选煤流程计算

1、流程计算选煤作业计算的目的首先是为了设计新选煤厂，预测选煤分选效果，判断可能达到的工艺指标。其次是为了管理与检查选煤厂生产过程是否已达到最佳或较好的生产指标，从而可以提出一些技术措施。这对于单机或系统检查，就显得十分必要。前面根据原始资料的分析、综合、计算，获得选煤产品平衡表，这只是在理想条件下，可能达到的最好指标，称为理论平衡表，但在实际生产中不可能达到，因此，重要的工作是根据已掌握的实际规律，将理论的指标转化为实际的指标。在选煤厂设计中，究竟考虑哪些因素，才能使理论指标加以调整修正，从而制定出符合实际情况的选煤产品实际平衡表。重力分选过程不同密度的物料在产品中的混杂程度及其规律性问题的探讨

2、，是从理论指标转化为实际指标的重要依据。至于在分选过程中，煤与矸石的密碎，矸石的水溶作用等产生的部分次生煤泥的问题，须根据资料或经验数据加以调整。选煤作业的计算，仍然是根据进入作业的物料和自该作业排除的物料在数量和质量方面的平衡原则进行计算的。从选煤流程结构分析，选煤作业分选过程的形式，原料煤可以分成两种产品、或三种产品，也有的选煤机本身包含着循环负荷，但不能最为一种最终产品。4.1 工艺流程计算的目的、依据和原则4.1.1工艺流程计算的目的在选煤厂设计过程中，工艺流程的计算是其中一项重要的环节，是在已确定工艺流程和工作制度下进行的。工艺流程应达以下目的：（1） 计算出整个作业入料和排料的数量

3、和质量；（2） 是整个工艺流程的煤、水、介质数量和质量达到平衡，为绘制数、质量工艺流程图提供可靠地依据；（3） 为计算所需各工艺设备的数量提供资料和依据；（4） 为投资概算提供分析的依据；（5） 为投产后的生产技术管理，生产指标分析对比提供参考。4.1.2 工艺流程计算的依据为保证工艺流程计算结果的准确性和提供数据的可靠性，在流程计算时必须依据：（1） 已经科学合理的选择确定的工艺流程；（2） 已经整理合格的入厂（入选）原煤的筛分、浮沉及可选性试验资料；（3） 设计规范规定并符合实际的各种技术参数；（4） 根据选煤厂的生产能力和工作制度，可推算出的小时处理量： (4-1) 式中 选煤厂小时处理

4、量，t/h； 选煤厂年生产能力，t/h； T 选煤厂年工作日数，d/a； t 选煤厂日工作小时数，h/d； 非用户型选煤厂年工作日数可选330天，每日两班生产，工作按16小时计，即T=330.t=16； 用户型选煤厂的年工作制度可以与所服务的用户厂一致。4.1.3 工艺流程计算的原则和应注意的事项：（1） 工艺流程计算时必须遵守数、质量平衡的原则。所谓平衡是指进入某作业各种物料数、质量总和应等于该作业排出的各种物料数、质量总和。（2） 工艺流程计算时应注意以下事项： 对于灰分、硫分等指标必须用加权平均的方法进行计算。 水分指标采用水量平衡原理进行计算。 百分数必须是同一基础量时才可以运算；计量

5、单位必须相同才可以运算。 计算固体物料数量平衡时，应采用干燥基进行。 进行工艺流程计算时，必须按照作业顺序进行。4.1.4 有关工艺流程计算的内容 选煤工艺流程数、质量平衡计算中包含三种平衡，一是煤的数、质量平衡；二是水量的平衡；三是使用重介选煤时介质量的平衡。三种量分别计算。（1）煤的数、质量平衡指标 煤的绝对数量符号为Q,单位为t/h.在数、质量计算时，不考虑水的问题，按绝对干燥重量计算。 煤的相对数量用质量百分数表示，符号为. 煤的质量用灰分百分数表示，符号为A. 煤的硫分符号为代表干基全硫，%（2）水的平衡指标 水量用W表示，单位为m/h或t/h，计算水量时，不考虑其中的悬浮物。4.2

