選煤流程計算

1、流程計算選煤作業(yè)計算的目的首先是為了設計新選煤廠，預測選煤分選效果，判斷可能達到的工藝指標。其次是為了管理與檢查選煤廠生產過程是否已達到最佳或較好的生產指標，從而可以提出一些技術措施。這對于單機或系統(tǒng)檢查，就顯得十分必要。前面根據原始資料的分析、綜合、計算，獲得選煤產品平衡表，這只是在理想條件下，可能達到的最好指標，稱為理論平衡表，但在實際生產中不可能達到，因此，重要的工作是根據已掌握的實際規(guī)律，將理論的指標轉化為實際的指標。在選煤廠設計中，究竟考慮哪些因素，才能使理論指標加以調整修正，從而制定出符合實際情況的選煤產品實際平衡表。重力分選過程不同密度的物料在產品中的混雜程度及其規(guī)律性問題的探討

2、，是從理論指標轉化為實際指標的重要依據。至于在分選過程中，煤與矸石的密碎，矸石的水溶作用等產生的部分次生煤泥的問題，須根據資料或經驗數據加以調整。選煤作業(yè)的計算，仍然是根據進入作業(yè)的物料和自該作業(yè)排除的物料在數量和質量方面的平衡原則進行計算的。從選煤流程結構分析，選煤作業(yè)分選過程的形式，原料煤可以分成兩種產品、或三種產品，也有的選煤機本身包含著循環(huán)負荷，但不能最為一種最終產品。4.1 工藝流程計算的目的、依據和原則4.1.1工藝流程計算的目的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)，是在已確定工藝流程和工作制度下進行的。工藝流程應達以下目的：（1） 計算出整個作業(yè)入料和排料的數量

3、和質量；（2） 是整個工藝流程的煤、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地依據；（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。4.1.2 工藝流程計算的依據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） 已經科學合理的選擇確定的工藝流程；（2） 已經整理合格的入廠（入選）原煤的篩分、浮沉及可選性試驗資料；（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

4、量，t/h； 選煤廠年生產能力，t/h； T 選煤廠年工作日數，d/a； t 選煤廠日工作小時數，h/d； 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； 用戶型選煤廠的年工作制度可以與所服務的用戶廠一致。4.1.3 工藝流程計算的原則和應注意的事項：（1） 工藝流程計算時必須遵守數、質量平衡的原則。所謂平衡是指進入某作業(yè)各種物料數、質量總和應等于該作業(yè)排出的各種物料數、質量總和。（2） 工藝流程計算時應注意以下事項： 對于灰分、硫分等指標必須用加權平均的方法進行計算。 水分指標采用水量平衡原理進行計算。 百分數必須是同一基礎量時才可以運算；計量

5、單位必須相同才可以運算。 計算固體物料數量平衡時，應采用干燥基進行。 進行工藝流程計算時，必須按照作業(yè)順序進行。4.1.4 有關工藝流程計算的內容 選煤工藝流程數、質量平衡計算中包含三種平衡，一是煤的數、質量平衡；二是水量的平衡；三是使用重介選煤時介質量的平衡。三種量分別計算。（1）煤的數、質量平衡指標 煤的絕對數量符號為Q,單位為t/h.在數、質量計算時，不考慮水的問題，按絕對干燥重量計算。 煤的相對數量用質量百分數表示，符號為. 煤的質量用灰分百分數表示，符號為A. 煤的硫分符號為代表干基全硫，%（2）水的平衡指標 水量用W表示，單位為m/h或t/h，計算水量時，不考慮其中的懸浮物。4.2

6、 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，年處理為120萬噸，可計算出選煤廠的小時處理量，把120萬噸/年帶入公式（4-1）計算可得： 4.2.2 預先篩分和破碎作業(yè)的計算 預先篩分的篩孔尺寸為50mm，由于是不分級入選，即可知篩分效率=100%。且檢查性手選和破碎環(huán)節(jié)前后的數量和和質量不變，破碎前后數質量同預先篩分的篩上物數質量。經過準備作業(yè)原煤的水分也是不發(fā)生改變的。A.預先篩分作業(yè)的計算預先篩分的篩孔為50mm,篩分效率=100%，由三層原煤篩分試驗結果綜合表知：其中入料Q=216.59t/h，=100%，A=17.62%，（1） 篩下物數、質量的計算-50 =7

