煉焦煤選煤廠流程計算

1、第四章 流程計算4.1 工藝流程計算的目的、依據和原則在選煤廠設計過程中，工藝流程的計算是其中一項重要的環(huán)節(jié)，是在已確定的工藝流程和工作制度下進行的。工藝流程計算應達到以下目的：（1） 計算出整個作業(yè)入料和排料的數量和質量；（2） 使整個工藝流程的煤、水、介質數量和質量達到平衡，為繪制數、質量工藝流程圖提供可靠的依據；（3） 為計算所需各工藝設備的數量提供資料和依據；（4） 為投資概算提供分析的依據；（5） 為投產后的生產技術管理，生產指標分析對比提供參考。為保證工藝流程計算結果的準確性和提供數據的可靠性，在流程計算時必須依據：（1） 已經科學合理地選擇確定工藝流程；（2） 已經整理合格的入廠

2、（入選）原料煤的篩分、浮沉及可選性實驗資料；（3） 設計規(guī)范規(guī)定并符合實際的各種技術參數；（4） 根據選煤廠的生產能力和工作制度，可推算出的小時處理量。 （4-1）式中：選煤廠小時處理量，t/h；選煤廠年生產能力，t/h；選煤廠年工作日數，d/a；選煤廠日工作小時數，h/d；其中：（1） 非用戶型選煤廠年工作日數可選330天，每日兩班生產，工作按16小時計，即T=330，t=16；（2） 用戶型選煤廠的年工作制度可以與所服務的用戶廠一致。工藝流程計算的原則和應注意的事項：工藝流程計算必須遵守數、質量平衡原則。所謂平衡，是指進入某作業(yè)的各物料數、質量總和應等于該作業(yè)排出的物料的數、質量總和。（1

3、） 對于灰分、硫分等指標必須用加權平均的方法進行計算；（2） 水量指標采用水量平衡原理進行計算；（3） 百分數必須是同一基礎量時才可以運算，計量單位必須相同時才可以運算。例如，計算各個作業(yè)的質量百分數時，必須以入廠原煤（或入選）100% 為基數；（4） 計算固體物料數、質量平衡時應采用干燥基進行；（5） 進行工藝流程計算時，必須按照作業(yè)順序進行。4.2 準備作業(yè)的計算4.2.1 入廠物料數、質量的計算根據給定的廠型年處理量為150萬噸，可計算出選煤廠的小時處理量，把150萬噸/年帶入公式（4-1）計算可得：現規(guī)定入選原煤的水分為5%，則可計算出干燥基的原煤量和所帶水量為：干煤量： 4.2.2

4、預先篩分的計算預先篩分的篩孔為50mm，篩分效率直接取100% 計算即可。檢查性手選只揀出木塊、鐵器和少量的大塊矸石，因此經過檢查性手選，認為在數量和質量指標方面不變。本流程采用開路破碎流程（只有對入料的粒度有嚴格要求的時候才采取閉路破碎），經過破碎作業(yè)認為只有粒度上的變化，而破碎前后的數、質量不變。經過準備作業(yè)原煤的水分不變。查原煤篩分資料綜合表得：篩下物，篩下物數、質量的計算：篩上物數、質量的計算：4.2.3 選矸作業(yè)的計算本廠設計確定為檢查性手選，而檢查性手選只揀出木塊、鐵器和少量的大塊矸石，因此認為經過檢查性手選后，其數量和質量指標沒有改變。所以破碎機入料依然為原煤的數、質量指標，即：

5、4.2.4 破碎作業(yè)的計算本廠的破碎作業(yè)為開路破碎作業(yè)。經破碎后，認為只有粒度變化而破碎前后數、質量不變。篩分實驗破碎級的粒度特性，代表本作業(yè)的結果。4.3 主選作業(yè)的計算主選作業(yè)指的是重介旋流器分選的有關計算，它是選煤過程中最重要的環(huán)節(jié)，也是流程計算中的一個重點。4.3.1 旋流器入料及產品預測的計算（1） 入料組成的計算三產品無壓旋流器的入料為準備作業(yè)完成后的煤流，可以看做與毛煤的數質量相同。其入料組成為500mm 粒級煤以及入料中的500.5mm 粒級含量的7% 次生煤泥。因為在旋流器的分選過程中0.5mm 粒級的煤泥是不參與分選而作為懸浮液組成的一部分，所以必須計算出0.5mm 粒級的

