年入洗能力240万吨的矿井型选煤厂设计 精品.doc

附图一、 数质量工艺流程图二、 总平面布置图三、 工艺设备联系图四、 主厂房14.5平面图五、 主厂房12.0平面图六、 主厂房C-D剖面图七、 主厂房E-F剖面图第1章 概述1.1 设计任务、目的和要求目的在于训练学生运用所学基础理论和工艺知识独立地解决有关选矿厂设计中的工程技术问题。通过设计学习有关工艺流程的选择与计算，主体工艺设备的、选择与计算，并获得绘制设备配置图的初步技能。通过方案比较和设计选厂的投资概算，使学生建立和加强工程技术的经济观点。此外还应使学生对工业设计的程序有一总体概念，“熟悉有关厂址选择、原材料及水、电供应与生产建没的关系，辅助设备的配套使用及技术经济指标的内容等。并提出选矿工艺对总平面布置土建、供水、供电、采暖通风及辅助车间的设计等要求。 1.1.1 设计任务在焦煤集团赵固二矿的原始煤质资料的基础上，设计一座年入洗能力为240万吨的矿井型选煤厂，选煤厂的工作制度为每年工作330天，每天两班生产，一班检修，每天净工作时间为16小时。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。为成为真正的选煤技术人员奠定良好基础。1.1.3 设计要求根据给定的原煤资料进行综合，绘制可选性曲线，设计生产块、末两种产品要求精煤灰分：块煤10%，末煤11%。并确定选煤方法、选煤工艺流程，进行流程的计算，主要设备的选型计算，绘制主要车间的布置图和总平面布置图。1.2 厂区概况1.2.1 厂区位置赵固二矿位于辉县市境内，东距新乡市32KM，西南焦作市55KM，南部约18KM有新（乡）焦（作）铁路横贯东西，西南距焦作专用线20KM。与新乡市、焦作市、辉县市、获嘉县均有柏油公路相通。赵固二矿选煤厂隶属于赵固二矿，其入选原煤全部来自赵固二矿矿井生产的原煤。1.2.2 地势、地貌该区属温带大陆性气候，年平均气候14.114.90C。年平均降水量580600mm，降雨集中在78月份，约占年降水量的70%以上。年最大蒸发量1550.1mm。最低气温-19.90C，最高气温41.50C，四季多为东北风，最大风力18m/s。河南省地震局资料记载，本区最大一次地震是1587年4月10日发生在修武县的六级地震，基本列度为VII度。1.2.3 原料煤基地概况赵固矿区含煤地层为石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组三、四煤段。山西组下部的二1煤层，太原组底部的一2煤层为主要可采煤层。二1煤层直接顶板以砂质泥岩、泥岩为主，间接顶板为细粗沙岩，底板多为砂质泥岩，局部为细粒砂岩。一2煤层直接顶板为石灰岩，局部为泥岩和泥质砂岩。底板多为泥岩或铝质泥岩，局部为砂质泥岩。赵固二矿可采储量为146.53Mt，矿井生产能力为2.4 Mt/a，服务年限为50年。1.3 煤质特征1.3.1 物理性质二矿二1煤以块煤为主，夹有少量粒煤，灰黑至黑灰色，似金属光泽，以贝壳状断口为主，局部为参差状。内生裂隙发育。块煤强度大，坚硬。1.3.2 化学性质赵固二矿原煤灰分：根据赵固二矿地质报告煤质化验结果，二矿二1煤空气干燥基灰分为(Ad)11.3718.65%，平均为13.87%，属低中灰分煤。硫分：二1煤原煤硫分（St,d）为0.34%，为特低硫煤。挥发分：二1煤浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）平均产率为5.55%。1.3.3 元素组成二矿元素组成表煤层原煤（%） 浮煤（%）CdafHdafNdafO+SdafCdafHdafNdafO+Sdaf二192.092.851.161.7194.272.901.131.701.3.4 工艺性能性能发热量；二1煤原煤干燥基恒容低位发热量为30.03Mj/Kg，浮煤干燥基恒容低位发热量为32.97Mj/Kg。抗碎强度与可磨性：二1煤抗碎强度按照标准GB/T15549-1995SS平均值为77.50%，为高强度煤：可磨性指数按照标准GB/T2565-1998试验，依据标准MT/T1852-2000HGI为39.00，为难磨碎煤。热稳定性：二1煤热稳定性按照标准MT/T560-1996试验结果表明属于高热稳定性煤。泥化特征：二1煤泥化试验结果表明顶板无明显泥化现象，夹矸煤有轻微泥化现象，底板部分有明显泥化现象。