洗煤厂1000Mt年产矿区型选煤厂初步设计毕业论文.doc

高等职业技术学院 毕 业 设 计 专 业 煤炭深省加工与利用 甘其毛都甘其毛都 1000Mt a1000Mt a 矿区型选煤厂初步设计矿区型选煤厂初步设计 摘要摘要 这次设计的内容是 1000Mt a 矿区型选煤厂初步设计 根据原煤大样分析 可知原煤为 难选煤 因此采用重介选选煤方法 并制定了重介 浮选联合的工艺流程 同时 为了 更好地回收和净化介质 对介质量 水量和数质量分别进行了平衡计算 并编制了最终产 品平衡表 此外 根据选煤厂投产后达到设计所要求的生产指标 进行了设备选型和计算 根据 所选设备和制定的工艺流程 进行了车间工艺布置和总平面布置 并进行了经济概算 使 得所设计的选煤厂具备新工艺 新设备和新的管理理念 Abstract This design from1000wt a conventional coal preparation plant design papers Conventional design is based on the kind of production coal preparation is very difficult to know for coal therefore re election by coal preparation methods and to develop a joint dense media and flotation floation At the same time in order to better recovery and purification media referred to the quality water quality and several were conducted balance calculation And the preparation of the final product balance This paper tells about discussion on reducing the medium consumption in the xin xing coal preparation plant according to xin xing coal preparation plant medium actual consumption medium quality from referral equipment technology links oneby one to do the analysis corresponding to the lower consumption method 目录目录 摘要摘要 I I ABSTRACTABSTRACT I I 第第 1 1 章章 绪论绪论 1 1 1 1 选题意义 1 1 2 选题目的 1 1 3 地理位置及自然状况 1 1 3 1 厂区位置 1 1 3 2 地理概况 1 1 3 3 气象条件 2 1 4 设计能力与工作制度 3 1 5 1 选煤厂设计能力 3 1 5 2 选煤厂工作制度 3 1 6 产品 3 第第 2 2 章章 煤质资料的审查与分析煤质资料的审查与分析 3 3 2 1 煤质资料的审查分析 3 2 1 1 煤质资料的审查 3 2 1 2 煤质资料的分析 4 2 2 原煤的可选性 4 2 2 1 原煤可选性 4 第第 3 3 章章 选煤工艺选煤工艺 5 5 3 1 选煤方法的确定 5 3 2 入洗方式的确定 5 3 3 工艺流程的确定 6 3 3 1 准备车间工艺流程 6 3 3 2 重介工艺流程的确定 6 3 3 3 重介 三产品 分选指标计算 6 3 3 4 脱水作业和精煤回收系统工艺确定 9 3 3 5 悬浮液循环 净化 回收流程 9 3 3 7流程的简述及特点 11 第第 4 4 章章 工艺流程计算工艺流程计算 1111 4 1 介质流程的计算 11 4 1 1 给料中煤泥水的计算 11 4 1 2 计算补加浓介质的性质 12 4 1 3 确定工作介质的性质 12 4 1 4 分选作业计算 13 4 1 5 精煤脱介作业的计算 16 4 1 5 中煤脱介作业的计算 18 4 1 7 矸石脱介作业的计算 19 4 1 8 磁选作业的计算及分流作业的计算 20 4 1 9 补加新介质及补加水量 23 4 2 数质量流程计算 23 4 2 1 准备作业计算 23 4 3 水量流程的计算 24 4 3 1 主洗重介作业的计算 24 4 3 2 精煤脱介作业的计算 24 4 3 3 中煤 矸石脱水作业 25 4 3 4 浮选作业 26 4 3 5 循环水 26 4 4 产品平衡表 26 第第 5 5 章章 设备选型设备选型 2828 5 1 准备作业设备 28 5 2 分选设备选型与计算 29 5 3 运输设备 31 第第 6 6 章章 选煤厂工艺布置选煤厂工艺布置 3232 6 1 工业广场布置 32 6 2 主要车间布置 32 6 2 1 矿区来煤 32 6 2 2 筛分破碎车间的工艺布置 32 6 2 3 重介车间的工艺布置 33 6 2 4 浮选车间工艺布置 33 6 2 5 尾煤压滤车间的工艺布置 33 6 2 6 浓缩车间 33 6 2 7 原煤仓 产品仓的工艺布置 33 6 3 