最全的矿物加工工程课程设计

辽宁工程技术大学课程设计
1 设计条件及设计任务
1.1 选煤厂类型及工作制度
矿井型炼焦煤选煤厂，年生产能力1.8Mt/a，每年工作330天，二班生产一班检修，每天选煤16h，主要供发电厂和民用。

1.2 煤层及煤质条件
开采甲乙两层煤，按固定比例混合入选，粒度和密度组成见筛分和浮沉试验结果表，煤层系数=35/65。

1.3 煤质资料综合计算
1.3.1 筛分资料综合
1）分别将甲、乙煤层筛分试验结果表计算完毕。

2）按自己的煤层分配系数将甲、乙两煤层筛分试验综合成一个“两层煤筛分试验结果综合表”。

3）根据“两层煤筛分试验结果综合表”完成“两层煤+50mm破碎级筛分试验结果综合表”。

4）完成“两层煤破碎级与自然级筛分试验结果综合表”。

1.3.2 浮沉资料综合
1）分别完成“甲煤层自然级筛分浮沉试验报告表”和“甲煤层破碎级筛分浮沉试验报告表”计算。

2）完成“甲煤层自然级与破碎级浮沉试验综合表”计算。

3）分别完成“乙煤层自然级筛分浮沉试验报告表”和“乙煤层破碎级筛分浮沉试验报告表”计算。

4）完成“乙煤层自然级与破碎级浮沉试验综合表”计算。

5）完成“两煤层50~0.5mm级浮沉试验综合表”计算。

1.3.3 煤的可选性评定。

根据“两煤层50~0.5mm级浮沉试验综合表”完成“产率、灰分、浮沉物及邻近物密度组成表”（例表见选矿学P279页），并根据此表绘制出原煤可选性曲线。

根据拟定精煤灰分（）和矸石灰分（），分别求出精煤、中煤和矸石的产率和灰分，精煤和中煤分界灰分，理论分选密度和对煤的可选性做出评定。

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1.3.4 选煤方法及产品定位
根据原煤种类，参照各工业分析指标及原煤筛分资料确定选煤产品的主要用途，并阐述其确定理由。

根据原煤料度组成和不同灰分指标下各产物产率，采用比选方法确定出选煤产品结构方案。

要求拟定三个以上预选方案，根据不同种类、不同灰分煤炭产品销售基价，结合不同质量情况下的产品产率，求出最优方案。

最后根据所选方案做出选煤产品理论平衡表。

产品结构方案论证方法：
预选2~3个不同工艺结构的选煤方法，设为方案A，方案B，和方案C。

根据所确定出的产品用途，确定出高中低三种不同灰分精煤产品，定为方案I，方案II，方案III。

最高、最低和灰分间隔大小视煤种和浮、沉物产率综合确定。

上述方案可组六个不同结构的备选方案：
方案AI；方案AII；方案AIII；方案BI；方案BII；方案BIII。

或方案IA；方案IB；方案IIA；方案IIB；方案IIIA；方案IIIB。

1.3.5 工艺流程制定
根据煤的品种、用途和可选性，从原煤准备开始，制定出完整选煤工艺流程，画出工艺流程图，并对主要工艺流程确定进行说明。

1.3.6 工艺流程计算
根据所制定出的工艺流程，对各个作业进行数质量计算。

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2 煤质资料综合与分析
2.1 筛分资料综合与分析
2.1.1 筛分试验资料审查，综合与灰分校正
对原始大筛分资料的数据和结果进行审查，将错误的数据和结果改正过来，然后根据入选比例将所有入选煤层大筛分资料综合成一个结果。

当原煤最大粒度大于入选上限，对大于入选上限的煤需要进行破碎后入选时，须对破碎级那部分煤的筛分试验资料进行综合。

对于缺少大于入选上限煤的破碎筛分资料时，则假设破碎后的粒度组成与同煤层原煤自然级粒度组成相同，各粒度级灰分用大于入选上限灰分进行校正。

综合过程简单叙述如下：
对于自然级来说，确定各层煤在入厂（选）原煤中所占的百分数表2-3中，。

%100%,65%,352121=+===K K K K K 。

将各层煤占本层煤的粒度级别分别换算成占入厂（选）原煤的百分数
100i K ⨯Γ=
入入γ
%
%,%
层的百分数，各层煤某一粒级占本煤分数，某层煤占入厂原煤的百百分数级换算成占入选原煤的入选的各层煤中某一粒入入入--Γ----K γ
如表2-3中第4栏和第7栏。

将占全样各个数值按等粒级相加，即得原煤各粒级的含量γ。

如表2-3中7410γγγ+=综合后各粒度级的灰分用加权平均法计算，例如，表2-3中，第11栏各行为
10
8
75411γγγA A A ⨯+⨯=
对于破碎级来说，从表2-3中，可以确定破碎级各煤层在入厂原煤中所占的百分数如2-2中，%90.26%,45.19%,45.72121=+===K K K K K 。

