入合格悬浮液系统循环使用；精煤脱介筛筛下的稀介质与分流出的合格介质以及精煤离心机离心液一起进入精煤磁选机磁选, 磁选精矿返回合格介质系统循环使用，磁选尾矿进入精煤泥水桶。中煤和矸石弧形筛筛下及脱介筛筛下的合格介质进入合格悬浮液循环使用；中煤和矸石脱介筛筛下的稀介质进入中煤矸石磁选机磁选,磁选精矿返回合格介质系统循环使用，磁选尾矿进入中煤矸石煤泥水桶。（4）煤泥水处理进入精煤泥水桶的煤泥水经水里旋流器、高频筛、煤泥离心机三级脱水，+0.25粗煤泥掺入中煤。中矸煤泥水桶的煤泥水由于量少而且多是高灰煤泥，所以直接进入浓缩机。本厂煤泥浮选采用浮选床。一般情况下，浮选床的精煤灰分比浮选机的精煤灰分低1%2%，可达到与重选精煤灰分相当的效果。浮选床有处理能力大、操作方便、维护工作量小的优点。精煤磁选尾矿中含有小于0.25mm煤泥的煤泥水，从矿浆准备器给入浮选床。浮选精矿通过加压过滤机脱水，滤饼掺入精煤，滤液返回到搅拌桶。浮选尾煤与中矸石煤泥水桶的煤泥水一起进入尾煤浓缩机，并加絮凝剂浓缩。浓缩机的底流通过压滤机脱水得到压滤煤泥，滤液和浓缩机的溢流作为循环水使用。为保证煤泥的浓缩效果，本厂设有两套絮凝剂自动添加装置，依据细泥的成分及含量的多少可分别选择添加阴阳离子两种药剂；另外，设有一台事故浓缩池，与生产浓缩池相互备用，以确保煤泥厂内回收，煤泥水实现闭路循环。2.2.3工艺流程的特点本设计采用以无压给料三产品重介质旋流器为主要分选设备的不脱泥、不分级重介质选煤工艺,是具有国际先进水平的选煤技术。1999年国家发展计划委员会将采用该技术进行改造的老屋基选煤厂确定为“国家高技术产业化示范工程项目”“优质高效煤炭洗选示范工程”,此后,该项选煤技术在国内许多选煤厂推广应用,效果良好,效益显著。其主要特点为:（1） 采用具有国际先进水平的无压给料三产品重介旋流器为主选设备,提高了重介质旋流器的入选粒度上限,简化了原煤准备系统,并为不分级分选工艺创造了条件。（2） 原煤采用无压给料方式，不但分选精度高,而且排矸能力强,次生煤泥和精煤损失明显减少。（3） 工艺流程简单可靠,操作系统方便灵活。采用单台三产品重介旋流器,以单一低密度重介悬浮液系统一次选出精煤、中煤和矸石三种产品，入选原煤不分级、不脱泥，大大减化了生产环节。（4） 对原煤煤质的适应性强，产品结构灵活、质量稳定。两段分选密度均可方便灵活的在线无级调节,精煤和中煤质量都能得到保证。（5） 有效分选下限低,提高全厂综合洗选效果。2.3 原煤煤数质量的计算选煤厂小时处理量：因选煤厂年处理量能力Q=60万吨，年工作日330天，每天工作16小时，该小时处理量Qi=0.60Mt/(33016)=113.64t/h原煤准备筛分：原煤准备筛分,效率按100%计算， ， %R3=94.67%, Q3=107.58t/h, A3=16.31%检查性手选：检查性手选只选出木块、铁器和少量大块矸石，因此经过检性手选的原煤，可认为在数量和质量指标方面不改变。因此R4=0, Q4=0, A4=0,，大于50mm的原煤经过破碎后和50mm以下的混合进入原煤仓。无压三产品重介旋流器入料：R7= R1 =100%, Q7= Q1=113.64t/h, A7=A1=17.06%2.4产品设计平衡表的计算 应用表的500.5mm浮沉实验综合表，绘制出可选性曲线，确定的理论分选密度i=1.41kg/L。确定实际分选密度：一段：p1=i-0.02=1.39二段：p2=i+（0.40 0.70）=1.82重介质分选可能偏差E，主选段：E1=0.04. 再选段：E2=0.06.每个密度级取其平均值.用重介选的近似公式计算 t值，并查附表.得到分配率，结果如如表2-3-1一段分选密度：p1=1.37kg/L ， E1=0.04t=(m)/=(-p) /=0.675*(-p)/E二段分选密度：p2=1.82kg/L ， E2=0.06t=(m)/=(-p) /=0.675*(-p)/E则分配率值如表2-3-1，重介产品设计指标计算如表2-3-2，产品设计平衡表的计算如表2-3-3表2-3-1 一段、二段分配率值密度级平均密度t11t22-1.31.2-3.206 0.05-6.975 0.00 1.3-1.351.325-1.097 13.63 -5.569 0.00 1.35-1.401.375-0.253 46.65-5.006 0.00 1.4-1.451.4250.591 72.27-4.444 01.45-1.501.4751.434 92.42-3.881 0.01 1.5-1.61.552.700 99.65-3.038 0.121.6-1.71.654.388 