总平面图设计的任务和内容 33 6 3 1 总平面图设计的任务 33 6 3 2 总面积设计的内容 34 6 4 选煤厂总平面布置情况 34 第第 7 7 章章 选煤厂经济概算选煤厂经济概算 3535 7 1 劳动定员 35 7 1 1 劳动定员的编制 35 7 2 生产成本计算 38 7 3 概算书的编制 40 7 4 选煤厂主要生产技术经济指标 47 结束语结束语 4848 参考文献参考文献 4848 致致 谢谢 4949 附录附录 1 1 大样原始资料及筛分试验表大样原始资料及筛分试验表 4949 煤质资料依据 49 附录附录 2 2 总体规划图总体规划图 6767 附录附录 3 3 另附设备联系图另附设备联系图 6767 第第 1 1 章章 绪论绪论 1 11 1 选题意义选题意义 能源是国民经济发展和人类赖以生存的物质基础 煤炭是我国的主要能源 其生产量和 消费量一直占能源的 70 左右 我国是能源的生产和消费大国 每年生产和消费煤炭都在十 几亿吨以上 大量生产和消费煤炭 无论对区域环境 还是对全球气候都造成很大影响 为 此 国家鼓励和提倡发展洁净煤技术 但是 我国我国煤炭加工相对落后 原煤入洗率不足 30 商品煤质量差 因此煤炭利 用率低 燃煤引起的污染严重 为了合理利用煤炭资源提高利用效率 降低铁路运输量 减 少燃煤对大气的污染 有必要大力发展煤炭洗选加 选煤作业是煤炭加工的第一步作业 能排除原煤中存在的大部分矸石 硫分等成分 能 有效地减少煤炭运输负担 降低铁路运输量 减少燃煤对大气的污染 提高煤炭资源利用率 和经济效益 因此 发展煤炭洗选加工是有必要的 1 21 2 选题目选题目的的 选煤厂设计其目的是为适应国民经济发展需要 提高煤炭资源的利率 合理利用资源 降低环境污染 有计划的解决新建厂和扩建厂的建筑 设备安装 合理设置生产所需劳动定 员 以及原材料供应等一系列问题 并在保证建筑速度 节约基建投资的基础上 使选煤厂 投产后能在最短的时间内获得最佳的经济效益和社会效益 结合原料煤的性质和用户对产品的要求 确定一个简单高效 合理可行并且能够满足技 术经济要求的工艺流程 本设计完成年处理原煤能力为 1000Mt a 矿井型选煤厂 设计将完 成煤质分析 选煤方法的确定 流程确定与计算 设备选型 车间工艺布置和经济概算等内 容 1 31 3 地理位置及自然状况地理位置及自然状况 1 3 11 3 1 厂区位置厂区位置 神华巴彦淖尔能源有限责任公司坐落在内蒙古巴彦淖尔市 选煤厂在巴彦淖尔市乌拉特 中旗甘其毛都口岸加工园区境内 是设计能力年产 1000 万吨的矿区型洗煤厂 原料煤来自 蒙古国煤田 A B 俩层煤 原煤性质属焦煤 1 3 21 3 2 地理概况地理概况 本区地貌为近平原地形 交通畅通东临甘泉铁路距金泉站不足 500 米 西与 120 省道紧 邻可谓四通八达 地处乌拉特中旗德岭山镇乌不浪口 南邻河套平原 北靠阴山 国家二级 公路固查线 东西横穿整个工业基地 海五线南北贯穿 工业基地南距巴彦淖尔市所在地临 河市 120 公里 东距包头市 200 公里 距中蒙边境甘其毛都口岸 160 公里 交通十分便利 原煤及产品运输都有可靠的交通保障 厂区场地平坦辽阔 土层深厚 由北向南倾斜 地貌 单元为荒草地 地表沙化严重 植被稀疏 多为荒地 注 口岸加工园区为本案所在地 图 1 1 厂区交通示意图 1 3 3 气象条件 本地区属中温带大陆性季风气候 据邻近气象观测资料 最高气温 35 7 8 月 最低气温 34 12 1 月 年平均气温 0 5 年降雨量 170 431 多集中 8 9 月 风向 冬季主要风向 西北风 夏季主要风向 西南风 风力 一般 2 3 级 最大 7 9 级春节常有扬沙天气 冻结深度 2 2 2m 总而言之本地区日照时间长 热量丰富 冬季较冷 降水量少而集中 蒸发量大 风大 沙多 无霜期短 温差大 四季分明 一般春季干燥多风 1 41 4 设计能力与工作制度设计能力与工作制度 1 5 11 5 1 选煤厂选煤厂设计能力设计能力 厂型 大型矿区型炼焦煤选煤厂 年设计能力为 1000 万吨 选煤厂小时处理量为 1894 93 吨 1 5 21 5 2 选煤厂工作制度选煤厂工作制度 工作日数为 330 天 每日两班生产 一班检修 每天工作 16 小时 1 6 产品 主要产品 精煤 中煤 洗混块 副产品 煤泥 矸石 产品灰分 精煤灰分为 9 00 中煤灰分为 23 39 煤泥灰分为 57 36 矸石灰 分为 80 00 第第 2 2 章章 煤质资料的审查与分析煤质资料的审查与分析 2 12 1 煤质资料的审查分析煤质资料的审查分析 2 1 12 1 1 煤质资料的审查煤质资料的审查 因为煤质资料是制定选煤工艺流程 进行流程计算和设备选型的基本依据 所以煤质资 料的可靠性对设计流程和选用设备的合理性起着决定性作用 为确保设计的可靠性 合理性 必须对煤质资料进行审查 本次设计所有的资料都经过了校正 是准确可靠的数据 煤质资料主要是筛分浮沉试验资料 这些资料在工艺流程计算之前 都经过了严格的审 查 调整和综合 是制定选煤工艺流程 进行流程计算和设备选型的基本依据 煤质资料的 可靠性对设计流程和选用设备的合理性起着决定性作用 为确保设计的可靠性 合理性 首 先对煤质资料进行审查所有的资料均经过了校正 所有的资料都是准确可靠的数据 