然后将破碎级资料用同样的方法换算成占入选原煤的百分数进行综合，将自然级和破碎级的数量和灰分进行综合，其结果填入表2-7中。

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表2-1 甲煤层筛分试验结果表
Tablet.2-1 size consist of raw coal for first coal bed
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表2-2 乙煤层筛分试验结果表
Tablet.2-2 size consist of raw coal for second coal bed
：Mt/a炼焦煤选煤厂课程设计表2-3 两层原煤筛分试验结果综合表
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表2-4 甲层破碎筛分试验结果表
Tablet.2-4 size consist of raw coal for first coal bed
表2-5 乙层破碎筛分试验结果表
Tablet.2-5 size consist of raw coal for second coal bed
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表2-6 甲、乙两层原煤+50mm破碎级筛分试验结果综合表
综合（K＝26.90 %）
Tab. 2-7 A two-tier level of coal crushing and screening natural-scale
comprehensive test results
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综 合
2.1.2 筛分资料综合结果分析
根据筛分资料综合结果绘制入选原煤粒度曲线，对粒度组成，物理和化学特性及对选煤产品结构的影响程度做出详细评价。

筛孔尺寸
累计产率%
图2-1 粒度特性曲线
Figure 2-1 granularity characteristic curve
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2.2 浮沉资料综合与灰分校正
2.2.1 浮沉资料综合
浮沉试验资料综合的原则与方法和筛分资料相似，是按等密度级综合的原则进行。

简单叙述如下：
1） 将自然级、破碎级中各密度级所占本级质量百分数换算成占全样的质量百分数，然后按等密度级相加得该煤层自然级和破碎级0.5~50mm 的综合浮沉质量百分数，如表2-8、表2-9、表2-10和表2-11中第3栏、第6栏、第9栏、第12栏和第15栏。

综合的密度级的灰分用加权平均法求出。

151296318γγγγγγ++++=
18
16
151312109764320γγγγγγA A A A A A ⨯+⨯+⨯+⨯+⨯=
2） 将占本层全样第18栏换算成占入选全样第19栏，其比列分别从表2-3中得出。

3） 将本层自然级和破碎级进行综合，只要将自然级和破碎级分别综合后的总量进行综合即可。

见表2-12、表2-13。

4） 将两层煤的自然级和破碎级分别综合得到浮沉资料见表2-14。

2.2.2 浮沉资料的灰分校正
浮沉资料的校正通常用调出量法。

校正的基准为筛分综合表中的相应粒级综合校正灰分值为准。

注意煤泥灰分不校正，则浮筛A A -=∆
式中 ∆--灰分校正系数，此值可正、可负，%
筛A --筛分表中参加浮沉各粒级的综合校正灰分减去综合浮沉表中浮沉煤泥的灰分，%
浮A --综合浮沉表中各密度级累计灰分（去泥），%
而 16.3619
.130.9048
.2619.130.9003.36=-⨯-⨯=
筛A %
浮A =36.34%
%2.0%18.034.3616.36<-=-=-=∆浮筛A A
校正前后的灰分仍为除去浮沉煤泥的灰分，但其方法假定各密度级灰分不变，调整各密度级质量百分数。

即，
1） +1.8kg/L 密度级质量百分数增加x%，同时相应减少-1.8kg/L 密度级的质量百分数x%，其总质量百分数仍为100%。

增减x%后，建立新的平衡关系如下筛A A x A x ⨯=⨯-Γ+⨯+Γ--++100)()(8.18.18.18.1 化简后，得：
)()(1008.18.1-+--=
A A A A x 浮筛
式中， x —校正值，%
筛A --筛分表中参加浮沉各粒级的综合校正灰分减去综合浮沉表中浮沉煤泥的灰分，%
浮A --综合浮沉表中各密度级累计灰分（去泥），%
8.1+A -- +1.8kg/L 密度级灰分，% 8.1-A -- -1.8kg/L 密度级灰分，%
而%79.18%,67.778.18.1==-+A A
%
31.079.1867.77)
34.3616.36(100-=--⨯=
∴x
2） 按校正值x 将大于+1.8kg/L 和-1.8kg/L 密度级的质量百分数进行调整。

考虑到x 应按比例分配到+1.8kg/L 和-1.8kg/L 各密度级中去则有：
x
x n
n
n 8
.18
.18
.18
.18.1'
8.1100%50.2931.081.29'+---++Γ-Γ-
Γ=Γ=-=+Γ=Γ
式中8.1'
8.1++ΓΓ、--分别为+1.8kg/L 密度级调整后和调整前的质量百分
数，%；
n n 8.18.1'
--ΓΓ、--分别为-1.8kg/L 密度级调整后和调整前的质量百分数，%。

如果+1.8kg/L 密度级别中，不止一个密度级，也参照-1.8kg/L 密度级的算法。

Tablet.2-8 float-sink test of first coal bed
Tablet.2-9 float-sink test of first coal bed
Tablet.2-10 float-sink test of second coal bed
Tablet.2-11 float-sink test of second coal bed
表2-13乙层煤自然级与破碎级浮沉试验综合表
Tab.2-13 Table of second layer of coal and natural-level drifting broken
Experiment
3 原煤可选性评定与工艺流程制定
3.1 可选性曲线评定与产品结构
根据“浮沉试验综合结果表2-14”的计算，做出入选煤层0.5~50mm粒级浮沉试验综合表”。

见表3-1。

表3-1 0.5-50mm粒级原煤浮沉试验综合表
Tab.3-1 Tables of two coal 0.5-50mm - Man Experiment
3.2 原煤可选性曲线的绘制
根据表3-1绘制出原煤可选性曲线。