6、 准备作业的计算4.2.1 入厂物料数、质量的计算根据给定的厂型，年处理为120万吨，可计算出选煤厂的小时处理量，把120万吨/年带入公式（4-1）计算可得： 4.2.2 预先筛分和破碎作业的计算 预先筛分的筛孔尺寸为50mm，由于是不分级入选，即可知筛分效率=100%。且检查性手选和破碎环节前后的数量和和质量不变，破碎前后数质量同预先筛分的筛上物数质量。经过准备作业原煤的水分也是不发生改变的。A.预先筛分作业的计算预先筛分的筛孔为50mm,筛分效率=100%，由三层原煤筛分试验结果综合表知：其中入料Q=216.59t/h，=100%，A=17.62%，（1） 筛下物数、质量的计算-50 =7

7、1.14%，A-50=16.82% 筛下=-50=100%×71.14% =71.14%，Q筛下=筛下×Q=71.14%×216.59=154.08t/h， A筛下=A-50=16.82%；（2） 筛上物数、质量的计算Q筛上=Q-Q筛下=216.59-154.08=62.51t/h， 筛上=100-筛下=100-71.14=28.86%，A筛上=19.58%；B.检查性手选的计算检查性手选只拣出木块、铁器和少量过大块矸石，因此经过检查性手选，认为在数量和质量指标方面不改变。C.破碎作业的计算本流程采用开路破碎作业（只有对入料的粒度上限有严格要求时才采用闭路破碎），

8、经破碎后，认为只有粒度上的变化，而破碎前后数量、质量不变，因此破碎后数质量同筛上物数质量相同。表4-1准备作业计算选煤厂年生产能力1.20Mt/a原煤Q,t/h,%A,%216.59100.0017.62预先筛分筛上62.5128.8619.58筛下154.0871.1416.824.3 重选作业的计算主选作业三产品重介质旋流器的计算在前面的技术经济比较中已经算出结果。从产品平衡表中可知，煤泥是原生煤泥、次生煤泥、和浮尘煤泥之和。在没有实际资料的情况下，按照经验分配方法，将85%的煤泥分配到精煤溢流中，将10%的煤泥分配到中煤中，5%的煤泥分配到矸石中，煤泥灰分不变。结果如下：煤泥 =20.3

9、2%，A 煤泥=15.48%精煤=煤泥=85%×20.32% =17.27%，中煤=煤泥=10%×20.32% =2.03%， 矸石=煤泥=5%×20.32% =1.02%，由分配到各个产品中的煤泥加上设计平衡表中的产率，得到弧形筛的入料结果。所以三产品重介质分选出料为：4=8.63+1.02=9.65%，5=11.27+2.03=13.30%，6=59.78+17.27=77.05%。Q4=4×Q3=9.65%×216.59=20.90t/h，Q5=5×Q3=13.30%×216.59=28.81t/h，Q6=6×

10、;Q3=77.05%×216.59=166.88t/h。A4=（8.63*71.81+1.02*15.48）/9.65=65.86%，A5=（11.27*23.82+2.03*15.48）/13.30=22.55%，A6=（59.78*9.46+11.27*15.48）/77.05=10.81%。4.4产品的脱水分级计算4.4.1 精煤脱介筛的计算 分级筛的筛孔一般取13mm，为了简化计算过程，筛分效率取100%，因设计时缺乏精煤粒度组成的筛分资料，故-d用原煤筛分资料代替，筛下产物的产率为：-d0.5=51.50%，-0.5=17.27%，入=77.05%-17.27%=59.78

11、% Q入=Q0*入=135.86t/h下=入-d0.5+-0.5=59.78%*51.50%*100%+17.27%=48.06%，Q下=下×Q0=109.23t/h。A下=（入-d0.5A-d0.5+-0.5A-0.5）/下=（59.78%*51.50%*100%*9.72%+17.27%*15.48%）/48.06%=11.78%。（其中A-d0.5从入选原煤分粒级浮沉实验综合表中查出各粒级小于1.4或者小于1.5g/cm3的密度灰分，将其加权平均得到）9=7-下=77.05%-48.06%=28.99%，Q9=Q7-Q下=62.79t/h。A9=（77.05%*10.81%-4