煤类：依据中国煤炭分类国家标准GB575186，由于二1煤Vdaf为5.885.55%，Hdaf 为3.102.85%，R0max为2.71%，焦渣特性为2，因此确定为无烟三号煤（WY3）。1.4 煤质资料分析1.4.1 筛分资料及分析赵固二矿选煤厂设计筛分资料如下：表1-4-1原煤筛分组成综合表（1100mm级）粒级（mm）产率灰分校正灰分Y%Ad%Ad%1104012.3137.6435.256402011.7923.3820.99620139.7221.2418.85613814.8318.6816.29680.538.0417.9315.5460.5013.3129.3226.936合计100.0022.9520.564表1-4-2 自然级0.5mm级分煤筛分试验结果粒度（mm）自然级数量灰分（%）校正灰分（%）占本级（%）占全样（%）0.50.2541.085.4724.0021.390.250.12519.472.5927.1125.040.1250.07518.042.430.3628.290.0750.0458.101.0834.1032.03110煤814.008.599.19介石140.001.4826.50矸石311.003.2886.33合计1265.0013.350.4230.31筛分资料分析： 原煤灰分为20.56左右，属低中灰原煤。 +13mm块原煤含量较大，产率为33.82。 原煤筛分组成中，大粒级灰分高，中小粒级灰分低。13mm各级煤的灰分Ad20.00；随着粒度减小灰分降低，说明煤质较脆易碎，但是-0.5mm粒级灰分超过其它粒度级别，达到29.32%，说明原煤有泥化现象。从筛分表可以看出80.5mm为主导粒级，占全样的38.04。各粒级灰分随粒度减小而降低。小筛分资料显示，-0.5mm煤粉中，0.50.25mm为主导粒级，占本级的产率达到41.08，而-0.045mm级别的灰分达到42.32%，远远高于原煤灰分，说明煤泥中存在高灰细泥。1.4.2 浮沉资料及分析赵固二矿选煤厂设计浮沉资料如下：表1-4-4入选原煤1100.5mm级原煤浮沉综合表密度110-40mm40-20mm20-13mmR,%Y,%Ad,%R,%Y,%Ad,%R,%Y,%Ad,%2.030.6983.71289.7713.561.52884.7310.9830.99179.38合计10012.09335.46210011.26821.0181009.0218.818煤泥1.760.21723.784.430.52220.537.210.70119.35总计10012.3135.25610011.7920.9661009.7218.856续表1-4-4密度13-8mm8-0.5mm综合R,%Y,%Ad,%R,%Y,%Ad,%R,%Y,%Ad,%2.05.8530.80572.280.30.0979.389.3687.12685.137合计10013.75415.97510029.93114.18510076.06619.453煤泥7.211.06920.4321.328.1120.56912.24910.61920.538总计10014.8316.29610038.0415.54610086.6919.581表1-4-5 入选原煤11013mm级原煤浮沉组成表密度级产率%灰分% 浮物累计 沉物累计 0.1含量产率%灰分%产率%灰分%密度产率%2.019.24 86.88 100.00 25.80 19.24 86.88 1.90 2.25 小计100.00 25.80 表1-4-6 入选原煤130.5mm级原煤浮沉组成表密度级产率%灰分% 浮物累计 沉物累计 0.1含量产率%灰分%产率%灰分%密度产率%2.02.05 72.99 100.00 14.75 2.05 72.99 1.90 3.96 小计100.00 14.75 -1.500密度级仍为主导密度级，占本级产率大约60左右。入选原煤浮沉煤泥含量较高，并随着粒度的减小而明显增加，尤其8-0.5mm粒级，占全样产率高达8.11%。但各粒级浮沉煤泥的灰分变化不大，在20%左右，较原生煤泥灰分低。 +2.00密度级占本级含量，随着粒度级的减小而明显降低，其中110-40mm占本级产率达30.698%，而8-0.5mm中占本级产率只有0.3%，同时也说明矸石较硬而煤相对易碎。综上可知：无论块煤还是末煤浮沉组成中，低密度产率高，灰分低，高密度（2.00）产率大，灰分高；中间密度产率低。