7、1.14%，A-50=16.82% 篩下=-50=100%71.14% =71.14%，Q篩下=篩下Q=71.14%216.59=154.08t/h， A篩下=A-50=16.82%；（2） 篩上物數、質量的計算Q篩上=Q-Q篩下=216.59-154.08=62.51t/h， 篩上=100-篩下=100-71.14=28.86%，A篩上=19.58%；B.檢查性手選的計算檢查性手選只揀出木塊、鐵器和少量過大塊矸石，因此經過檢查性手選，認為在數量和質量指標方面不改變。C.破碎作業(yè)的計算本流程采用開路破碎作業(yè)（只有對入料的粒度上限有嚴格要求時才采用閉路破碎），經破碎后，認為只有粒度上的變化，而破

8、碎前后數量、質量不變，因此破碎后數質量同篩上物數質量相同。表4-1準備作業(yè)計算選煤廠年生產能力1.20Mt/a原煤Q,t/h,%A,%216.59100.0017.62預先篩分篩上62.5128.8619.58篩下154.0871.1416.824.3 重選作業(yè)的計算主選作業(yè)三產品重介質旋流器的計算在前面的技術經濟比較中已經算出結果。從產品平衡表中可知，煤泥是原生煤泥、次生煤泥、和浮塵煤泥之和。在沒有實際資料的情況下，按照經驗分配方法，將85%的煤泥分配到精煤溢流中，將10%的煤泥分配到中煤中，5%的煤泥分配到矸石中，煤泥灰分不變。結果如下：煤泥 =20.32%，A 煤泥=15.48%精煤=煤

9、泥=85%20.32% =17.27%，中煤=煤泥=10%20.32% =2.03%， 矸石=煤泥=5%20.32% =1.02%，由分配到各個產品中的煤泥加上設計平衡表中的產率，得到弧形篩的入料結果。所以三產品重介質分選出料為：4=8.63+1.02=9.65%，5=11.27+2.03=13.30%，6=59.78+17.27=77.05%。Q4=4Q3=9.65%216.59=20.90t/h，Q5=5Q3=13.30%216.59=28.81t/h，Q6=6Q3=77.05%216.59=166.88t/h。A4=（8.63*71.81+1.02*15.48）/9.65=65.86%，

10、A5=（11.27*23.82+2.03*15.48）/13.30=22.55%，A6=（59.78*9.46+11.27*15.48）/77.05=10.81%。4.4產品的脫水分級計算4.4.1 精煤脫介篩的計算 分級篩的篩孔一般取13mm，為了簡化計算過程，篩分效率取100%，因設計時缺乏精煤粒度組成的篩分資料，故-d用原煤篩分資料代替，篩下產物的產率為：-d0.5=51.50%，-0.5=17.27%，入=77.05%-17.27%=59.78% Q入=Q0*入=135.86t/h下=入-d0.5+-0.5=59.78%*51.50%*100%+17.27%=48.06%，Q下=下Q0

11、=109.23t/h。A下=（入-d0.5A-d0.5+-0.5A-0.5）/下=（59.78%*51.50%*100%*9.72%+17.27%*15.48%）/48.06%=11.78%。（其中A-d0.5從入選原煤分粒級浮沉實驗綜合表中查出各粒級小于1.4或者小于1.5g/cm3的密度灰分，將其加權平均得到）9=7-下=77.05%-48.06%=28.99%，Q9=Q7-Q下=62.79t/h。A9=（77.05%*10.81%-48.06%*11.78%）/28.99%=9.20%。4.4.2 精煤末煤離心機的計算離心機脫水效果以及離心液中所含固體量與所使用的離心機有關，離心液所含固