12、8.06%*11.78%）/28.99%=9.20%。4.4.2 精煤末煤离心机的计算离心机脱水效果以及离心液中所含固体量与所使用的离心机有关，离心液所含固体由-0.5mm及少量的+0.5mm粗煤泥组成，一般选用占入料量的5%-10%，这里取7%。离心液中的粗煤泥灰分，计算是可取A13-0.5+（2-2.5）%所以：12=10*7%=48.06%*7%=3.36%，。末精煤经过离心机脱水后，产品中只有入料50%的煤泥，那么：=*30%*50%=17.27*15%=2.59%，11=10-12=48.06-17.27+2.59-0.77=32.61%离心液A12=（）/12=(0.77*18.5

13、5+2.59*15.48）/3.36=16.18%。A11=（30.02*9.46+2.59*15.48）/32.61=9.84%。Q11=11*Q3=70.63t/h，Q12=216.59*3.36%=7.28t/h。4.4.3 分级旋流器的计算为了计算方便，假设精煤磁选机中的煤泥全部进入分级旋流器19=17.27-2.59+0.77=15.45% A19=15.97 Q19=216.59*15.45%=33.46t/h分级旋流器的效果跟旋流器的参数和物料的性质与操作因素等有关，这里取分级旋流器的底流含量值为40%。所以：20=19*40%=15.45*40%=6.18%,21=19-20=

14、15.45-6.18=9.27%。溢流中的物料全是-0.5mm煤泥，所以A21=14.34%，A20=（15.45*15.97-9.27*14.34）/6.18=18.42%。Q21=17*Q3=9.27%*216.59=20.08 t/h，Q20=Q19-Q21=33.46-20.08=13.38t/h。4.4.4 高频振动筛的计算高频振动脱水筛，煤泥回收率为80%-90%，这里取90%。入料中含有的粗煤泥含量为c=3.36-2.59=0.77%，所以，煤泥含量为：m=6.18-0.77=5.41%。22=m*90%=5.41*90%=4.87%，23=20-22=5.41-4.87+0.7

15、7=1.31%，A22=14.34%，A23=（6.18*18.42-4.87*14.34）/(0.54+0.77)=33.59%。Q22=22*Q3=4.87%*216.59=10.55t/h，Q23=Q20-Q22=13.39-10.55=2.84t/h。4.4.5 中煤脱介筛的计算中煤脱介筛脱泥筛效率为60-70%，这里取70%：27=70%*24煤泥=70%×2.03=1.42%，26=5-27=13.30-1.42=11.88%。Q27=25×Q3=1.42%×216.59=3.08 t/h，Q26=Q5-Q27=25.73t/h。A27=15.84%，

16、A26=（13.3*22.55-1.42*15.84）/11.88=23.35%。4.4.6 矸石脱介筛的计算矸石脱介筛脱泥筛效率为60-70%，这里取70%：34=70%*30煤泥=70%×1.02=0.71%，33=31-34=9.65-0.71=8.94%。Q34=34×Q3=0.71%×216.59=1.54t/h，Q33=Q4-Q34=21.93-1.61=19.36 t/h。A34=15.84%，A33=（9.65*65.86-0.71*15.84）/8.94=69.83%。4.4.7 中矸磁选机的计算磁选机精矿为精磁铁矿粉，所以为了方便计算，假设效率

17、为100%，磁铁矿粉中没有煤泥。所以：34=0.71%，29=27=1.42%，Q34=1.61t/h ，Q29=Q27=3.23t/h。36=34+29=2.13% Q36=Q29+Q34=4.61%4.5浮选作业的计算4.5.1 浮选矿浆准备器的计算矿浆准备器的入料来自分级旋流器和高频筛筛下物料，所以：38=22+21=9.27+4.87=14.14%，A38=14.34%，Q38=36×Q3=14.14%*227.27=32.14t/h。4.5.2浮选作业的计算浮选精煤可燃体回收率按以下公式计算： Ec 浮选精煤可燃体回收率，%; c- 浮选精煤产率，%; Ad,c浮选精煤灰分