6、煤泥含量。次生煤泥的量占旋流器入料除去帶入的煤泥為100% 后的7% （從原煤破碎自然綜合表可以看出原煤中小于0.5含量為9.36%，在10%范圍內，取7%）。次生煤泥百分率見表4-1：表4-1 次生煤泥百分率選煤方法煤類原煤中小于0.5mm粒級的含量/%2020-1515-1010不分級選煤肥、焦、瘦10-129-107-85-7其他煤種7-86-75-63-4旋流器入料組成計算見表4-2：表4-2 旋流器入料的組成計算Q t/h占全樣 %灰分 %旋流器入料269.89100.0025.97入料中帶入煤泥25.269.3618.96次生煤泥17.116.3426.69其中入料中煤泥數質量見表

7、4-3：表4-3 旋流器入料中煤泥數質量rAdQ原生煤泥9.3618.96浮沉煤泥3.9227.82次生煤泥6.3426.69總計19.6223.2352.95參與分選的物料煤時除去表的煤泥的量，數量上用旋流器入料的總量減去0.5mm 含量即可，灰分可通過加權平均的方法求得。結果見表4-4：表4-4 旋流器入料中500.5mm 含量rAdQ占全樣精煤56.7410.90123.0880.38中煤31.0236.2067.29矸石12.2475.3426.56總計10026.64216.94（2） 分選指標的選取分選指標的選取的目的是使得全廠的精煤產率最大。根據等灰分原則，根據要生產精煤的等級（

8、即精煤的灰分）在全部原煤即500mm 粒級的可選性曲線上取得的基元灰分邊界灰分，然后根據等灰分原則在重介旋流器的入料實際參與分選的500.5mm 粒度可選性曲線上可取得一系列指標。此時可保證全廠精煤產率的最大化。（3） 原煤500mm 可選性曲線的繪制及邊界灰分的選取原煤500的浮沉綜合可以由原始資料中500.5mm 的浮沉組成、原聲煤泥的浮沉組成和浮沉煤泥浮沉組成三個表綜合得到。而原始資料中沒有給出浮沉煤泥的浮沉組成，認為其密度組成和原生煤泥的組成相同，然后通過校正灰分的方法進行調整。校正方法同表2-11和表2-13中的校正方法。原生煤泥和浮沉煤泥校正浮沉表見表4-5：表4-5 原生煤泥和浮

9、沉煤泥綜合浮沉校正表密度級占全樣校正前產率校正校正后占本級灰分占本級灰分1.31.9120.403.99-2.3118.083.991.3-1.43.1934.118.80-3.8730.258.801.4-1.51.5016.0317.65-1.8214.2117.651.5-1.60.818.6524.83-0.987.6724.831.6-1.80.656.9733.13-0.796.1833.131.81.3013.8856.649.7623.6456.64合計9.36100.0018.960.00100.0023.23原煤500mm 粒級的浮沉表，結果見表4-6：表4-6 500mm

10、 浮沉實驗綜合表500.50.50500占全樣灰分占全樣灰分占全樣占本級灰分14.125.461.913.9916.0316.685.2829.0711.203.198.8032.2633.5810.9714.8020.601.5017.6516.3016.9620.337.5229.430.8124.838.338.6728.996.3641.100.6533.137.017.2940.3614.8575.381.3056.6416.1516.8173.8786.7226.649.3618.9696.08100.0025.89根據表4-6可得原煤500mm 粒級可選性曲線，并在該表上根據所需

11、生產的精煤的灰分可以得出整個作業(yè)的分選邊界灰分。曲線見圖4-2：圖4-2 原煤500mm 粒級可選性曲線因為生產中的要求精煤灰分11%，然后從圖4-2可得邊界灰分為22%。（4） 旋流器入料的可選性曲線的繪制及分選指標的選取旋流器入料量除去其中所有煤泥后可得參與分選的500.5mm 粒級的數質量，并通過原煤500.5mm 的浮沉表校正可得該入料中500.5mm 粒級的浮沉組成。根據表2-9可得旋流器入料500.5mm 可選性曲線，并通過等邊界灰分原則選取一系列指標，如圖4-1：圖4-1 旋流器入料中500.5mm 可選性曲線由上圖得出：旋流器一段理論分選密度為1.465 g/ml，含量為36%