煤质资料是经过采样 试验 制样 化验 计算等工序而完成的 各工序都可能产生误 差 对筛分或浮沉试验资料 试验后煤样重量误差值未超过 2 试验结果的灰分差值有不 同的限度 筛分试验总样灰分与试验后各料级产物灰分的加权平均值 以及浮沉试验前煤样 灰分与试验后各密度级产物灰分的加权平均值的差值 按其灰分不同 粒度不同有不同规定 在计算的所有表纵向与横向累计灰分的加权平均值的绝对差小于 0 2 并对绝对值大 于 0 2 的进行了产率校正 经审核 各资料的精确性均符合国家标准 本选煤厂初步设计所依据的原始资料见 附录 1 原煤资料及筛分试验表 2 1 22 1 2 煤质资料的分析煤质资料的分析 选煤厂设计的关键是采用即适合原煤实际特性 又满足煤炭用户需求的加工方法 煤质 资料分析是制定工艺流程 进行流程计算和设备选型的基本依据 其目的 是进一步的了解 煤的内在特性和制定合理的选煤的工艺流程 其内容包括煤的物理性质 化学性质 筛分和 浮沉资料 可选性等 表 2 1 原煤筛分总化验表 化验项目MadAdVdafSt dQgr d收缩度胶质层粘结性数 单位 Mj KgX mmY mmG 毛煤019 1624 290 3230 6032 5126 由表 2 1 及附录 1 中原煤筛分试验报告表知 1 原煤的水分 有所给资料可知 Mad 0 属于低水分煤 2 煤种的判定 由表 2 1 可知原煤可燃体挥发分 Vdaf 24 29 在 28 37 之间最大胶质层 厚度 Y 12 25 由此可判定煤种为气煤 3 原煤灰分 Ad 19 16 在 20 01 30 00 之间 属于中灰煤 4 原煤硫分 St d 0 32 0 50 属于特低硫煤 在选煤作业中可不脱硫 5 由原煤筛分试验报告表可查出含矸率为 4 30 5 属于中矸煤 可不考虑机械排矸 只设检查性手选来排出杂物 大于 50mm 的矸石和夹矸煤将进行破碎 后进入旋流器分选 6 通过对筛分资料的分析可知 原煤各粒级数量百分数比较相近 灰分与原煤灰分相近 且随着原煤粒度减小而降低 由此可知该煤的粒度分布较均匀 煤质也较均匀 2 22 2 原煤的可选性原煤的可选性 2 2 12 2 1 原煤可选性原煤可选性 原煤的可选性表示按质量要求的质量指标从原煤中分选出精煤的难易程度 原煤的可选 性决定选煤方法的选用以及具体工艺流程的制定 因此在确定选煤方法及工艺流程之前 首 先要对原煤的可选性进行分析 以便确定合理的选煤方法 工艺流程 从而更充分利用能源 和获得最佳经济效益 本设计采用目前普遍采用的可选性评定标准 即 0 1 含量法 在已知精煤灰分为9 时 当A和B以60 40的比例混合 则由附录1中可选性曲线查出 精煤产率74 80 理论分选密度1 46 0 1密度物含量约为31 09 为难选煤 取矸石灰分 80 产率12 理论分选密度1 85 中煤产率13 20 灰分28 31 第第 3 3 章章 选煤工艺选煤工艺 3 13 1 选煤方法的确定选煤方法的确定 选煤方法是制定选煤厂工艺流程的首要问题 选煤方法的确定与煤的牌号 可选性以及 用户对产品质量要求有关 还要从技术上 经济上的合理性以及我国设备制造 供应能力 现场管理水平和工人操作水平等方面考虑 跳汰联合流程工艺复杂 设备和基建投资大 故不采用该流程 全重介选煤法是当前最 先进的选煤方法 适合处理较难选 难选和极难选煤 它分选的粒度范围宽 上限可达 300 500mm 甚至更大些 下限在离心场中分选时 达 0 15 0 2mm 甚至更小些 其优点是可 以进行低密度分选 且分选精确度高 因此可以获得高质量的精煤和较好的分选指标 重介 工艺设备易于实现自动化 重介选煤法由于其分选精度高 在不同分选密度下只需一次分选 就能达到良好的效果 没有重介中煤再选问题 所以流程比较简单 总之三产品重介旋流器 处理混合入选原煤 不仅流程简单 而且基建投资 生产费用都可以较之于跳汰选煤降低费 用 因此选择重介选煤方法 对于 0 5mm 的煤泥由于煤泥具有很好的可浮性因此采用浮选工艺流程 对浮选后的尾 煤进行过滤 对浮选精煤通过真空过滤机处理后进入精煤仓 因此 最终确定选煤方法为 重介 浮选法 3 23 2 入洗方式的确定入洗方式的确定 入选不同的煤 导致入选煤的可选性等性质存在一定的差异 从而需要确定入选方式 即混合与分组 分级问题 处理原煤分选分组问题依据灰分 和分选密度 各自的接近 程度而定 其条件为如下 1 2 5 表示灰分比较接近 1 2 0 03 时 表示分选密度的接近程度 若满足以上两个条件 则表示可以混合入选 否则只能进行分组入选 由煤质资料分析 A 煤和 B 煤的理论分选密度和产率都符合要求 所以采取混合入选 的方式 因为分组入选作业系统复杂 基建和生产费用高 生产管理困难 又由于原煤中不同 粒度分选密度差别不大 所以采用混合入选 符合精煤最高产率原则 采用混合入选时 为了使入选原煤质量稳定 改善分选指标 必须对原煤分采 分运和分别储存 因此要有 大容量的储煤仓或储煤厂 这样有利于混合配煤 3 33 3 工艺流程的确定工艺流程的确定 3 3 13 3 1 准备车间工艺流程准备车间工艺流程 50mm 矸石含量为 4 30 0 5mm的粗煤泥完全可以有效分级 这样就使大部分 粗煤泥在重介选过程中得到回收 3 为防止跑粗 在煤泥入浮前用煤泥弧形筛来截粗 4 流程中充分考虑到对介质的充分回收 