其绘制方法如下:
由表3-1中2、3栏做出基元灰线(λ线)；
由表3-1中4、5栏做出浮物曲线(β线)；
由表3-1中6、7栏做出沉物曲线(θ线)；
由表3-1中8、9栏做出比重±0.1含量曲线(±0.1线)；
由表3-1中4、8栏做出密度曲线(δ线)。

可选性曲线
密度/
浮物产率%
沉物产率%
灰 分
/%
图3-1 入选煤层可选性曲线 Fig. 3- 1 Wash ability curve
3.3 选煤方法与工艺流程的制定
3.3.1 原则工艺流程制定
由于入选原煤为炼焦煤，对于冶炼产业的要求，精煤灰分不超过11.5%，而对于其它的炼焦煤，灰分不超过16.5%。

从图3-1可以看出原煤的可选性一般，属于难选煤；同时也看出矸石产量过高的缺点，所以精煤理论灰分确定为8%，10%，12%三个级别，对应的理论分选密度为1.33 g/cm 3、1.34 g/cm 3、1.41g/cm 3。

根据可选性曲线，确定出如下方案：例如方案1取精A =8.00%，根据可选性曲线，可查出浮物产率βγ=12.49%，临界灰分λ=10.00%，沉物产率
沉物γ=34.37%，理论分选密度δ=1.333-⋅cm g ，取矸石灰分矸石A =73%，矸石产
率矸石γ=34.37%，所以中煤产率矸石精煤中煤γγγ--=100=53.14%，
中A =
γγγ中煤
矸石矸石精煤精煤总⨯-⨯-⨯A A A 100=
14
.5337
.3400.7300.849.1216.36100⨯-⨯-⨯=18.95%
表2-2 三种方案对比方案：
方案一
灰 分 /%
沉物产率%
浮物产率%
密度/
方案二
灰 分 /%
沉物产率%
浮物产率%
密度/
方案三
灰 分 /%沉物产率%
浮物产率%
密度/
表3-3 产品结构及选煤方法综合比选表
Table 3-3 product mixes and the coal dressing method synthesis ratio chooses the
table
3.3.2 产品利润计算方法
总成本=年处理量×95.00元/吨
销售收入=年处理量×[精煤产率×精煤灰分基价（元）×煤种比价（%）+中煤产率×中煤灰分基价（元）×煤种比价（%）]
方案一：销售收入
=60 (
1800000=
12
%
⨯
.
⨯万元
⨯
107
⨯
+
⨯
⨯
49
112
500
%
60
61140
%)
%
14
.
%
1200
53
.
5.
方案二：销售收入
=80 27
(
101
.
%
32
1800000=
⨯
⨯
⨯万元
⨯
+
⨯
⨯
39
60
%
%)
81415
.
100
500
1200
%
5.
.
85
%
方案三：销售收入
=40 44
(
.
91
95
%
1800000=
.
⨯
⨯
+
⨯
⨯
⨯
⨯万
500
%
8.
60
%)
.
103505
50
80
1200
%
%
24
.
90
元
表3-4 炼焦用精煤等级划分及基本价格表（参考）
The Table 3-4 coking use the refined coal rank division and the basic price list
(reference)
表3-5 洗选煤等级划分及基本价格表
表3-6 选煤产品理论平衡表
Table 3-6 coal dressing product theory balance
3.3.3 工艺流程过程
根据方案比较确定本流程为混合入选流程。

首先对入选原煤进行动筛排矸，然后进入无压给料三产品重介旋流器，对选后的介质利用磁选回收，对于合格介质则直接进入合格介质桶再次循环利用。

对于选后的精煤和中煤产品利用离
心脱水机进行脱水，末精煤利用浮选工艺分选，尾煤直接压滤回收，剩余作为循环水再次利用。

精煤
中煤煤泥
原煤
图3-2 原则工艺流程图
Figure 3-2 principle flow chart
4 工艺流程数质量计算
4.1 原煤准备作业
因为该矿井型炼焦煤选煤厂设计生产能力为1.8Mt/a ，工作制度是每年工作330d ，二班生产一班检修，每天选煤16h ，主要供发电厂和民用。

所以该选煤厂的小时处理量Qi 按下面公式计算：
h t t T A Q i /91.340163301800000=⨯=⨯=
式中 Qi —选煤厂小时处理量，t/h ；
A —年生产能力，t/a ； T —年工作日数，d/a ； t —选煤厂日工作小时数，h/d 。

4.1.1 预先筛分作业
入料 %100
1=γ 91.34011==i Q Q γt/h %92.341=A 设筛分效率η=100%，则 筛下
%10.73503==-γγ
21.249%10.7391.34033=⨯==γi Q Q t/h
%27.31503==-A A
筛上
%90.26%10.73%100312=-=-=γγγ
70.9121.24991.340312=-=-=Q Q Q t/h
%
84.4490
.2627.3110.7392.34100233112=⨯-⨯=-=
γγγA A A
4.1.2 动筛排矸
95%排矸；筛上：
%55.8%95%94=⨯=γ
h t Q Q /15.29%55.891.340414=⨯=⨯
=γ
%48.814=A
筛下：
%35.1855.890.26425=-=-=γγγ
h
t Q Q Q /55.6215.2970.91425=-=-=
%77.2735
.1855.848.8190.2684.4455
4
422===
⨯-⨯⨯-⨯γγγA A A 4.1.3 破碎
选煤厂多用开路破碎作业。

