2023年重介选煤工艺流程设计书

第1章绪论

1.1选题意义

选煤作业作为煤炭加工的第一步作业，能在很大程度上排除原煤中存在

的大部分肝石、硫分等成分，减少煤炭运输负担，提高利用率，可以直接满

足钢铁厂等一些用煤单位的需要。但从我国选煤规模方面与国外相比，国外

已达到90%以上的原煤进行入洗，而在我国仅有48%左右的原煤入洗。煤炭

作为我国的主要能源，占一次能源的75吼煤炭的合理、高效开发与利用是

关系中国经济能否持续、快速发展的一个重要课题⑴。

鸡西矿务局是黑龙江省四大矿区之一，针对鸡西杏花矿有限的煤炭资源,

结合可持续发展的宏伟战略，提高煤炭资源的利用价值，减少资源浪费以及

对环境的污染，在该地区新建一个0.5Mt/a的矿区型选煤厂，入洗附近矿区

的原煤。来解决煤炭在利用中存在运输量大、利用率低、经济效益差等问题。

1.2厂区概况

1.2.1生产能力及工作制度

设计选煤厂年处理量为0.5Mt,属矿区型选煤厂，年工作日为330天，

每天16小时，二班生产，一班检修。

1.2.2厂区地理位置及自然情况

1.地理位置：

鸡西杏花矿选煤厂位于鸡东县哈达河乡与鸡西市长青乡交界处（东经

131°8',北纬45°20'）,杏花选煤厂距鸡西市18公里。选煤厂南约300

米是城密国防公路，铁路专用线18公里，通过西鸡西车站与国铁牡密线接

轨，交通方便。选煤厂南约2公里为穆棱河，河水一般流量为78.1米/秒，

最大流量为3120米/秒，属季节性河流。

2.该地区气候情况：

该区属大陆性气候，最高温度36°C,最低温度零下35℃o结冻期由十

一月至次年四月末。冻结深度一般为2米。风向多西北风，最大风速25米/

秒，年降雨量540毫米左右。

1.2.3产品及用户

主要产品：精煤、中煤

副产品：煤泥、肝石

精煤灰分为:9.59%；产率:56.29%；水分:12.30%

中煤灰分为:22.05%；产率:22.32%；水分:15.00%

煤泥灰分为:63.22%；产率:4.93%；水分:22.00%

肝石灰分为:77.78%；产率:16.46%；水分:15.00%

用户：精煤主要供鞍钢、本钢等大型钢铁集团使用

中煤供市发电厂及本厂锅炉房使用

煤泥主要供民用

第2章煤质资料的审查与分析

2.1煤质资料的审查

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、合理性要严格按照国家标准进行采样和试验。所有的

资料均经过校正，确定为准确可靠的数据。

本选煤厂常规设计所依据的原始资料数据如下：（见附录三）

1.原煤筛分总样化验结果表

2.原煤筛分试验结果表

3.+50mm煤和夹砰煤破碎后筛分试验表

4.0.5-0mm粉煤筛分试验表

5.50-0mm自然级浮沉试验表

6.50-Omm破碎级浮沉试验表

煤质资料分析和研究的目的，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，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。