1.4.3 煤的可选性及选煤方法的确定从上面1-4-5、1-4-6两表中可以看出，块煤和末煤的可选性基本一致，当分选密度大于1.7时，可选性均为易选，当分选密度小于1.6时，块煤为较难选至极难选，末煤为难选至极难选。根据入选原煤浮沉试验组成表分别绘制11013mm，130.5mm的可选性曲线图（如图1-4-1、1-4-2）:图1-4-5 入选原煤10013mm粒级可选性曲线Fig 1-4-5 The row coal selectivity curve of 10013mm根据上述可选性曲线图可得当块精煤灰分为10.0时，块精煤产率为77.44，4矸石产率为22.56。由于理论分选密度为1.63 g/cm3 时，分选密度0.1邻近物的产率为11.09，根据中国煤炭可选性评定标准，可知该煤的可选性为中等可选。因此对10013mm粒级的块煤采用重介浅槽分选。重介浅槽分选机结构简单，处理能力大，易于布置、管理和维修，对入料的波动适应能力强，块煤可不经缓冲仓直接进入分选机，有利于保护块煤。 图1-4-6 入选原煤10013mm粒级可选性曲线 Fig 1-4-6 The row coal selectivity curve of 10013mm根据该可选性曲线图可得当末精煤灰分为11.0时，末精煤产率为89.96，矸石产率为10.04。由于理论分选密度为1.65 g/cm3 时，分选密度0.1邻近物的产率为14.95，根据中国煤炭可选性评定标准，可知该煤的可选性为易选。因此对130.5mm粒级的末煤采用预先脱泥有压三产品重介质旋流器分选。重介旋流选的精度高；末煤采用脱泥重介旋流选，有利于生产的稳定，降低介耗；重介旋流选采用有压给料方式有利于降低厂房高度，工艺布置比较合理。浮选是目前对-0.5mm煤泥分选最有效的方法，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。(3) 从小浮选正交试验数据可以看出，当入浮浓度为80g/l时，浮选效果最好，也就是低浓度浮选可提高精煤产率和质量。重选法分选数量效率高，同时可提高精煤产率。重介的工作状况对煤的稳定性要求不严，而且煤的分选过程是靠在一定密度的悬浮液中自然分层，分选时间短，分选后的精煤由溢流悬浮液实现运输，块煤破碎量小。重介选煤法分选上限较宽，工艺适应性强。随着耐磨泵、耐磨管材的出现和自动化程度的提高而重介选煤法得到了较快发展，特别是近几年来我国约90新建大中型选煤厂均采用重介选煤法，以便提高精煤回收率。对十二矿选煤厂来说，原煤煤质较差不分选所以采用全重介煤泥浮选工艺。即：块煤斜轮排矸、末煤重介质旋流器分选、煤泥浮选。1.5 工艺流程及说明根据推荐的选煤方法，确定的选煤厂原则工艺流程见附图1。1.5.1 工艺流程的说明(1)原煤准备自矿井的毛煤经筛孔为110mm的毛煤分级筛分级，筛上的大块煤经人工手选拣除大块矸石和杂物后破碎到110mm以下和筛下物一起进入分选系统。(2)块煤分选系统-110mm的原煤经筛孔13mm的分级筛先干法筛分，筛上物进入重介浅槽分选机分选，分选重产物进去重介浅槽再选系统，轻产物脱介后得到块精煤。再选系统的得到的产物经脱介后得到中煤和矸石。(3)末煤分选系统-13mm的末原煤分选时，先经筛孔为0.5mm的脱泥筛进行湿法脱泥，筛下煤泥水进入浮选系统，筛上物进入三产品重介旋流器分选。进入三产品重介旋流器的物料经分选后，得到轻产物、中产物、重产物，轻产物、中产物分别经弧形筛和振动筛脱介、脱水后，筛上物再分别进入离心机二次脱水，产品作为末精煤、末中煤。重产物经弧形筛和脱介筛脱介、脱水后作为末矸石。脱介筛的合格介质循环使用。稀介质经磁选后，精矿进入合格介质，磁选尾矿进入浮选系统。(4)煤泥浮选、脱水系统本厂煤泥浮选采用浮选机。脱泥筛下煤泥水水和磁选尾矿中含有小于0.5mm煤泥的煤泥水，通过搅拌桶再进入浮选机分选。浮选精矿通过圆盘过滤机脱水，滤饼掺入末精煤，滤液返回到搅拌桶。浮选尾煤进入尾煤浓缩机，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。1.5.2 工艺流程的特点(1) 工艺流程先进、可靠、灵活、高效，市场适应性强。(2) 块煤和末煤分别分选，采用两套悬浮液系统，且互不干涉，可保证各自分选系统悬浮液密度的稳定，实现高效稳定分选。(3) 块煤分选系统可和末煤分选系统可同时运行，也可单独运行，生产管理方便。(4) 末煤分选系统均采用湿法脱泥工艺，可有效地减少合格介质的分流量，对减少磁选机的入料量，降低介耗非常有效。