18、，%; Ad,f浮选人料灰分，% （计算结果取小数点后二位，修约至小数点后一位所以，=70%*（100-7.80）/（100-14.34）=75.34%，所以，0.5-0mm煤泥为中等可选选煤泥，取80%，从0.50mm可选性曲线中查得浮选理论分选精煤产率为74.60%，理论分选精煤灰分为7.8%。39=74.60%*80%*38=0.746*0.8*14.14%=8.44%，A39=7.80%，Q39=39×Q3=8.44*227.27=19.18t/h。40=38-39=14.14-8.44=5.70%，Q40=40×Q3=5.70%*227.27=12.95t/h，A

19、40=（14.14*14.34-7.80*8.44）/5.70=24.02%。4.5.3浮选产品处理的计算这里为了方便计算，把浮选精煤压滤机和尾煤压滤机以及浓缩机的效率都假设为100%，得到：39=48=8.44%，Q39=Q48=18.28t/h ，44=42=41=5.70+1.42+0.71=7.83%，Q44=Q42=Q41=16.96t/h。A41=A42=A44=21.70浓缩机入料 41=40 +36=2.13+5.70=7.83% Q41=41*Q3=16.96t/h4.6产品最终平衡表表37：各流程产率数质量计算表序号流程名称效率%Q（t/h)%A%0原煤216.59 100

20、.00 17.62 1预先分级筛下100154.08 71.14 16.82 2预先分级筛上62.51 28.86 19.58 3三产品入料216.59 100.00 17.62 4矸石出料20.90 9.65 65.86 5中煤出料28.81 13.30 22.55 6精煤出料166.88 77.05 10.81 9块精煤出料62.79 28.99 9.20 10离心机入料104.09 48.06 11.78 11末精煤出料70.63 32.61 9.84 12精煤离心机滤液5%-10%(取7%）7.28 3.36 16.18 13精煤脱介筛合介0.00 0.00 0.00 14精煤磁选机入

21、料33.46 15.45 15.97 15精煤磁选机尾矿100%33.46 15.45 15.97 16精煤磁选机精矿0.00 0.00 0.00 17分级旋流器溢流20.08 9.27 14.34 18分级旋流器底流40%13.39 6.18 18.42 19高频筛筛下10.55 4.87 14.34 20高频筛筛上2.841.3133.5921最终精煤133.4261.609.4824中煤出料25.7311.8823.5525中矸磁选机入料脱介筛60%-70%3.081.4215.8426中煤脱介筛合介取70%0.000.000.0031矸石脱介筛合介0.000.000.0032矸石磁选机

22、入料脱介筛60%-70%1.540.7115.8433矸石出料取70%19.368.9469.8334中矸磁选机精矿0.000.000.0035中矸磁选机尾矿4.612.1315.8436矿浆准备器入料30.6314.1414.3437浮选机精煤出料为计算方便80%18.288.447.8038浮选机尾煤出料12.355.7024.0239浮选精煤为计算方便100%18.288.447.8040循环水0.000.000.0041一段浓缩入料16.967.8321.7042浓缩底流为计算方便100%16.967.8321.7043浓缩溢流0.000.000.0044尾煤16.967.8321.7

23、045压滤机滤液为计算方便100%0.000.000.0047总计216.59100.0017.6247总计216.59100.0017.62得到产品最终平衡表如下：最终产品平衡表产品数量灰分(%)吨时吨日万吨年Ad (%)精煤块精煤28.9962.791004.6333.159.20末精煤32.6170.631130.0837.299.84浮选精煤8.4418.28292.489.657.80小计70.04151.702427.1980.109.33中煤中煤11.8825.73411.6913.5923.55高频筛筛上1.312.8445.401.5033.59小计13.1928.57457

