选煤厂毕业设计

1、I摘要摘要本设计由 1.8Mt/a 选煤厂常规设计和专题论文两部分内容组成。 常规设计是根据生产大样分析，可知原煤为极难选煤，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。根据在七台河新兴选煤厂实习情况写了新兴选煤厂降低介质消耗 的探讨 ，根据新兴选煤厂介质实际消耗，从介质质量、脱介设备

2、、工艺环节逐一做了分析，也相应的提出了降低介耗的方法。关键字：选煤厂 重介-浮选联合 重介质旋流器 工艺流程 IIAbstractThis design from 1.8 Mt / a conventional coal preparation plant design and thematic content of the two papers.Conventional design is based on the kind of production; coal preparation is very difficult to know for coal, therefore re-ele

3、ction 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.I

4、n addition, under the coal preparation plant put into operation after a request by the design of the production indicators, the selection of equipment and computing. According to the selected equipment and the development of the process, a workshop of layout and general layout, and the economic budg

5、et, designed to make preparation plant with new technology, new equipment and new management ideasThis 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

6、referral equipment, technology links oneby one to do the analysis, corresponding to the lower-consumption method.Keyword: Coal preparation plant; Dense media and flotation floation process; Dedium medium cyclone; ProcessIII目录目录摘要摘要 .IABSTRACT .II第 1 章 绪论 .11.1 选题意义 .11.2 选题目的 .11.3 地理位置及自然状况 .11.3.1

7、 矿区位置 .11.3.2 地理概况 .11.3.3 气象与地震 .11.4 供水供电情况 .21.4.1 供水情况 .21.4.2 供电情况 .21.5 设计能力与工作制度 .21.5.1 选煤厂工作制度 .21.6 产品 .21.6.1 产品 .2第 2 章 煤质资料的审查与分析 .32.1 煤质资料的审查分析 .3IV2.1.1 煤质资料的审查 .32.1.2 煤质资料的分析 .32.2 原煤煤的可选性及可浮性 .42.2.1 原煤可选性 .42.2.2 煤泥可浮性 .5第 3 章 选煤工艺 .63.1 选煤方法的确定 .63.2 入洗方式的确定 .63.3 工艺流程的确定 .63.3.

8、1 准备车间工艺流程 .63.3.2 重介工艺流程的确定 .73.3.3 脱水作业和精煤回收系统工艺确定 .73.3.4 煤泥水系统 .73.3.5 悬浮液循环、净化、回收流程 .83.4 产品种类 .8第 4 章 工艺流程计算 .104.1 介质流程的计算 .104.1.1 给料中煤泥水的计算 .104.1.2 计算补加浓介质的性质 .10V4.1.3 确定工作介质的性质 .114.1.4 分选作业计算 .114.1.5 精煤脱介作业的计算 .144.1.6 中煤脱介作业的计算 .164.1.7 矸石脱介作业的计算 .184.1.8 磁选作业的计算及分流作业的计算 .194.1.9 补加新介

9、质及补加水量 .214.2 数质量流程计算.224.2.1 准备作业计算 .224.2.2 重介分选作业的计算 .224.2.3 浮选浓缩作业计算 .254.2.4 最终精煤数质量计算 .264.3 水量流程的计算.264.3.1 主洗重介作业的计算 .264.3.2 精煤脱介作业的计算 .264.3.3 中煤、矸石脱水作业 .274.3.4 浮选作业 .284.3.5 循环水 .294.4 产品平衡表.30VI第 5 章 设备选型 .355.1 准备作业设备.355.1.1 预选筛分 .355.1.2 破碎 .355.2 分选作业设备.355.2.1 三产品旋流器 .355.2.2 脱介筛

10、.365.2.3 弧形筛 .365.2.4 末精煤离心机 .365.2.5 磁选机 .365.2.6 粗煤泥回收 .375.2.7 原矿浓缩机 .375.2.8 矿浆预处理器 .375.2.9 浮选机 .375.2.10 加压过滤机 .385.2.11 尾煤浓缩机 .385.2.12 尾煤压滤机 .385.2.13 介质桶 .385.2.14 混料桶 .38VII5.3 运输设备 .395.4 储煤设备.415.4.1 原煤仓 .425.4.2 精煤仓 .425.4.3 中煤仓 .425.4.4 矸石仓 .42第 6 章 选煤厂工艺布置 .436.1 工业广场布置.436.2 主要车间布置.4