经破碎后，认为只有粒度的变化，而破碎前后数量和质量不变。

%35.1856==γγ
h
t Q Q /55.6256==
%
77.2756==A A
最后得出入洗物料的数、质量：
%45.91%10.73%35.18367=+=+=
γγγ
h
t Q Q Q /76.311637=+=
%
57.3045
.9110.7327.3135.1877.277
33667
=⨯+⨯=⨯+⨯=γγγA A A
4.1.4 三产品旋流器
由于重介选的分配曲线比较接近正态分布积分曲线，所以横坐标采用δ的刻度，故E ’=E 。

E 值和分选密度的改变无关
)
(675
.0p δδ-=
E t
根据图3-1在精煤灰分为12.00%，矸石灰分为77.00%时三产品重介旋留器的理论分选指标为：中煤段1.41 3-⋅cm g ，矸石段1.823-⋅cm g 。

从图3-1可查出δ±0.1含量为难选。

所以根据资料可定实际分选密度为矸石段1.923-⋅cm g ，中煤段1.363-⋅cm g ，取矸石段E=0.05，中煤段E=0.05。

1） 分选指标的计算
由可选性曲线可知，当精煤灰分为12%时，理论分选密度为
31/41.1cm g o p =δ，32/82.1cm g o p =δ，可选性为难选。