2.2煤质资料的分析

表2-1筛分总样化验结果

化胶质层

验MadAdVdafSt,dQgr,d粘结

项%%%%Mj/KgX,(mm)Y,(mm)指数

目

毛

1.9226.5430.290.1622.4500一

煤

净

0.688.6827.690.440371275

煤

2.2.1煤的工业分析

1.原煤水分:Mt=5%

2.原煤灰分：Ad=26.23%,在20.01-30.00%之间,属于中灰分煤

3.原煤硫分:St.d=0.44%,小于0.50,属于特低硫煤⑶

4.煤种：由筛分总样化验结果可知，Vdaf=27.69%,Vdaf>20.0〜

28.0乳胶质层厚度Y=12mm,Y<25.0且粘结性指数为75,则由此可以判定

此煤种为焦煤⑼。

5.含肝量：由原煤筛分试验表可以看出原煤含肝量为3.04的其值<5%

所以为中肝煤可以不考虑机械排砰，只设人工检查性手选。

2.2.2筛分、浮沉资料的分析

煤质资料分析和研究的目的，是进一步了解煤的内在特性和制定合理的

选煤工艺流程，经分析得：

1.由筛分资料可看出原煤各粒级数量百分数相近，各粒级灰分与原煤灰

分相近且粒度减小而有一定程度的降低。说明该煤的粒度分布较均匀，煤质

也较均匀，脆且易碎。

2.查50-0.5mm可选性曲线按等人原则可知其±0.1含量为48.5%,可以

此粗略判断该煤为极难选煤。

3.由小筛分资料可查出原生煤泥r=9.13%,Ad=16.64%,说明煤泥含量较

大。

筛分试验的目的是测定煤的粒度组成和各粒级产物的质量特性，它是合

理利用煤炭以及设计选煤厂的基础材料。浮沉资料是评定煤的可选性和分选

作业流程计算的依据，而可选性的难易又是选煤厂设计和生产管理的重要依

据。

第3章选煤工艺

3.1煤的可选性与可浮性

3.1.1原煤可选性

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。

评定原煤可选性常用的方法有两种：

1.中煤含量法。在分选过程中，产品之间很难避免互相混杂，但原煤

中，当中间密度级物料含量愈多，混杂的愈严重，也即分选的困难愈大，故

以中煤含量的多少来评定原煤可选性是有科学根据的。根据我国的情况，对

炼焦煤密度1.4〜1.8为中煤范围，并以此范围内的重量百分数作为评定指

标；对于动力用煤，密度1.5〜1.8为中煤范围；无烟煤1.8〜2.0为中煤范

围。这种方法简单方便，但精确度较低。适用于对原煤的可选性，作粗略的

对比。

2.±0.1邻近比重物含量法。它是把分选密度±0.1范围内的物料作为

中煤，以其含量大小来评定原煤的可选性的难易程度。愈接近分选密度的物

料混杂程度愈严重，远离分选密度的物料混杂可能愈小。这种方法评定原煤

的可选性，因考虑了分选过程的分选制度，更加接近实际地反映了煤的可选

性难易程度，而中煤含量法没有考虑到实际所用的分选密度，也没有考虑产

品质量的要求。

根据目前普遍采用的最新可选性评定标准，即丫6±。〃含量法。由于该

方法近似实际地反映了煤的可选性难易程度。根据所确定的灰分点

Ad=10.00%,按等人原则从50-0.5mm可选性曲线上查得其值为48.5%,根据

我国标准：丫6±。」含量＞40%,属于极难选煤。

3.1.2煤泥可选性

判断〈0.5mm煤泥的可选性，采用灰分符合要求条件下的浮选精煤可燃

体回收率作为指标。即用实际精煤中回收的可燃体与入料中所含的可燃体的

比值，来表示实际状态与理想状态在数量上的接近程度，从而来评价煤泥浮

选效果。计算公式：

Ec=Yc(100-Ad.c)/(100-Ad.f)