第2章 厂型、厂址及工作制度2.1厂型选煤厂为矿井型选煤厂。2.2厂址选煤厂与矿井同在一工业广场之内。2.3工作制度设计工作制度为年工作330天，每日两班生产，每天工作按16小时计。2.4生产能力选煤厂的年生产能力与矿井一致，年生产能力为240Mt/a，所以每小时生产能力为：第3章 工艺流程的计算3.1 准备作业的计算3.1.1 筛分作业的计算3.1.1.1 入料数、质量的计算(1)原煤小时处理量(2)原煤灰分A=20.56%(3)原煤入厂产率=100%3.1.1.2 原煤准备筛分筛孔尺寸110mm，由资料查出理论筛下物-100=86.65%，A-100=22.95%，A1=A-100筛下物数、质量：筛上物数、质量：454.55393.8760.68t/h10086.6513.35A2=30.31%3.1.1.2选矸作业的计算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，可认为在数量和质量指标方面不改变。因此，Q3=0，30，A3=0；Q4=Q2，42，A4=A2。 大于110mm的原煤经过破碎后和110mm以下的混合进入原煤分级筛。3.1.1.3 原煤分级原煤分级筛入料：Q5=454.55 t/h，5100%，A5=20.56%干法筛分:筛孔尺寸13mm,效率按=85%计算，由资料查出理论筛下物产率和灰分-13=66.18%，A6=A-13=20.39% ，则：筛下物数、质量： 筛上物数、质量： 3.1.2 脱泥作业（原生煤泥）由原煤筛分资料查得0.50mm的产率,则理论筛下煤泥产率，选择脱泥效率80,取喷水1.0m3/t。则脱泥筛下物： 脱泥筛上物：3.2 分选作业的计算3.2.1 重介浅槽产品设计指标计算根据10013mm粒级原煤浮沉试验综合表，绘制出可选性曲线，当精煤灰分要求为10.0时，确定理论分选密度i=1.63 g/cm3，分选密度0.1邻近物的产率为11.09，可选性评定为中等可选，则=i-=1.58g/cm3，=i+2=1.73g/cm3。对于浅槽重介分选机主再选可能偏差E均取0.03，每个密度级取密度的平均值。用重介选的近似公式计算t值，并查t值表，得到分配率。主选段：将=1.58g/cm3， E=0.03代入公式计算可得：表3-2-1 浅槽重介分配率表Table3-2-1 Shallow groove-heavy distribution rate table密度级（g/cm3）t-1.5-4.05 0.00 1.5-1.6-0.675 24.971.6-1.82.799.651.8-2.07.2100.00+2.011.7 100.00 再选段：将=1.73g/cm3，E=0.03代入公式计算可得：表3-2-2浅槽重介分配率表Table 3-2-2 Shallow groove-heavy distribution rate table密度级（g/cm3）t-1.5-7.4250.00 1.5-1.6-4.050.001.6-1.8-0.67524.971.8-2.03.82599.99+2.08.325100.00 由以上两表可以得出：表3-2-3 浅槽重介产品设计指标计算表Table 3-2-3 Shallow groove-heavy index calculation of product design table密度级 入料 中矸段入料r%A%r%A%-1.560.98 8.300.000.00 8.301.5-1.615.15 15.4524.973.78 15.451.6-1.82.830.0199.652.79 30.011.8-2.01.82 46.13100.001.82 46.132.019.24 86.88100.0019.24 86.88合计10025.8027.63 68.68 续表3-2-3 精煤段 矸石段中煤段r%A%r%A%r%A%60.98 8.300.0008.300.00 8.3011.37 15.450.00015.453.78 15.450.01 30.0124.970.730.012.09 30.010.00 46.1399.991.8246.130.00 46.130.00 86.88100.0019.2486.880.00 86.8872.36 9.43 21.76 81.64 5.87 20.63 3.2.2 三产品重介产品设计指标计算对于有压三产品重介质旋流器，当精煤灰分要求为11.0时，确定理论分选密度i=1.64 g/cm3，分选密度0.1邻近物的产率为14.95，可选性评定为中等可选，p1=i-=1.60g/cm3，p2=i+0.4=2.04 g/cm3，可能偏差主选取E10.04，再选取E2=0.06。