100-1.913 2.811.7-1.81.756.075 100-0.788 21.53 1.8-2.01.98.606 1000.900 81.5922.111.981 1003.150 99.94 17表2-3-2 重介产品设计平衡的计算密度级入料一段重产物精煤矸石中煤，%A，%1，%，%A，%，%A，%2，%，%A，%，%A，%123456789101112132.005.1872.181005.1872.180.0072.1899.945.1872.180.0072.18合计10017.47-43.8127.7656.199.44-9.8456.7333.9719.37表2-3-2 重介产品设计平衡的计算数量，%灰分名 称占本级占全级精 煤56.1942.999.44中 煤33.9725.9919.37矸 石9.847.5356.73小 计10076.5017.47占浮沉如料93.8576.5017.47浮沉煤泥6.155.5023.35合 计10082.0017.77占全样82.0082.0017.77原生煤泥10.6310.6320.06次生煤泥7.377.3717.74合 计10010018.012.5介质流程计算2.5.1工作介质性质的确定计算介质计算过程中的主要代号悬浮液中的固体物的数量 (t/h) 悬浮液中的磁性物的数量 (t/h)悬浮液中的非磁性物的数量 (t/h)单位体积悬浮液中的固体含量 单位体积悬浮液中的磁性物含量 单位体积悬浮液中的非磁性物含量 悬浮液的密度 单位体积悬浮液的含水量 悬浮液中固体混合物的真密度 悬浮液中磁性物的真密度 悬浮液中非磁性物的真密度 悬浮液固体中的磁性物含量 悬浮液固体中的非磁性物含量 悬浮液中固体的体积浓度 由原煤资料中知原煤水分为M0=8.50%,则入选原煤水量为：煤泥水的干煤泥量设非磁性物即煤泥的真密度为则煤泥水的体积为：W煤泥水的水量, m/h；G 煤泥水中干煤泥量, t/h ； V煤泥水的体积, m/h；Q 入选原煤量, t/h； 入选原煤的水分,%；入选原煤中的煤泥含量,%；非磁性物煤泥的真密度。设补加的补加浓介质性质：=2.0 =4.5 则得到则根据以上已知及计算可得到工作悬浮液中允许的最大的非磁性物含量:因为 ，由教材上的图4-9查取式中、-分别为入料和浓介质中含非磁性煤泥的数量，% 、-分别为入料和浓介质中单位体积的固体重量，、-分别为入料和浓介质的密度取验证由上式得 因为15%35%，符合要求。工作悬浮液中固体的体积浓度t/m3gc7=g7 t/m3gf7=g7-gc7=0.6-0.24=0.36 t/m3式中g、w分别为工作悬浮液单位体积中固体、磁性物、非磁性物、水的重量，m/h；工作悬浮液的各项参数:循环悬浮液的体积V，由循环悬浮液数量指标确定，取3.5 m/ t式中G、G、G、W分别为工作悬浮液中固体、磁性物、非磁性物、水的重量，t/h循环悬浮液的其它参数：2.5.2重介旋流器悬浮液的计算设旋流器中悬浮液溢流密度比工作介质密度低0.1，底流悬浮液密度比工作介质密度高0.4，由教材上可查得第二段的实际分选密度是1.82，即：设底流中磁性物含量比工作介质高10%，即第二段工作悬浮液的磁性物含量比第一段工作介质高10%，可得出第二段旋流器的工作介质的性质： =0.30 验证第二段悬浮液的由上式得 因为15%35%，符合要求。继而得第一段旋流器精煤溢流悬浮液的参数：验证与原值相同，证明计算无误第二段旋流器的悬浮液设旋流器中悬浮液溢流密度比工作介质密度低0.1，底流悬浮液密度比工作介质密度高0.4设矸石底流悬浮液中磁性物含量比工作介质高10%， =0.20继而得到第二段旋流器中煤溢流悬浮液的参数：验证与原值相同，证明计算无误2.5.3精煤悬浮液的计算取弧型筛脱出的介质量占入料介质量的75%，则弧型筛下合格介质参数为： 进入脱介筛的合格悬浮液为:由精煤产品由脱介筛浓介质段带入脱介筛稀介质段的悬浮液量为:由于精煤是由中块煤和末煤组成，所以取每吨产品脱介进入稀介段的磁性物数指标N=38kg/t;进入此段的悬浮液单位体积的固体量为;悬浮液单位体积的磁性物含量为,=取希介质段喷水量为每吨产品1.5m3,其中1/3为清水,2/3为循环水:取精煤产品带走的磁性介质量M=0.5kg/t,因此取精煤脱介筛产品带走水分为产品带走水量脱介筛筛下合格介质参数为：因此,精煤脱介筛下稀介质为:取最终精煤产品水分为= 8.0%;进入离心机中的固体物(磁性物和非磁性物)有50%进入离心机,另50%随精煤产品带走,则精煤带走的悬浮液为：离心液的参数为：2.5.4中煤悬浮液的计算取弧形筛脱出介质量为入料介质量的60%,脱出的介质的性质与重介旋流器中煤出来的介质性质相同,因此,筛下合格介质量为: 