11、36.2.1 矿区来煤 .436.2.2 筛分破碎车间的工艺布置 .436.2.3 重介车间的工艺布置 .436.2.4 浮选车间工艺布置 .436.2.5 尾煤压滤车间的工艺布置 .446.2.6 浓缩车间 .446.2.7 原煤仓、产品仓的工艺布置 .446.3 总平面图设计的任务和内容.446.3.1 总平面图设计的任务 .446.3.2 总面积设计的内容 .44VIII6.4 选煤厂总平面布置情况.45第 7 章 选煤厂经济概算 .467.1 劳动定员.467.1.1 劳动定员的编制 .467.2 生产成本计算.497.3 概算书的编制.517.4 选煤厂主要生产技术经济指标.60结束

12、语 .61致 谢 .62附录 1 专题论文 .63附录 2 英文翻译 .68附录 3 大样原始资料及筛分试验表 .81附录 4 可选性曲线 .951第 1 章 绪论1.1 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

13、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。1.2 选题目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

14、，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 1.8Mt/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。1.3 地理位置及自然状况1.3.1 矿区位置七台河矿务局坐落在黑龙江省七台河市，新兴选煤厂在七台河市桃山区境内，是设计能力 180 万吨的矿区型洗煤厂。1.3.2 地理概况本区地貌为近东西走向的丘陵地形，地势为西+北高，东南抵。1.3.3 气象与地震 本地区属寒温大陆性气候。据邻近北兴农场气象观测资料：2最高气温： 31(7. 8 月)最低气温： -34(12. 1 月)年平均气温：

15、0.5年降雨量：370-631(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 7-8 级冻结深度：2-2.2m根据东北地震办公室提供的桃山水库设计资料，东区地震热度为 6.1.4 供水供电情况1.4.1 供水情况本厂为矿区型选煤厂，故供水单独设置供水系统。1.4.2 供电情况本厂为矿区型选煤厂，单独设置供电系统。1.5 设计能力与工作制度1.5.1 选煤厂工作制度厂型：大型矿曲型炼焦煤选煤厂年设计能力为：1.8Mt/a，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1.6.1 产品主要产品：精煤、中煤、

16、洗混块副产品：煤泥、矸石精煤灰分为：8.77% 中煤灰分为：23.39%煤泥灰分为：57.36% 矸石灰分为：79.55%本厂所生产的精煤主要供销往鞍本钢，部分出口日本、巴西等国。中煤供发电厂及本厂锅炉房使用。煤泥可供当地居民使用，矸石可供本地区建筑、道桥建设的原料或矸石发电厂使用。3第 2 章 煤质资料的审查与分析2.1 煤质资料的审查分析2.1.1 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。煤质资料的可靠性，所以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

17、据。煤质资料主要是筛分浮沉试验资料、应用在工艺流和计算之前，应经过审查、考证、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校正，为准确可靠的数据。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、试验后煤样重量的比的差值不得超过 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

18、、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。本选煤厂常规设计所依据的原始资料如下：1.原煤筛分总样化验结果表。 （见附录 3， 表 1）2.原煤筛分试验结果表。 （见附录 3， 表 2）3. +50mm 煤与夹矸煤破碎后筛分试验。(见附录 3.，表 3)4. 0.5-0mm 粉煤筛分试验表。 (表见附录 3， 表 4)5.50-0mm 自然级浮沉试验表。 (见附录 3， 表 5)6.50-0mm 破碎级浮沉试验表。 (见附录 3， 表 6)2.1.2 煤质资料的分析选煤

19、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。由表 2-1 可知：4表 2-1 原煤筛分总化验表化验项目MadAdVdafSt,dQgr,d收缩度 胶质层 粘结性系数煤样%Mj/KgX,mmY，mmG毛煤1.8927.0629.80.1893.023006净煤0.658.3440.480.30381151.原煤的水分：有所给资料可知 Mad=1.89%,属于低水分煤。2.煤种的判定：由表 2

20、-1 可知原煤可燃体挥发分 Vdaf=29.8%,在 28-37%之间最大胶质层厚度 Y=1125，由此可判定煤种为气煤。3.原煤灰分：Ad=27.06 ,在 20.01%30.00%之间，属于中灰煤4.原煤硫分：St.d=0.18 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 3.48%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。