用书中表4-5确定实际分选密度为31/36.1cm g p =δ，32/92.1cm g p =δ。

按书中表4-3三产品重介质旋流器，取中煤段05.0,05.021==E E 矸石段。

每个密度级取密度的平均值。

用近似公式计算t 值，并查t 值表，得到分配率ε%。

2）中煤段将31/36.1cm g p =δ，05.01=E 代入
54.1160.2)36.120.1(05
.0675
.0)(675.0,/20.1/30.133
=-=-=-=
-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 63.44135.0)36.135.1(05.0675
.0)(675.0,/35.1/40.130.133
=-=-=-=
-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 79
.88215.1)36.145.1(05.0675.0)(675.0,/45.1/50.140.133
==-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 49
.99565.2)36.155.1(05.0675.0)(675.0,/55.1/60.150.133
==-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 100
915.3)36.165.1(05.0675.0)(675.0,/65.1/70.160.133
==-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 100
265.5)36.175.1(05.0675.0)(675.0,/75.1/80.170.133
==-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 100
,99.9)36.110.2(05
.0675.0)(675.0,/10.2/80.133
==-=-=+εδδ查表，）（取密度级p E t cm g cm g 3） 矸石段将32/92.1cm g p =δ，05.02=E 代入
072.9)92.120.1(05.0675
.0)(675.0,/20.1/30.133
=-=-=-=
-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 0
695.7)92.135.1(05.0675.0)(675.0,/35.1/40.130.133
=-=-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 0
345.6)92.145.1(05.0675.0)(675.0,/45.1/50.140.133
=-=-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 0
995.4)92.155.1(05.0675.0)(675.0,/55.1/60.150.133
=-=-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 01
.0645.3)92.165.1(05.0675.0)(675.0,/65.1/70.160.133
=-=-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 08
.1295.2)92.175.1(05.0675.0)(675.0,/75.1/80.170.133
=-=-=-=-εδδ，查表）（取密度级p E t cm g cm g 24
.99,430.2)92.110.2(05
.0675.0)(675.0,/10.2/80.133
==-=-=+εδδ查表，）（取密度级p E t cm g cm g
表4-1 产品设计指标计算表
Tab.4-1 Tables of indicators Product design computation
表4-2 选煤产品设计平衡表
Tab.4-2 Table of product practice balance under heavy-media separation
4.2 介质流程计算
4.2.1 流程计算所需的各项指标
1) 进入重介质旋流器的原煤量
h t Q /76.311=
2) 入选原煤的水分
0=t M
3) 入选原煤中煤泥及次生煤煤泥含量
%89.1719.100.770.9=++=++=γγγγ浮沉次生原生
4) 选后产品数量
精煤 h t Q Q /63.142%86.2789.1776.31178=+⨯
=⨯=）（精γ 中煤 h t Q Q /09.94%18.3076.31179=⨯=⨯=γ
中 矸石 h t Q Q /04.75%07.2476.311710=⨯=⨯
=γ矸
5) 选后产品密度 精煤 38/27.1m t =δ
中煤 39/49.1m t =δ
矸石 310/90.1m t =δ
6) 进入重介质旋流器的悬浮液的循环量
h m t m h t V /04.1247/0.4/76.311337=⨯=
7) 分选悬浮液的密度
3/45.1m t =∆
8) 悬浮液固体物中磁性物含量
%50f =γ
9) 磁性物的密度：
3
/5.4m t f =δ
10) 悬浮液中煤泥的密度： 3/5.1m t c =δ
4.2.2 悬浮液流程计算
1) 进入旋流器的悬浮液循环量各参数如下
h m V /04.124737=
37/45.1m t =∆
%50f7=γ
3f /5.4m t =δ
3c /5.1m t =δ
进入旋流器的悬浮液中固体平均密度7δ
3
c f7f f77/25.25.1501005.450100100100δm t =-+=-+=δγδγ
进入旋流器的悬浮液中固体总量7G
h t V G /10.101004.1247125.225.2)145.1(1)1(77777=⨯-⨯-=--∆=δδ
进入旋流器的悬浮液中磁性物含量7f G
h t h t G G /05.505%50/10.1010f77f7=⨯=⨯=γ
进入旋流器的悬浮液中煤泥量
h t G G G f c /05.50505.50510.1010777=-=-=
h m G V W /11.79810.101045.104.124737777=-⨯=-∆=
2) 设旋流器中溢流精煤段排出的悬浮液占入料的60%，进入溢流精煤段的煤泥占入料的60%，溢流悬浮液磁性物含量%508=f γ，则
h m V V /22.748%6004.1247%60378=⨯=⨯=
h t G G c c /03.303%6005.505%6078=⨯=⨯=
h t G G c /06.606%50%10003.303%100f888=-=-=γ
h t G G G c f /03.30303.30306.606888=-=-=
3
8c f c f c8f c f88/45.1122.7485.15.4)15.1(5.403.303)15.4(5.103.3031)1()1(m t V G G =+⨯⨯-⨯⨯+-⨯⨯=+-+-=
∆δδδδδδ
h m G V W /86.47806.60645.122.74838888=-⨯=-∆=
3) 设旋流器中煤段排出的悬浮液量占入料的30%，进入中煤的煤泥占入料的35%，中煤排出悬浮液磁性物含量%60f9=γ，则
h m V V /11.374%3004.1247%30379=⨯=⨯=
h t G G c c /77.176%3505.505%3579=⨯=⨯=
h t G G f c /93.441%60%10077.176%10099
9=-=-=γ
h t G G G c f /16.26577.17693.441999=-=-=
3
9c f c9f f99/71.1111.3745.15.4)15.1(5.477.176)15.4(5.116.2651)1()1(m t V G G c f c =+⨯⨯-⨯⨯+-⨯⨯=+-+-=