12、，根據表3-2，評定其為難選煤。注：當分選密度1.7 g/ml時，除去2.0 g/ml的含量計算作為100% 來計算的含量來評價煤的可選性的好壞。（4） 旋流器分選產品的預測按照我國的統(tǒng)計資料及經驗，理論分選密度與實際分選密度有一定差值，其差值見表4-7.表中差值對于中煤段取負值，對于矸石段取正值乘以2。表中的密度差值是概略的，如果發(fā)現所不確定的指標不合適，可以重新選擇。g·cm-3表4-7 實際與理論分選密度差值含量10.010.1-20.020.1-30.030.1-40.040.0可選性等級易選中等可選稍難選難選極難選密度差值范圍/ g·cm-30-0.040-0.0

13、50-0.060.02-0.080.04-0.10為了計算的方便，本設計中旋流器產品預測采用公式法計算產品的分配率，見公式（4-2）： （4-2）式中：分配率實際分選密度每一密度級的平均密度可能偏差又根據資料，重介質旋流器一段分選的可能偏差取0.03，二段分選的可能偏差取0.06。精煤段：=1.445 g/cm3，E =0.03矸石段： =2.05 g/cm3,E=0.06帶入公式（4-2），得到表4-8數據：表4-8 無壓給料三產品重介質旋流器產品設計指標計算表密度級占本級灰分二段分配率產率灰分精煤產率精煤灰分矸石分配率矸石產率矸石灰分中煤產率中煤灰分1.316.285.460.010.00

14、5.4616.285.460.000.005.460.005.461.31.433.5211.202.991.0011.2032.5211.200.000.0011.201.0011.201.41.517.0620.6054.569.3120.607.7520.600.000.0020.609.3120.601.51.68.6829.4397.918.4929.430.1829.430.010.0029.438.4929.431.61.87.3341.1099.997.3341.100.0041.100.160.0141.107.3241.101.817.1375.38100.0017.137

15、5.380.0075.3871.4112.2375.384.9075.38總計100.0026.6443.2656.7410.9012.2475.3431.0236.20根據表4-8可得旋流器入料中500.5mm 粒級在產品中的分配，結果見表4-9（均為干燥基）：Ad表4-9 三產品無壓旋流器入料500.5mm 在產品中的分配產品占本級AdQ占全樣精煤56.7410.90123.0880.38中煤31.0236.2067.29矸石12.2475.3426.56總計100.0026.64216.944.3.2 工作懸浮液的各項指標的計算（1） 工作懸浮液指標的確定工作懸浮液的密度取決于分選密度，

16、對于塊煤重介不存在強烈的上升或是下降液流的影響，可以認為工作懸浮液的密度等同于分選密度；對于重介旋流器工作懸浮液的密度低于分選密度?？蓮?1.445 g/cm3得到懸浮液的密度=1.42 g/cm3。工作懸浮液是由入選原煤帶入懸浮液（煤泥和水）和循環(huán)懸浮液共同組成的，其中循環(huán)懸浮液的量可根據經驗指標進行選取，本次設計選取4.0m3/t煤，并根據旋流器入料中的500.5mm 粒級的干燥基量確定最終的循環(huán)懸浮液的量。入料帶入的煤泥量和水量由預先脫泥篩的篩上物即旋流器入料的數質量和水分的大小進行確定。并根據經驗選取懸浮液固體中煤泥的含量為45%，磁性物的含量為55%時，即可保證懸浮液的穩(wěn)定性。（2）

17、 懸浮液指標的計算工作懸浮液中的磁性物的密度為4.50 g/ml，煤泥的密度需根據煤泥的組成，即根據旋流器入料中的煤泥的數質量再由原煤原生煤泥的浮沉組成表校正該煤泥的密度組成，然后經過各密度級加權平均的方法即可得到該煤泥的密度。通過計算可知，懸浮液中煤泥的平均密度為1.47 g/ml。懸浮液總量的計算見公式（4-3）： （4-3）式中：旋流器入料的水分，%；旋流器入料，t/h；旋流器入料干原煤量，t/h；旋流器入料帶入水的體積，m3/h；旋流器入料帶入煤泥，t/h；旋流器入料帶入煤泥水體積，m3；旋流器入料中-0.5mm煤泥含量；非磁性物煤泥的真密度，g/c；根據公式（4-3）可以計算出工作懸