经计算Ec=75.42%,其值介于60.1〜80%之间，属于中等可选。

3.2选煤方法的确定

选煤工艺流程的制定，是关系到选煤厂生产规模、技术状况和国家对产

品质量指标的要求。在确定选煤工艺流程之前，根据煤质特性和用户要求，

要解决相关问题。

选煤方法是制定选煤厂工艺流程的核心问题。选煤方法包括：跳汰选煤

法、重介选煤法、槽选法、旋流器(离心力场)选煤法、摇床选煤法、浮游

选煤法、以及风法选煤法等。选煤方法的确定取决于煤的牌号、可选性以及

用户对产品质量的要求，还要考虑技术上、经济上的合理性及我国设备制造

的能力和供应情况。在我国选煤普遍采用跳汰选和重介选。

跳汰选煤法。它是我国应用最为广泛的一种选煤方法。跳汰适于易选或

中等可选煤，它的分选粒度范围比较宽，上限可达到50〜100mm甚至更大些，

其下限为0.5〜0.3mm。它的优点是：工艺流程简单易行、生产能力大、维护

管理方便、选别易选和中等可选性煤的数量效率和精煤质量指标较高，选煤

成本低，在处理难选煤时，其工艺指标仅次于重介选。跳汰选煤法对于原煤

性质适应性强，对易选煤的数量效率可达到90%以上，对难选煤数量效率可

达到70~80%o

重介选煤法。它是当前最为先进的选煤方法。可以有效的分选难选煤和

极难选煤。它的优点是：分选效率和分选精度都高于其它选煤法；分选密度

的调节比较灵活而且范围宽；分选的粒度范围宽，上限可达到300〜500mm,

甚至更大些，下限在离心力场中分选时，同样可达到0.3〜0.5mm；当用户对

精煤质量要求有变动时，精煤灰分可按要求予以相应改变，因此，重介选煤

有很强的适应性；重介分选时，原煤给入量及原煤性质改变时，其影响不大；

加工费用稍高，但重介选可以减少精煤的损失，提高产品产率；我国的煤大

部分属于难选煤和极难选煤，采用重介可获得较好的分选效果。同时，重介

选具有生产操作和工艺调整简单，易于实现选煤厂自动化。

比较两种选煤方法，跳汰具有流程结构简单，基建投资低，但对难选或

极难选煤的分选效率低，不容易操作。重介投资大但重介选煤方法适于难选

煤甚至极难选煤，使用该方法选煤，产品质量稳定，分选效率高。根据可选

性曲线，查50-0.5mm可选性线可知，Y3±o」=48.5%,属极难选煤。

根据实际情况和通过上述比较，采用重介选煤方法。

3.3入选方式的确定

现在常见的入选方式主要有：分组入选、分级入选、混合入选、配煤入

选等多种入选方式。选不同矿井或煤层的煤，由于其煤的牌号不同或可选性

相差悬殊，或其轻成分中含硫分相差较大时，则需考虑能否混合入选，还是

分组、分级入选问题⑷。

分组入选的缺点是流程作业系统复杂，厂内基建和生产费用高，生产管

理困难，除了十分必要外，一般不采用分组入选。在我国绝大多数选煤厂采

用混合入选单系统选煤流程。根据所给的资料，该入洗原煤属于同一煤种，

因此设计中不考虑分组入选，只考虑是否分级。

根据设计任务书的要求，确定精煤灰分A=10%时，由50-0mm可选性曲线

上查得入=23%,根据等人原则，分别在50T3mm可选性曲线、13-0.5mm可选

性曲线可知，其分选密度差值为0.043,小于0.05。因此采用不分级入洗。

3.4工艺流程的制定

在确定选煤方法和原则流程的基础上，还要根据煤的牌号、质量和用途，

具体研究选煤流程结构，需要进一步细致地、具体的解决各作业的流程结构

问题。

3.4.1选前准备作业流程

选煤厂选前准备作业比较简单，其流程是由所采取的选煤方法和入选粒

度上限所决定。因此，准备作业的任务就是在于确保入料粒度上限。

根据煤质分析以及入选粒度上限确定原煤准备流程，即采用筛孔650

的分级筛进行预先筛分，其筛上物再进行人工检查性手选，除去杂物。由于

采用重介旋流器作为分选设备，为了严格保证入料粒度，采用破碎机对+50mm

粒级的煤进行破碎。然后与筛下物料混合进入原煤仓。

3.4.2分选作业

1重选作业

由于该煤属于极难选煤且采用不分级入洗，故拟用三产品重介旋流器分

选原煤，由旋流器出来的精煤、中煤、肝石分别进入弧形筛、脱介筛进行脱

介。脱介后的产品直接上仓，但对小于0.5mm的末精煤因含水量大，还需进

入离心机脱水。

2煤泥浮选

因浮选入料的固体含量大于60g/L,所以采用直接浮选。直接浮选流程的

优点有：取消了浓缩作业，使流程简化；减少了煤泥在系统中的循环，对主

选作业有利；煤泥与水的接触时间缩短，使煤泥的可浮性和选择性提高；可

实现清水选煤。

尾煤浓缩机中加入絮凝剂，实现了清水洗煤，解决了灰分高的细泥对精

煤污染的难题。

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，因

此采用浓缩旋流器组进行截粗，再用高频筛进行脱水。脱水后的粗粒产品与

末精混合后上仓。

3分级脱水

对洗精煤采用单层振动脱介筛，并使煤流自流到下层分级筛中，进行分

级。大于13mm粒级的精煤脱介后进入一楼的皮带外运，末精煤进行入离心

机脱水，并到一楼的皮带运出。

浮精采用加压过滤机进行脱水，脱水后的浮精与末精混合后从一楼皮带

运至产品仓。

3.4.3.介质净化、回收

重介选煤的悬浮液应循环使用。由于煤泥对介质的污染和部分介质被稀

释，因而需要介质净化回收作业，再循环使用。

常用的介质净化、回收流程三种：浓缩一一磁选一一再磁选；直接磁选；

磁选----浓缩----再磁选。

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。

第二种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。

第三种流程适用于适用于煤泥入洗，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。

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。

3.4.4.煤泥水处理流程

1粗煤泥的处理

在该流程中根据情况采用浓缩旋流器组进行粗煤泥回收，以防止粗煤泥

进入浮选作业，影响浮选效果和增加损失，回收来的粗煤泥进入截粗高频

振动筛进行脱水，然后与末精煤混合。

2细煤泥的处理

为保护和改善环境，进行洗水闭路循环、煤泥厂内回收，是消除煤泥水

排放厂外、侵占农田并防止污染环境的一项有力措施，同时也有利于节约用

水、提高分选效果、增加经济效益和社会效益。为维持循环介质系统的稳定，

循环介质中的细泥量也需维持在一定的范围内，根据煤泥厂内回收洗水闭路

循环的原则，采用煤泥水全闭路流程。

3.5产品结构

产品结构的确定是选煤厂设计的重要环节，产品结构确定是否合理关系

到选煤厂经济效益的好坏，因此，为了确定最优的产品结构，达到最高经济

效益，采用将块精煤、末精煤和浮选精煤合在一起，浮精和末精合在一起，