21、2.2 原煤煤的可选性及可浮性2.2.1 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1。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。根据所确定的灰分点 Ad=9.0%，按等 原则从 50-0.5mm 可选性曲线上查得该值为 40%，5大于 40%，属于难选煤。2.2.2 煤泥可浮性判断-0.5mm 煤泥的可浮性，采用灰分符合要求条件下的浮选精煤可燃体回收率作为指

22、标。计算公式：Ec=c(100-Ad.c)/(100-Ad.f)=84.66%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 Ad.f浮选入料灰分 c=72%，Ad.c=8.5%，Ad.f=22.18% 查下表可知可浮性等级为易选。表 22 可燃固体回收率评定可浮性等级划分指标可浮性等级极易选易选中等可选难选极难选Ec %90.180.19060.18040.160406第 3 章 选煤工艺3.1 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

23、和工人操作水平等方面考虑。重介-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

24、煤降低费用。因此选择重介选煤方法5。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。3.2 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。新兴选煤厂属于矿区型选煤厂，入洗原煤属于同一煤种，所以可不考虑分组入洗。本设计以矿区原煤为主,在 50-0mm，在等 原则下从 50-13mm 及 13-0.5mm 可选性曲线上查得理论分选密度。从 50-13mm 及 13-0.5mm 可选性曲线上查得它们的密度差值

25、小于 0.02，由于本流程采用全重介分选，重介旋流器分选粒度范围宽，对于-50mm 的煤，能够获得很好的分选效果；故不必采用分级入洗17。3.3 工艺流程的确定3.3.1 准备车间工艺流程+50mm 矸石含量为 3.48%5% 属于中矸煤，可不考虑排矸，只设检查性手选。原煤经胶带运输机从受煤坑进入准备车间，原煤由皮带进入高 12m 的准备车间，首先检查性手选带，铁器等杂物直接存在准备车间内，然后清理至厂外。50mm 的筛上物进行破碎，与50mm 混合一起由胶带运输机到三个原煤仓。73.3.2 重介工艺流程的确定 由于原煤为极难选煤，通过上述选煤方法的论述，可以确定采用重介。该流程的判定要考虑到

26、煤的牌号，质量和用途，由于该煤属于难选煤是不可分级入选煤。 不分级入选重介旋流器选出三产品，第一段溢流出精煤，第二段溢流出中煤，底流出矸石。由于只设一个低密度悬浮液系统，大大简化了工艺流程和布置，且基建、生产费用低，管理比较方便；缺点是受原料煤质量不稳定的影响因素较大，多品种生产的灵活性差，介质消耗也较大。该流程的判定要考虑到煤的牌号，质量和用途，由于该煤属于极难选煤是不分级入选煤，故采用全重介分选 0.550mm 部分的原煤。煤泥水部分采用直接浮选，浮选尾煤采用浓缩工艺，以保证煤泥水厂内回收和洗水闭路循环。3.3.3 脱水作业和精煤回收系统工艺确定为保证精煤水分指标，必须进行脱水作业，由于该

27、煤不易泥化，煤泥含量不多，所以块煤采用振动筛脱水，末煤离心机脱水，浮选精煤真空过滤机过滤脱水。为了保证精煤的水分指标必须对洗精煤进行脱水。5013mm 粒级的精煤用直线振动筛，130.5mm 粒级的精煤采用直线振动筛和离心脱水机联合脱水，500.5mm 粒级中煤和矸石利用脱介筛直接脱水。浮选精煤的脱水采用加压过滤机，浮选尾煤的压滤机采用脱水。3.3.4 煤泥水系统原煤中-0.5mm 原生煤泥和在分选过程中产生的-0.5mm 的次生煤泥 ，在选煤过程中，与大量水混合在一起，形成煤泥水，为了有效地回收的资源，消除选煤厂排放物对周边环境的污染，节约工业用水，必须对煤泥水进行回收，因此，本设计采用煤泥

28、水回收流程。 1 浮选工艺的确定直接浮选流程使浮选与重介同时开、停机，再加上尾煤浓缩机中加絮凝剂，实现了清水洗煤，解决了灰分高的细泥对精煤污染的难题。且重介系统用水量小，很容易保证直接浮选入料浓度。由流程计算可知入料中固体含量较大，所以采用直接浮选。由于管理及设备运行状态等因素而导致煤泥水中出现“跑粗”现象，故而浮选前设高频筛，回收粗煤泥。浮选前采用浓缩旋流器组、高频筛联合截粗。煤泥水流程中设有浮选作业时，由浮选前准备、浮选、浮选后产品脱水三个部分组成。如果不设浮选作业，就相当于全部浓缩和压滤的简单流程。浮选8前的准备，主要解决控制入浮料度、入浮浓度、入浮量、浮选药剂加入方式等问题9。2 尾煤