∆δδδδδδ
h m G V W /80.19793.44171.111.37439999=-⨯=-∆=
4) 进入矸石段悬浮液参数为
h m V V V V 39871071.12411.37422.74804.1247=--=--=
h t G G G G c c c c /25.2577.17603.30305.50598710=--=--=
h t G G f c /5.252%90%10025.25%1001010
10=-=-=γ
h t G G G c f /25.22725.255.252101010=-=-=
3
10
10c f1010/49.2171
.1246.15.4)16.1(5.425.25)15.4(6.125.2271)1()1(m t V G G c f c f c f =+⨯⨯-⨯⨯+-⨯⨯=+-+-=∆δδδδδδ%00.90%1005.25225.2271010f10=⨯==G G f γ
h m W W W W /45.12180.19786.47811.798398710=--=--=
产品的平均粒度和密度：假设产品的粒度与给料粒度特性相同，则产品平均粒度为
46.675
.175.115.488.165.981.161967.205.3718.2475.1188.1681.1667.2018.2411=++++++++==∑∑==n i i j m
j j
d d γγmm 精煤平均密度为
27.155.103.045.103.135.159.142.127.1893.3311=+++==∑∑==n i i j m
j j
δγγδ精
中煤平均密度为
49.190.122.075.129.365.152.655.152.645.118.835.176.1120.129.076.3611=++++++==∑∑==n i i j m
j j
δγγδ中
矸石平均密度为 90.19.128.2975.104.031.2911=+==
∑∑==n i i j m j j
δγγδ矸
5) 已知精煤产品各参数如下
h t Q /63.1428= 3j /27.1m t =δ
mm d 46.6= 取5.28=K
(1) 精煤产品带入洗涤段的悬浮液量为8V '
h
m Q d k V j /46.4363.14227.146.65
.2388
8=⨯⨯=⨯='δ
(2) 精煤带入洗涤段的悬浮液固体量8G '磁铁矿量8f G '煤泥量''8c G 为
h t V G /02.6345.146.43888=⨯=∆⨯'='
h t G G /51.31%5002.63f88f8=⨯=⨯'='γ
h t G G G f c /51.3151.3102.63888=-='-'='
h
m G G V W c c f f /76.166.151.315.451.3146.4338888=--='
-'
-'='δδ
(3) 设精煤最终带介t kg a /6.08= 水分%188=t M 则
精煤最终带介
h t a Q G fj /086.06.063.14288=⨯==
(4) 精煤最终带水
h
m Q b b W j /31.3163.14218100181003888
=⨯-=-=
(5) 精煤最终带走的液体的体积
h
m G W V fj
/33.315.4086.
031.313f j =+=+=δ精
(6) 进入精煤筛筛下合格悬浮液（包括弧形筛下）
h m V V V /76.70446.4322.74838811=-='-=
h t G G G /04.54302.6306.6068811=-='-=
h t G G G f f f /52.27151.3103.3038811=-='-=
h t G G G c c c /52.27151.3103.3038811=-='-=
h m W W W /10.46276.1686.47838811=-='-=
(7) 进入精煤筛筛下稀介质悬浮液数质量
设脱介筛喷水量为t m /23产品
h
m V Q V V /36.29736.3163.142246.43238812=-⨯+=-⨯+'=精h t G G G /93.62086.002.63j 812=-=-'=
h t G G G f f f /42.31086.051.31812=-=-'=
h t G G G f c /51.3142.3193.62121212=-=-=
h m W Q W W j /71.27031.3163.142276.16238812=-⨯+=-⨯+'=
(8) 已知中煤产品各参数如下
h t Q /09.949= 3/49.1m t =中δ
mm 46.6d = 5.19=K ,则
a 中煤产品带入洗涤段悬浮液量为9V '
h
m Q d K V /93.13%9509.9449.146.65
.13
99
9=⨯⨯⨯=='中δ
b 进入洗涤段的悬浮液固体量9G '9f G '9
c G '为
h t V G /82.2371.193.13999=⨯=∆'='
h t G G f /29.14%6082.23f999=⨯='='γ
h t G G G f c /53.929.1482.23999=-='-'='
h m G G V W c c f /80.46.153.95.429.1493.13``39f 9
99=--=--'='δδ
取中煤最终带介 t kg a /6.09= 水分%169=b
中煤带介 h t a Q G f /0536.06.0%9509.9499=⨯⨯==中 中煤带水
h m Q b b W /03.1739.8916100161003999=⨯-=-=中
中煤最终带走的液体体积为中V 为
h m G W V /04.175.4053.003.173f f =+=+=δ中中中
(9) 进入中煤筛下合格悬浮液量
h m V V V /18.36093.1311.37439914=-='-=
h t G G G /11.41882.2393.4419914=-='-=
h
t G G G f f f /87.25029.1416.265'9914=-=-= h t G G G f c /24.16787.25011.418141414=-=-=
h m W W W /00.19380.480.19739914=-='-=
(10) 进入中煤筛筛下稀介段悬浮液量
设中煤脱介筛喷水量为t m /23产品,则
h m V Q V V /66.17504.17%9509.94293.132399
15=-⨯⨯+=-⨯+'=中h t G G G /77.23053.082.23f 915=-=-'=中
h
t G G G f f /24.14053.029.14`f 915=-=-=中 h t G G G f /53.924.1477.231515c15=-=-=
h m W Q W W /54.16603.17%9509.94280.4239915=-⨯⨯+=-⨯+'=中
(11) 已知矸石产品各参数如下
h t Q /04.7510= 3/90.1m t =矸δ
mm 46.6d = 5.110=K ,则
矸石产品带入洗涤段的悬浮液量为10V '
h
m Q
d K V /17.904.7590.146.65
.131010
10=⨯⨯=='矸δ
进入洗涤段的悬浮液固体量10G '，f10G '，10c G '为
h t V G /83.2249.217.9101010=⨯=∆'='
h t G G /55.20%9083.22f1010f10=⨯='='γ
h t G G G f c /28.255.2083.22101010=-='-'='
h
m G G V W c c f /18.36.1
28
.
25.455.2017.9310f 101010=--='-'
-'='δδ 取矸石最终带介t kg a /6.010= 水分%1610=b
矸石带介
h t a Q G f /045.06.004.751010=⨯==矸
矸石带水
h
m Q b W /29.1404.751610016
100b 3
