课程设计5 - 副本

《选煤厂设计》课程设计指导书
樊晓萍
西安科技大学化工学院
一、目的与要求：
本课程设计是选煤厂设计课堂讲授与毕业设计之间的系统作业练习。

通过课程设计使专业知识与实际技能得到初步训练，为毕业设计打下基础。

本课程设计要求学生掌握综合、校正煤质资料的方法，并对其进行分析；掌握工艺流程的计算原理和方法；掌握工艺设备选型和计算方法；初步掌握车间设备的布置要求；培养绘制工艺图纸的能力。

课程设计包括说明书与图纸两部分。

说明书要求书写要简明、清楚，选用的指标与资料数据要注明来源和依据，写出主要的计算过程和步骤；工艺流程图1张。

对已给定工艺流程经过计算，将数质量指标填到工艺流程图上，在说明书中对工艺流程进行分析，并给予评价。

二、设计任务书：
矿区型动力煤选煤厂年处理原煤200万吨，其中A层占80%，B层占20%。

原煤，原煤水分5.00%。

年工作300天，每日两班生产14小时，一班检修。

精煤灰分9.00%，供发电使用。

精煤水分小于13.00%。

中煤用作燃料，灰分合理确定。

矸石就近利用。

三、选煤厂设计计算书：
1、原煤资料的审查：
检查筛分浮沉资料在煤样试验前后重量与灰分的误差是否符合国标或部标要求，有无错误的数据，以确认资料的正确性和可靠性。

2、煤质资料的初步分析（原煤特性）
对矸石、硫、磷有害杂质含量有初步的估计，例如，低矸或中矸等矸石含量偏低的原煤，可考虑检查性手选，矸石经过破碎由跳汰机排出。

资料合成时不扣除矸石。

如果矸石含量大，原煤属于高矸，应考虑使用选择性破碎机等选出矸石，资料合成时应扣除矸石。

原煤含硫小于1.5%，不考虑特殊处理。

3、煤质资料校正与综合：
首先校正筛分试验资料，校正原则见书（筛分资料的灰分校正）。

各煤层筛分试验灰分校正后按表1进行综合。

考虑+50mm的原煤（包括夹矸、矸石）全部破碎，其破碎至-50mm的筛分试
验资料见表2。

破碎级的总灰分与表1中的灰分有差异，以表1的+50mm灰分为准，校正破碎级的灰分，校正后的灰分填入表2的第10栏。

3=2*80% 6=5*20% 8=3+6 9=(3*4+6*7)/8
1 1
用表1的资料将-50mm粒级原煤A、B层和综合的结果填入表3，并且计算出占-50mm本粒级的产率。

表2与表3的资料综合为表4。

2=3/k15=6/k28=3+6 9=(3*4+6*7)/8
6=2+4 7=（2*3+4*5）/6
入选原煤50-0.5mm的r= ∑8(50-0.5)=90.25%
和Ad=∑8(50-0.5)*9(50-0.5)/∑8(50-0.5)=23.86%
以筛分资料为基础，计算和煤层的自然级、破碎级的浮沉试验资料（见表5、表6），并将此两表的资料综合，结果列入表7。

12
计3=2*(k1-1.44)/100 6=5*(k2-0.12)/100 9=3+6 8=9*100/(k1+k2-1.56) 10=(3*4+6*7)/9
12
计3=2*(k1-0.44)/100 6=5*(k2-0.05)/100 9=3+6 8=9*100/(k1+k2-0.5) 10=(3*4+6*7)/9
为表5中第3、4列和表6中第3、4列的加权平均值，第7列为表5中第6、7列和表6中第6、7列的加权平均值
2=3*100/（k1-1.89）5=6*100/(k2-0.17) 9=3+6 8=9*100/(k1+k2-2.06)
10=(3*4+6*7)/9
Δ=23.91-23.69=0.22 > 0.2 采用第二种校正方法计算如下：
X值小于1.8g/L密度级的质量百分数进行调整的公式
X=10*( A筛-A浮)/(A+1.8-A-1.8)=0.35%
%88.1635.054.168.1'8.1=+=+Γ=Γ++x
=Γ-Γ-Γ
=Γ
+------x 8
.13
.18
.13.18
.1'3.18
.1100 6.77-0.35*6.77/（100-16.54）=6.75% 96.451008
.14.13.18.14.13.18
.1'4.13.18
.1=Γ-Γ-Γ
=Γ
+------% 同理可得其他密度级的质量百分数
4. 画出可选性曲线，并判断原煤可选性。