每个密度级取密度的平均值。用重介选的近似公式计算t值，并查t值表，得到分配率。一段：将=1.60g/cm3， E=0.04代入公式计算可得：表3-2-4 三产品重介分配率表Table3-2-4 Shallow groove-heavy distribution rate table密度级（g/cm3）t-1.5-3.375 0.04 1.5-1.6-0.844 19.94 1.6-1.81.688 95.43 1.8-2.05.063 100.00 +2.08.438 100.00 再选段：将=2.05g/cm3，E=0.06代入公式计算可得：表3-2-5三产品重介分配率表Table 3-2-5 Shallow groove-heavy distribution rate table密度级（g/cm3）t-1.5-7.310.00 1.5-1.6-5.6250.001.6-1.8-3.9380.001.8-2.0-1.6884.60+2.00.56371.33由以上两表可以得出：表3-2-6 三产品重介产品设计指标计算表Table 3-2-6 Shallow groove-heavy index calculation of product design table密度级 入料 中矸段入料r%A%r%A%-1.558.39 7.58 0.04 0.02 7.58 1.5-1.626.64 15.51 19.94 5.31 15.51 1.6-1.89.0430.76 95.43 8.63 30.76 1.8-2.03.88 49.30 100.00 3.88 49.30 2.02.05 72.99 100.00 2.05 72.99 合计100.00 14.75 19.89 34.63 续表3-2-6 精煤段 矸石段中煤段r%A%r%A%r%A%58.37 7.58 0.00 0.00 7.58 0.02 7.58 21.33 15.51 0.00 0.00 15.51 5.31 15.51 0.41 30.76 0.00 0.00 30.76 8.63 30.76 0.00 49.30 4.60 0.18 49.30 3.70 49.30 0.00 72.99 71.33 1.46 72.99 0.59 72.99 80.11 9.81 1.64 70.41 18.25 29.06 表3-2-7 块、末煤设计产品指标表Table 3-2-7 Lump coal and End coal design products tables产品名称设计指标产品名称设计指标 (%)A (%) (%)A (%)块精煤72.369.43末精煤80.119.81中煤5.8720.63中煤18.2529.06矸石21.7781.64矸石1.6470.41小计 100.00 小计 100.003.2.3 选煤产品平衡表的编制表3-2-8 设计产品指标对照表 Table 3-2-8 design products indicators tables产 品 (%)A (%)块精煤30.809.43末精煤46.019.81中煤12.9827.44矸石10.2180.61小计 100.0019.22表3-2-9 选煤产品设计平衡表Table 3-2-9 Coal Preparation product design balance名称产率/% 灰分/%占本级占全样块精煤30.8022.519.43末精煤46.0133.629.81中煤12.989.4827.44矸石10.217.4680.61小计100.00 73.0719.22占浮沉入料87.3173.0719.22浮沉煤泥12.6910.6220.54合计100.00 83.6919.39占全样83.6983.6919.39原生煤泥13.3113.3126.94次生煤泥3.003.0019.22合计100.00 100.00 20.393.3 选后产品和煤泥水处理3.3.1 末精煤离心脱水入料：， 离心脱水机所含固体量一般选用占入料的310，因此：离心液： ，末精煤： 3.3.2 中煤离心脱水入料：， 离心脱水机一般选用占入料的310，因此：离心液： ，中煤： 3.4 浮选作业3.4. 