29、及煤泥水处理原煤中小于 0.5 的原生煤泥和在分选过程中产生的次生煤泥在湿法选煤过程始中与水混在一起，成为煤泥水，为维持循环介质系统的稳定，循环介质中的细量也需维持在一定的范围内，尾矿加絮凝剂浓缩澄清后，用压滤机压滤回收尾矿。洗水闭路循环。3.3.5 悬浮液循环、净化、回收流程悬浮液循环、净化回收作业包括：从产品中脱除合格悬浮液循环再用；加喷水脱介产品上的悬浮液成为稀悬浮液，从合格悬浮液中分流部分悬浮液与稀悬浮液经净化、回收成为磁铁矿粉，与新制备的磁铁矿粉共同作为补加的加重质，供调节工作悬浮液密度之用。重介选取产品脱介的典型流程，第一次脱介，或称为预先脱介，块煤用固定条缝筛;末煤用弧形筛。第二

30、次脱介用振动筛。常用的介质净化、回收流程三种：浓缩磁选再磁选、直接磁选、磁选浓缩再磁选。其中第一种流程适用于悬浮液浓度很低，煤泥含量小的,采用这种工艺流程可减少磁选机的台数，节约投资,提高经济效益。直接磁选适用于不脱泥入选，入选中煤泥含量高，原煤易碎泥化，该工艺简化生产，操作管理方便，加重质回收率高，二段磁选机处理量要较一段大于 20-40%，磁场强度也较一段的高。第三种流程适用于加重质粒度细，煤泥含量不高时，在两段磁选间加浓缩，以提高二段磁选的回收率，减少二段磁选机的台数，可降低加重质的损失5。由于本设计采用的是不脱泥入选，由原煤的性质和工艺流程的特点因可知,此次设计采用第二种流程。3.4

31、产品种类为了确定最优的产品结构，达到经济效益的最大化，我们设计了块精煤、末精煤和浮选精煤合在一起出售，块精和末精合在一起，浮精单独出售两种方案，对这两种方案进行对比后确定最终产品结构为：块精、末精和浮精和在一起作为精煤产品，中煤作为一种产品，矸石作为一种产品，煤泥作为一种产品。由以上各系统的情况，可得到选煤厂的工艺流程图，见图 31。10123456三产品重 介旋流器7弧形 筛92917分 流1630108 1.8Mt/a选煤厂工艺流程图破碎原煤预先 筛分杂物检查 手选26弧形 筛14 矸石 脱介筛1525矸石弧形 筛脱介 筛24中煤23磁 选33水力 分级3501819精煤脱介筛离心脱水块精

32、煤磁 选222120283132水力 分级3938粗煤泥原矿浓缩高频筛搅拌浮选尾矿浓缩加压过滤424546474840414950精煤5152压滤滤饼3736合格介质桶5354循环水清水精煤4344补加介质3427图 31 选煤场工艺流程图11第 4 章 工艺流程计算4.1 介质流程的计算 选煤厂旋流器小时入料量为 Q=341t/h ，要求分选,原31.4( /)pg cm煤水分加重剂中磁性物比重%4QnW35.0( /)fg cm4.1.1 给料中煤泥水的计算取煤泥比重 31.5( /)cg cm100%cnr 给料中煤泥量：htQGn/4252.60100/72.17341原煤泥水量为：h

33、mQWWWQnQnn/2083.14341410041003煤泥水的体积： 4918.545 . 14252.602083.14cnnnGWV3( /)t m煤泥水的密度：3696. 14918.542083.144252.60nnnnVWG3( /)t m4.1.2 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 2.0X5.0f1.5c 磁性物含量 5%cxr 95%fxr 浓介质悬浮液的密度： 5 1.54.4785 5% 1.5 95%fcXfcXcfXrr3( /)t m补加介质中干介质质量12.0 10.28814.478 1XX浓介质悬浮液的固体含量：0.288 4.4