12、體由-0.5mm及少量的+0.5mm粗煤泥組成，一般選用占入料量的5%-10%，這里取7%。離心液中的粗煤泥灰分，計算是可取A13-0.5+（2-2.5）%所以：12=10*7%=48.06%*7%=3.36%，。末精煤經過離心機脫水后，產品中只有入料50%的煤泥，那么：=*30%*50%=17.27*15%=2.59%，11=10-12=48.06-17.27+2.59-0.77=32.61%離心液A12=（）/12=(0.77*18.55+2.59*15.48）/3.36=16.18%。A11=（30.02*9.46+2.59*15.48）/32.61=9.84%。Q11=11*Q3=70

13、.63t/h，Q12=216.59*3.36%=7.28t/h。4.4.3 分級旋流器的計算為了計算方便，假設精煤磁選機中的煤泥全部進入分級旋流器19=17.27-2.59+0.77=15.45% A19=15.97 Q19=216.59*15.45%=33.46t/h分級旋流器的效果跟旋流器的參數和物料的性質與操作因素等有關，這里取分級旋流器的底流含量值為40%。所以：20=19*40%=15.45*40%=6.18%,21=19-20=15.45-6.18=9.27%。溢流中的物料全是-0.5mm煤泥，所以A21=14.34%，A20=（15.45*15.97-9.27*14.34）/6.

14、18=18.42%。Q21=17*Q3=9.27%*216.59=20.08 t/h，Q20=Q19-Q21=33.46-20.08=13.38t/h。4.4.4 高頻振動篩的計算高頻振動脫水篩，煤泥回收率為80%-90%，這里取90%。入料中含有的粗煤泥含量為c=3.36-2.59=0.77%，所以，煤泥含量為：m=6.18-0.77=5.41%。22=m*90%=5.41*90%=4.87%，23=20-22=5.41-4.87+0.77=1.31%，A22=14.34%，A23=（6.18*18.42-4.87*14.34）/(0.54+0.77)=33.59%。Q22=22*Q3=4.

15、87%*216.59=10.55t/h，Q23=Q20-Q22=13.39-10.55=2.84t/h。4.4.5 中煤脫介篩的計算中煤脫介篩脫泥篩效率為60-70%，這里取70%：27=70%*24煤泥=70%2.03=1.42%，26=5-27=13.30-1.42=11.88%。Q27=25Q3=1.42%216.59=3.08 t/h，Q26=Q5-Q27=25.73t/h。A27=15.84%，A26=（13.3*22.55-1.42*15.84）/11.88=23.35%。4.4.6 矸石脫介篩的計算矸石脫介篩脫泥篩效率為60-70%，這里取70%：34=70%*30煤泥=70%1

16、.02=0.71%，33=31-34=9.65-0.71=8.94%。Q34=34Q3=0.71%216.59=1.54t/h，Q33=Q4-Q34=21.93-1.61=19.36 t/h。A34=15.84%，A33=（9.65*65.86-0.71*15.84）/8.94=69.83%。4.4.7 中矸磁選機的計算磁選機精礦為精磁鐵礦粉，所以為了方便計算，假設效率為100%，磁鐵礦粉中沒有煤泥。所以：34=0.71%，29=27=1.42%，Q34=1.61t/h ，Q29=Q27=3.23t/h。36=34+29=2.13% Q36=Q29+Q34=4.61%4.5浮選作業(yè)的計算4.5

17、.1 浮選礦漿準備器的計算礦漿準備器的入料來自分級旋流器和高頻篩篩下物料，所以：38=22+21=9.27+4.87=14.14%，A38=14.34%，Q38=36Q3=14.14%*227.27=32.14t/h。4.5.2浮選作業(yè)的計算浮選精煤可燃體回收率按以下公式計算： Ec 浮選精煤可燃體回收率，%; c- 浮選精煤產率，%; Ad,c浮選精煤灰分，%; Ad,f浮選人料灰分，% （計算結果取小數點后二位，修約至小數點后一位所以，=70%*（100-7.80）/（100-14.34）=75.34%，所以，0.5-0mm煤泥為中等可選選煤泥，取80%，從0.50mm可選性曲線中查得浮選

