年入洗能力240万吨的矿井型选煤厂设计

1、摘 要 煤炭在中国能源中占有重要地位，在选煤厂的新建、改建、扩建中，要不 断的优化选煤工艺，合理选择先进的选煤设备，确定合理的厂房车间布置，以 及选择适合于选煤厂的管理方法等等，都将提高选煤效益，建设节约高效的选 煤厂，都将不断的弱化这些问题。 本设计所用的资料为河南煤化工集团赵固二矿提供的煤质筛分、浮沉资料。 首先对收集的煤质资料的审查、校正和综合，得到可选性曲线。然后根据可选 性初步确定工艺流程，计算数质量流程、介质和水流程平衡，选择合适的设备。 最后依据设备选用情况和设备联系图，对各个车间进行布置，并对总的工业场 地进行总体规划。另外，本设计还对生产辅助设施、环保等方面进行了阐述。 本设

2、计根据煤质特点和动力煤洗选特点：选用+13mm 重介浅槽，130.5mm 有压三产品重介旋流，小于 0.5mm 煤泥直接浮选流程。对应不同粒级、不同可 选性确定不同洗选方法，避免了煤泥浮选成本高的问题，并对出现的难选及较 难选煤有适应性。 关键词: 选煤工艺流程；重介浅槽；有压三产品重介质旋流器 Abstract Coal in Chinas energy occupies an important position,In the new coal preparation plant, alteration, extension, it is necessary to continuously

3、 optimize the coal preparation process, a reasonable choice of advanced coal preparation equipment, determine a reasonable layout of the factory workshop, and choose suitable for coal preparation plant management methods, and so on, down Improve the efficiency of coal preparation, construction, cons

4、ervation and efficient coal preparation plant, will keep weakening these issues. The design of data used for coal in Henan Coal and Chemical Industry Group Co., Ltd. Zhaogu the coal preparation plant to provide screening, the first coal quality data collected by the review, correction, and comprehen

5、sive, are optional curve. Based on a preliminary set of optional process, the calculations of the quality processes, media and water flow balance, choice of appropriate equipment. The final selection based on equipment and associated equipment plans, conduct workshops on various layout and industria

6、l sites in the overall plan. In addition, the design of production facilities, environmental protection, and other aspects of the quota on. According to the design characteristics of coal and steam coal washing characteristics: +13mm re-selected shallow trough, 130.5mm pressure three- product-swirl,

7、 less than 0.5mm slime direct flotation process. Tablets of the different level and different set of optional washing different ways to avoid the high cost of coal flotation of the problem, and the hard coal preparation more difficult to have elections and adaptability. Keywords Coal Preparation Pro

8、cess Re-shallow groove Pressure three-product medium cyclone 目 录 摘 要.I ABSTRACT.II 第 1 章 概述.1 1.1 设计任务、目的和要求.1 1.1.1 设计任务.1 1.1.2 设计目的.1 1.1.3 设计要求.1 1.2 厂区概况.2 1.2.1 厂区位置.2 1.2.2 地势、地貌.2 1.2.3 原料煤基地概况.2 1.3 煤质特征.2 1.3.1 物理性质.2 1.3.2 化学性质.2 1.3.3 元素组成.3 1.3.4 工艺性能.3 1.4 煤质资料分析.3 1.4.1 筛分资料及分析.3 1.4.

9、2 浮沉资料及分析.5 1.4.3 煤的可选性及选煤方法的确定.8 1.5 工艺流程及说明.10 1.5.1 工艺流程的说明.10 1.5.2 工艺流程的特点.11 第 2 章 厂型、厂址及工作制度.11 2.1 厂型.11 2.2 厂址.11 2.3 工作制度.11 2.4 生产能力.11 第 3 章 工艺流程的计算.12 3.1 准备作业的计算.12 3.1.1 筛分作业的计算.12 3.1.2 脱泥作业（原生煤泥）.13 3.2 分选作业的计算.13 3.2.1 重介浅槽产品设计指标计算.13 3.2.2 三产品重介产品设计指标计算.15 3.2.3 选煤产品平衡表的编制.18 3.3

10、选后产品和煤泥水处理.19 3.3.1 末精煤离心脱水.19 3.3.2 中煤离心脱水.20 3.4 浮选作业.20 3.4. 1 浮选入料.20 3.4. 2 精煤加压过滤.20 3.4. 3 煤泥水处理作业.21 3.5 介质流程和水量计算.21 3.5.1 块煤主选介质流程和水量计算.21 3.5.2 块煤再选介质流程和水量计算.27 3.5.3 末煤介质流程和水量计算.38 3.6 水量计算.55 3.6.1 原煤带入水量.55 3.6.2 脱泥筛喷水.55 3.6.3 脱介筛喷水.55 3.6.4 介质补加水.55 3.6.5 产品带走水量.56 3.6.6 浮选水量.56 3.6.