18、浮液的總量，結果見表4-10：表4-10 懸浮液總量的計算5.00 284.09 269.89 14.20 52.95 1.47 19.62 50.231079.561129.79工作懸浮液中固體物的密度計算公式： （4-4）式中：工作懸浮液中固體物密度，g/cm3；懸浮液中非磁性物煤泥真密度，g/cm3；懸浮液中磁性物密度，g/cm3；懸浮液中磁性物煤泥含量，%；懸浮液中非磁性物煤泥含量，%；其中，與可先取50%，然后計算出值，根據工作懸浮液的密度計算公式，解得固體容積濃度，由于值最大不得超過35%，根據比較適當選取與。懸浮液中非磁性物與磁性物體積含量的計算見公式（4-5）： （4-5）式中

19、：懸浮液中水的體積含量，%；懸浮液中非磁性物體積含量，%；懸浮液中磁性物體積含量，%；工作懸浮液中各項指標的計算見公式（4-6）： （4-6）式中的、分別為工作懸浮液單位體積中固體、磁性物、非磁性物和水的含量，t/m3。根據上述的懸浮液指標的計算方法，可計算得工作懸浮液的各項指標，結果見表4-11：表4-11 工作懸浮液各項指標2.331.474.5045.0055.0031.471.420.730.400.330.69830.06456.54373.53774.234.3.3 工作懸浮液在產品中的分配的計算在分選過程中工作懸浮液要不斷地隨著產品的排出而排出，計算懸浮液在產品中的分配是介質計算

20、中的重要環(huán)節(jié)。（1） 計算說明密度選取原則：關于實際分選密度與工作懸浮液密度的區(qū)別：對于三產品無壓給料旋流器，已知其分選密度，可根據分選密度與工作懸浮液密度的關系，查出工作懸浮液的密度。對于三產品無壓給料旋流器來說，隨精煤產物排出的懸浮液密度比入料懸浮液低0.10.2，根據隨精、中、矸各產品排出排出的懸浮液的體積比為6:3:1可計算出第二段懸浮液的密度。由“磁性加重質懸浮液的密度與底流和溢流密度之間的關系”曲線圖，查得隨中煤排出懸浮液的密度。根據隨中、矸各產品排出的懸浮液的體積比為3:1可計算出隨矸石排出的懸浮液密度。（2） 根據以上敘述可有如下計算過程： （4-7）注：對于末煤重介選，底流懸

21、浮液中的磁性物含量比入料高5%15%。式中：隨精煤排出懸浮液中水的量，t/h；隨中煤排出懸浮液中水的量，t/h；隨矸石排出懸浮液中水的量，t/h；隨精煤排出懸浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；隨中煤排出懸浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；隨矸石排出懸浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；隨精煤排出懸浮液中磁性物煤泥的量，t/h；隨中煤排出懸浮液中磁性物煤泥的量，t/h；隨矸石排出懸浮液中磁性物煤泥的量，t/h；隨精煤排出懸浮液的體積，m3/h；隨中煤排出懸浮液的體積，m3/h；隨矸石排出懸浮液的體積，m3/h；隨精煤排出懸浮液的質量，t；隨中煤排出懸浮液的質量，t；隨矸石排出懸浮液的質量，t；上述公式建

22、立在煤泥質量平衡、水量平衡和介質平衡的基礎上，只有這樣才能達到懸浮液的平衡。根據上述計算方法得出計算結果見表4-12：表4-12 懸浮液在產品中的分配精煤1.27425.83186.76248.30677.87860.90中煤1.49269.22130.74106.19338.94506.14矸石2.1079.1856.03102.04112.98237.26小計1.65348.41186.76208.23451.91743.40總計1.42774.23373.53456.541129.791604.304.3.4 產品脫介的計算（1） 根據已確定的流程，第一次脫介為預先脫介，采用弧形篩，由經