块精单独装仓两种方案，对这两种方案进行对比，以年总效益作为方案对比

指标进行计算，以求得最好的经济效益。具体计算结果见表3—1。

表3—1产品构成表

灰分单价产率年效益万

方案产品

%元/t%元

块精11.2964014.934777.6

1

末精+浮精8.9772041.3614889.6

2末+块+浮精9.5968056.2919138.6

由计算结果表明：将块精煤与末精煤单独装仓时产品结构最优。单独装

仓时比混合装仓时年效益多528.6万。所以采用将块精和末精单独上仓这种

方案。但为了避免煤质的变化和满足市场、客户需求灵活设计，也可使其一

起上仓以达到最高的经济效益。

8-27页

循环水

图3—1工艺流程图

第4章工艺流程计算

4.1数质量流程计算

入洗原煤为每年0.5M3年工作日330天，日工作16小时，两班生产,

则小时处理量为：

Qi=Q/Tt=500000/330X16=94.697t/h

式中：Qi一—选煤厂小时处理量（吨/小时）

Q——选煤厂年处理量（吨/年）

T一一选煤厂年工作日数（日/年）

t——选煤厂日工作小时数（小时/日）

4.1.1准备作业的计算

1、预先筛分

入料：n=100%,Qi=Qi=94.697t/h,Ai=26.23%

设预先筛分效率为100%,则：

筛上：r2=r+5（）=8.057+4.324=12.381%

Q2=Q,X「2=94.697X12.381%=11.724t/h

A2=A+5O=34.47%

筛下：r3=ri-r2=100%-12.381%=87.619%

Q3=QI-Q2=94.697-11.724=82.973t/h

A3=（riAi-F2A2）/r3

=（100X26.23%-12.381X34.47%）/87.619

=25.06%

2、检查性手选

因检查性手选所除去的主要是铁器等杂物，所以不计入原煤中，故原煤

的数质量不变。

「5=0，Q5=0，AS=0

■=「2=12.381%,Q4=Q2=11.724%,A4=A2=34.47%

3、破碎

破碎前后物料数质量不发生变化：

16=14=12.381%,Q6=Q4=11.724t/h,A6=A4=34.47%

最后得出入选物料数质量为：

r7=r3+r6=100%,Q7=Q3+Q6=94.697,

A7=(门人3+16A6)/r?=26.23%

4.1.2重介分选作业的计算

1、产品旋流器的计算

0=100%,Q7=94.697t/h,A7=26.23%;

rni=ry+rc+rt-20.04%Am=22.64%

rn=41.18%Qn=38.996A7=9.58%

n()=22.32%Qio=21.136AIO=22.O5%

r9=13.42%+3.04%=16.46%

Q9=16.46%X94.697=15.587

A9=(13.42X76.72+3.04X82.44)/16.46=77.78%

2、脱介作业计算

(1)精煤脱介：

假设经弧形筛固体含量不变，即：

1-16=0,Q16=o,A|6=0;

ri7=rn=41.18%,Qi7=Qn=38.996t/h,A〃=Au=9.58%；

由精煤带走的煤泥量，即：Gc=O

r26=mXr+i3/r+o,5=O.4118X31.85/87.83=14.933%

Q26=r26XQi=14.933%X94.697=14.1413t/h

A26=11.2929%

r25=ri7Xri3-5o/r+o,5=41.18%X55.98/87.83=26.2468%

Q25T25xQi=0.262468X94.697=24.8549t/h

A25=(41.18X9.58-14.933X11.2929)/26.2468=8.6055%

(2)中煤脱介：

假设经弧形筛固体含量不变，即：

ri5=0,Qi5=0,Ai5=0；

ri4=rio=22.32%,Qi4=Qio=21.136t/h,Ai4=Aio=22.O5%;

由中煤带走的煤泥量为GC2()=0

r2o=rIO=22.32%,Q2o=Qio=21.136t/h,A2O=AIO=22.O5%

(3)砰石脱介：

假设假设经弧形筛固体含量不变，即：

ri3=0，Qi3=0，Ai3=0；

n2=r9=16.46%,Q12=Q9=15.587t/h,AI2=A9=77.78%

由肝石带走的煤泥量为：GC18=0

ri8=ri2=16.46%,Qi2=Qi8=15.587t/h,Ai2=Ais=77.78%

3、精煤离心脱水机

「25=26.2468%,Q25=24.85493t/h

设离心机的脱水效率为100%

Q3i=24.8549t/h,A3I=8.6055%

r31=26.2468%

4、磁选作业

i-34=Gc34/Qi=18.97707/94.697=20.0398%；

Q34=18.9771,A34=22.64%；

5、粗煤泥回收作业

「55=口4=20.0398%

Q55=Q34=18.9771t/h;

A55=22.64%

设无粗粒级精煤，则：

门6=门8=0，Q36=Q38=0,A36=A38=0

r35=r55=20.0398%

Q35=18.9771t/h

A35=22.64%

6、主选精煤总产品

ri=r31+「26=26.2468%+14.933%=41.18%

Q上=i•至XQi=41.18%X94.697=38.996t/h

A圭=(r3iA3i+r26A26)/ri=9.58%

7、浮选作业

(1)矿浆处理器：

设精煤过滤机脱水返回矿浆准备器的物料为：

「44=0，Q44=0»A44=0；

r56=r35=20.0398%,Q56=Q35=18.9771t/h,A56=A35=22.64%

⑵浮选机：

由煤泥浮沉实验报告：

r0=75.4%,A0=9.6%

「41=20.0398%,Q41=18.977lt/h,A41=22.64%；

则浮选精煤：

r42=r4iXro=2O.O398%X75O4%=15.11%

Q42=M2XQi=15.11%X94.697=14.3It/h

A42=AO=9.6%

浮选尾煤：

r43=r4i-r42=20.0398%-15.11%=4.9298%

Q43=r43XQi=4.9298%X94.697=4.6680t/h

A43=(r41A41-r42A42)/r43=63.22%

(3)浮选精煤压滤：

设滤液中固体量为0,则：

「44=0，Q44=0，A44—0^

「45=3=15.11%,Q45=Q42=14.31t/h,A45=A42=9.6%

(4)浮选尾煤浓缩压滤：

设浓缩溢流中固体量为0,则：

r47=0,Q47=0,A47=0;