100
80
60
40
20
沉物产率γθ/%
密度δ
/g*cm -3
浮物产率γβ/%
灰分Ad/%
010
2030
4050
6070
80
90
100
2.2 2.0 1.8 1.6
1.4
1.2
可选性曲线的分析：根据图中原煤的可选性曲线（用origin 绘制）得知，当要求选后精煤灰分为9.0%时，原煤的理论的产率为58.99%，理论分选密度为1.43g/cm 3,正负0.1的产率为51.16%，，根据课本匡亚莉主编《选煤工艺设计与管理·设计篇》，45页表3-7《分选密度±0.1含量评定可选性方法》数据（如表9），此原煤属于极难选煤种。

工艺流程介绍
选煤的方法很多，概括起来可分为重力选煤、浮游选煤和特殊选煤等。

重力选煤又可分为跳汰选、重介质选等。

跳汰选煤是物料在上升和下降的脉动水流中按密度和粒度的不同来实现分选的过程，其一般用于选别极易选煤和易选煤。

重介选煤是物料在重介液中，严格按密度实现分级的，一般用于难选和较难选的煤种。

浮选主要是用来对-0.5的煤泥进行分选。

原煤性质不同，生产销售的要求不同，采用的生产工艺流程也有所不同。

通过可选性曲线能查到，当精煤灰分要求为Ad<9.0％时，确定理论分选密度δ=1.43g/cm3，相应的δ±0.1=51.16%为极难选；根据煤质资料分析及可行性研究，选煤方法确定为全重介-浮选联合流程，工艺流程简化，脱介系统简单，易于实现煤泥重介分选。

其重介工艺路线为：原煤先进行破碎，然后给入三产品重介质旋流器，主选旋流器溢流经弧行筛脱介、脱泥后到分级筛进一步脱介、脱水，物料经离心机脱水后为最终精煤产品；主选旋流器底流，分选出中煤和矸石产品。

精、中、矸弧行筛筛下物料大部分进入合格介质桶，小部分经分流箱与脱介筛下水混合，进入磁选机，磁选机尾矿和原先脱泥筛下物进入尾煤系统。

工艺流程图：
物料工艺流程图见图1；
介质及水循环流程图见图2。

物料工艺流程图1
原煤
介质及水循环流程图2
旋流器（重介）产品设计指标计算
当精煤灰分要求为Ad<9.0%时，确定理论分选密度δi =1.43g/cm 3，可选性评定为极难选。

对于重介质旋流器由此确定实际分选密度：
精煤段：δp1=δi -0.02=1.43-0.02=1.41g/cm 3
矸石段：δp2=δi +0.20=1.8+0.25=2.05g/cm 3
对于三产品重介质旋流器可能偏差E,精煤段取E 1＝0.04，矸石段取E 2=0.06。

每个密度级取密度的平均值。

用重介选的近似公式计算t 值，并查t 值表，得到分配
率ε％。

用重介选的近似公式:)(675
.0P -=δδE t 精煤段：将δp 1=1.41g/cm 3，E 1=0.04代入上式 密度级-1.30 g/cm 3（取1.20 g/cm 3）,
)(675.0P -=
δδE t ＝)41.120.1(04.0675
.0-=-3.544，查表得 ε=100； 密度级1.30—1.40 g/cm 3（取1.35 g/cm 3）,
)(675.0P -=
δδE t ＝)41.135.1(04.0675
.0-=-1.013 查表得 ε=84.92； 密度级1.40—1.50 g/cm 3（取1.45 g/cm 3）,
)(675.0P -=
δδE t ＝)41.145.1(04.0675
.0-=0.675， 查表得 ε=24.97； 密度级1.50—1.60 g/cm 3（取1.55 g/cm 3）,
)(675.0P -=
δδE t ＝)41.155.1(04.0675
.0-=2.363， 查表得 ε=0.9； 密度级1.60—1.80 g/cm 3（取1.70 g/cm 3）,
)(675.0P -=
δδE t ＝)41.170.1(04.0675
.0-=4.893 查表得 ε=0； 密度级+1.80 g/cm 3（取2.10 g/cm 3）,
)(675.0P -=
δδE t ＝)41.110.2(04
.0675
.0-= 11.644，查表得 ε=0。

矸石段： δ2实=2.0 5g/cm 3 E 2=0.06 密 度 级 -1.30 g/cm 3 （ 取1.20g/cm 3），
)(675.0P -=
δδE t ＝)05.220.1(06.0675
.0- =-9.563，查表得 ε=0； 密 度 级 1.30—1.40 g/cm 3 （ 取1.35g/cm 3），
)(675.0P -=
δδE t ＝)05.235.1(06
.0675
.0- =-7.87，查表得 ε=0； 密 度 级 1.40—1.50 g/cm 3 （ 取1.45g/cm 3），
)(675.0P -=
δδE t ＝)05.245.1(06.0675
.0- =-6.75，查表得 ε=0； 密 度 级 1.50—1.60 g/cm 3 （ 取1.55g/cm 3），
)(675.0P -=
δδE t ＝)05.255.1(06.0675
.0- =-5.625，查表得 ε=0； 密 度 级 1.60—1.80 g/cm 3 （ 取1.70g/cm 3），
)(675.0P -=
δδE t ＝)05.270.1(06.0675
.0- =-3.938，查表得 ε=0； 密 度 级 +1.80 g/cm 3 （ 取2.10g/cm 3），
)(675.0P -=
δδE t ＝)05.210.2(06
.0675
.0- =0.563，查表得 ε=72.33。