34、781.288XXg 3( /)t m浓介质悬浮液的煤泥含量：31.288 5%0.064( /)cXXcXggrt m浓介质悬浮液的磁性物含量：31.2880.0641.224( /)fXXcXgggt m单位体积含水量：32.0 1.2880.712( /)XXXgt m 124.1.3 确定工作介质的性质要求分选比重：31.4( /)pg cm取工作介质悬浮液的比重： 38( /)pt m 则工作介质中非磁性物含量最高极限值：77max77()()100%()()ncnXxncxncnXXnnGrgVrrGg V %512.95%100)3696. 14 . 1 (

35、4918.54288. 1)28. 10 . 2(4250.60)3696. 14 . 1 (%54918.54288. 1)28. 10 . 2(%1004252.60取工作介质中非磁性物含量： 7max40%ccrr则工作介质中磁性物含量：7710060%fcrr 75 1.52.58625 0.4 1.5 0.6fcfccfrr3( /)t m介质中干介质的质量： 7777(1)(1.28 1) 2.58620.456512.5862 1g 3( /)t m其中非磁性物含量： 7770.4565 0.40.1826ccggr3( /)t m磁性物含量： 7770.45650.18260.

36、2739fcggg3( /)t m单位体积含水量： 7771.280.45650.8235g 3( /)t m4.1.4 分选作业计算确定循环介质量：选 3GDMC1000/700 三产品重介旋流器，得：2(台)85. 123034125. 1qkQF单台旋流器循环量为：V1000 3(/ )mh工作介质总量：4918.10544918.5410007nVVV3(/ )mh4176.4814918.105445654. 0777VgG( / )t h( / )t h567.192%404176864.481777ccrGG( / )t h85.288567.1924176864.481777c

37、fGGG3318.8684918.105482346. 0777VW3(/ )mh求循环介质其它参数：13( / )t h9924.4204252.604176.4817nGGG偱( / )t h1418.1324250.60567.1927nCcGGG偱( / )t h85.2887ffGG偱1235.8542083.143318.8687nWWW偱3(/ )mh275. 110001235.8549924.420偱偱偱偱VWG(/ )Kg L388.319924.4201418.132%100偱偱偱GGrcc6118.68388.31100%100偱偱cfrr旋流器一段分选作业计算设一段旋

38、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0.4，即：18. 01 . 028. 11 . 07溢(/ )Kg L78. 15 . 028. 15 . 07底(/ )Kg L7486.1754918.105418. 178. 118. 128. 177VV溢底溢底3(/ )mh743.8787486.1754918.10547底溢VVV3(/ )mh设底流中磁性物含量比工作介质高 10：710%60% 10%70%ffrr底100%100%70%30%cfrr底底 5 1.52.94125 30% 1.5 70%fcffccfrr底底底3( /)t m18182. 11941

39、18. 294118. 2178. 111）（）（底底底底g3( /)t m354546. 0%3018182. 1底底底ccrgg3( /)t m 827274. 0354546. 018182. 1底底底cfggg3( /)t m 59818. 018182. 178. 1底底底g3( /)t m7032.2077486.17518182. 1底底底VgG( / )t h( / )t h31096.62%307032.207底底底ccrGG( / )t h39224.14531096.627032.207底底底CfGGG1293.1057486.17559818. 0底底底VW3(/ )m

40、h14( / )t h7144.2737032.2074176.4817底溢GGG( / )t h25604.13031096.62567.1927底溢CCcGGG( / )t h45836.14325604.1307144.273溢溢溢cfGGG2025.7631293.1053318.8687底溢WWW3(/ )mh311484. 0743.8787144.273溢溢溢VGg3( /)t m14822996. 0743.87825604.130溢溢溢cccVGg3( /)t m163254. 014822996. 0311484. 0溢溢溢cfggg3( /)t m868516. 0743

41、.8782025.763溢溢溢VW3( /)t m180000. 1868516. 0311484. 0溢溢溢g3( /)t m与假定值相同，说明以上计算无误。溢%588.47%1007144.27325604.130%100溢溢溢GGrcc%41.52%100溢溢cfrr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0.4，即： 68. 11 . 078. 11 . 09溢(/ )Kg L18. 24 . 078. 14 . 08底(/ )Kg L14872.357486.17568. 118. 268. 178. 19898底底VV3(/ )mh