进入脱介筛的悬浮液为由中煤产品带入脱介筛稀介质段的悬浮液量为:由于中煤是由中块和末中煤组成，所以取每吨产品脱介进入稀介段的磁性物数量指标N=38kg/t;进入此段的悬浮液单位体积的固体量为;悬浮液单位体积的磁性物含量为,=取希介质段喷水量为每吨产品1.5m3,其中1/3为清水,2/3为循环水:取中煤产品带走的磁性介质量M=0.5kg/t,因此取中煤脱介筛产品带走水分为产品带走水量脱介筛筛下合格介质参数为：然后可以求出中煤脱介返回合格介质桶悬浮液参数 因此中煤脱介筛下稀介质为:取最终中煤产品水分为= 8.0%;进入离心机中的固体物(磁性物和非磁性物)有50%进入离心机,另50%随中煤产品带走,则中煤带走的悬浮液为：离心液的参数为： 2.5.5矸石悬浮液的计算取弧形筛脱出介质量为入料介质量的60%,脱出的介质的性质与重介旋流器矸石出来的介质性质相同,因此,筛下合格介质量为: 进入脱介筛的悬浮液为由矸石产品带入脱介筛稀介质段的悬浮液量为:由于矸石是由中块矸石和末矸石组成，所以取每吨产品脱介进入稀介段的磁性物数量指标N=38kg/t;进入此段的悬浮液单位体积的固体量为;悬浮液单位体积的磁性物含量为 ,=取希介质段喷水量为每吨产品1.5m3,其中1/3为清水,2/3为循环水:取矸石产品带走的磁性介质量M=0.5kg/t,因此取矸石脱介筛产品带走水分为产品带走水量脱介筛筛下合格介质参数为：然后可以求出矸石脱介返回合格介质桶悬浮液参数 因此矸石脱介筛下稀介质为:2.5.6精煤磁选作业悬浮液的计算 计算所需分流量、补充水量及补加浓介质量先求出所需浓介质补加量：=26.612其中： 然后求分流悬浮液量Vp 再求补加水量Vw:则分流悬浮液的参数:继而可以求出精煤弧形脱介筛下合格介质经分流后进入合格介质桶的悬浮液参数为: 然后可以求出精煤脱介返回合格介质桶悬浮液参数 继而可以求出进入合格介质桶的悬浮液参数为: 所需补加浓介质的体积已求出,根据规定的浓介质性质不难求出浓介质其他各项参数,但这样计算,误差大,也可以直接按照质量平衡关系求出: t/h =17.943m3/h精煤磁选作业悬浮液的参数 取磁选效率为99.8%,磁选尾矿中磁性物损失为: 磁选精矿为:可进一步求出尾矿的其他参数，即进入精煤煤泥水桶的液体参数: 2.5.7中煤和矸石磁选作业悬浮液的计算 中煤和矸石磁选作业悬浮液的参数： 取磁选效率为99.8%,磁选尾矿中磁性物损失为: 磁选精矿为:可进一步求出尾矿的其他参数，即进入中矸石煤泥水桶的液体参数:计算补加新介质及稀释用水量:计算稀释用水量2.5.8 介质及水量平衡表的编制 根据以上的计算,可得到介质系统平衡表(如表2-5-1)、循环介质平衡表 (如表2-5-2)表2-5-1 介质系统平衡表项 目各 项 指 标G/th-1Gf,t/hGc,t/hW, m3/h进入 原煤带入煤泥水26.706 26.706 10.557脱介用循环水86.946脱介用清水43.4735补充水78.3892 补充介质0.103 0.098 0.005 稀释水0.006 合 计26.810 0.098 26.712 219.372 排出精煤产品带走0.023 0.012 0.011 4.248 中煤产品带走0.022 0.015 0.008 5.212 矸石产品带走0.005 0.004 0.001 1.167 磁选尾矿26.759 0.067 26.692 208.745 合 计26.810 0.098 26.712 219.372 差 额0000表2-5-2循环介质平衡表项 目各 项 指 标V ,m3/hG,t/hGf,t/hGc,t/hW,m3/h进入循环介质桶精煤脱介返回合介209.42995.32751.02244.305168.554中煤脱介返回合格66.56270.09846.26923.82840.395矸石脱介筛下合介16.80328.29622.6335.6627.998补加浓介质26.61135.23433.4721.76217.943补加水78.38978.389合 计397.794228.954153.39675.558313.279排出循环介质397.794228.955153.39675.559313.280差 额0.000-0.0010.000-0.001-0.001 2.6 选后产品数质量计算 2.6.1无压三产品重介旋流器煤泥随三产品旋流器的产品带出，和磁性介质均匀地混合在一起,在2.5中计算介质平衡时，已经计算出非磁性物的量（包括次生煤泥和原生煤泥），在这可以先不考虑。精煤段产品：，