设滤液中固体量为0,

「49=0,Q49=0，A49=。；

图8=「43=4.9298%,Q48=Q43=4.668/h,A48=A43=63.22%

8、最终精煤数质量

r总产ri+r45=15.11%+41.18%=56.29%

Q总精=1"总特XQi=53.305t/h

A百精=(i1土A至+r45A45)",&秸=9.59%

4.2介质流程的计算

选煤厂小时处理量为Qi=94.697t/h,要求分选比重：6P=1.40gcm-3原煤

3

水分设为：WQn=5.0%,加重剂中磁性物比重：8t=5.0g.cm-

4.2.1给料中煤泥水的计算

取煤泥比重：8c=1.5gcm-\rCn=100%;

B=r次+rm+r浮=7%+9.13%+3.91%=20.04%

给料中煤泥量：

G7=QiXp=20.04%X94.697=18.9770t/h

原煤泥含水量为：

W7=WQnXQi/(100-WQ7)=5.0X94.697/(100-5.0)=4.984lt/h

煤泥水体积：

3

V7=w7+G7/8c=4.9841+18.9770/1.5=17.6354m/h

煤泥水密度：

A7=(G7+W7)/V7

=(18.9770+4.9841)/17.6354

=1.3587t/m3

煤泥水单位体积的固体含量：

g7=G7/V7=18.9770/17.6354=1.0761t/m3

4.2.2计算补加浓介质的性质

设浓介质比重：△x=2.0,3f=5.0,6c=1.5；

浓介质中非磁性物含量：rcx=5%,磁性物含量：m=95%；

浓介质中悬浮液的密度：

6x=6f6c/(8f6cx+3c6fx)

=5.0X1.5/(5.5%+1.595%)=4.478t/m3

浓介质悬浮液的固体含量：

gx=(Ax-1)8x/(8x-1)

=(2-1)X4.47761/(4.47761-l)=1.288t/cm3

其中浓介质悬浮液(非磁性物)的煤泥含量：

gcx=gxhx=1.288X5%=0.064t/cm3

浓介质悬浮液的磁性物含量：

gtx=gx-gcx=1.288-0.064=1.224t/m3

单位体积含水量：

3x=△x-gx=2.0-1.288=0.712m3/m3

4.2.3确定工作介质的性质

要求分选比重：8p=1.40kg/L

取工作介质悬浮液的比重：

33

A=0.14t/m；A7=5p-A=1.4-0.15=1.25t/m

△在0.12-0.18之间(入料粒度较大，磁铁矿粒度较细)【,I。

则工作介质中非磁性物含量最高限值：

rcmax=[G7%7(△x-△8)+gxrcx"V?(△8-△7)]/[G7(△x-△8)+gxV7(△△7)]

=[18.977X100%X(2.0-1.25)+1.288X5%X

17.6354(1.25-1.35869)]/[18.977X(2.0-1.25)+1.288X17.6354X

(1.25-1.35869)]=119.9371%

取工作介质非磁性物含量：rc8=60%

68=6f6J3cI*c7+6cff7

=5X1.5/(5X40%+1.5X60%)=2.586t/m3

介质中干介质的质量：

g8=(A8-1)68/(68-1)

=(1.25-1)X2.586/(2.586-1)=0.4076t/m3

3

gc8=g8rC8=0.40763-0.4=0.1631t/m

gfs=gs-gc8=0.40763-0.163052=0.2446t/m3

单位体积含水量：

38=△8-g8=1.25-0.40763=0.8424

4.2.4分选作业计算

先确定循环介质量:按处理量Q=94.697t/h,应选用3NZX850/600有压给

料三产品重介旋流器得：

n=kQi/q=l.25X94.697/140=0.85台，

取一台单台旋流器循环量为：V=400m3/h,

33

总循环量为：V32=lX600m/h=400m/h

工作介质总量为：

3

V8=V7+V32=17.6354+400=417.6354m/h

G8=g8V8=0.40763X417.6354=170.2407t/h

Gc8=G8rc8=170.2407X40%=68.0963t/h

Gre=G8%8=170.2407X60%=102.1444t/h

3

W8=(As-gs)XV8=(1.25-0.40763)X417.6354=351.8035m/h

求循环介质其他参数：

G32=G8-G7=170.2407-18.977=151,2637t/h

Gc32=Gc8-G7=68.09628-18.977=49.1193t/h

Gf32=Gre=102.1444t/h

W32=W8-W7=351.8035-4.9841=346.8194m3/h

△32=(G32+W32)/V32

=(151.2637+346.8194)/400=1.245kg/L

rc32=Gc32/G32=49.11928/151.2637=32.47%

1.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

密度高0.3⑺。

An=A8-0.1=1.25-0.1=1.15kg/L

△K=△8+0.3=1.25+0.3=1.55kg/L

VK=(A8-Aii)V8/(△“△”)

=(1.25-1.15)417.6354/(1.55-1.15)=104.4089m3/h

3

VH=V8-VK=417.6354-104.40885=313.2266m/h

设底流中磁性物含量比工作介质高10%O

rtK=rf+10%=60%+10%=70%

rcK=100%-rfK=100%-70%=30%

6K=6f6(；/(6ffcK+6cfflc)