24、.0915.0824.55煤泥7.8316.96271.348.9521.70矸石8.9419.36309.8110.2269.83合计100.00216.593465.44114.3617.624.7 水和介质流程的计算4.7.1分选作业的计算（1） 计算给料中的煤泥水煤泥的比重c=1.45 非磁性物煤泥含量c=100%。干煤泥量G0=20.32%*215.91=43.87t/h，原煤含水指标Mt=4.7%，所以原煤含水量W0=11.36。煤泥水体积=11.36+43.87/1.45=41.62 ,单位体积中煤泥含量=G0/=43.87/41.62=1.05。(2) 计算外加浓介质性质设浓介

25、质比重为=2.0，=4.50，=1.45，浓介质中磁性物和非磁性物含量为：=95%，=5%。=4.5*1.45/(4.5*0.05+1.45*0.95)=4.07 =(2-1)*4.07/(4.07-1)=1.34 =*0.05=1.34*0.05=0.067 =*0.95=1.34*0.95=1.27 =-=2-1.34=0.66(3) 工作悬浮液的计算 先确定循环介质量，三产品重介质旋流器的循环悬浮液用量取3.6 ，因此，循环介质总用量为： =3.8*215.91=820.46 故工作悬浮液体积为： =41.62+820.46 = 862.08 设计要求分选密度=1.48，从该图中查得工作

26、悬浮液密度=1.46，取工作悬浮液中磁性物和非磁性物的含量为=60%，=40%。=c*/(*+c*)=4.5*1.45/(4.5*0.4+1.45*0.6)=2.4 g=(1.46-1)*2.44/(2.44-1)=0.78 =g=0.78*0.4=0.312 ， =g=0.78*0.6=0.468 ， =-g=1.46-0.78=0.68 。=0.78*862.08=672.42t/h =0.312*862.08=268.97 t/h=0.468*862.08= 403.45 t/h =0.68*862.08=586.21t/h（4） 工作悬浮液在产品中的分配三产品重介质旋流器中的溢流悬浮液

27、密度比工作悬浮液密度一般低0.07-0.17，底流悬浮液密度一般比工作悬浮液密度高0.4-0.7。设溢流悬浮液密度比工作悬浮液低0.10，底流悬浮液密度比工作悬浮液密度高0.4。=1.46-0.1=1.36 =1.46+0.4=1.86 =0.1*862.08/(1.86-1.36)=172.42=862.08-172.42=689.66 设底流悬浮液中的磁性物含量比工作悬浮液高5%-15%，取10%，则：=0.6+0.1=0.7，=1-0.7=0.3；=c*/(*+c*)=2.76；=（1.86-1）*2.76/(2.76-1)=1.35;=1.35*0.3=0.41, =1.35-0.41

28、=0.94, =-g=1.86-1.35=0.51=1.35*172.42= 232.77t/h,同理：=0.94*172.42=162.08 t/h =0.41*172.42=70.69t/h=0.51*172.42=87.93 t/h =672.42-232.77=439.65t/h =403.13-161.94= 241.19t/h =268.75-70.63= 198.12t/h =585.74 -87.86=497.88 t/h =439.30/689.10=0.64=198.12/689.10 = 0.29 =0.64-0.29=0.35=497.88/689.10=0.72中矸进

29、入二段悬浮液，设旋流器溢流的密度比工作悬浮液的密度低0.1，底流的密度比工作悬浮液的密度高0.4。二段分选密度=1.80，从图4-9中查得工作悬浮液密度为=1.73。=1.73-0.1=1.63，=1.73+0.4=2.13。=0.1*172.28/0.5=34.46=172.28-34.46=137.82设底流中的磁性物含量比工作介质高10%，则：=0.7+0.1=0.8,=0.2；=c*/(*+c*)=3.17；=（2.13-1）*3.17/(3.17-1)=1.65； =1.65*34.46= 56.86t/h =1.64*0.8*34.46=45.21 t/h =1.65*0.2*34

30、.46=11.37 t/h =（2.13-1.65）*34.46= 16.54t/h =232.58-56.86= 175.72t/h=161.94-145.21= 16.73 t/h =70.63-11.37= 59.26 t/h=87.86-16.54= 71.32t/h =175.72/137.82=1.27=59.26/137.82=0.43 =1.27-0.43=0.84 =71.32/137.82=0.524.7.2 脱介作业计算（1）精煤脱介作业的计算取弧形筛脱介的效率为70%，即弧形筛脱下来的合格介质为精煤介质的70%。=0.7*689.10=482.37 =0.64*482.