11、7 选煤最终产品平衡表的编制.57 第 4 章 工艺设备的选型与计算.59 4.1 主要工艺设备选型原则与不均衡系数.59 4.1.1 主要工艺设备选型原则.59 4.1.2 选煤厂各环节不均衡系数.59 4.2 主要工艺设备的选型与计算.59 4.2.1 筛分设备的选型与计算.59 4.2.2 破碎设备的选型与计算.62 4.2.3 分选设备的选型与计算.62 4.2.4 磁选机的选型与计算.63 4.2.5 末煤及煤泥水设备的选型与计算.64 第 5 章 工艺布置及工艺系统技术操作.66 5.1 设备布置的一般原则.66 5.2 主要工艺设备的布置.67 5.3 生产技术检查.67 5.3

12、.1 数量检查.67 5.3.2 质量检查.67 第 6 章 给水和排水.68 6.1 给水水源.68 6.2 用水量和水压.68 6.2.1 用水量.68 6.2.2 水压.68 6.3 给水系统.68 6.3.1 生产给水系统.68 6.3.2 生活消防系统.68 6.3.3 管网形式及管材.69 6.4 循环水及排水系统.69 第 7 章 采暖通风.70 7.1 采暖.70 7.2 通风.70 7.3 供热.70 7.4 通风除尘.70 第 8 章 电气.71 8.1 选煤厂的供电系统.71 8.1.1 高压供电系统.71 8.1.2 低压配电.71 8.2 防雷及接地.71 8.3 主

13、厂房照明.71 8.4 生产系统连锁闭塞及停号.71 8.5 其他的自动化.72 第 9 章 工业场地布置和绿化.73 9.1 厂址确定.73 9.2 总平面布置.73 9.2.1 总平面布置原则.73 9.2.2 具体布置.73 9.3 场内运输.73 9.4 厂区绿化.73 第 10 章 环境保护.74 10.1 环境保护设计依据及采用的标准.74 10.2 污染源及其控制措施.74 结束语.75 结论.76 参考文献.77 致谢.78 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-

14、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 毕业设计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

15、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。毕业设计为成为真正的选煤技术 人员奠定良好基础。 1.1.3 设

16、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 1

17、4.114.90C。年平均降水量 580 600mm，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

18、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（

19、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 原煤（%） 浮煤（%） 煤层 CdafHdafNdafO+SdafCdafHdafNdafO+Sdaf 二1 92.092.851.161.7194.272.901.131.70 1.3.4 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

20、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

21、厂设计筛分资料如下： 表 1-4-1 原煤筛分组成综合表（1100mm 级） 表 1-4-2 自然级0.5mm 级分煤筛分试验结果 产率产率灰分灰分校正灰分校正灰分 粒级（粒级（mmmm） Y%Y%Ad%Ad%Ad%Ad% 1104012.3137.6435.256 402011.7923.3820.996 20139.7221.2418.856 13814.8318.6816.296 80.538.0417.9315.546 0.5013.3129.3226.936 合计 100.0022.9520.564 自然级自然级 数量数量粒度（粒度（mmmm） 占本级（占本级（% %）占全样（占全样

22、（% %） 灰分（灰分（% %） 校正灰分（校正灰分（% %） 0.50.2541.085.4724.0021.39 0.250.12519.472.5927.1125.04 0.1250.07518.042.430.3628.29 0.0750.0458.101.0834.1032.03 110 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-0.5

23、mm 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 1-4-41-4-4 入选原煤 1100.5mm 级原煤浮沉综合表 110-40mm40-20mm20-13mm 密度 R,%Y,%Ad,%R,%Y,%Ad,%R,

24、%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 13-8mm8-0.5mm综合 密度R,%Y,%Ad,%R,%Y,%Ad,%R,%Y,%Ad,% 2.05.8530.80572.280.30.0979.389.3687.12685.1

25、37 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 浮物累计 沉物累计 0.1 含量 密度级产率%灰分%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 1

26、30.5mm 级原煤浮沉组成表 浮物累计 沉物累计 0.1 含量 密度级产率%灰分%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

27、%，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

28、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

29、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

30、.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

31、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

32、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

33、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)

34、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： ht t Q Q/55.454 16330 2400000 0 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 入料数、质量的计

35、算 (1)原煤小时处理量ht t Q Q/55.454 16330 2400000 0 (2)原煤灰分 A=20.56% (3)原煤入厂产率 =100% 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： %65.86%65.86%100 1001 ht393.87454.55 86.65 11 QQ 筛上物数、质量： 454.55393.8760.68t/h 12 QQQ 10086.6513.35 12 100 A2=30.31% 选矸作业的计算 检查性手选只选出木