23、驗取精煤段脫介量為入料懸浮液的80%，中煤段為70%，矸石段為60%。經過弧形篩的工作懸浮液的性質不變。第二次脫介采用直線振動篩，前1/3段脫除的是合格介質，懸浮液的性質不變；后2/3段脫出的為稀介質，全部進入磁選機進行磁選回收精礦，要加兩道噴水，第一道用循環(huán)水，第二道用清水或澄清水，兩者的用量比為2:1.脫除的介質量一般用經驗指標法。指標的選取見表4-13：表4-13 脫介篩產品進入稀介段帶磁性物數量指標品種粒度，mm磁性物數量，kg/t大塊煤5010中塊煤13（25）5020末煤13（25）50按照經驗指標的計算方法，物料由脫介篩合格介質段進入噴水的稀介質段時，該物料表面所帶走的磁性數量N

24、的經驗指標見表4-13,。根據經驗，對于500.5mm粒級入選的作業(yè)，一般取40kg/t。產品帶入稀介質段懸浮液的體積為： （4-8）式中：產品帶入稀介段的懸浮液的體積，m3；脫介篩產品進入稀介段所帶磁性物數量指標，kg/t；產品的數量，t；進入直線振動篩的懸浮液的單位體積的固體重量，t/m3；進入直線振動篩的懸浮液的磁性物含量，t/m3；注：磁性物與非磁性物的含量之和為1.根據上述公式，可計算出各產品脫除懸浮液的各個指標，見表4-14：表4-14 重選后脫介各項指標計算表弧形精煤脫介348.06198.64149.41340.66542.30中煤165.8474.3391.51188.462

25、37.26矸石94.8461.2333.6247.5167.791/3脫介精煤78.3944.7433.6576.72122.13中煤65.0729.1635.9173.9493.09矸石61.5839.7621.8330.8544.02后2/3脫介精煤8.524.863.66238.70243.66中煤5.932.663.2795.8997.62矸石1.631.050.5835.6135.95（2） 要計算脫介篩第二段脫除的介質的量即稀介質量必須要求得經過脫介篩后產品帶走的懸浮液的量，產品帶走磁性物數量的指標可按表4-15選?。罕?-15 產品帶走磁性物數量指標品種粒度，mm磁性物數量，kg

26、/t大塊煤500.20.3中塊煤13（25）500.30.4末煤13（25）0.50.7對于500.5mm粒級的原煤，認為產品帶走磁性物數量為0.5kg/t。通過表4-15中關于產品帶走磁性物的量，可以計算出其他指標，計算公式見（4-9）： （4-9）式中產品帶走的磁性物重量，t/h；產品帶走的非磁性物重量，t/h；產品帶走的磁性物和非磁性物之和，t/h；品帶走的磁性物的數量指標，kg/t；產品數量，t；懸浮液磁性物含量，t/m3。注：磁性物與非磁性物的含量之和為1。經稀介段脫介后產品所帶走的磁性物數量M可按經驗數據進行選取，對于500.5粒級進行入選的作業(yè)一般取0.5kg/t左右。經過脫介的

27、產品的水量指標為：經過脫水篩的精煤水分為11%，中煤15%，矸石16%。其他過程按水量、煤泥和介質量的平衡計算即可。根據以上的敘述方法，可得產品帶走的懸浮液的各個指標，結果見表4-16：表4-16 產品帶走懸浮液的各項指標塊精煤49.240.010.030.014.874.880.309.00末精煤73.840.040.080.0311.0311.070.6013.00中煤67.290.030.080.0411.8811.910.5015.00矸石26.560.010.020.015.065.070.5016.004.3.5 精煤離心機的計算由于篩面磨損等原因，離心機不僅脫除0.5mm的煤泥，

28、還脫除了一些稍大于0.5mm的粗煤泥，為了計算方便，認為離心液中只含有0.5mm的煤泥，進入離心液的煤泥占入料中煤泥的50%，而且精煤所帶走的磁性物全部進入離心液。經離心機脫水后的產品水量取7%，計算結果見表4-18：表4-18 精煤離心機產品各項指標入料73.8411.0322.8110.910.040.03末精煤68.695.1721.2210.760.000.02溢流5.155.861.6012.930.040.024.3.6 分流量的計算介質過程必須考慮分流，因為入料中不斷的帶入煤泥，使介質的非磁性物的數量不斷的增加，有時入料帶來過多的水分，還有時因為介質流程的缺點，使細煤泥的加重質逐