=5X1.5/(5X30%+1.5X70%)=2.94t/m3

gK=(△K-l)6K/(6K-l)

=(1.551)X2.94/(2.94-1)=0.8335t/m3

3

gcK=rCKgK=30%X0.833505=0.250lt/m

gfK=gK-geK=0.833505-0.2500515=0.5835t/m3

3K=△K-gK=l.55-0.833505=0.7165t/m3

GK=gKVK=0.833505X104.40885=87.0253t/h

GcK=GKrCK=87.0253X0.3=26.1076t/h

GfK=GK-GcK=87.0253-26.10759=60.9177t/h

3

WK=3KVK=0.716495X104.40885=74.8084m/h

GH=G8-GK=170.2407-87.0253=83.2154t/h

GclI=GC8-GCK=68.09628-26.10759=41.9887t/h

Gfn=Gf8-Gfk=102.14442-60.91771=41.2267t/h

3

WII=W8-WK=351.8035-74.80842=276.9951m/h

gii=Gn/Vn=83.2154/313.22655=0.2657t/m3

gcii=Geii/Vn=41.98869/313.22655=0.1341t/m3

gfii=gii-gcii=0.265672-0.134052=0.1316t/m3

3ii=Wii/Vi1=276.99508/313.22655=0.8843t/m3

Au=gii+3“=0.265672+0.884328=1.15

△u与假定值相同，说明以上计算无误。

rcii=Gcii/Gii=41.98869/83.2154=50.4578%,

rfii=100-rcii=49,5422%

2.二段溢流与底流的工作参数

设溢流中悬浮液密度比工作介质低0.1,底流比工作介质密度高0.4【7】。

AIO=AK-0.1=1.55-0.1=1.45kg/L

△9=△K+0.4=1.55+0.4=1.95kg/L

V8=VK(△K-△10)/(△9-△10)

=(1.55-1.45)X104.40885/(1.95-1.45)=20.8818m3/h

3

Vio=VK-V9=104.40885-20.88177=83.5271m/h

设底流中磁性物含量比工作介质高10%o

r«=rK+10%=70%+10%=80%

rC9=1-rfs=1-80%=20%

69=6f6c/(3fl*c9+6cl*f9)

=5X1.5/(5X0.2+1.5X0.8)=3.40909t/m3

gc9=rc9g9=0.2X1.34434=0.26887t/m3

gf9=g9-gc9=l.34434-0.268868=1.07547t/m3

39=△>g9=1.95-1.34434=0.60566t/m3

G9=g9V9=1.34434X20.88177=28.07220t/h

GC9=G9rc9=28.0722X0.2=5.61444t/h

Gw=G9-Gc9=28.0722-5.61444=22.45776t/h

3

W9=39V9=0.60566X20.88177=12.64725m/h

Gio=GK-G9=87.O253-28.O722=58.9531Ot/h

GCIO=GCK-GC9=26.10759-5.61444=20.49315t/h

Gfio=Gfk-G«=6O.91771-22.45776=38.45995t/h

3

WIO=WK-W9=74.8O842-12.64725=62.16117m/h

gio=Gio/Vio=58.9531/83.527O8=O.7O58Ot/m3

3

gcio=Gcio/Vio=2O.49315/83.527O8=O.24535t/m

gfio=gio-gcio=O.7O3596-O.24535=O.46O45t/m3

3

3io=Wlo/Vio=62.16117/83.52708=0.74420t/m

3

Alo=gio+w10=0.705796+0.7442=1.449996t/m

△10与假定值相同，说明以上计算无误。

rCio=Geio/Gio=2O.49315/58.9531=34.76179%

rn（）=1OO-rcio=65.23821%

4.2.5精煤脱介作业计算

取弧形筛脱出的介质占入料量的80%,求弧形筛筛下合格介质的各项参

数⑷：

V16=V|1X80%=313.22655X80%=250.58124m3/h

Gi6=gnVi6=0.265672X250.58124=66.57242t/h

Gci6=gciiV]6=0.134052X250.58124=33.59092t/h

Gfi6=Gi6-Gci6=66.57242-33.59092=32.98150t/h

3

Wi6=3nV|6=0.884328X250.58124=221.596m/h

进入脱介筛悬浮液的各项参数：

3

V17=Vn-Vi6=313.22655-250.58124=62.64531m/h

Gi7=Gn-Gi6=83.2154-66.57242=16.64298t/h

Gci7=Gcli-Gci6=41.98869-33.59092=8.39777t/h

Gfi7=Gi7-Gci7=16.64298-8.39777=8.24521t/h

3

Wi7=Wn-Wi6=276.99508-221.596=55.39908m/h

设脱介筛喷水全部为循环水，喷水量为1.5m3/t。

Q末精=41.18%X94.697X55.98/87.83=24.85493t/h

（Q末椅=Q«fX13~O.5mm占全样的百分比/50~0.5占全样的百分比）

Q块精=41.18%X94.697X31.85/87.83=14.14129t/h

W52=V52=1.5xQ错=1.5义41.18%x94.697=58.49434m3/h

取由末精煤带走的磁性介质量为0.50kg/t,块精煤带走的磁性介质量为

0.3kg/t,为计算方便，设产品不带走煤泥。

G&5=Q末将XM/1000=24.85493X0.50/1000=0.01243t/h

G25=Gf25=0.01243t/h

GC25=0

Gt26=Q块帝XM/1000=14.14129X0.3/1000=0.00424t/h

G26=Gf26=0.00424t/h

GC26=0

取由末精煤产品的水分为WQ25=15%,块精煤产品的水分为WQ26=10%O

则，末精煤带走的水分为：

W25=Q柳WQ25/(100-WQ25)