36、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。 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： %25.56%18.66%85 136 htQQ68.25555.454%25.56 66 筛上物数、质量： h

37、tQQQ87.19868.25555.454 657 %75.43%25.56100100 67 %79.20 25.56100 39.2025.5656.20100 100 100 6 665 7 AA A 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%31.13 5 . 0 %94.26 5 . 0 A 论筛下煤泥产率，选择脱泥效率 80,取喷水24 . 0 25.56 31.13 6 5 . 0 1.0m3/t。 则脱泥筛下物： 65.1031.138 . 0 5 . 011 htQQ/40.48 1111 %94.26 5 . 011 AA 脱泥筛上

38、物： 69.4556.1025.56 11612 htQQ/28.20755.454%69.45 1212 %86.18 69.45 94.2665.1039.2025.56 12 111166 12 AA A 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， 1p =i+2=1.73g/cm3。对于浅槽重介分选机主再选可能偏差 E 均取 0.0

39、3， 2p 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 。 )( 675 . 0 E t 主选段：将=1.58g/cm3， E=0.03 代入公式计算可得： 1p 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 24.97 1.6-1.82.799.65 1.8-2.07.2100.00 +2.011.7 100.00 再选段：将=1.73g/cm3，E=0.03 代入公

40、式计算可得： 2p 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 1.5-1.6-4.050.00 1.6-1.8-0.67524.97 1.8-2.03.82599.99 +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 入料 中矸段入料密度

41、级 r%A%r%A% -1.560.98 8.300.000.00 8.30 1.5-1.615.15 15.4524.973.78 15.45 1.6-1.82.830.0199.652.79 30.01 1.8-2.01.82 46.13100.001.82 46.13 2.019.24 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 8.30 11.37 15.450.00015.453.78 15.45 0.01 30.0124.

42、970.730.012.09 30.01 0.00 46.1399.991.8246.130.00 46.13 0.00 86.88100.0019.2486.880.00 86.88 72.36 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

43、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 。 )( 675 . 0 E t 一段：将=1.60g/cm3， E=0.04 代入公式计算可得： 1p 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 1.6-1.8 1.688 95.43 1.8-2.0 5.063 100.00 +2.0 8.438 100.00 再选段：将=2.05g/cm3，E=0.06

44、 代入公式计算可得： 2p 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 1.5-1.6-5.6250.00 1.6-1.8-3.9380.00 1.8-2.0-1.6884.60 +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 入料 中矸段

45、入料 密度级 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.

46、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 设计指标设计指标产品名称 (%)A (%) 产品名称 (%)A (%) 块精煤 72.369.43 末精煤

47、 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 100.00 3.2.3 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 pro

48、duct design balance 产率/% 名称 占本级占全样 灰分/% 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 20.39 3.3 选后产品和煤泥水处理 3.3

49、.1 末精煤离心脱水 入料：， 62.33 15 %81 . 9 15 AhtQQ/82.15255.454%62.33 1515 离心脱水机所含固体量一般选用占入料的 310，因此： 离心液： ，0 . 1362.333 1516 ，htQQ5 . 4 1616 %81 . 9 16 A 末精煤： 62.32162.33 161517 htQQQ32.1485 . 482.152 161517 %81 . 9 17 A 3.3.2 中煤离心脱水 入料：， 65 . 7 18 %06.29 18 AhtQQ/77.3455.454%65 . 7 1818 离心脱水机一般选用占入料的 310，因

50、此： 离心液： ，23 . 0 365. 73 1819 ，htQQ05 . 1 1919 %06.29%5 . 2 1819 AA 中煤： 42 . 7 23 . 0 65 . 7 191820 htQQQ72.3305 . 1 77.34 191820 %81 . 9 20 A 3.4 浮选作业 3.4. 1 浮选入料 56.23 41.12255.454%93.26 93.26 24 2424 24 A htQQ 次生原生浮沉 由浮选试验报告中知，浮选精为回收率，灰分。因此，70% 0 . 11 精 A 精煤 ，85.1870 2425 htQQ/69.85 2525 % 0 . 11

51、25 A 尾煤 ，%08 . 8 252426 htQQ/73.36 2626 %86.52 08 . 8 00.1185.1856.2393.26 26 A 3.4. 2 精煤加压过滤 滤饼 ，85.18 2527 htQQ/69.85 2527 %00.11 2527 AA 滤液 ，,0 28 0 28 Q0 28 A 3.4. 3 煤泥水处理作业 浮选尾煤浓缩 浓缩物 ，08 . 8 2629 htQQ/73.36 2629 %86.52 2629 AA 溢 流 ，,0 30 0 30 Q0 30 A 浮选尾煤快压开滤 滤液 ，,0 31 0 31 Q0