101010=⨯-=-=矸
矸石最终带走的液体体积矸V 为
h
m G
W V /30.145.4045
.029.143f f =+=+=δ矸
矸矸
(12) 进入矸石段筛筛下合格悬浮液量(包括弧型筛下)为
h m V V V /54.11517.971.1243101017=-='-=
h t G G G f /95.23155.2050.252101017=-='-=
h t G G G f f f /70.20655.2025.227101017=-='-=
h t G G G f c /25.2570.20695.231171717=-=-=
h m W W W /27.11818.345.1213101017=-='-=
(13) 进入矸石筛筛下稀介段悬浮液量
设矸石脱介筛喷水t m /23产品，则
h
m V Q V V /95.14430.1404.75217.923101018=-⨯+=-⨯+'=矸h t G G G /79.22045.083.22f 1018=-=-'=矸
h t G G G f f /51.20045.055.2010f18=-=-'=矸
h t G G G f /28.251.2079.221818c18=-=-=
h m W Q W W /97.13829.1404.75218.323101018=-⨯+=-⨯+'=矸 为了简化计算公式设来自介质净化回收系统的悬浮液中磁铁矿的含量（
%100f =γ）新补充的磁铁矿粉中磁性物含量（%100=f γ）
(14) 脱介筛下总合格悬浮液
h m V V V V /48.118054.11518.36076.70431714110=++=++='h t G G G G /10.119395.23111.41804.5431714110=++=++='h
t G G G G f f f f /09.72970.20687.25052.2711714110=++=++='h t G G G f c /01.46409.72910.1193000=-='-'='
%
11.61%10010.119309
.729%10000
f0=⨯=⨯''
='G G f γ
h
m W W W W /37.77327.11800.1931.46231714110=++=++='h m V V /49.39331
30=⨯'='
h t G G /70.39731
0=⨯'='
h t G G f f /03.243310=⨯'='
h m W W /79.2573130=⨯'='
(15) 精煤稀介质总量
h m V V V /11.49449.3932136.297213
1220=⨯+='+= h t G G G /78.26170.39721
93.6221
1220=⨯+='+=
h t G G G f f f /94.15203.24321
42.3121
1220=⨯+='+=
h t G G G f c /84.10894.15278.261202020=-=-= %42.58%10078.26194
.152%1002020f20=⨯=⨯=G G
f γ
h
m W W W /61.39979.25721
71.2702131220=⨯+='+= (16) 精煤磁选机回收介质计算 设磁选机精矿含量%100f22=γ,磁选机效率%5.99=η精矿密度322/0.2cm g =∆,则
h t G G f /18.152%5.9994.15222f22=⨯=⨯=η
h
t G
G f /18.152%10018
.152f2222
22===γ
h
m G
V f f /36.118)10.2(5.4)
15.4(18.152)1()1(322f 2222=-⨯-⨯=-∆-=δδ
h
m G
V W f f /54.845.418
.15236.1183222222=-
=-=δ
(17) 中煤稀介质总量
h m V V V /41.37249.39321
66.17521
31523=⨯+='+=
h t G G G /62.22270.39721
77.23211523=⨯+='+=
h t G G G f f f /76.13503.2432124.14211523=⨯+='+=
h t G G G f c /86.8676.13562.222232323=-=-=
%
98.60%10062.22276
.
135%1002323f23=⨯=⨯=G G
f γ
h m W W W /44.29579.25721
54.16621
31523=⨯+='+=
(18) 中煤稀介质磁选回收介质计算
设磁选机精矿磁含量%100f24=γ磁选机效率%5.99=η精矿密度
324/0.2m t =∆,则
h t G G f /08.135%5.9976.13523f24=⨯==η
h
t G G f f /08.135%10008
.1352424
24===γ
008.13508.135242424=-=-=f c G G G
h
m G V f f /06.105)10.2(5.4)
15.4(08.135)1()
1(3
24f 2424=-⨯-⨯=-∆-=δδ
h
m G V W f /04.755.408.13506.1053f24
2424=-=-=δ
(19) 矸石稀介质磁选回收介质计算
设磁选机精矿含量%100f26=γ,磁选机效率%5.99=η,精矿密度
326/0.2m t =∆,则
h t G G f /41.20%5.9951.2018f26=⨯==η
h
t G G f /41.20%10041.2026f26
26===γ
h t G G G f c /041.2041.20262626=-=-=
h
m G V f f /87.15)10.2(5.4)
15.4(41.20)1()
1(326f 2626=-⨯-⨯=
-∆-=δδ
h
m G V W f /33.115.441
.2087.153
f 262626=-=-=δ
(20) 精煤磁选尾矿
h m V V V /75.37536.11811.4943222021=-=-=
h m G G G /60.10918.15278.2613222021=-=-=
h
m G G G f f f /76.018.15294.1523222021=-=-= h t G G G f c /84.10876.060.109212121=-=-=
h m W W W /07.31554.8461.3993222021=-=-=
(21) 中煤磁选尾矿
h m V V V /35.26706.10541.3723242325=-=-=
h t G G G /54.8708.13562.222242325=-=-=
h t G G G f f f /68.008.13576.135242325=-=-=
h t G G G f c /86.8668.054.87252525=-=-=
h m W W W /40.22004.7544.2953242325=-=-=
(22) 矸石磁选尾矿
h m V V V /08.12987.1595.1443261827=-=-=
h t G G G /38.241.2079.22261827=-=-=
h t G G G f f f /10.041.2051.20261827=-=-=
h t G G G f c /28.210.038.2272727=-=-=
h m W W W /64.12733.1197.1383261827=-=-=
(23) 新添介质
h t G G G G G G G f
f f f f f f /93.103.24341.2008.13510.009.72905.50531292707x =+----='+----=
(24) 补加水量
h m V G V V V V V W f
fx
/61.2095
.493
.149.39387.1506.10508.12948.118004.1247331292707=-+----='
+-----=δ
4.3 数质量流程计算