在表中的计算是以50---0.5mm粒级不带浮沉煤泥时为100%，而表8中浮沉煤泥产率为2.06%，灰分为21.70%，是从50—0.5mm粒级产生的，仍应加入到原粒级中。

在50—0.5mm粒级以外，有原生煤泥（-0.5mm），从表4中查出产率为9.75%，灰分为16.72%（其中已包括破碎+50mm粒级产生的煤泥）；还有次生煤泥，其产率从表13中选取。

表13 次生煤泥百分率
本煤样采用不分级重选三产品旋流器，次生煤泥量选择7%，灰分取表中小计23.91%，计算出产品设计平衡表（如表14）。

工艺流程的计算
3.4.1准备作业的计算
1.入料数质量的计算
选煤厂的工作制度：T=300，t=14。

选煤厂生产能力Q0=200万吨/年，选煤厂小时处理量0/()
=⨯=200⨯104/（300⨯14）=476.19 t/h
Q Q T t
根据原煤筛分试验查出入料灰分：A 0=23.17% 2.筛下物数质量计算
本流程定为混合入选，预先筛分取100%η=，从筛分资料中查出理论筛下物产率：γ2=69.26%，22Q Q γ=⨯=69.26%⨯476.19=329.81 t/h
从筛分资料中查出筛下物灰分：250A =A -=20.59% 3.筛上物数质量计算
12Q Q Q =-=476.19-329.81=146.38t/h
121γγ=-=1-69.26%=30.74%
22
12
100A A A 100γγ-=
=-28.98%
4.选矸作业的计算
由于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。