29、漸流失，造成工作懸浮液的性質改變。為了保持穩(wěn)定的分選密度，必須嚴格控制補加濃介質量和補加水量，合理調整分流量，保持懸浮液處于穩(wěn)定的平衡狀態(tài)。本設計中只在精煤弧形篩脫除的懸浮液下設分流。重介質選煤過程中，進入懸浮液系統(tǒng)中的煤泥有兩部分：由原料煤帶入的原生煤泥和在分選過程中產生的次生煤泥。從懸浮液系統(tǒng)中排出的煤泥有：產品帶走的煤泥，稀介質和分流進入磁選機以尾礦形式排出的煤泥。按照數質量進出平衡原則，二者應達到一種動態(tài)平衡。即入選原煤帶入的煤泥+產生的次生煤泥=產品帶走的煤泥+磁選尾礦排出的煤泥。根據煤泥平衡的原理建立公式（4-10）： (4-10)式中：分流懸浮液的固體量，t/h；入選原煤帶入的煤

30、泥，t/h；分選過程中產生的次生煤泥，t/h；精煤脫介篩下稀介質和精煤離心機離心液中的磁性物量，t/h；中煤脫介篩下稀介質中的磁性物量，t/h；矸石脫介篩下稀介質中的磁性物量，t/h；精煤脫介篩下稀介質和精煤離心液中的煤泥量，t/h；中煤脫介篩下稀介質中的煤泥量，t/h；矸石脫介篩下稀介質中的煤泥量，t/h；精煤帶走的煤泥量，t/h；中煤帶走的煤泥量，t/h；矸石帶走的煤泥量，t/h；磁選精礦中的磁性物含量，%；分流懸浮液的煤泥含量，%；磁選效率，取99.80%。公式4-10中的指標可從本章中對應的表格中查取，其結果見表4-19：表4-19 分流計算數據269.8935.8417.1113.2

31、86.3495.0042.934.912.661.053.683.270.580.040.040.0199.805.25114.67把表4-19中數據帶入公式（4-10），可計算出分流的懸浮液固體量，又可算出分流懸浮液的各個指標（分流懸浮液和精煤段合格介質性質相同），計算結果見表4-20：表4-20 分流懸浮液的指標114.670.6465.4449.22112.23178.66542.300.33表4-20中為精煤段弧形篩所脫除的懸浮液的體積，為分流率即分流的體積占精煤弧形篩脫除的介質的體積的大小。從表4-20中可以看出，分流率很小，也就說分流的懸浮液的量也很小，原因是原煤進入旋流器分選前已

32、經預先脫泥，帶入的煤泥的量相對要小，導致分流的量較小。4.3.7 磁選作業(yè)的計算磁選的目的是保證懸浮液中的非磁性物即煤泥的含量穩(wěn)定，將帶入煤泥量按相同的速度不斷地排出，達到凈化懸浮液的目的。一般凈化懸浮液的量占工作懸浮液量的比例不大于10%20%，在正常的情況下磁選效率一般可達到=99.80%，故磁選物在磁選精礦中的重量為Gf'=Gf×，通常磁選精礦中的磁性物的數量和磁選精礦懸浮液的密度在設計中是預先確定的，一般取=2.0g/cm3，=95%。計算公式見（4-11）： （4-11）式中：單位體積懸浮液的水量，t/m3。磁選精礦單位體積固體含量，t/m3。其余符號意義與公式（4

33、-6）相同。磁選尾礦的量由懸浮液數質量平衡原理計算出來即可。經磁選機磁選后的懸浮液的性質是相同的，直接綜合計算即可，磁選機入料見表4-21。表4-21 磁選機入料的計算Adc精煤140.0399.1740.86442.75381.0721.002.001.47中煤77.6052.9724.63145.93114.0724.842.001.47矸石1.631.050.5835.9535.6123.232.001.47根據表4-21及公式（4-11），可計算得經過磁選后的精礦和尾礦的指標，結果見表4-22：表4-22 磁選精礦和尾礦數質量表Adff精煤精礦104.1898.975.2178.645

34、3.1123.2399.8095.004.50精煤尾礦35.850.2035.65364.11327.9620.6899.8095.004.50中煤精礦55.6552.872.7842.0128.3723.2399.8095.004.50中煤尾礦21.950.1121.85103.9285.7025.0599.8095.004.50矸石精礦1.101.050.060.830.5623.2399.8095.004.50矸石尾礦0.520.000.5235.1235.0523.2399.8095.004.504.3.8 介質系統(tǒng)補加水和介質的計算把進入合格介質桶的懸浮液的磁性物含量和磁選精礦中的磁