18、理論分選精煤產率為74.60%，理論分選精煤灰分為7.8%。39=74.60%*80%*38=0.746*0.8*14.14%=8.44%，A39=7.80%，Q39=39Q3=8.44*227.27=19.18t/h。40=38-39=14.14-8.44=5.70%，Q40=40Q3=5.70%*227.27=12.95t/h，A40=（14.14*14.34-7.80*8.44）/5.70=24.02%。4.5.3浮選產品處理的計算這里為了方便計算，把浮選精煤壓濾機和尾煤壓濾機以及濃縮機的效率都假設為100%，得到：39=48=8.44%，Q39=Q48=18.28t/h ，44=42=

19、41=5.70+1.42+0.71=7.83%，Q44=Q42=Q41=16.96t/h。A41=A42=A44=21.70濃縮機入料 41=40 +36=2.13+5.70=7.83% Q41=41*Q3=16.96t/h4.6產品最終平衡表表37：各流程產率數質量計算表序號流程名稱效率%Q（t/h)%A%0原煤216.59 100.00 17.62 1預先分級篩下100154.08 71.14 16.82 2預先分級篩上62.51 28.86 19.58 3三產品入料216.59 100.00 17.62 4矸石出料20.90 9.65 65.86 5中煤出料28.81 13.30 22.

20、55 6精煤出料166.88 77.05 10.81 9塊精煤出料62.79 28.99 9.20 10離心機入料104.09 48.06 11.78 11末精煤出料70.63 32.61 9.84 12精煤離心機濾液5%-10%(取7%）7.28 3.36 16.18 13精煤脫介篩合介0.00 0.00 0.00 14精煤磁選機入料33.46 15.45 15.97 15精煤磁選機尾礦100%33.46 15.45 15.97 16精煤磁選機精礦0.00 0.00 0.00 17分級旋流器溢流20.08 9.27 14.34 18分級旋流器底流40%13.39 6.18 18.42 19高

21、頻篩篩下10.55 4.87 14.34 20高頻篩篩上2.841.3133.5921最終精煤133.4261.609.4824中煤出料25.7311.8823.5525中矸磁選機入料脫介篩60%-70%3.081.4215.8426中煤脫介篩合介取70%0.000.000.0031矸石脫介篩合介0.000.000.0032矸石磁選機入料脫介篩60%-70%1.540.7115.8433矸石出料取70%19.368.9469.8334中矸磁選機精礦0.000.000.0035中矸磁選機尾礦4.612.1315.8436礦漿準備器入料30.6314.1414.3437浮選機精煤出料為計算方便80

22、%18.288.447.8038浮選機尾煤出料12.355.7024.0239浮選精煤為計算方便100%18.288.447.8040循環(huán)水0.000.000.0041一段濃縮入料16.967.8321.7042濃縮底流為計算方便100%16.967.8321.7043濃縮溢流0.000.000.0044尾煤16.967.8321.7045壓濾機濾液為計算方便100%0.000.000.0047總計216.59100.0017.6247總計216.59100.0017.62得到產品最終平衡表如下：最終產品平衡表產品數量灰分(%)噸時噸日萬噸年Ad (%)精煤塊精煤28.9962.791004.

23、6333.159.20末精煤32.6170.631130.0837.299.84浮選精煤8.4418.28292.489.657.80小計70.04151.702427.1980.109.33中煤中煤11.8825.73411.6913.5923.55高頻篩篩上1.312.8445.401.5033.59小計13.1928.57457.0915.0824.55煤泥7.8316.96271.348.9521.70矸石8.9419.36309.8110.2269.83合計100.00216.593465.44114.3617.624.7 水和介質流程的計算4.7.1分選作業(yè)的計算（1） 計算給料中

24、的煤泥水煤泥的比重c=1.45 非磁性物煤泥含量c=100%。干煤泥量G0=20.32%*215.91=43.87t/h，原煤含水指標Mt=4.7%，所以原煤含水量W0=11.36。煤泥水體積=11.36+43.87/1.45=41.62 ,單位體積中煤泥含量=G0/=43.87/41.62=1.05。(2) 計算外加濃介質性質設濃介質比重為=2.0，=4.50，=1.45，濃介質中磁性物和非磁性物含量為：=95%，=5%。=4.5*1.45/(4.5*0.05+1.45*0.95)=4.07 =(2-1)*4.07/(4.07-1)=1.34 =*0.05=1.34*0.05=0.067 =