52、31 A 滤饼 ，%08 . 8 2932 htQQ73.36 3232 %86.52 2932 AA 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)； G 悬浮液中的磁性物的数量，(t/h)； f G 悬浮液中的非磁性物的数量，(t/h)； c G 单位体积悬浮液中的固体含量，(t/m3)；g 单位体积悬浮液中的磁性物含量，(t/m3)； f g 单位体积悬浮液中的非磁性物含量，(t/m3) ； c g 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

53、水量，(m3/h)；w 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)； f 悬浮液中非磁性物的真密度，(t/m3)； c 悬浮液固体中的磁性物含量，； f r % 悬浮液固体中的非磁性物含量，； c r % 悬浮液中固体的体积浓度，； % 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： ht M MQ W t t /86 . 2 42 . 1 100 42 . 1 87.198 100 7 0 煤泥水的干煤泥量： %94 . 2 %5 . 1%44 . 1 htQG/85 . 5 87.19894. 2

54、 70 煤泥水的体积： hm G WV c /67 . 6 50 . 1 85 . 5 86 . 2 30 00 工作悬浮液中单位体积的固体物重量： 3 0 0 0 /88 . 0 mt V G g 工作悬浮液的浓度： 3 0 00 0 /29 . 1 67 . 6 85 . 5 86 . 2 mt V GW 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。hmV 3 1 55.42998.1784 . 2 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

55、粉的真 3 /5 . 1cmg c 密度为,取;工作悬浮液的密度因分选(一段)的 3 /2 . 54 . 4cmg f 3 /5 . 4cmg f 是大于 13mm 的块煤，故。 3 /58 . 1 mt 浓介质性%5%,95,5 . 1,5 . 4,0 . 2 333 cffxcfx mtmtmt 所以： 3 3 3 68 . 0 32 . 1 109 . 4 09 . 4 ) 10 . 2( 1 ) 1( 09 . 4 95 . 0 5 . 105 . 0 5 . 4 5 . 15 . 4 mtgw mtg mt xxx x xx x fxccxf fc x 非磁性物性质为： ，%100

56、0 c 3 0 0 0 /88 . 0 mt V G g 3 0 00 0 /29 . 1 mt V GW 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： )()( )()( 00 000 max xx xcxxc c gg gg )29 . 1 58. 1 (32 . 1 )58 . 1 0 . 2(88 . 0 )29 . 1 58. 1 (32 . 1 05 . 0 )58 . 1 0 . 2(188 . 0 %67.51 取可得： %30 c 3 /81. 2 70 . 0 5 . 130. 05 . 4 5 . 15 . 4 mt cffc fc %04.32 18

57、1 . 2 158 . 1 1 1 满足 15%35%，符合要求。 所以：工作悬浮液的各项指标： htVgG htVgG htVgG mtgw mtgg mtgg mtg hmVVV cc ff cc ff /81.11732.43627 . 0 /88.27432.43663 . 0 /69.39232.4369 . 0 68 . 0 9 . 058 . 1 27 . 0 63 . 0 70 . 0 9 . 0 90 . 0 81 . 2 32 . 0 32.43667 . 6 55.429 222 222 222 3 22 3 22 3 22 3 2 3 012 htVwW/70.296

58、222 循环悬浮液的各项指标: 3 333 3 1 3 3 3 1 3 3 3 1 3 3 3 1 3 3 33 3 3 3 023 023 23 023 58 . 1 68 . 0 64 . 0 26 . 0 90 . 0 55.429 84.386 %06.711 %94.28 84.386 96.111 84.29386 . 2 70.296 96.11185 . 5 81.117 88.274 84.38685 . 5 69.392 mtwg mt V W w mt V G g mt V G g mt V G g G G htWWW htGGG htGG htGGG f f c c c

59、f c c cc ff 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： htVwW htVgG htVgG htVgG hmVV ff cc 03.267 39.247 03.106 42.35369.3929 . 0 69.392%9032.436%90 424 424 424 424 3 24 由沉物带走的悬浮液为： htGGG htGGG htGGG hmVV fff ccc 49.27 78.1103.10681.117 27.394

60、2.35369.392 63.43%1032.436%10 425 425 425 3 25 htWWW67.2903.26770.296 425 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% htVwW htVgG htVgG htVgG hmVV ff cc 62.213 92.19715.31463 . 0 82.8415.31427 . 0 74.28215.3149 . 0 15.3148 . 069.392%80 626 626 626 626 3 46 进入脱介筛的悬浮液为: htWW