=24.85493X15/(100-15)=4.38616m3/h

V25=W25+Gc25/c+Gf25/f

=4.38616+0+0.012427/5=4.38865m3/h

块精煤带走的水分为：

QQ

W26=Q块精W26/(100-W26)

=14.14129X10/(100-10)=1.57125m3/h

V26=W26+Gc26/8c+Gf26/8f

=1.57125+0+0.0042424/5=1.57210m3/h

因此精煤脱介筛筛下稀介质为：

V24=V17+V52-V26-V25

=62.64531+58.49434-1.572098-4.3886454=115.17891m3/h

G24=G|7-G25-G26

=16.64298-0.012427-0.0042424=16.62631t/h

Gf24=Gfi7-Gf25-Gf26=8.24521-0.012427-0.0042424=8.22854t/h

GC24=G24-G*4=16.62631-8.22854=8.39777t/h

W24=W|7+W52-W26-W25

=55.39908+58.49434-1.57125-4.38616=107.93601m3/h

4.2.6中煤脱介作业的计算

取弧形筛脱出的介质质量占入料量的80%,求得筛下合格介质质量的各

项参数：

Vi5=V,oX80%=83.52708X80%=66.82166m3/h

I

Gi5=gioXV5=0.705796X66.821664=47.16246t/h

Gn5=grioXVl5=0.460446X66.821664=30.76777t/h

Gci5=Gi5-Gfi5=47.162463-30.7677679=16.39470t/h

Wi5=3ioXVi5=0.7442X66.821664=49.72868m3/h

进入脱介筛的悬浮液的各项参数：

3

Vi4=Vlo-V15=83.527O8-66.821664=16.7O542m/h

Gu=Gio-Gi5=58.9531-47.162463=11.79064t/h

Gci4=Gcio-Gci5=2O.49315-16.394695l=4.09845t/h

Gfi4=Gi4-Gci4=ll.790637-4.0984549=7.69218t/h

3

Wi4=Wio-Wi5=62.16117-49.72868=12.43249m/h

脱介筛喷水为循环水，取喷水量为1.5m3/t则：

Q中=22.32%X94.697=21.13637t/h

3

W5I=V5I=1.5Q中=1.5X22.32%X94.697=31.70456m/h

取中煤带走的磁性介质质量为：M=0.50kg/to

为计算方便，设产品不带走煤泥，则：

G&()=Q中M/1000=21.1363704X0.50/1000=0.01057t/h

G2O=GKo=O.OlO57t/h

GC20=0

取中煤产品的水分为WQ20=15%,则：

W20=Q巾WQ2O/(1OO-WQ2O)

=21.1363704X15/(100-15)=3.72995m3/h

V20=W20+Gc2。/6c+Gf2。/8f

=3.72995+0+0.010568/5=3.73206m3/h

中煤脱介筛筛下稀介质量为：

V21=V14+V5I-V20

=16.705416+31.704556-3.7320636=44.67791m3/h

G2i=Gi4-G2o=11.790637-0.010568=11.78007t/h

Gf2i=Gfi4-Gf20=7.692182-0.010568=7.68161t/h

Gc2i=G2i-Gf2i=l1.780069-7.681614=4.09846t/h

W2|=W14+W51-W2O

=12.43249+31.704556-3.72995=40.40710m3/h

4.2.7阡石脱介作业计算

取弧形筛脱出的介质占入料的80%,则筛下合格介质质量为:

Vi3=V9X70%=20.88177X80%=16.70542m3/h

Gi3=g9XVi3=1.34434X16.705416=22.45776t/h

Gn3=greXVi3=l.075472X16.705416=17.9662It/h

Gci3=Gi3-Gfl3=22.457759-17.966207=4.49155t/h

3

Wi3=(oi3Vi3=0.60566X16.705416=10.11780m/h

进入脱介筛的悬浮液为：

V12=V9-V|3=20.88177-16.705416=4.17635m3/h

Gi2=G9-G!3=28.0722-22.457759=5.61444t/h

Gfi2=Gf9-Gfi3=22.45776-17.966207=4.49155t/h

Gci2=Gi2-Gfi3=5.614441-4.491553=1.12289t/h

3

W12=W9-Wi3=12.64725-10.117802=2.52945m/h

脱介筛喷加的为循环水，取脱介筛喷水量L5m3/t,则：

Q产(13.42+3.04)%X94.697=15.58713t/h

3

W5o=V5o=1.5XQ阡石=1.5X15.58713=23.38070m/h

取肝石带走的磁性介质质量为M=0.50kg/t

为计算方便，设理想状况产品不带走煤泥，则：

Gfi8=MXQff/1000=15.58713X0.50/1000=0.00779t/h

Gi8=Gfi8=0.00779t/h

Gel8=0

由肝石带走的水分为WQI8=15%,则：

W18=W6|WQI8/(100-WQI8)