25、*0.95=1.34*0.95=1.27 =-=2-1.34=0.66(3) 工作懸浮液的計算 先確定循環(huán)介質量，三產品重介質旋流器的循環(huán)懸浮液用量取3.6 ，因此，循環(huán)介質總用量為： =3.8*215.91=820.46 故工作懸浮液體積為： =41.62+820.46 = 862.08 設計要求分選密度=1.48，從該圖中查得工作懸浮液密度=1.46，取工作懸浮液中磁性物和非磁性物的含量為=60%，=40%。=c*/(*+c*)=4.5*1.45/(4.5*0.4+1.45*0.6)=2.4 g=(1.46-1)*2.44/(2.44-1)=0.78 =g=0.78*0.4=0.312 ，

26、 =g=0.78*0.6=0.468 ， =-g=1.46-0.78=0.68 。=0.78*862.08=672.42t/h =0.312*862.08=268.97 t/h=0.468*862.08= 403.45 t/h =0.68*862.08=586.21t/h（4） 工作懸浮液在產品中的分配三產品重介質旋流器中的溢流懸浮液密度比工作懸浮液密度一般低0.07-0.17，底流懸浮液密度一般比工作懸浮液密度高0.4-0.7。設溢流懸浮液密度比工作懸浮液低0.10，底流懸浮液密度比工作懸浮液密度高0.4。=1.46-0.1=1.36 =1.46+0.4=1.86 =0.1*862.08/(

27、1.86-1.36)=172.42=862.08-172.42=689.66 設底流懸浮液中的磁性物含量比工作懸浮液高5%-15%，取10%，則：=0.6+0.1=0.7，=1-0.7=0.3；=c*/(*+c*)=2.76；=（1.86-1）*2.76/(2.76-1)=1.35;=1.35*0.3=0.41, =1.35-0.41=0.94, =-g=1.86-1.35=0.51=1.35*172.42= 232.77t/h,同理：=0.94*172.42=162.08 t/h =0.41*172.42=70.69t/h=0.51*172.42=87.93 t/h =672.42-232.

28、77=439.65t/h =403.13-161.94= 241.19t/h =268.75-70.63= 198.12t/h =585.74 -87.86=497.88 t/h =439.30/689.10=0.64=198.12/689.10 = 0.29 =0.64-0.29=0.35=497.88/689.10=0.72中矸進入二段懸浮液，設旋流器溢流的密度比工作懸浮液的密度低0.1，底流的密度比工作懸浮液的密度高0.4。二段分選密度=1.80，從圖4-9中查得工作懸浮液密度為=1.73。=1.73-0.1=1.63，=1.73+0.4=2.13。=0.1*172.28/0.5=34.

29、46=172.28-34.46=137.82設底流中的磁性物含量比工作介質高10%，則：=0.7+0.1=0.8,=0.2；=c*/(*+c*)=3.17；=（2.13-1）*3.17/(3.17-1)=1.65； =1.65*34.46= 56.86t/h =1.64*0.8*34.46=45.21 t/h =1.65*0.2*34.46=11.37 t/h =（2.13-1.65）*34.46= 16.54t/h =232.58-56.86= 175.72t/h=161.94-145.21= 16.73 t/h =70.63-11.37= 59.26 t/h=87.86-16.54= 71

30、.32t/h =175.72/137.82=1.27=59.26/137.82=0.43 =1.27-0.43=0.84 =71.32/137.82=0.524.7.2 脫介作業(yè)計算（1）精煤脫介作業(yè)的計算取弧形篩脫介的效率為70%，即弧形篩脫下來的合格介質為精煤介質的70%。=0.7*689.10=482.37 =0.64*482.37=308.72 t/h=0.29 *482.37=139.89 t/h =308.72 -139.89=168.83 t/h=0.72*482.37=347.31 t/h進入脫介篩的懸浮液為：=689.10-482.37=206.73 =439.30-308.