1 浮选入料由浮选试验报告中知，浮选精为回收率，灰分。因此，精煤 ，尾煤 ，3.4. 2 精煤加压过滤滤饼 ，滤液 ，,3.4. 3 煤泥水处理作业3.4.3.1 浮选尾煤浓缩浓缩物 ，溢 流 ，,3.4.3.2 浮选尾煤快压开滤滤液 ，,滤饼 ，3.5 介质流程和水量计算3.5.1 块煤主选介质流程和水量计算在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，(t/m3)；单位体积悬浮液中的磁性物含量，(t/m3)；单位体积悬浮液中的非磁性物含量，(t/m3) ；悬浮液的密度，(t/m3)；V悬浮液的体积，(t/m3)；W水量，(m3/h)；单位体积悬浮液的含水量，(m3/h)；悬浮液中固体混合物的真密度，(t/m3)；悬浮液中磁性物的真密度，(t/m3)；悬浮液中非磁性物的真密度，(t/m3)；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，；3.5.1.1 块煤入选时带入悬浮液的计算：(参考工艺流程图)浅槽重介入料+13mm粒级的含水量： 煤泥水的干煤泥量： 煤泥水的体积： 工作悬浮液中单位体积的固体物重量：工作悬浮液的浓度：3.5.1.2 循环悬浮液的体积块煤主选重介选用一台宽为2.4m的浅槽重介分选机，其单位槽宽悬浮液循环量为175200m3/h，则循环悬浮液的体积。3.5.1.3 工作悬浮液已知非磁性物即煤泥的真密度为;磁性物即磁性铁矿粉的真密度为,取;工作悬浮液的密度因分选(一段)的是大于13mm的块煤，故。浓介质性所以： 非磁性物性质为： ，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： 取可得： % 满足15%35%，符合要求。所以：工作悬浮液的各项指标：循环悬浮液的各项指标:3.5.1.4 重介浅槽悬浮液的计算设产品带走的悬浮液的性质与工作介质性质相同，对块煤重介系统，有80%90%的悬浮液随着浮物排出；10%20%的悬浮液随着沉物排出。所以随块精煤带走的悬浮液为： 由沉物带走的悬浮液为：3.5.1.5 块精煤脱介悬浮液的计算设固定脱介筛筛上物带走的悬浮液性质同工作介质相同,其脱出的介质量占入料的80%90%,取80% 进入脱介筛的悬浮液为:由块精煤产品带入脱介筛稀介段的悬浮液体积为：（取每吨产品脱介进入稀介段的磁性物数量指标N=15kg/t；给料悬浮液单位体积中的固体量为，料悬浮液中的磁性物含量为，Q精=454.55 22.51%=102.32t/h。）取喷水量为每吨产品1,其中1/3为清水,2/3为循环水：取块精煤产品带走的磁性介质量M=0.3kg/t,因此： 取产品水分M16=8%,则产品带走水量为： 因此块精煤脱介筛筛下稀介质为： 块精煤脱介筛筛下合格介质为：3.5.2 块煤再选介质流程和水量计算再洗作业分选比重为，取工作介质比重与分选比重相等即。3.5.2.1主选带入再选的悬浮液计算 主选带入再选的悬浮液指标为：且0、g0、0、rc0、rf0性质均与主选工作介质性质相同，补加工作浓介质性质与主洗添加相同。3.5.2.2确定再洗工作介质性质：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： 取可得到： 满足15%35%，符合要求。3.5.2.3循环悬浮液体积计算： 块煤再选重介选用一台宽为2.0m的浅槽重介分选机，其单位槽宽悬浮液循环量为175200m3/h，则循环悬浮液的体积。工作悬浮液的各项指标：循环悬浮液的各项指标：3.5.2.4 重介浅槽（再选）悬浮液的计算设产品带走的悬浮液的性质与工作介质性质相同，对块煤重介系统，有80%90%的悬浮液随着浮物排出，取85%；10%20%的悬浮液随着沉物排出，取15%。所以随块矸石带走的悬浮液为：所以随块中煤带走的悬浮液为：3.5.2.5 块中煤脱介悬浮液的计算设固定脱介筛筛上物带走的悬浮液性质同工作介质相同,其脱出的介质量占入料的80%90%,取80% 进入脱介筛的悬浮液为:由块中煤产品带入脱介筛稀介段的悬浮液体积为：（取每吨产品脱介进入稀介段的磁性物数量指标N=20kg/t；给料悬浮液单位体积中的固体量为；给料悬浮液中的磁性物含量为，Q中=454.551.83%=8.32t/h。）