5.破碎
本设计采用的是开路破碎作业，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。

313131
Q =Q A =A γγ= 6.脱泥作业的计算
此作业的入料量 4Q =Q =476.19t/h 40A =A =23.17% 4100%γ= 由于0.5-0mm 的产率γ-0.5=7.50%，则理论筛下煤泥产率β=
4
5
.0γγ-=7.50%，选取脱泥效率90%η=，则
脱泥筛下物50.5
γηγ
-=⨯=6.75%，50.5A A -==16.24%
脱泥筛下物645γγγ=-=93.25%，4455
66
A A A γγγ-==23.67%
最终得出入选物数质量：
76γγ==93.25% 746Q =Q γ⨯=444.05 t/h
76A =A =23.67%
3.4.2分选作业的计算
3.4.2.1介质量平衡的计算
1.计算给料中的煤泥水
煤泥的比重： 1.5c δ=，100%cn γ=
干煤泥量：7)%00.775.906.2(Q G n ⨯++= =83.53 t/h 原煤中的水量：37.2305.44400
.510000
,51007=⨯-=⨯-=
Q Mt Mt Wn m 3/h
入选原煤含水指标：%00.57
=+=
Q Wn Wn
Mt
煤泥水体积：06.79/=+=n Gn Wn Vn δ m 3/h 单位体积中煤泥含量：06.1/==Vn Gn g n t/m 3
煤泥水密度：()/n n n n W G V ∆=+=（23.37+83.53）/79.06=1.35 t/m 3 各产品的量： 7Q Q γ=⨯=精精40.75%⨯444.05=180.95 t/h 7Q Q γ=⨯=中中30.67%⨯444.05=136.19 t/h 7Q Q γ=⨯=矸矸9.77%⨯444.05=43.38 t/h 2.计算产品的平均粒度及比重
平均粒度为： mm d n
i j
i n
i i
39.675
.100
.115.448.185.950.211954.165.3772.2225
.9011
=++++=
=
∑∑==δγ
精煤的平均比重：335.155
.102
.045.166.435.181.385.175.619
.5011=+++=
=
∑∑==m
j j
j m
j j
δγγ
δ精
中煤的平均比重：505.175
.184
.465.154.555.125.645.198.1335.115.777
.371m
1
=+
+++=
=
∑∑==m
k k
k k k
δγγ
δ中
矸石的平均比重：1.21
.204.1204
.121m
1==
=
∑∑==m
l l
l l l
δγγ
δ矸 3.计算外加浓介质性质
设浓介质比重为： 2.0, 5.0, 1.5x f c δδ∆===，浓介质中磁性物含量：
95%,5%fx cx γγ==
5.0 1.5
4.48
5.00.05 1.50.95
f c f cx x δδδδγ⨯=
==⨯+⨯ (1)(2.01) 4.48
1.2871 4.481
x x gx x δδ∆--⨯=
==--
cx x cx g g γ=⨯=1.287⨯0.05=0.064 t/m 3 cx fx x g g g =-=1.287-0.064=1.223 t/m 3
x x x w g =∆-=2.0-1.287=0.713 t/m 3
4.确定工作介质性质
要求分选密度δp=1.41，工作介质悬浮液的比值Δ1=1.38 取工作介质中非磁性物含量：40%,60%c f γγ==
1 5.0 1.5
2.5865.00.4 1.50.6f f c c f c δδδδγδγ⨯⨯=
==+⨯+⨯
62.01
586.2586
.2)138.1()1(111=-⨯-=+-∆=
f c c f
g γδγδδ
111c c g g γ=⨯=0.62⨯0.4=0.25 t/m 3
111f c g g g =-=0.62-0.26=0.36 t/m 3
111w g =∆-=1.38-0.62=0.76 t/m 3
5.分选作业的计算
先确定循环介质量，旋流器循环悬浮液取3.8m 3/t,因此循环介质总需用量：
2V =444.05⨯3.8=1687.39 m 3/t
工作介质总量为：
12n V V V =+=79.06+1687.39=1766.45 m 3/t 111G g V =⨯=0.62⨯1687.39=1046.182 t/h 111c c G G γ=⨯=1046.182⨯0.4=418.473 t/h 111f f G G γ=⨯=1046.182⨯0.6=627.709 t/h
1111()w g V =∆-⨯=(1.38-0.62) ⨯1766.45=1342.502m 3/h 11w g =∆-=1.38-0.62=0.76
求循环介质的其他参数：
21n G G G =-=1046.182-83.53=962.652 t/h 21n Gc Gc G =-=418.473-83.53=334.943 t/h 21f f G G ==627.709 t/h
21n w w w =-=1342.502-23.37=1319.132 m 3/h
2222()/G w V ∆=+=(962.652+1342.502)/1687.39=1.37
79.34652.962/943.334/222===G G c c γ
设旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介质密度低0.1，底流密度比工作介质密度高0.4，则：
410.1∆=∆-=1.38-0.1=1.28 310.4∆=∆+=1.38+0.4=1.42
314134()/()V V =∆-∆∆-∆=（1.38-1.28）⨯1766.45/（1.42-1.28）=1261.75 m 3/t
溢流：413V V V =-=1766.45-1261.75=504.7 m 3/t 设底流中磁性物含量比工作介质高10%，即：
30.1f f γγ=+=0.6+0.1=0.7
310.70.3c γ=-=
3335 1.5
2.9450.3 1.50.7f c f c c f δδδδγδγ⨯=
==+⨯+⨯
636.01
94.294
.2)142.1(1)1(3333=-⨯-=--∆=
δδg
333c c g g γ=⨯=0.636⨯0.3=0.191
333f c g g g =-=0.636-0.191=0.0.445
333w g =∆-=1.42-0.636=0.784
333G g V =⨯=0.636⨯1261.75=802.473 t/h 333c c G G γ=⨯=802.473⨯0.3=240.742 t/h 333f c G G G =-=802.473-240.742=561.731 t/h 333W w V =⨯=0.784⨯1261.74=989.212 m 3/h
413G G G =-=1046.182-802.473=243.709 t/h 413c c c G G G =-=418.473-240.742=177.731 t/h 413f f f G G G =-=627.709-561.731=65.978t/h
413W W W =-=1342.502-989.212=353.29 m 3/h 444/g G V ==243.709/504.7=0.58 444/c c g G V ==177.731/504.7=0.35
444f c g g g =-=0.48-0.35=0.13
444/w W V ==353.29/504.7=0.70 444g w ∆=+=0.58+0.70=1.18
与原假设值相同，证明以上计算无误。

444/c c G G γ==177.731/243.709=72.93% 441f c γγ=-=1-0.7293=27.07%
进入二段的悬浮液，设旋流器溢流的悬浮液密度比工作悬浮液密度低0.1，底流密度比工作介质密度高0.4，设底流中磁性物含量比工作介质高10%，则：
330.1'f f γγ+==0.7+0.1=0.8
33'1'c f γγ=-=1-0.8=0.2
43'0.1∆=∆-=1.42-0.1=1.32 33'0.4∆=∆+=1.42+0.4=1.82 343334'
'''
V V ∆-∆=
⨯∆-∆ =252.35m 3/h
433''V V V =-=1261.75-252.35=1009.4 m 3/h
33333'''f c f c c f δδδδδδδ=
+=
5 1.5
3.40950.2 1.50.8
⨯=⨯+⨯ 160.11
1
'3'3'3'3=--∆=
δδg 333'''c c g g γ=⨯=1.160⨯0.2=0.232 333'''f f g g γ=⨯=1.160⨯0.8=0,928 333'''w g =∆-=1.82-1.160=0.660
333'''G g V =⨯=1.160⨯252.35=292.726 t/h 333'''c c G G γ=⨯=292.726⨯0.2=58.5452 t/h 333'''f c G G G =-=292.726-58.5452=234.1808 t/h 333'''W w V =⨯=0.660⨯252.35=166.551 m 3/h
433''G G G =-=802.473-292.726=509.747 t/h 433''c c c G G G =-=240.742-58.5452=182.1968 t/h 433''f f f G G G =-=561.731-234.1808=327.5502t/h
433''W W W =-=989.212-166.551=822.661 m 3/h 444''/'g G V ==509.747/1009.4=0.505 444''/'c c g G V ==182.1968/1009.4=0.815 444''/'f f g G V ==327.5502/1009.4=0.324
444''/'w W V ==822.661/1009.4=0.815
444'''w g ∆=+=0.815+0.505=1.32
与原假定值相同，证明以上计算无误。