31、72=130.58 t/h= 198.12-139.89=58.23 t/h =130.58-58.23 =72.35 t/h=497.88-347.31=150.57t/h按照經驗指標計算法，物料由脫介篩濃介段進入噴水的稀介段時，該物料表面所帶走磁性物數量N的經驗指標為： 塊煤N=20 kg/t，末煤N=50 kg/t 。=20*62.79/(1000*0.64*0.6)=3.43 ,=50*70.63/(1000*0.64*0.6)=9.65=3.43+9.65=13.08 =0.64*13.08 =8.37t/h=0.35*13.08=4.58 t/h =0.29*13.08= 3.79

32、 t/h=0.72*13.08 =9.42 t/h取稀介質段的噴水量為塊精煤為0.5-1.0，取1.0，末精煤用水量為1.0-2.0，取2.0。=1.0*65.89=65.89 =2.0*74.11=148.22 計算產品帶走的磁性物含量，取精煤中，塊煤產品帶走的磁性物數量為0.3-0.4，取M=0.4，末煤產品帶走的磁性物數量指標為0.5-0.7，取M=0.6。=0.4*62.79/1000=0.026 t/h =0.6*70.63/1000=0.044 t/h=0.028/0.6= 0.047 t/h =0.047-0.026=0.021 t/h=0.044/0.6=0.073 t/h =

33、0.073-0.044=0.029 t/h取精煤產品的水分分別為：塊精煤為8-10%，取=9%，末精煤為13-18%，取=15%。所以產品帶走的水量為：=9*62.79/(100-9)= 6.52 t/h =6.52+0.028/4.5+0.021/1.45=6.54 =15*70.63/(100-15)=13.08 t/h =13.08+0.044/4.5+0.029/1.45=13.11 因此第二段篩下稀介質懸浮液各項指標：=13.08+65.89+148.22-6.54-13.11=207.54 =8.37-0.047-0.073=8.25 t/h=4.58-0.026-0.044=4.

34、51 t/h=3.79-0.021-0.029=3.74 t/h=9.42+65.89+148.22-6.52 -13.08=203.93 t/h精煤脫介篩篩下的第一段合格介質數質量為：=206.73-13.08=193.65 =130.58-8.37= 122.21 t/h=72.35-4.58=67.77 t/h =58.23-3.79=54.44 t/h=150.57-9.42=141.15 t/h（2）中煤脫介作業(yè)的計算取弧形篩脫介的效率為70%，即弧形篩脫下來的合格介質為精煤介質的70%。=0.7*137.82=96.47 =1.27*96.47=122.52 t/h=0.43*96

35、.47=41.48 t/h =122.52-41.48=81.04 t/h=0.52*96.47=50.16 t/h進入脫介篩的懸浮液為：=137.82-96.47=41.35 =175.72-122.52=53.20 t/h=59.26-41.48=17.78 t/h =53.20-17.78 =35.42 t/h=71.32-50.16=21.16 t/h按照經驗指標計算法，中煤由脫介篩濃介段進入噴水的稀介段時，中煤表面所帶走磁性物數量N的經驗指標為：N=50。=50* 25.73/(1000*0.84)=1.61 =1.27*1.61=2.04 t/h=0.84*1.61=1.35 t/

36、h =0.43*1.61=0.69 t/h=0.54*1.61=0.87 t/h取稀介質段的噴水量為塊中煤1.0。=1.0*27*2/3=18 =1.0*27/3=9 計算產品帶走的磁性物含量，取中煤中，中煤產品帶走的磁性物數量M=0.6。=0.6*27/1000=0.0162 t/h =0.0162*1.27/0.84=0.0244 t/h=0.0244-0.0162=0.0082 t/h取中煤產品的水分為：=15%。所以中煤帶走的水量為：=15*25.73/(100-15)=4.76 t/h =4.76+0.0162/4.5+0.0082/1.45=4.77 因此中煤脫介篩篩下稀介質為：=