31、37=308.72 t/h=0.29 *482.37=139.89 t/h =308.72 -139.89=168.83 t/h=0.72*482.37=347.31 t/h进入脱介筛的悬浮液为：=689.10-482.37=206.73 =439.30-308.72=130.58 t/h= 198.12-139.89=58.23 t/h =130.58-58.23 =72.35 t/h=497.88-347.31=150.57t/h按照经验指标计算法，物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，该物料表面所带走磁性物数量N的经验指标为： 块煤N=20 kg/t，末煤N=50 kg/t 。=20*6

32、2.79/(1000*0.64*0.6)=3.43 ,=50*70.63/(1000*0.64*0.6)=9.65=3.43+9.65=13.08 =0.64*13.08 =8.37t/h=0.35*13.08=4.58 t/h =0.29*13.08= 3.79 t/h=0.72*13.08 =9.42 t/h取稀介质段的喷水量为块精煤为0.5-1.0，取1.0，末精煤用水量为1.0-2.0，取2.0。=1.0*65.89=65.89 =2.0*74.11=148.22 计算产品带走的磁性物含量，取精煤中，块煤产品带走的磁性物数量为0.3-0.4，取M=0.4，末煤产品带走的磁性物数量指标为

33、0.5-0.7，取M=0.6。=0.4*62.79/1000=0.026 t/h =0.6*70.63/1000=0.044 t/h=0.028/0.6= 0.047 t/h =0.047-0.026=0.021 t/h=0.044/0.6=0.073 t/h =0.073-0.044=0.029 t/h取精煤产品的水分分别为：块精煤为8-10%，取=9%，末精煤为13-18%，取=15%。所以产品带走的水量为：=9*62.79/(100-9)= 6.52 t/h =6.52+0.028/4.5+0.021/1.45=6.54 =15*70.63/(100-15)=13.08 t/h =13.

34、08+0.044/4.5+0.029/1.45=13.11 因此第二段筛下稀介质悬浮液各项指标：=13.08+65.89+148.22-6.54-13.11=207.54 =8.37-0.047-0.073=8.25 t/h=4.58-0.026-0.044=4.51 t/h=3.79-0.021-0.029=3.74 t/h=9.42+65.89+148.22-6.52 -13.08=203.93 t/h精煤脱介筛筛下的第一段合格介质数质量为：=206.73-13.08=193.65 =130.58-8.37= 122.21 t/h=72.35-4.58=67.77 t/h =58.23-3

35、.79=54.44 t/h=150.57-9.42=141.15 t/h（2）中煤脱介作业的计算取弧形筛脱介的效率为70%，即弧形筛脱下来的合格介质为精煤介质的70%。=0.7*137.82=96.47 =1.27*96.47=122.52 t/h=0.43*96.47=41.48 t/h =122.52-41.48=81.04 t/h=0.52*96.47=50.16 t/h进入脱介筛的悬浮液为：=137.82-96.47=41.35 =175.72-122.52=53.20 t/h=59.26-41.48=17.78 t/h =53.20-17.78 =35.42 t/h=71.32-50

36、.16=21.16 t/h按照经验指标计算法，中煤由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，中煤表面所带走磁性物数量N的经验指标为：N=50。=50* 25.73/(1000*0.84)=1.61 =1.27*1.61=2.04 t/h=0.84*1.61=1.35 t/h =0.43*1.61=0.69 t/h=0.54*1.61=0.87 t/h取稀介质段的喷水量为块中煤1.0。=1.0*27*2/3=18 =1.0*27/3=9 计算产品带走的磁性物含量，取中煤中，中煤产品带走的磁性物数量M=0.6。=0.6*27/1000=0.0162 t/h =0.0162*1.27/0.84=0.0244