采用了对精煤稀介段和中矸稀介段分别磁 选 所用的磁选设备 磁选效率达99 98 5 煤泥水处理 煤泥经浮选机分选出精煤和尾煤 浮选精煤采用加压过滤机脱水回 收 尾煤浓缩机浓缩 底流经尾煤快开压滤机脱水回收 溢流和压滤机滤液作为循环水使用 由于尾煤量比较少 且灰分较低 所以把煤泥掺至中煤作中煤销售 6 介质补加 补加介质采用合格磁铁粉 不设分级和磨矿作业 补加磁铁粉先进入 浓介质桶再按需求加入合介桶 7 流程中所有洗水全厂闭路 作业过程中的跑 冒 滴 漏等水全部进入厂中一层 的地沟 第第 4 4 章章 工艺流程计算工艺流程计算 4 14 1 介质流程的计算介质流程的计算 选煤厂旋流器小时入料量为 Q 1893 94t h 原煤水分加重剂中磁性物比重 0 Qn W 3 5 0 f g cm 4 1 14 1 1 给料中煤泥水的计算给料中煤泥水的计算 取煤泥比重 3 1 5 c g cm 100 cn r 给料中煤泥量 htQGn 23 385100 34 2094 1893 原煤泥水量为 0 100 Q W W W Qn Qn n 煤泥水的体积 82 256 5 1 23 385 0 c n nn G WV 3 t m 煤泥水的密度 5 1 n nn n V WG 3 t m 4 1 24 1 2 计算补加浓介质的性质计算补加浓介质的性质 设浓介质比重 浓介质中非磁性物的含量 磁性物2 0 X 5 0 f 1 5 c 5 cx r 含量 95 fx r 浓介质悬浮液的密度 5 1 5 4 478 5 5 1 5 95 fc X fcXcfX rr 3 t m 补加介质中干介质质量 12 0 1 0 288 14 478 1 X X 浓介质悬浮液的固体含量 0 288 4 4781 288 XX g 3 t m 浓介质悬浮液的煤泥含量 3 1 288 5 0 064 cXXcX ggrt m 浓介质悬浮液的磁性物含量 3 1 2880 0641 224 fXXcX gggt m 单位体积含水量 3 2 0 1 2880 712 XXX gt m 4 1 34 1 3 确定工作介质的性质确定工作介质的性质 要求分选比重 1 46 取工作介质悬浮液的比重 1 46 0 12 1 34 则工作介质中非磁性物含量最高极限值 77 max 77 100 ncnXxncxn c nXXnn GrgVr r Gg V 99 91 100 34 15 1 82 256288 1 34 10 2 23 385 34 15 1 582 256288 1 34 10 2 10023 385 取工作介质中非磁性物含量 7max 40 cc rr 则工作介质中磁性物含量 77 10060 fc rr 7 5 1 5 2 5862 5 0 4 1 5 0 6 fc fccf rr 3 t m 介质中干介质的质量 77 7 7 1 1 28 1 2 5862 0 4565 12 5862 1 g 3 t m 其中非磁性物含量 777 0 4565 0 40 1826 cc ggr 3 t m 磁性物含量 777 0 45650 18260 2739 fc ggg 3 t m 单位体积含水量 777 1 280 45650 8235g 3 t m 4 1 44 1 4 分选作业计算分选作业计算 确定循环介质量 选 3GDMC1500 1300 三产品重介旋流器 单台旋流器循环量为 V 1893 94 3 7 7007 6 3 mh 工作介质总量 42 726482 2566 7007 7 n VVV 3 mh 49 521142 72647174 0 777 VgG t h t h59 2084 4049 5211 777 cc rGG t h90 312659 208449 5211 777 cf GGG 27 524942 72647226 0 777 VW 3 mh 求循环介质其它参数 t h26 482623 38549 5211 7偱 n GGG t h36 169923 38559 2084 7偱 nCc GGG t h90 3126 7偱 ff GG 27 5249027 5249 7偱 n WWW 3 mh 438 1 6 7007 27 524926 4826 偱 偱偱 偱 V WG Kg L 211 35 26 4826 36 1699 100 偱 偱 偱 G G r c c 789 64211 35100 100 偱偱 cf rr 旋流器一段分选作业计算 设一段旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介质低 0 1 底流比工作介质高 0 35 即 34 11 044 11 0 7溢 Kg L 79 135 044 135 0 7底 Kg L 32 161442 7264 34 179 1 34 144 1 7 溢底 溢7 底 VV 3 mh 10 565032 161442 7264 底7溢 VVV 3 mh 设底流中磁性物含量比工作介质高 10 7 10 60 10 70 ff rr 底 100 100 70 30 cf rr 底底 5 1 5 2 9412 5 30 1 5 70 fc f fccf rr 底 底底 3 t m 1969 1 194118 2 94118 2 179 