取喷水量为每吨产品1,其中1/3为清水,2/3为循环水： 取块中煤产品带走的磁性介质量M=0.3kg/t,因此： 取产品水分M30=15%,则产品带走水量为： 因此块中煤脱介筛筛下稀介质为： 块中煤脱介筛筛下合格介质为：3.5.2.6 块矸石脱介悬浮液的计算取固定筛脱出的介质占入料的80%,且脱出的合格介质与工作介质的性质相同,则筛下合格介质为：进入脱介筛的悬浮液为： 由矸石带入的稀介段的悬浮液为（取每吨产品脱介进入稀介段的磁性物数量指标N=20kg/t；给料悬浮液单位体积中固体量为；给料悬浮液中的磁性物含量为，Q中=454.556.77%=30.77t/h。）： 取喷水量为每吨产品1.0m3,1/3为清水,2/3为循环水,因此： 取矸石带走的磁性介质为M=0.3kg/L,则：取产品带走水分M=15%,则产品带走水量：则矸石脱介筛下稀介质为： 矸石脱介筛下合格介质为： 3.5.2.7 块煤系统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： 再计算分流量 计算补加的水量： 分流量确定后,则可进一步确定分流中其它参数： 补加的浓介质的其它参数如下： 磁选作业入料的计算：磁选给料为分流及稀介质两部分组成，所以:磁选浓介的计算:取磁选效率为99%,则：进一步可求出尾矿其它参数： 计算补加新介质及稀释(返回)用水量 3.5.2.8块煤介质及水量平衡表的编制根据以上的计算,可得到块煤介质系统平衡表(如表3-5-1)、块煤循环介质平衡表(如表3-5-2)：表3-5-1 块煤介质系统平衡表Table 3-5-1 Lump coal medium system balance项 目各 项 指 标进 入块煤带入煤泥水5.855.852.86脱介用循环水94.27脱介用清水47.14补充水5.6补充介质0.120.20合 计5.970.25.85149.87排出块精煤产品带走0.0440.0310.0138.9块中煤产品带走0.00290.00250.00041.468块矸石产品带走0.01080.00920.00165.43磁选尾煤5.910.1585.752134.01返回循环系统的介质0.0820.06合 计5.970.25.85149.87差 额0000表3-5-2 块煤循环介质平衡表Table 3-5-2 Lump coal cycle medium balance项 目各 项 指 标进入循环介质桶块精煤脱介返回合格介质368.8331.92232.3499.58250.784块中煤固定筛下合格介质376.9388.2331.6656.54263.83块矸石脱介筛下合格介质65.8467.8257.959.8746.09补加浓介质12.4116.5715.830.748.41补加水5.65.6合 计829.55804.51637.78166.73574.71排出循环介质829.55804.51637.78166.73574.71差 额000003.5.3 末煤介质流程和水量计算3.5.3.1 工作介质的确定计算有压三产品重介质旋流器130.5mm粒级煤泥水含水量(包括0.5mm筛子筛上带入喷水量)取15%，则原末煤带入水量： 煤泥水的干煤泥量： 煤泥水的体积： 3.5.3.2 循环悬浮液体积的计算末煤重介选用一台YTMC系列（威海海王）有压三产品重介旋流器，给定循环悬浮液指标为3.54.0，取3.8，则： 。3.5.3.3 工作悬浮液的性质计算非磁性物即煤泥的真密度为；磁性物即磁性铁矿粉的真密度为，取；工作悬浮液的密度因分选的是130.5mm的末煤,故分选比重为1.64，根据参考数据得到工作悬浮液密度为。浓介质性质 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: 结合以上计算取，则：工作悬浮液的各项指标： 循环悬浮液的各项指标:3.5.3.4 有压三产品重介质旋流器悬浮液的计算设有压三产品重介质旋流器溢流悬浮液的密度比工作悬浮液密度低0.1；底流悬浮液的密度比工作悬浮液的密度高0.4，即： 设底流中磁性物的含量比工作介质高10%，即： 则溢流悬浮液的性质： 与原假定值相同,证明以上计算无误：一段旋流器底流进入第二段旋流器： 设旋流器中的悬浮液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，即：设底流中磁性物的含量比工作介质高10%,即：则二段旋流器溢流悬浮液参数：与原假定值相同,证明以上计算无误：3.5.3.5 末精煤脱介作业的计算取弧形筛脱出的介质量占入料