37、1.61+18+9-4.77=23.84 =2.04-0.0244=2.016 t/h=1.35-0.0162=1.33 t/h =2.016-1.33=0.69 t/h=0.96+19.97+9.99-4.88=26.04 t/h中煤脫介篩篩下的一段合格介質數質量為：=41.35-1.61=39.74 =53.20-2.04=51.16 t/h=35.42-1.35=34.07 t/h =17.78-(2.04-1.35)=17.09 t/h=21.16-0.96=20.20 t/h（3）矸石脫介作業(yè)的計算取弧形篩脫介的效率為70%，即弧形篩脫下來的合格介質為精煤介質的70%。=0.7*34

38、.46=24.12 =1.65*24.12=39.80 t/h=1.65*0.2*24.12=7.96 t/h =39.80-7.96=31.84 t/h=（2.13-1.65）*24.12=11.58 t/h進入脫介篩的懸浮液為：=34.46-24.12=10.34 =56.86-39.80=17.06 t/h=11.37-7.96=3.41 t/h =17.06-3.41=13.65 t/h=16.54-11.58=4.96 t/h按照經驗指標計算法，矸石由脫介篩濃介段進入噴水的稀介段時，矸石表面所帶走磁性物數量N的經驗指標為：N=20。=20*19.36/(1000*1.65*0.8)=

39、0.31 =1.65*0.31=0.51 t/h=0.8*1.65*0.31=0.41 t/h =0.2*1.65*0.31=0.10 t/h=(2.13-1.65)*0.31=0.15 t/h取稀介質段的噴水量為矸石噴水量1.0。=1.0*20.32*2/3=13.55 =1.0*20.32/3=6.77 計算產品帶走的磁性物含量，取矸石中，矸石帶走的磁性物數量M=0.6。=0.6*20.32/1000=0.012 t/h =0.012/0.8=0.015 t/h=0.015-0.012=0.003 t/h取矸石產品的水分為：=14%。所以矸石帶走的水量為：=14*19.36/(100-14

40、)=3.31 t/h =3.31+0.012/4.5+0.003/1.45=3.31 因此矸石脫介篩篩下稀介質為：=0.31+13.55+6.77-3.31=17.32 =0.51-0.015=0.495 t/h=0.41-0.012=0.398 t/h =0.495 -0.398=0.097 t/h=0.15+13.55+6.77-3.31=17.16 t/h矸石脫介篩篩下的一段合格介質數質量為：=10.34-0.31=10.03 =17.06-0.51=16.55 t/h=13.65-0.41=13.24 t/h =16.55-13.24=3.31 t/h=4.96 -0.15=4.81

41、t/h4.7.3 濃介質補加量Vx、補加水量Vw、分流量Vp的確定（1） 分流量的計算 介質流程必須考慮分流，原因是入料中不斷帶來煤泥，使介質系統(tǒng)的非磁性物逐漸增加，造成工作懸浮液的性質改變。懸浮液體積的平衡式： V0、Vx、Vw、Vp 分別為原煤帶入的懸浮液、濃介 V0+Vx+Vw=Vdf+Vds+Vp 質懸浮液、補加水和分流懸浮液的體積，懸浮液重量的平衡式： Vds、Vp 分別為浮物和沉物產品帶入稀介段的懸浮液體積 V00+Vxx+Vw=(Vdf+Vp)f+Vdss 0、x、f、s分別為原煤帶入的懸浮液、濃介質懸浮液、懸浮液中固體重量的平衡式： 浮物及沉物帶入稀介段的懸浮液的密度， V0g

42、0+Vxgx=(Vdf+Vp)gf+Vdsgs g0、gx、gf、gs分別為原煤帶入的懸浮液、濃介質懸浮液、懸浮液中非磁性物的平衡式： 浮物及沉物帶入稀介段的懸浮液的固體重量， V0g0+Vxgx=（Vdf+Vp）gf+Vdsgs 、分別為原煤帶入的懸浮液、濃介質懸浮液、 浮物及沉物帶入稀介段的懸浮液中非磁性物含量 =4.5*1.45/(4.5*0.05+1.45*0.95)=4.07 =(2-1)*4.07/(4.07-1)=1.34 =*0.05=1.34*0.05=0.067 =*0.95=1.34*0.95=1.27 =-=2-1.34=0.66對于三產品旋流器，此時可以把中煤和矸石看