1 1 1 底 底底 底 g 3 t m 3591 0 301969 1 底底底 cc rgg 3 t m 8378 03591 01969 1 底底底 cf ggg 3 t m 5931 01969 179 1 底底底 g 3 t m 180 193232 16141969 1 底底 底 VgG t h t h654 579 30180 1932 底底底 cc rGG t h526 1352654 579180 1932 底底底 Cf GGG 453 95732 16145931 0 底底底 VW 3 mh t h31 3279180 193249 5211 底7溢 GGG t h936 1504654 57959 2084 底7溢 CCc GGG t h374 1774936 150431 3279 溢溢溢 cf GGG 817 4291453 95727 5249 底7溢 WWW 3 mh 5804 0 10 5650 31 3279 溢 溢 溢 V G g 3 t m 2664 0 10 5650 936 1504 溢 溢 溢 c c c V G g 3 t m 3140 02664 05804 0 溢溢溢 cf ggg 3 t m 7596 0 10 5650 817 4291 溢 溢 溢 V W 3 t m 3400 17596 05804 0 溢溢溢 g 3 t m 与假定值相同 说明以上计算无误 溢 892 45 100 31 3279 936 1504 100 溢 溢 溢 G G r c c 108 54 100 溢溢 cf rr 旋流器二段分选作业计算 设二段旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介质低 0 1 底流比工作介质高 0 35 即 69 11 079 11 0 底9 Kg L 14 235 079 135 0 底8 Kg L 738 35832 1614 69 114 2 1 0 底 98 9底 8 VV 3 mh 582 1255738 35832 1614 8底9 VVV 3 mh 设二段底流中磁性物含量比一段工作介质高 10 80 10 70 10 8 底ff rr 20 100 88 fc rr 40909 3 805 1 205 5 15 88 8 fccf cf rr 3 t m 6132 1 140909 3 40909 3 114 2 1 1 8 88 8 g 3 t m 3226 0 206132 1 888 cc rgg 3 t m 2906 13226 06132 1 888 cf ggg 3 t m 5268 06132 114 2 888 g 3 t m 7161 578738 3586132 1 88 8 VgG t h t h7432 115 207161 578 888 cc rGG t h9727 4627432 1157161 578 888 Cf GGG 9832 188736 3585268 0 888 VW 3 mh 二段溢流中悬浮液的其他参数 t h4639 13537161 578180 1932 8底9 GGG t h9108 4637432 115654 579 8底9 CCc GGG t h5531 8899108 4634639 1353 999 cf GGG 4698 7689832 188453 957 8底9 WWW 3 mh 0780 1 582 1255 4639 1353 9 9 9 V G g 3 t m 3695 0 582 1255 9108 463 9 9 9 V G g c c 3 t m 7085 0 999 cf ggg 3 t m 6120 0 582 1255 4698 768 9 9 9 V W 3 t m 6900 1 612 00780 1 999 g 3 t m 与假定值相同 说明以上计算无误 9 72 65 100 4639 1353 5531 889 100 9 9 9 G G r f f 28 34 100 99 fc rr 4 1 54 1 5 精煤脱介作业的计算精煤脱介作业的计算 取弧形筛脱出的介质占入料量的 75 求弧形筛筛下合格介质的各项参数 07 395570 010 5650 75 溢18 VV 3 mh 5226 229507 39555804 0 18溢18 VgG t h t h6306 105307 39552664 0 18溢18 VgG cc t h8920 12416306 10535226 2295 181818 cf GGG 2712 300407 39557596 0 1818 VW 溢 3 mh 进入脱介筛的悬浮液的各项参数 03 169507 395510 5650 1819 VVV 溢 3 mh 7874 9835226 229531 3279 1819 GGG 溢 t h3054 4516306 1053936 1504 18溢19 ccc GGG t h4820 5323054 4517874 983 191919 cf GGG 5458 12872712 3004817 4291 18溢19 WWW 3 mh 脱介筛喷水量为 1 5 其中 1 5 为清水 4 5 为循环水 3 mt 181 4285 15 