35、性物含量之和與工作懸浮液中的磁性物含量的差值作為要補加的介質量，水量的計算與此相同。所需補加的非磁性物的量即煤泥的量一定是和原煤入料所帶入的煤泥量相同的，這才能維持懸浮液性質的穩(wěn)定。此計算過程自詡將脫介和磁選環(huán)節(jié)懸浮液數質量相綜合即可。要計算補加到合格介質桶的水和介質的量，必須計算出整個作業(yè)環(huán)節(jié)中返回到合格介質桶的懸浮液的數質量，根據流程，返回合格介質桶的懸浮液有弧形篩、脫介篩曬下的合格介質以及磁選精礦，綜合結果見表4-23：表4-23 返回合格介質桶的懸浮液各項指標776.75456.17320.59685.48返回到合格介質桶的懸浮液的各項指標，與工作懸浮液的各項指標的差值即可求得需補加的

36、水、介質及煤泥的量，其中補加介質的量為產品帶走和損失在磁選尾礦中的煤泥量的綜合，補加煤泥的量即為旋流器入料中帶入的煤泥量。4.4 粗煤泥回收作業(yè)的計算根據流程，粗煤泥回收作業(yè)主要有煤泥重介質旋流器、精煤泥脫水回收、中煤泥脫水回收等環(huán)節(jié)。4.4.1 煤泥重介質分選的計算利用兩產品重介質旋流器對粗煤泥進行回收是當前比較成熟的煤泥回收技術，也是在選煤廠中應用較為廣泛的煤泥回收流程之一。（1） 0.50mm可選性曲線的繪制及邊界灰分的選取原生和浮沉煤泥校正浮沉表見表4-24：表4-24 原生煤泥和浮沉煤泥綜合浮沉校正表密度級占全樣校正前產率校正校正后占本級灰分占本級灰分1.31.9120.403.99

37、-2.3118.083.991.31.43.1934.118.80-3.8730.258.801.41.51.5016.0317.65-1.8214.2117.651.51.60.818.6524.83-0.987.6724.831.61.80.656.9733.13-0.796.1833.131.81.3013.8856.649.7623.6456.64合計9.36100.0018.960.00100.0023.23根據原煤小篩分資料表2-5，通過校正得0.250mm浮沉資料綜合，見表4-25：表4-25 原煤0.250mm粒級浮沉校正表密度級占全樣校正前產率校正校正后占本級灰分占本級灰分1

38、.31.9120.403.99-2.5217.883.991.31.43.1934.118.80-4.2129.908.801.41.51.5016.0317.65-1.9814.0517.651.51.60.818.6524.83-1.077.5924.831.61.80.656.9733.13-0.866.1133.131.81.3013.8856.6410.6424.5156.64合計9.36100.0018.960.00100.0023.61將表4-24和表4-25綜合可得到原煤0.50.25mm粒級的浮沉表，結果見表4-26：表4-26 原煤0.50.25浮沉校正表密度級占全樣校正前

39、產率校正校正后占本級灰分占本級灰分1.31.9120.403.99-0.8619.533.991.31.43.1934.118.80-1.4432.678.801.41.51.5016.0317.65-0.6815.3517.651.51.60.818.6524.83-0.378.2924.831.61.80.656.9733.13-0.296.6733.131.81.3013.8856.643.6317.5156.64合計9.36100.0018.960.00100.0020.55（2） 煤泥旋流器入料的可選性曲線的繪制及分選指標的選取煤泥旋流器入料量是粒度為0.5mm以下的所有煤泥，但是由

40、于極細粒煤泥在旋流器中并不參與分選，我們認為煤泥重介質旋流器有效分選的密度下限為0.25mm，根據0.50.25mm浮沉校正資料表4-26可得0.50.25mm粗煤泥的可選性曲線，如圖4-4：圖4-4 旋流器入料中0.50.25mm可選性曲線從上圖可以看出：旋流器理論分選密度為1.50g/ml，±0.1含量為24.2%，根據3-2，評定其為稍難選煤。注：當分選密度1.7g/ml時，除去2.0g/ml的含量計算作為100%來計算±0.1的含量來評價煤的可選性的好壞。（3） 煤泥重介旋流器分選產品的預測按照我國的統(tǒng)計資料及經驗，理論分選密度與實際分選密度有一定差值，差值對于中煤