三产品旋流器入料：=+=367γγγ（18.35+73.10）%=91.45%
h t Q Q Q Q i /76.311367==+=
%57.307=A
4.3.1 精煤段
1）精煤离心脱水入料：
%75.4513=γ
%55.1813=A
13113γ⨯=Q Q =340.91⨯45.75%=155.97t/h
设离心液中所含煤泥量占入料的5%，灰分比入料高2%，则
离心液： %29.2%575.45%51329=⨯=⨯=γγ
h t Q Q /81.7%29.291.34029129=⨯==γ
%55.20255.18%22929=+=+=A A
精煤： %46.4329.275.45291328=-=-=γγγ
h t Q Q Q /16.14881.797.155291328=-=-=
%
44.1846.4355
.2029.255.1875.4528
2929131328=⨯-⨯
=-=γγγA A
A
2) 精煤稀介质中的煤泥：
%31.991.34075.3111212===Q G c γ
%24.2912==泥A A
h t G Q c /75.311212==
3) 精煤磁选入料中的煤泥：
%31.91220==γγ
%24.2920=A
h t Q Q /75.311220==
4) 精煤磁尾中的煤泥：
%31.92021==γγ
%24.292021==A A
h
t Q Q /75.312021==
4.3.2 中煤段
1) 中煤离心脱水
入料： %69.2516=A
%18.3016=γ
h t Q /09.9416=
设离心液中所含煤泥量占入料的5%,灰分比入料高2%,则
离心液：
%51.1%569.25%51630=⨯=⨯=γγ
%69.27269.25%21630=+=+=g A A
h
t Q Q /18.5%51.191.34030130=⨯=⨯=γ
最终中煤：
%67.2851.118.30301631=-=-=γγγ
%58.2567.2869.2751.169.2518.30313030161631=⨯-⨯=-=γγγA A A
h t Q Q Q /91.8818.509.94301631=-=-=
2）中煤稀介质中的煤泥：
%80.291.34053.911515===Q G c γ
%24.2915==g g A A 泥
h t G Q c /53.91515==
3) 中煤磁选入料中的煤泥：
%80.21523==γγ
%32.3223=A
h t Q Q /53.91523==
4) 中煤磁尾中的煤泥：
%80.22325==γγ
%32.322325==A A
h
t Q Q /53.92325== 4.3.3矸石段
1) 矸石稀介质中的煤泥：%78.580.231.989.17252118=--=--=γγγγ泥
%24.2918==泥A A
h
t Q Q Q Q /71.1953.975.3199.60252118=--=--=泥 2) 矸石磁尾中的煤泥： %78.51827==γγ
%24.291827==A A
h t Q Q /71.191827==
3) 矸石： %07.2419=γ
%63.7719=g A
h t Q Q Q Q Q Q Q /86.291816252113119=-----=
4.3.4 浮选
1) 入料： %58.1132=γ
%21.2632=A
h t Q /48.3932=
根据煤泥可浮性试验报告表,确定精煤回收率为80%,灰分为11.68%,则 浮选精煤：
%26.9%8058.11%803333=⨯=⨯=γγ
%68.1133=A
h t Q Q /57.31%26.991.34033133=⨯=⨯=γ
浮选尾煤：
%32.226.958.11333234=-=-=γγγ
%20.8432.268
.1126.921.2658.1134
33
33323234=⨯-⨯=-=γγγA
A A g
h t Q Q Q /91.757.3148.39333234=-=-=
2) 浮选精煤压滤
滤饼： %26.93335==γγ
%68.113335==A A
h t Q Q /57.313335==
滤液： 036=γ
036=A
036=Q
3) 尾煤浓缩入料
%
41.1278.580.251.132.22725303437=+++=+++=γγγγγ%
02.4041.1224
.2978.532.3280.269.2751.120.8432.247
27
2725253030343437=⨯+⨯+⨯+⨯=+++=γγγγγA A
A A A h t Q Q Q Q Q /33.4271.1953.918.591.72725303437=+++=+++=
设浓缩效率为100%，则
底流： %41.123738==γγ
%02.403738==A A
h t Q Q /33.423738==
溢流： 039=γ
039=A
039=Q
4）尾煤压滤
滤饼： %41.123840==γγ
%02.403840==A A
h t Q Q /33.423840==
滤液：
041=γ
041=A
041=Q
4.4 水量计算
4.4.1 精煤段
1) 精煤脱水用离心脱水机，设产品带走的水分%828=t M ，则
精煤： h
m M M Q
W t t
/56.138
100897.155********=-⨯=-=
h
m M M Q W t t /88.1281008
16.148100328282828=-⨯=-=
离心液： h
m W W W /68.088.1256.133281329=-=-= 4.4.2中煤段
中煤离心脱水，设%736=t M ，则
中煤： h
m M M Q
W t t /08.77100709.9410031616=-⨯
=-=
h
m M M Q
W t t /69.67100791
.88100331313131=-⨯=-=
离心液： h m W W W /39.069.608.73301630=-=-=
4.4.3浮选
1) 设浮选精煤液固比为3.0，因此
h m Q W /71.940.357.310.333333=⨯=⨯=
2) 浮选精煤压滤，设%2245=t M ，则
浮选精煤：
h
m M M Q W t t /90.82210022
57.3110033535
3535=-⨯=-=
滤液：
h m W W W /81.8590.871.943353336=-=-=
3) 考虑一次循环量，假定返回的滤液全部被浮选尾煤带走，则
浮选尾煤： h m Q W /44.1180.348.390.333232=⨯=⨯=
h m W W W W /54.10971.9481.8544.118333363234=-+=-+=
4) 尾煤浓缩
入料： h
m Q W /59.280.353.90.332525=⨯=⨯=
h m Q W /13.590.371.190.332727=⨯=⨯=
h m W W W W W /65.19713.5959.2839.054.109327
25303437=+++=+++= 设底流液固比为1.5，则底流：
溢流： h m W W W /15.13450.6365.1973383739=-=-= 5) 尾煤压滤
设尾煤带走的水分%2040=t M ，则
尾煤： h m M M Q W t t /58.1020
1002033.42100340404040=-⨯=-= 滤液： h m W W W /92.5258.1050.633403841=-=-=
4.4.4水量平衡计算
由以上所算，可作为循环水的有39W 和41W ，即循环水量为：
4139W W W +==52.92+134.15=187.07 m3/h
而洗选共用水量为：
补喷W W W +==207.71 m3/h 64.20=补W m 3/h
可以知道水量平衡。

h
m Q W /50.635.133.425.133838=⨯=⨯=
表4-3 选煤产品最终平衡表
参考文献：
[1] 谢广元..选矿学.第1版.江苏:中国矿业大学出版社,2001.
[2] 匡亚莉.选煤工艺设计与管理.第1版.江苏:中国矿业大学出版社,2006..。