1 精1313 QVW 3 mh 724 17125 45 1 精精循精循 QWV 取精煤带走的磁性介质量为 tkgM 4 0块 tkgM 7 0末 1794 0 36 75 7 4127 1427 1000 5 0 1000 4 0 1000 块精块精20 QQ M Gf 4442 0 46 4427 1427 1000 7 0 1000 7 0 1000 末精末精22 QQ M Gf 8209 0 108 54 1794 0 溢 20 20 f f r G G 8209 0 108 54 4442 0 溢 22 22 f f r G G 1522 01794 03316 0 202020 fC GGG 3767 04442 08209 0 222222 fC GGG 取由块精煤带走的水分为 8 20 Q W 0079 395910 448 8100 8 100 块精 20 20 20 Q W W W Q Q3 mh 1453 39 5 1 1522 0 5 1794 0 0079 39 2020 2020 c c f f GG WV 取由末精煤带走的水分为 16 22 Q W 8694 1205642 634 16100 16 100 末精 22 22 22 Q W W W Q Q3 mh 2094 121 5 1 3787 0 5 4442 0 8694 120 2222 2222 c c f f GG WV 因此精煤脱介筛筛下稀介质量为 5803 3675 1453 392094 12103 1695724 1712181 428 202219精循1321 VVVVVV 3 mh 6349 982 8208 03316 07874 983 22201921 GGGG t h 8584 531 4442 01794 0482 532 22201921 ffff GGGG t h 7765 450 3767 01522 03054 451 22201921 cccc GGGG 5735 3268 0079 398694 1205458 1287724 1712181 428 202219精循1321 WWWWWW 4 1 54 1 5 中煤脱介作业的计算中煤脱介作业的计算 取弧形筛脱出的介质占入料量的 60 求弧形筛筛下合格介质的各项参数 3492 7536 0582 1255 60 917 VV 3 mh 7479 5333492 7537085 0 17917 VgG ff t h t h3625 2783492 7533695 0 17917 VgG cc t h1104 8127479 5333625 278 171717 fc GGG 0426 1223492 7536120 0 17917 VW 3 mh 进入脱介筛的悬浮液的各项参数 2328 5023492 753582 1255 17916 VVV 3 mh 3535 5411104 8124639 1353 17916 htGGG t h5483 1853625 2789108 463 17916 ccc GGG t h80524 3557479 5335531 889 161616 cf GGG 4236 6460426 1224698 768 17916 WWW 3 mh 脱介筛喷水量为 1 25 其中 1 5 为清水 4 5 为循环水 3 mt 485 485 194 19325 15 125 1 中1212 QVW 3 mh 94 1935 425 1中 中循中循 QWV 3 mh 取块中煤带走的磁性介质量为 M 0 50 Kg t t h0970 094 193 1000 5 0 1000 中24 Q M Gf t h1476 0 72 65 0970 0 9 24 24 f f r G G t h0506 0 242424 fc GGG 取由中煤带走的水分 M 14 Kg t 5716 3194 193 15100 15 100 中24 Q M M W 3 mh 6274 31 2424 2424 c c f f GG WV 因此中煤脱介筛筛下稀介质量为 0331 7136247 312328 50294 193485 48 2416中循1223 VVVVV 3 mh t h2059 5411476 03535 541 241623 GGG t h7082 3550970 08052 355 241623 fff GGG 4977 1850506 05483 185 241623 ccc GGG 277 857 5716 314236 64694 193485 48 3 2416中循1223 hm WWWWW 4 1 74 1 7 矸石脱介作业的计算矸石脱介作业的计算 取弧形筛脱出的介质占入料量的 60 形筛筛下合格介质的各项参数 2428 215 60738 358 85 815 VV 3 mh 4373 692428 2153226 0 15815 VgG cc t h t h7924 2772428 2152906 1 15815 VgG ff t h2296 347 151515 fc GGG 3899 1132428 2155268 0 15815 VW 3 mh 进入脱介筛的悬浮液的各项参数 4952 1432428 215738 358 