41、段去負值，對于矸石段取正值乘以2,。密度差值是概略的，如果發(fā)現所不確定的指標不合適，可以重新選擇。為了計算的方便，本設計中旋流器產品預測采用公式法計算產品的分配率，見公式（4-2），又根據資料，重介質旋流器分選的可能偏差值取0.09。帶入分配率公式，得到旋流器分選出的精煤和中煤的數質量的大小，計算結果見表4-27：表4-27 煤泥重介質旋流器產品指標計算表密度級入料產率灰分中煤分配率產率灰分精煤產率灰分1.319.533.992.820.553.9918.983.991.31.432.678.8015.335.018.8027.678.801.41.515.3517.6538.035.8417

42、.659.5117.651.51.68.2924.8367.535.6024.832.6924.831.61.86.6733.1392.856.1933.130.4833.131.817.5156.6499.9417.5056.640.0156.64總計100.0020.5540.6936.4959.319.62根據公式可計算出隨煤泥重介溢流與底流排出的懸浮液的各項指標，見表4-28：表4-28 煤泥中介旋流器排出懸浮液指標計算表Ad精礦1.36136.5432.0494.27193.289.89126.323.5822.05尾礦1.8618.1921.3650.3248.326.6071.6

43、92.4525.094.4.2 粗精煤泥回收和脫水計算（1） 水力旋流器的計算弧形篩的脫水計算和戶型脫介篩的計算相同，因為篩孔的尺寸較小，脫水效率要比脫介弧形篩的脫介效率低，本設計中取75%，即0.25mm粒級煤泥70%成為篩下物，產品所帶水量75%成為篩下物，而且篩下物為100%的0.25mm粒級的顆粒。因為顆粒較細，粗精煤離心機的產品的水分選取16%，并假設精煤離心機入料中的0.25mm是煤泥50%進入離心液，50%被粗精煤泥帶走，而且離心液液100%的0.25mm的煤泥，計算結果見表4-29：表4-29 分級旋流器的各項指標計算Ad分級旋流器入料35.65327.9611.0120.68

44、溢流21.39196.786.6123.61底流14.26131.184.4016.27（2） 弧形篩脫水計算表4-30 煤泥重介旋流器排出懸浮液指標計算表Ad弧形篩段入料14.26131.184.4016.27篩上10.2732.803.1713.42篩下3.9998.391.2323.61離心機段粗精煤9.411.792.9112.49溢流水0.8631.000.2623.614.5 煤泥水處理作業(yè)的計算煤泥水處理作業(yè)主要指浮選、浮選產品脫水及煤泥水凈化等作業(yè)的計算。其中礦漿準備器入料的數質量與進入浮選機的數質量相同，因此不予計算說明。4.5.1 浮選產品的預測本設計中浮選環(huán)節(jié)主要處理0.

45、250mm粒級的煤泥，因為在很多的選煤廠都設有粗煤泥回收作業(yè)，進入浮選的煤泥的粗顆粒的量很少，不僅可以減少浮選作業(yè)的負荷，同時減少了粗煤泥在浮選環(huán)節(jié)的損失。浮選入料為粗煤泥回收作業(yè)的弧形篩和高頻振動篩篩下物，在原煤原始資料中缺少關于煤泥分步釋放的有關數據，只能通過其密度組成來達到預測產品的數質量。認為浮選入料0.250mm粒級的密度組成和原生煤泥浮沉組成是相同的，然后通過校正其灰分進行調整。原生煤泥浮沉組成見表2-13，灰分校正方法也與表2-13相同。結果見表4-31：表4-31 浮選入料0.250mm粒級煤泥浮沉校正表密度級占全樣校正前產率校正校正后占本級灰分占本級灰分1.31.9120.403.99-2.5217.883.991.31.43.1934.118.80-4.2129.908.801.41.51.5016.0317.65-1.9814.0517.651.51.60.818.6524.83-1.077.5924.831.61.80.656.9733.13-0.866.1133.131.81.3013.8856.6410.6424.5156.64合計9.36100.0018.960.00100.0023.61根據表4-31中0.250mm浮沉組成可繪制其可選性曲線，見圖4-5：圖4-5 浮選入料0.250mm可選性曲線根據原煤500mm可