43、做是沉物，精煤看作是浮物，則有： = 53.20+17.06=70.26 t/h =/=0.79/2.55=0.30 = 4.58 /8.37=0.55 = 17.78+3.41 =21.19 t/h =1.61+0.31=1.92 =1.55= 35.42+13.65 =49.07 t/h =1.81 = /=2.55/1.92=1.33Vx=V0g0()+()/()=(41.62*1.07*0.45+1.92*1.33*0.25)/(1.34*0.35)=44.34 Vw=Vx(-)-V0(-)-(-)/(-1)=(44.34*0.45-43.21*0.09-1.92*0.26)/0.35

44、=39.51 Vp=V0(-1)+Vx(-1)-(-1)/(-1)-=(43.21*0.45+44.34*1-1.92*0.81)/0.45-(3.43+9.65)=125.21 故分流率X=/=125.21/(482.37+193.65)=18.52 %故濃介質懸浮液的體積為Vx=44.34 ，循環(huán)介質的補加水量為Vw=39.51 =*Vp=0.78*77.81=60.68 t/h =*Vp=0.312*125.21=41.44 t/h =*Vp=0.468*125.21=58.60 t/h =0.68*125.21=85.14 t/h =+-=122.21+308.72-60.68 =37

45、0.25 t/h =54.44+139.89-24.28=170.05 t/h = 168.83 +67.77- 36.41=200.19 t/h=482.37+193.65-77.81=598.21 = 141.15+347.31- 52.91=435.55 （2） 磁選作業(yè)的計算 精煤離心機指標的計算臥脫離心機末精煤水分=7%,離心液非磁性物煤泥含量=50%，離心液磁性物煤泥 含量=100%， =0.044 t/h，=0.073 t/h， =0.029 t/h =13.08 t/h =13.11 此時末精煤即=0t/h，=0.029*0.5=0.015t/h，=+=0.015t/h =Q*

46、7%/（1-7%）=70.63*7/93=5.58 t/h =5.58+0.015/1.45=5.59 離心液為 =0.044t/h， =0.015 t/h，=0.015+0.044=0.059 t/h ,=13.08-5.58=7.5 t/h =13.11-5.59=7.52 磁選效率一般可達到=99.80%，磁選精礦中的磁性物的數量f=95%，磁選精礦懸浮液的密度=2.0，非磁性物真密度c=1.45 tm-3,磁性物f=4.5 tm-3,工作懸浮液中固體物的真密度=4.07 tm-3, = =4.07 =+(1-) g= V= G/g 工作懸浮液中固體體積濃度=32.57%, 工作懸浮液單

47、位體積中固體重量g=1.33 t/m3 精煤磁選機：入料：=+=36.41+4.51+0.044=40.96 t/h =+=41.44+3.74+0.015=45.20 t/h =+=60.68+8.25+0.059=68.99 t/h =+=77.81+207.54+7.52=292.87 =+=52.91+203.93+7.5=264.34 t/h 合格介質：=*99.80%=40.96*0.998=40.89 t/h =/=40.89/0.95=43.04 t/h =-=43.04-40.89=2.15 t/h =/g=43.04/1.33=32.36 =21.79 t/h 磁選尾礦：=-=68.99 -43.04=25.95 t/h =-=40.96 -40.89=0.07 t/h =-=45.20 -2.15=43.05 t/h = - =292.87-32.36=260.51 =-=264.34-21.79=242.55 t/h 中矸磁選機： 入料：=+=2.016+0.495=2.51 t/h =+= 0.69+0.097=0.787 t/h =+=1.33 +0.398=1.73 t/h =+=23.84+17.32=41.16 =+=26.04+17.16=43.20 t/h合格介質：=*99.80%=1.73