444''/'c c G G γ==182.1968/509.747=35.74%
44'1'f c γγ=-=1-0.3574=64.26%
设由产品带走的悬浮液的性质与工作介质相同，而精煤带走工作介质的80%，中煤带走16%，矸石带走4%，因此，
由精煤带走的悬浮液为：
3180%V V =⨯=1766.45⨯0.8=1413.16 m 3/h
313G g V =⨯=0.62⨯1413.16=876.1592 t/
33c c G G γ=⨯=876.1592⨯0.4=350.4637 t/h
333f c G G G =-=876.1592-350.4637=525.6955 t/h
33W w V =⨯=0.76⨯1413.16=1074.0016 m 3/h
由中煤带走的悬浮液为：
4116%V V =⨯=1766.45⨯0.16=282.632 m 3/h
414G g V =⨯=0.62⨯282.632=175.2318 t/h
44c c G G γ=⨯=175.2318⨯0.4=70.0927 t/h
444f c G G G =-=175.2318-70.0927=105.1391 t/h
44W w V =⨯=0.76⨯282.632=214.8003 m 3/h
由矸石带走的悬浮液为：
5134V V V V =--=1766.45-1413.16-282.632=70.658 m 3/h
5134G G G G =--=1046.182-876.1592-175.2318=5.209 t/h
513c c c c G G G G =--=418.473-350.4637-70.0927=2.0834 t/h
5134f f f f G G G G =--=627.709-525.6955-105.1319=3.1256 t/h
5134W W W W --==1342.502-1074.0016-214.8003=53.7001 m 3/h
6.精煤脱介作业的计算
设固定脱介筛脱出的介质量占入料的80%，则固定筛下合格介质为：
7380%V V =⨯=0.8⨯1413.16=1130.53 m 3/h
717G g V =⨯=0.62⨯1130.53=700.93 t/h
717c c G g V =⨯=0.25⨯1130.53=282.63t/h
777f c G G G =-=700.93-282.63=418.30 t/h
77W w V =⨯=0.761130.53=859.20 m 3/h
进入脱介筛的悬浮液为：
637V V V -==1413.16-1130.53=282.63 m 3/h
637G G G =-=876.16-700.93=175.23 t/h
637c c c G G G =-=350.46-282.63=67.83 t/h
637f f f G G G =-=525.70-418.30=107.40 t/h
637W W W -==1074.10-859.20=214.90 m 3/h
由精煤产品带入脱介筛稀介质段的悬浮液量为：
KQ d V d δ=精精精
=21.21335.139.695.1802.1=⨯⨯ m 3/h 1cd c d G g V =⨯精精=0.25⨯21.21=5.30 t/h
1fd f d G g V =⨯精精=0.36⨯21.21=7.63 t/h
d cd fd G G G 精精精=+=5.30+7.63=12.93 t/h
d d W w V =⨯精精=0.76⨯21.21=16.12m 3/h
取喷水量为1.0 m 3/t,其中1/3为清水，2/3为循环水，因此：
⨯⨯66精1V '=W '=1Q 3
=1⨯180.95⨯1/3=60.32 m 3/h ⨯⨯66精2V "=W "=1Q 3
=1⨯180.95⨯2/3=120.63 m 3/h 取精煤产品带走的磁性介质量为：M 块=0.3公斤/吨，M 末=0.6公斤/吨 121350Q Q γ-=⨯精=39.26%⨯180.95=71.04 t/h
1312Q Q Q =精-=180.95-71.04=109.91 t/h
末精煤：
13Q 1000
f M G =⨯末末精=109.91⨯0.6/1000=0.066 t/h
1313G /f f G γ==0.066/0.6=0.11 t/h
131313G c f G G =-=0.11-0.066=0.044 t/h
块精煤：
02.0100012=⨯=末精块
Q M G f t/h
1212G /f f G γ==0.02/0.6=0.04 t/h
121212G c f G G =-=0.04-0.02=0.02t/h
取精煤产品灰分为：13w 末=15%，12w 块=9%，则产品带走水量为： 末精：93.31w -1001313
13==末末w W m 3/h
13131313W //f f c c V G G δδ=++=31.93+0.066/5+0.04/1.5=31.97 m 3/h 块精：90.17w -1001212
12==块块w W m 3/h
12121212W //f f c c V G G δδ=++=17.90+0.02/5+0.01/1.5=17.91 m 3/h
因此，精煤脱介筛下稀介质为：
14661213V 'V "V -V d V V =++-精=21.21+60.32+120.63-17.91-31.97=152.28 m 3/h 141213G d G G G =--精=12.94-0.04-0.11=12.79 t/h
c141213G cd c c G G G =--精 =5.30-0.01-0.04=5.24 t/h
f141213G fd f f G G G =--精=7.64-0.02-0.066=7.55 t/h
14661213W 'W "W -W d W W =++-精=16.12+60.32+120.63-17.90-31.93=147.24 m 3/h
7.中煤脱介作业的计算
取弧形筛脱出的合格介质占入料量的70%，则弧形筛下合格介质为： 84V =70%V ⨯=0.7⨯106.16=74.31 m 3/h
818G =g V ⨯=0.65⨯74.34=48.30 t/h
c8c18G =g V ⨯=26⨯74.31=19.32 t/h
f88c8G =G G -=48.30-19.32=28.98 t/h
88W wV ==0.75⨯74.31=55.73 m 3/h
进入脱介筛的悬浮液为：
948V V V =-=106.16-74.31=31.85 m 3/h
948G G G =-=69-48.30=20.70 t/h
948c c c G G G =-=27.6-19.32=8.28 t/h
948f f f G G G =-=41.4-28.98=12.42 t/h
948W W W =-=79.62-55.73=23.89 m 3/h
由中煤带入脱介筛稀介质段的悬浮液量为：
1.223.94 5.933.14 1.544
d K Q V d δ⨯⨯===⨯中中中 m 3/h 1G cd c d g V =⨯中中=0.26⨯5.93=1.54 t/h
1fd f d g V =⨯中中=0.39⨯5.93=2.31 t/h
c G G G
d d fd =中中中+=1.54+2.31=3.85 t/h
W V d d w =⨯中中=0.75⨯5.93=4.45 m 3/h
取喷水量为1.0 m 3/t ，其中1/3为清水，2/3为循环水，因此：
991'' 1.03
V W Q ==⨯⨯中=1.0⨯23.94⨯13=7.98 m 3/h 992"" 1.03
V W Q ==⨯⨯中=1.0⨯23.94⨯23=15.96 m 3/h 取中煤产品带走的磁性介质量为：M 块=0.3公斤/吨，M 末=0.6公斤/吨 171350Q Q γ-=⨯中=16.44%⨯23.94=3.94 t/h
1617Q Q Q =中-=23.94-3.94=20 t/h
末中煤：
16Q 200.0121000f M G =⨯⨯=末末中0.6=1000
t/h 1616/f f G G γ==0.012/0.6=0.02 t/h
161616c f G G G =-=0.02-0.012=0.008 t/h
块中煤：
17Q 3.940.00121000f M G =⨯⨯=块块中0.3=1000
t/h 1717/f f G G γ==0.0012/0.6=0.002 t/h
171717c f G G G =-=0.002-0.0012=0.0008 t/h
取中煤产品灰分：16Q W =16%，17Q W =14%，则产品带走水量为， 末中煤：16161623.94 4.56100Q Q W W Q W =⨯=-中16=100-16
m 3/h 16161616V //f f c c W G G δδ=++=4.56+0.012/5+0.008/1.5=4.568 m 3/h 块中煤：17171723.94 3.9100Q Q W W Q W =⨯=-中14=100-14
m 3/h 17171717V //f f c c W G G δδ=++=3.9+0.0012/5+0.0008/1.5=3.901 m 3/h
因此，中煤脱介筛下稀介质为：
15991617V V 'V "V V d V =++--中=5.93+7.98+15.96-4.568-3.901=21.401 m 3/h 151617G G G d G =--中=3.85-0.02-0.002=3.828 t/h
c15c16c17G G G cd G =--中=1.54-0.008-0.0008=1.5312 t/h
f15f16f17G G G fd G =--中=2.31-0.012-0.0012=2.3 t/h2.2968
15991617W W 'W "-W W d W =+-中+=4.45+7.98+15.96-4.56-3.9=19.93 m 3/h
8.矸石脱介作业的计算
设弧形筛脱除介质占入料的70%，因此弧形筛下合格介质为：
10570%V V =⨯=0.7⨯26.546=18.58 m 3/h
10110G g V =⨯=0.65⨯18.58=12.08 t/h
10110c c G g V =⨯=0.26⨯18.58=4.83 t/h
101010f c G G G =-=12.08-4.83=7.25 t/h
1010W w V =⨯=0.75⨯18.58=13.935 m 3/h
进入脱介筛的悬浮液为：
11510V V V =-=26.546-18.58=7.966 m 3/h
11510G G G =-=17.255-12.08=5.175 t/h
11510f f f G G G =-=10.351-7.25=3.101 t/h
11510c c c G G G =-=6.904-4.83=2.074 t/h
11510W W W =-=19.907-13.935=5.972 m 3/h
由矸石带入脱介筛稀介质段的悬浮液量为：
1.246.898.573.14
2.09
d K Q V d δ⨯⨯===⨯矸矸矸 m 3/h
cd G ⨯矸c1d 矸=g V =0.26⨯8.57=2.23 t/h
fd G ⨯矸f1d 矸=g V =0.39⨯8.57=3.34 t/h
d cd fd G G G 矸矸矸=+=2.23+3.34=5.57 t/h
d d W w V =⨯矸矸=0.75⨯8.57=6.43 m 3/h
取喷水量为1.0 m 3/t ，其中1/3为清水，2/3为循环水。