15814 VVV 3 mh 4865 2312296 3477161 578 15814 htGGG t h3059 464373 697432 115 15814 ccc GGG t h1806 1853059 464865 231 141414 cf GGG 5933 753899 1139832 188 15814 WWW 3 mh 脱介筛喷水量为 1 其中 1 5 为清水 4 5 为循环水 3 mt 546 545 173 27215 11 矸1111 QVW 3 mh 184 2185 41 矸矸矸 QWV 3 mh 取块矸石带走的磁性介质量为 M 0 7 Kg t t h1909 073 272 1000 7 0 1000 矸26 Q M Gf t h2386 0 8 0 1909 0 8 26 26 f f r G G t h0477 01909 02386 0 262626 fc GGG 取由矸石带走的水分为 14 26 Q W 3979 4473 272 14100 14 100 矸 26 26 26 Q W W W Q Q3 mh 4625 44 2626 2626 c c f f GG WV 因此矸石脱介筛筛下稀介质量为 7627 3714625 44546 54184 2184952 143 2611矸循1425 VVVVV 3 mh t h2479 2312386 04865 231 261425 GGG t h9897 1841909 01806 185 261425 fff GGG t h2582 460477 03059 46 261425 ccc GGG 9254 303 3979 44546 54184 2185933 75 3 2611矸循1425 hm WWWWW 4 1 84 1 8 磁选作业的计算及分流作业的计算磁选作业的计算及分流作业的计算 345408626 1817150 GGGG 4323 2053 1817150 ffff GGGG 4305 1401 1817150 cccc GGGG 7037 3239 1718150 WWWW 6626 4923 1718150 VVVV 设分流效率为 X 有进入合格介质桶XG0 XGG 029 XGG cc029 XGG ff029 XGGG 0030 XGGG CCC0030 XGGG fff0030 XGGGG8626 34543144 4227 30232533 XGGGG cccc 4305 14011864 1633 30232533 XGGGG ccff 4323 20531302 2594 30232533 取磁选效率为 98 99 2 X 95 fx r287 1 x g 713 0 x 1 中煤 矸石磁选 XGG ff 4107 05188 0 1 3335 XGGG fff 02126 20536114 2593 353334 X r G G fx f 0754 21611173 2730 34 34 XGGG fc 0538 1085059 136 343434 X g G V X 1573 16793033 2121 34 34 XGGG ccc 3767 12936805 1496 343335 XGGG fc 7874 12931993 1497 353535 3434 VW x 343335 WWW 343335 VVV 2 精煤磁选 1064 00002 08584 531 1 2132 ff GG 7520 53164 1 08485 531 322131 fff GGG 7389 559 31 31 fx f r G G 9869 27 313131 fc GGG 7896 4229869 277765 450 312132 ccc GGG 9176 434 287 1 7389 559 31 31 X g G V896 4221064 17896 422 323232 fc GGG 4773 29580962 3105737 3268 312132 WWW 6627 32409176 4345803 3675 312132 VVV 根据煤泥平衡的 34 2094 1893 322235202426 cccccc GGGGGG 得 X 0 8445 6315 29178445 08626 3454 029 XGG 5081 11838445 04305 1401 029 XGG cc 1236 17348445 04323 2053 029 XGG ff 9988 41578445 0662 4923 029 XVV 9298 27358445 07037 3239 029 XWW 3 分流后未进入介质桶的量 2311 5378626 34541555 0 0030 XGGG 9224 2174305 14011555 0 0030 XGGG CCC 3087 3194323 20531555 0 0030 XGGG fff 6232 7659988 4157662 4923 29030 VVV 7739 5039298 273537 7 3239 29030 WWW 分流后进入磁选机的量 6849 1309 30232533 GGGG 6783 449 30232533 cccc GGGG 0066 860 