37、 t/h=0.0244-0.0162=0.0082 t/h取中煤产品的水分为：=15%。所以中煤带走的水量为：=15*25.73/(100-15)=4.76 t/h =4.76+0.0162/4.5+0.0082/1.45=4.77 因此中煤脱介筛筛下稀介质为：=1.61+18+9-4.77=23.84 =2.04-0.0244=2.016 t/h=1.35-0.0162=1.33 t/h =2.016-1.33=0.69 t/h=0.96+19.97+9.99-4.88=26.04 t/h中煤脱介筛筛下的一段合格介质数质量为：=41.35-1.61=39.74 =53.20-2.04=51.

38、16 t/h=35.42-1.35=34.07 t/h =17.78-(2.04-1.35)=17.09 t/h=21.16-0.96=20.20 t/h（3）矸石脱介作业的计算取弧形筛脱介的效率为70%，即弧形筛脱下来的合格介质为精煤介质的70%。=0.7*34.46=24.12 =1.65*24.12=39.80 t/h=1.65*0.2*24.12=7.96 t/h =39.80-7.96=31.84 t/h=（2.13-1.65）*24.12=11.58 t/h进入脱介筛的悬浮液为：=34.46-24.12=10.34 =56.86-39.80=17.06 t/h=11.37-7.96

39、=3.41 t/h =17.06-3.41=13.65 t/h=16.54-11.58=4.96 t/h按照经验指标计算法，矸石由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，矸石表面所带走磁性物数量N的经验指标为：N=20。=20*19.36/(1000*1.65*0.8)=0.31 =1.65*0.31=0.51 t/h=0.8*1.65*0.31=0.41 t/h =0.2*1.65*0.31=0.10 t/h=(2.13-1.65)*0.31=0.15 t/h取稀介质段的喷水量为矸石喷水量1.0。=1.0*20.32*2/3=13.55 =1.0*20.32/3=6.77 计算产品带走的磁性物含量，

40、取矸石中，矸石带走的磁性物数量M=0.6。=0.6*20.32/1000=0.012 t/h =0.012/0.8=0.015 t/h=0.015-0.012=0.003 t/h取矸石产品的水分为：=14%。所以矸石带走的水量为：=14*19.36/(100-14)=3.31 t/h =3.31+0.012/4.5+0.003/1.45=3.31 因此矸石脱介筛筛下稀介质为：=0.31+13.55+6.77-3.31=17.32 =0.51-0.015=0.495 t/h=0.41-0.012=0.398 t/h =0.495 -0.398=0.097 t/h=0.15+13.55+6.77-

41、3.31=17.16 t/h矸石脱介筛筛下的一段合格介质数质量为：=10.34-0.31=10.03 =17.06-0.51=16.55 t/h=13.65-0.41=13.24 t/h =16.55-13.24=3.31 t/h=4.96 -0.15=4.81 t/h4.7.3 浓介质补加量Vx、补加水量Vw、分流量Vp的确定（1） 分流量的计算 介质流程必须考虑分流，原因是入料中不断带来煤泥，使介质系统的非磁性物逐渐增加，造成工作悬浮液的性质改变。悬浮液体积的平衡式： V0、Vx、Vw、Vp 分别为原煤带入的悬浮液、浓介 V0+Vx+Vw=Vdf+Vds+Vp 质悬浮液、补加水和分流悬浮液

42、的体积，悬浮液重量的平衡式： Vds、Vp 分别为浮物和沉物产品带入稀介段的悬浮液体积 V00+Vxx+Vw=(Vdf+Vp)f+Vdss 0、x、f、s分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、悬浮液中固体重量的平衡式： 浮物及沉物带入稀介段的悬浮液的密度， V0g0+Vxgx=(Vdf+Vp)gf+Vdsgs g0、gx、gf、gs分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、悬浮液中非磁性物的平衡式： 浮物及沉物带入稀介段的悬浮液的固体重量， V0g0+Vxgx=（Vdf+Vp）gf+Vdsgs 、分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、 浮物及沉物带入稀介段的悬浮液中非磁性物含量 =4.5*1.45