因此，
11111'' 1.03V W Q ==⨯⨯矸=1.0⨯46.89⨯ 13
=15.63 m 3/h 11112"" 1.03V W Q ==⨯⨯矸=1.0⨯46.89⨯ 23
=31.26 m 3/h 取矸石产品带走的磁性介质量为：M =0.3公斤/吨，则：
19Q 46.890.0141000f M G =⨯⨯=矸0.3=1000
t/h 1919/f f G G γ==0.014/0.6=0.023 t/h
191919c f G G G =-=0.023-0.014=0.009 t/h
取矸石产品水分：19Q W =13%，则产品带走水量为：
19191946.897.007100Q Q W W Q W =⨯=-矸13=100-13
m 3/h 19191919V //f f c c W G G δδ=++=7.007+0.014/5+0.009/1.5=7.016 m 3/h
因此，矸石脱介筛下稀介质为：
19191919//f f c c V W G G δδ=++=8.57+15.63+31.26-7.016=48.444 m 3/h
1819d G G G =矸-=5.57-0.023=5.547 t/h
1819c cd c G G G =矸-=2.23-0.009=2.221 t/h
1819f fd f G G G =矸-=3.34-0.014=3.326 t/h
18111119W W 'W "-W d W =++矸=6.43+15.63+31.26-7.007=46.313 m 3/h
9.计算所需分流量，补充水及补加浓介质量
介质流程中，为保持稳定的分选密度，必须严格控制补加浓介质量和补加水量，合理调整分流量，以保持工作悬浮液处于稳定的平衡状态。