30232533 ccff GGGG 419 1850 30232533 VVVV 9263 1664 30232533 WWWW 4 中煤矸石磁选计算 1720 0 98 991 0066 860 1 3335 ff GG 8343 8591720 00066 860 353334 fff GGG 0891 90595 08346 859 34 34 fx f r G G 2545 45 343434 fc GGG 1628 35 34 34 X g G V 4238 4042545 456783 449 343335 ccc GGG 5958 4041720 04238 404 353535 fc GGG 0711 251628 35713 0 3434 VW x 8552 16390711 259263 1664 343335 WWW 2562 18151628 35419 1850 343335 VVV 4 1 94 1 9 补加新介质及补加水量补加新介质及补加水量 8005 443 7389 5590891 9056315 291726 4826 313429循补加 GGGGG 1898 1 7520 5318346 8591236 173490 3126 313429循补加 fffff GGGGG 6107 4421898 18005 443 补加补加补加 f GGGc 补加水量 1729 2178 0962 3100711 259298 273527 5249 313429循补加 WWWWW 4 24 2 数质量流程计算数质量流程计算 入洗原煤为年产量 1000 万吨 年工作日为 300 天 日工作时为 16 小时 两班生产 则 t h94 1893 16330 10000000 c i tT Q Q 4 2 14 2 1 准备作业计算准备作业计算 1 预先筛分 入料 1 100 r 94 1893 1 i QQ 16 19 1 A 设筛分效率 100 则 筛上 87 21 50 rri 2047 414 87 2194 1893 2 iir QQ 11 25 502 AA 筛下 13 78 87 21100 213 rrr 7353 14792047 41493 1894 213 QQQ 49 17 13 78 11 2587 2116 19100 3 2211 3 r ArAr A 2 手选 检查性手选前后的物料数 质量不发生变化 因此 87 21 25 rr 2047 414 25 QQ 11 25 2 5 AA0 4 r0 4 Q0 4 A 3 破碎作业 破碎前后的数 质量不发生变化 因此 87 21 56 rr 41402047 56 QQ 11 25 56 AA 最后得出的数质量为 100 87 21 13 78 637 rrr htQQQ 94 1893 637 96 19 7 A 4 4 3 3 水量流程的计算水量流程的计算 4 3 14 3 1 主洗重介作业的计算主洗重介作业的计算 由介质流程计算可知 0 n W 3 mh9832 188 8 W 3 mh 4698 768 9 W 3 mh1817 4291 10 W 3 mh 4 3 24 3 2 精煤脱介作业的计算精煤脱介作业的计算 1 弧形筛水量 1817 4291 10 W 3 mh2712 3004 18 W 3 mh03 1695 19 W 3 mh 2 脱介作业 水量为 428181 13 W 3 mh724 1712 偱 W 3 mh 0079 39 20 W 3 mh5735 3268 21 W 3 mh8694 120 22 W 3 mh 3 磁选作业 5735 3268 21 W 3 mh 0962 310 31 W 3 mh4773 2958 32 W 3 mh 4 精煤离心脱水 8694 120 22 W 3 mh 假设末精煤带走的水分为 7 28 Q W 6311 62 3 5827 1427 7100 7 28 W 3 mh 则 2383 586311 628694 120 282227 WWW 3 mh 5 粗精煤回收 7156 30162383 584773 2958 2732入 WWW 3 mh 0 39 W 3 mh7156 3016 入38 WW 3 mh 4 3 34 3 3 中煤 矸石脱水作业中煤 矸石脱水作业 1 弧形筛的水量 中煤 4698 768 9 W 3 mh4236 646 16 W 3 mh0426 122 17 W 3 mh 矸石 9832 188 8 W 3 mh5933 75 14 W 3 mh3899 113 15 W 3 mh 2 脱介筛 中煤喷水量 485 48 12 W 3 mh94 193 中偱 W 3 mh 277 857 23 W 3 mh5716 31 24 W 3 mh 矸石喷水量 546 54 11 W 3 mh184 218 矸偱 W 3 mh 3979 44 26 W 3 mh9254 303 25 W 3 mh 3 分流作业 7037 3239 0 W 3 mh7739 503 30 W9298 2735 29 W 4 磁选作业 9763 1664 25233033 WWWW 0711 25 34 W 3 mh8552 1639 35 W 3 mh 5 粗中煤回收 8552 16