43、/(4.5*0.05+1.45*0.95)=4.07 =(2-1)*4.07/(4.07-1)=1.34 =*0.05=1.34*0.05=0.067 =*0.95=1.34*0.95=1.27 =-=2-1.34=0.66对于三产品旋流器，此时可以把中煤和矸石看做是沉物，精煤看作是浮物，则有： = 53.20+17.06=70.26 t/h =/=0.79/2.55=0.30 = 4.58 /8.37=0.55 = 17.78+3.41 =21.19 t/h =1.61+0.31=1.92 =1.55= 35.42+13.65 =49.07 t/h =1.81 = /=2.55/1.92=1

44、.33Vx=V0g0()+()/()=(41.62*1.07*0.45+1.92*1.33*0.25)/(1.34*0.35)=44.34 Vw=Vx(-)-V0(-)-(-)/(-1)=(44.34*0.45-43.21*0.09-1.92*0.26)/0.35=39.51 Vp=V0(-1)+Vx(-1)-(-1)/(-1)-=(43.21*0.45+44.34*1-1.92*0.81)/0.45-(3.43+9.65)=125.21 故分流率X=/=125.21/(482.37+193.65)=18.52 %故浓介质悬浮液的体积为Vx=44.34 ，循环介质的补加水量为Vw=39.51

45、=*Vp=0.78*77.81=60.68 t/h =*Vp=0.312*125.21=41.44 t/h =*Vp=0.468*125.21=58.60 t/h =0.68*125.21=85.14 t/h =+-=122.21+308.72-60.68 =370.25 t/h =54.44+139.89-24.28=170.05 t/h = 168.83 +67.77- 36.41=200.19 t/h=482.37+193.65-77.81=598.21 = 141.15+347.31- 52.91=435.55 （2） 磁选作业的计算 精煤离心机指标的计算卧脱离心机末精煤水分=7%,离

46、心液非磁性物煤泥含量=50%，离心液磁性物煤泥 含量=100%， =0.044 t/h，=0.073 t/h， =0.029 t/h =13.08 t/h =13.11 此时末精煤即=0t/h，=0.029*0.5=0.015t/h，=+=0.015t/h =Q*7%/（1-7%）=70.63*7/93=5.58 t/h =5.58+0.015/1.45=5.59 离心液为 =0.044t/h， =0.015 t/h，=0.015+0.044=0.059 t/h ,=13.08-5.58=7.5 t/h =13.11-5.59=7.52 磁选效率一般可达到=99.80%，磁选精矿中的磁性物的数

47、量f=95%，磁选精矿悬浮液的密度=2.0，非磁性物真密度c=1.45 t·m-3,磁性物f=4.5 t·m-3,工作悬浮液中固体物的真密度=4.07 t·m-3, = =4.07 =+(1-) g= V= G/g 工作悬浮液中固体体积浓度=32.57%, 工作悬浮液单位体积中固体重量g=1.33 t/m3 精煤磁选机：入料：=+=36.41+4.51+0.044=40.96 t/h =+=41.44+3.74+0.015=45.20 t/h =+=60.68+8.25+0.059=68.99 t/h =+=77.81+207.54+7.52=292.87 =+=

48、52.91+203.93+7.5=264.34 t/h 合格介质：=*99.80%=40.96*0.998=40.89 t/h =/=40.89/0.95=43.04 t/h =-=43.04-40.89=2.15 t/h =/g=43.04/1.33=32.36 =21.79 t/h 磁选尾矿：=-=68.99 -43.04=25.95 t/h =-=40.96 -40.89=0.07 t/h =-=45.20 -2.15=43.05 t/h = - =292.87-32.36=260.51 =-=264.34-21.79=242.55 t/h 中矸磁选机： 入料：=+=2.016+0.495=2.51 t/h =+= 0.69+0.097=0.787 t/h =+=1.33 +0.398=1.73 t/h =+=23.84+17.32=41.16 =+=26.04+17.16=43.20 t/h合格介