先求出所需浓介质补加量x V
111()()cs n cn cf d s cf d x G V g V V γγγγγγγγ-+-+=中矸s2cf2cs2x c cx g （-）
g (-)
65.51(10.4595) 5.93 1.212⨯-+⨯⨯⨯⨯=⨯（0.4595-0.3）+8.57 1.698（0.4595-0.2）
1.287（0.4595-0.05）
=76.53 m 3/h
分流量：
1122(1)(1)(1)(1)1x x n n ds s ds s p df f V V V V V V ∆-+∆--∆--∆-=
-∆- 76.53(21)45.94(1.481) 5.93(1.81)8.57(2.21) 6.841.31
⨯-+⨯--⨯--⨯-=-- =271.67 m 3/h
取：20p V V ==271.67 m 3/h
补加水量为w V 为：
w d d d p x n V V V V V V V =+++--精中矸
=6.84+5.93+8.57+271.67-76.53-45.94
=170.54 m 3/h
分流量确定后，可进一步求出分流中其他参数：
204cp c c p G G g V ==⨯=0.23⨯271.67=62.48 t/h
204fp f f p G G g V ==⨯=0.28⨯271.67=76.07 t/h
202020p c f G G G G ==+=62.48+76.07=138.55 t/h
204p p W W w V ==⨯=0.79⨯271.67=214.62 m 3/h
同时可求出精煤脱介所得合格介质经分流后返回循环介质桶的悬浮液为： 21720V V V =-=424.65-271.67=152.98 m 3/h
21720G G G =-=276.02-138.55=137.47 t/h
21720c c c G G G =-=110.41-62.48=47.93 t/h
21720f f f G G G =-=165.61-76.07=89.54 t/h
21720W W W =-=318.49-214.62=103.87 m 3/h
10.磁选作业的计算
（1）末精煤离心脱水，取末精煤产品水分为Mt 22=7%,则：
22222222720.111001007
t t M W Q M =⨯=⨯--=1.51 m 3/h 231322W W W =-=4.25-1.51=2.74 m 3/h
2323V W ==2.74 m 3/h
磁选精煤的量：
24142023V V V V =++=24.271+271.67+2.74=298.681 m 3/h 241420Gc Gc Gc =+=1.769+62.48=64.249 t/h
241420Gf Gf Gf =+=2.655+76.07=78.725 t/h
242424G Gc Gf =+=64.249+78.725=142.974 t/h 24142023W W W W =++=22.57+214.62+2.74=239.93 m 3/h 242424/w W V ==239.93/298.681=0.803
242424/f Gf G γ==78.725/142.974=0.551
24241c f γγ=-=1-0.551=0.449
取磁选效率η=99.8%，磁选精矿悬浮液密度26∆=2.0，磁性物含量26f γ=95%,有关性质：26g =1.288 t/m 3, 26w =0.712
磁选尾矿中磁性物损失：
2524f f G G η=⨯（1-）=78.725⨯（1-0.998）=0.157 t/h 所以，精矿参数为：
262425f f f G G G =-=78.725-0.157=78.568 t/h
2626f26/f G G γ==78.568/0.95=82.703 t/h
262626c f G G G =-=82.703-78.568=4.135 t/h
262626/V G g ==82.703/1.288=64.21 m 3/h
262626W w V =⨯=0.712⨯64.21=45.72 m 3/h
进一步求出尾矿的其他参数：
252426c c c G G G =-=64.249-4.135=60.114 t/h
252525c f G G G =+=60.114+0.157=60.271 t/h
252426W W W =-=239.93-45.72=194.21 m 3/h
252426V V V =-=298.681-64.21=234.471 m 3/h 因此，尾矿中磁性物含量为：
尾矿中的重量浓度：
25
25252560.271100%60.271194.21
G
P G W ==⨯++=23.68%
单位体积尾矿中磁性物含量：
252525/f f g G V ==0.157/234.471=0.00067 t/m 3，即25f g =0.67 g/l
(2) 末中煤离心脱水，取末中煤产品水分28t M =7%。