=15.58713X15/(100-15)=2.75067m3/h

VI8=WI8+GC18/3C+Gri8/6产2.75067+0+0.00779/5

=2.75223m3/h

肝石脱介筛筛下稀介质为：

V19=V]2+V5O-V|8

=4.176354+23.380695-2.7522287=24.80482m3/h

Gi9=Gi2-GI8=5.614441-0.0077936=5.60665t/h

Gfi9=Gfi2-Gfi8=4.491553-0.0077936=4.48376t/h

Gci9=Gi9-Gn9=5.6066474-4.4837594=1.12289t/h

W19=Wl2+W50-W18

=2.529448+23.380695-2.7522287=23.15947m3/h

4.2.8磁选作业及分流作业的计算

1.假设只有经脱介筛出的稀介质进入稀介质桶，则：

,

G28=G24+G2i+Gi9=34.01303t/h

GE8'=Gf24+G⑵+Gfi9=20.3939lt/h

GC28'=GC24+Gc21+Gcl9=13.61911t/h

取磁选效率为：n=99.5%

Gf33'=Gt28'Xn=20.3939134X99.5%=20.29194t/h

G33,=Gf3370.95=20.29194/0.95=21.35994t/h

Gc33'=G33'-Ga3'=21.35994-20.29194=1.0680t/h

磁选尾矿：

,，

G34=G28-G33-34.0130264-21.35994=12.65309t/h

，

G(34-Gf28-Gl33-20.3939134-20.29194=0.10197t/h

GC34'=G34'-Gf34-12.6530864-0.1019734=12.55lllt/h

2.设分流的效率为x,则有GgXx的介质进入磁选机，假设只有分流的

进入磁选机，则：

，

G28-Gi6Xx=66.57242x；

,,

Gf28=Gfi6Xx=32.98150x;

,,

GC28=GI6XX-Gfi6Xx=33.59092x

取磁选效率为：n=99.5%

Gf33”=Gf28"xn=32.98150xX0.995=32.81659x

G33”=Gf33"/0.95=32.81659x/0.95=34.54378x

GC33"=G33”-1.72719x

磁选尾矿：

G34"=G2GG33”=66.57242X-34.54378X=32.02864X

Gf34''=Gf28”-Gf33”=32.98150x-32.81659x=0.16491x

Gc34”=Gc28”-Gc33”=33.59092x-1.72719x=31.86373x

根据煤泥平衡：

GC34”+GC34'=G7

即：31.86373x+12.55111=18.977

解得x=20.167%

所以，分流出的稀介质：

G23=Gi6Xx=13.42566t/h

Gf23=Gri6Xx=6.65138t/h

Gc23=G23-Gf23=6.77428t/h

3

V23=Vi6Xx=50.53472m/h

3

W23=Wi6Xx=44.68927m/h

分流出的合格介质：

G22=Gi6-G23=53.14676t/h

G理2=Gfi6-Gf23=26.33012t/h

Gc22=G22-Gn2=26.81664t/h

3

V22=V16-V23=200.04652m/h

3

W22=Wi6-W23=176.90674m/h

3.进入稀介质桶的总量

V28=V19+V23+V2I+V24=235.19636t/h

,

G28=G28+G23=47.43869t/h

Gf28=Gf28'+Gt23=27.04529t/h

Gc28=G28-Gf28=20.39339t/h

W28=Wi9+W23+W2i+W24=216.19184m3/h

磁选精矿：

Gf33=Gf33，，+Gf33,

=32.81659X0.20167+20.29194=26.91006t/h

G33=G33''+G33'

=34.54378X0.20167+21.35994=28.32638t/h

Gc33=G33-Gf33=28.32638-26.91006=1.41632t/h

V33=G33/g33=28.32638/1.288=21.99253m3/h

3

W33=333XV33=0.712X21.99253=15.65868m/h

磁选尾矿：

G34=G28-G33=19.11230t/h

Gf34=Gf28-Gf33=0.13523t/h

Gc34=G34-Gf34=18.97707t/h

3

V34=V28-V33=213.20382m/h

W34=W28-W33=200.53316m3/h

进入合格介质桶的量：

G27=GI3+G15+622=122.76698t/h

Gf27=Gfi3+Gfi5+Gf22=75.06410t/h

Gc27=G27-Gf27=47.70229t/h

3

V27=Vi3+V|5+V22=283.57360m/h

3

W27=W(3+Wi5+W22=236.75322m/h

4.2.9补加新介质及补加水量

Gf53=Gf32-Gf27-Gf33

=102.14442-75.0640959-26.91006=0.17026t/h

取新介质中磁性物含量：砰53=95%

G53=Gr53/0.95=0.17923t/h

Gc53=G53-Gf53=0.17923-0.17026=0.00896t/h

W54=W