42、59888.14014972.357486.17589VVV底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%108底ffrr%20%10088fcrr 40909. 3%805 . 1%2055 . 15888fccfcfrr3( /)t m156698115. 1140909. 340909. 3118. 2118888）（）（g3( /)t m3339623. 0%206698115. 1888ccrgg3( /)t m 3358494. 13339623. 06698115. 1888cfggg3( /)t m 5101885. 06698115. 11

43、8. 2888g3( /)t m693406.5814972.356698115. 1888VgG( / )t h( / )t h73868.11%20693406.58888ccrGG( / )t h95472.4673868.11693406.58888CfGGG93298.1714972.35510188. 0888VW3(/ )mh二段溢流中悬浮液的其他参数( / )t h009794.149693406.587032.20789GGG底( / )t h57228.5073868.1131096.6289CCcGGG底( / )t h437514.9857228.50009794.14

44、9999cfGGG19623.8793298.171293.10589WWW底3(/ )mh059822. 159888.140009794.149999VGg3( /)t m3596919. 059888.14057228.50999VGgcc3( /)t m700130. 03596919. 0059822. 1999cfggg3( /)t m620177. 059888.14019623.87999VW3( /)t m68. 1620177. 0059822. 1999g3( /)t m与假定值相同，说明以上计算无误。9%06.66%100009794.149437514.98%1009

45、99GGrff%94.33%10099fcrr4.1.5 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： 05725.65975. 0743.878%7518溢VV3(/ )mh1628579.20505725.659311484. 01818VgG溢( / )t h( / )t h692029891.9705725.65914822996. 01818VgGcc溢( / )t h5937502.10769202981.9728578.205181818cfGGG4017665.57205725.659868516. 01818VW溢3(/ )mh进入脱

46、介筛的悬浮液的各项参数：68575.21905725.659743.8781819VVV溢3(/ )mh42862.6828578.2057144.2731819GGG溢( / )t h564601019.3269202981.9725604.1301819cccGGG溢( / )t h86460981.3556401019.3242862.68191919cfGGG8007335.1904017665.5722025.7631819WWW溢3(/ )mh脱介筛喷水量为 1.5，其中 1/3 为清水，2/3 为循环水3/mt59455.773/15 . 11313精QVW3(/ )mh1891

47、.1553/25 . 1精精循精循QWV取精煤带走的磁性介质量为, tkgM/5 . 002766011. 0%51.4534102.87100002.315 . 010005 . 010005 . 01320精块精QrrQMGf 049934438. 002.8702.311%51.4534110005 . 010005 . 0100022）（）（块精精末精QQQMGf052776397. 0%41.5202766011. 02020溢ffrGG 09527654. 0%41.52049934438. 02222溢ffrGG025116287. 002766011. 0052776397.

48、0202020fCGGG025116287. 002766011. 0052776397. 020202FCGGG取由块精煤带走的水分为， %920QW4712309. 532022388.5591009100202020块精QWWWQQ3(/ )mh493507144. 55 . 1025116287. 0502766011. 04712309. 520202020ccffGGWV取由末精煤带走的水分为，%1522QW17 623919.17868876.991510015100222222末精QWWWQQ3(/ )mh664134.175 . 1045342102. 05049934438

49、. 0623919.1722222222ccffGGWV因此精煤脱介筛筛下稀介质量为： 3117589.429664134 568575.2191891.15559455.772022191321VVVVVV精循3(/ )mh28056706.6809527654. 0052776397. 042862.6822201921GGGG( / )t h78701526.35049934438. 002766011. 086460981.3522201921ffffGGGG( / )t h4935518.32045342102. 0025116287. 056401019.

50、3222201921ccccGGGG4892336.4004712309. 5623919.178007335.1901891.15559455.772022191321WWWWWW精循4.1.6 中煤脱介作业的计算取弧形筛脱出的介质占入料量的 85，求弧形筛筛下合格介质的各项参数： 509048.119%8559888.140%85917VV3(/ )mh67186978.83509048.119700130. 017917VgGff( / )t h( / )t h98643654.42509048.1193596919. 017917VgGcc( / )t h6583063.1266718

51、6978.8398643654.42171717fcGGG11676286.74509048.119620177. 017917VW3(/ )mh18进入脱介筛的悬浮液的各项参数：089832.21509048.11959888.14017916VVV3(/ )mh)/(351488.226583063.126009794.14917916htGGG( / )t h58584346. 798643654.4257228.5017916cccGGG( / )t h76564454.1458584346. 7351488.22161616cfGGG0795014.1311676286.741962