则： 28
282828100t t M
W Q M =⨯-7
20100
7=⨯-=1.505 m 3/h
271628W W W =-=4.56-1.505=3.055 m 3/h
2727V W ==3.055 m 3/h
磁选中，矸的量：
29151827V V V V =++=21.401+48.444+3.055=72.9 m 3/h 291518f f f G G G =+=2.3+3.326=5.626 t/h
291518c c c G G G =+=1.531+2.221=3.752 t/h
292929c f G G G =+=3.752+5.626=9.378 t/h
29151827W W W W =++=19.93+46.313+3.055=69.298 m 3/h 292929/w W V ==69.298/72.9=0.95
292929/f f G G γ==5.626/9.378=0.6
29291c f γγ=-=1-0.6=0.4
取磁选效率为η=99.8%，磁选精矿悬浮液密度30∆=2.0，磁性物含量30f γ=95%，有关性质：30g =1.288 t/m 3，30w =0.712 磁选尾矿中磁性物损失：
3129f f G G η=⨯（1-）=5.626⨯（1-0.998）=0.011 t/h 所以，精矿参数为：
302931f f f G G G =-=5.626-0.011=5.615 t/h
303030/f f G G γ==5.615/0.95=5.911 t/h
303030c f G G G =-=5.911-5.615=0.296 t/h
303030W w V =⨯=0.712⨯4.589=3.267 m 3/h 进一步求出尾矿的其他参数： 312930c c c G G G =-=3.752-0.296=3.456 t/h 313131c f G G G =+=3.456+0.011=3.467 t/h 312930W W W =-=69.298-3.267=66.031 m 3/h 312930V V V =-=72.9-4.589=68.311 m 3/h 因此，尾矿中磁性物含量： 313131/f f G G γ==0.011/3.467=0.0032=0.32% 尾矿中的重量浓度：
31313131 3.467100%3.46766.031G P G W ==⨯++=4.99% 单位体积尾矿中磁性物含量为： 313131/f f g G V ==0.011/68.311=0.00016 t/m 3，即31f g =0.16 g/l
11.计算补加新介质及稀释用水量 所需补加浓介质体积x V 已求出，根据质量平衡关系不难求出浓介质其他各项参数：33d d d p n G G G G G G =+++-精中矸=4.446+3.85+5.57+138.55-65.51=86.906 t/h
330f fd fd fd fp f G G G G G G =+++-精中矸=2.668+2.31+3.34+76.07-0=84.388 t/h 333333c f G G G =-=86.906-84.388=2.518 t/h 33d d d p v n W W W W W W W =+++--精中矸
=5.13+4.45+6.43+214.62-170.54-2.27 =57.82 m 3/h
补加介质量：
343332332630f f f f f f G G G G G G =-=--=84.388-78.568-5.615=0.205 t/h 取新介质中磁性物含量为34f γ=95%，则： 343434/f f G G γ==0.205/0.95=0.216 t/h 343434c f G G G =-=0.216-0.205=0.011 t/h
17 稀释水量：
353332332630W W W W W W =-=--
=57.82-45.72-3.267
=8.833 m 3/h。