52、3.8717916WWW3(/ )mh脱介筛喷水量为 1.2，其中 1/3 为清水，2/3 为循环水3/mt49316.253/1%69.183412 . 13/12 . 11212中QVW3(/ )mh98632.503/22 . 1QWV中循中循3(/ )mh取块中煤带走的磁性介质量为 M=0.40 /Kg t( / )t h02549316. 0%69.1834110004 . 0100024中QMGf( / )t h038590917. 0%06.6602549316. 092424ffrGG( / )t h013097757. 0242424fcGGG取由中煤带走的水分15%QW块中

53、24698235.117329.631510015100242424中QWWWQQ3(/ )mh260812.1124242424ccffGGWV因此中煤脱介筛筛下稀介质量为： 3085.86089832.2198632.5049316.2524161223VVVVV中循3(/ )mh( / )t h31289708.22038590917. 0351488.22241623GGG( / )t h74015138.1402549316. 076564454.14241623fffGGG( / )t h572745. 7013097757. 058584346. 7241623cccGGG)/(

54、31199905.7824698235.110795014.1398632.5049316.25324161223hmWWWWW中循194.1.7 矸石脱介作业的计算取弧形筛脱出的介质占入料量的 85%形筛筛下合格介质的各项参数： 877262.29%8514972.35%85815VV3(/ )mh977879. 9877262.293339623. 015815VgGcc( / )t h( / )t h91151057.39877262.29335849. 115815VgGff( / )t h88938957.49151515fcGGG24303548.15877262.29510188

55、5. 015815VW3(/ )mh进入脱介筛的悬浮液的各项参数：272458. 5877262.2914972.3515814VVV3(/ )mh)/(80401643. 888938957.49693406.5815814htGGG( / )t h760801. 1977879. 973868.1115814cccGGG( / )t h04321543. 7760801. 180401643. 8141414cfGGG68994452. 224303548.1593298.1715814WWW3(/ )mh脱介筛喷水量为 1.2，其中 1/3 为清水，2/3 为循环水3/mt88712.1

56、93/1%58.143412 . 13/12 . 11111矸QVW3(/ )mh77424.393/22 . 1矸矸矸QWV3(/ )mh取块矸石带走的磁性介质量为 M=0.30 /Kg t( / )t h01491534. 07178.4910003 . 0100026矸QMGf( / )t h018644175. 08 . 001491534. 082626ffrGG( / )t h003728835. 001491534. 0018644175. 0262626fcGGG取由矸石带走的水分为%1526QW7737294. 87178.491510015100262626矸QWWWQQ3

57、(/ )mh77919837. 826262626ccffGGWV因此矸石脱介筛筛下稀介质量为：154619.5677919837. 877424.3988712.19272458. 526111425VVVVV矸循 3(/ )mh20( / )t h785372255. 8018644175. 080401643. 8261425GGG( / )t h02830009. 701491534. 004321543. 7261425fffGGG( / )t h757072165. 1003728835. 0760801. 1261425cccGGG)/(577581.537737294. 877

58、424.3988712.1968994452. 2326111425hmWWWWW矸循4.1.8 磁选作业的计算及分流作业的计算8334759.38128578.2056583063.12688938957.491817150GGGG177106.2315937502.10767186978.8391151057.391817150ffffGGGG65634549798643654.42977879. 91817150ccccGGGG7615648.6614017665.57211676286.7424303548.151718150WWWW44356.8085090

59、48.11905725.659877262.291718150VVVV设分流效率为 X，有进入合格介质桶XG0 XGG029XGGcc029XGGff029 XGGG0030XGGGCCC0030XGGGfff0030XGGGG8334759.3819317452.41230232533XGGGGcccc6563454.1509861626GGGGccff1771306.2319455821.25230232533取磁选效率为 %8 .992X%95fxr288. 1xg712. 0 x（1）中煤、矸石磁选XGGff46235426. 0505891. 0)1 (33

60、35XGGGfff7147763.2304396911.252353334XrGGfxf8577593.2427257906.2653434XGGGfc14287296.122867995.13343434XgGVX5541609.1883087436.2063434XGGGccc5131724.1386997631.146343335XGGGfc437181.13920575413434VWx343335WWW343335VVV（2）精煤磁选07157403. 0002. 078701526.35)1 (2132ffGG71541123.3507157403. 07