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矸石、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%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[1]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°8ˊ，北纬45°20ˊ），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36ºC，最低温度零下35ºC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、矸石精煤灰分为：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%矸石灰分为：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煤和夹矸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6.50-0mm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验项目Mad%Ad%Vdaf%St,d%Qgr,dMj/Kg胶质层粘结指数X,(mm)Y,(mm)毛煤1.9226.5430.290.1622.4500—净煤0.688.6827.690.4403712752.2.1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[3]4.煤 种：由筛分总样化验结果可知，Vdaf=27.69%，Vdaf ＞20.0～28.0%,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[9]5.含 矸 量：由原煤筛分试验表可以看出原煤含矸量为3.04%，其值<5%所以为中矸煤可以不考虑机械排矸，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λ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γδ±0.1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λ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：γδ±0.1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=γc(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%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，γδ±0.1 =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[4]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λ=23%，根据等λ原则，分别在50-13mm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φ50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、矸石分别进入弧形筛、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——磁选——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 产品构成表方案产 品灰分%单价元/t产率%年效益万元1块精11.2964014.934777.6末精+浮精8.9772041.3614889.62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163117脱介筛3024-2625离心机中煤矸石32 检查手选底流35645破碎杂物混料桶7精煤弧形筛三产品旋流器832中煤3611分流箱2223++-10+-弧形筛弧形筛脱介筛尾矿3433精矿磁选机2855+27旋流器组溢流高频振动筛3253介质54水5152563837合格介质桶煤泥1514182120++9-矿浆预处理器4243浓缩浮选机41加压过滤机精矿尾矿-+压滤机474644454849+-矸石13-脱介筛501219-末精煤块精-原煤1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0.5Mt，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/ T t =500000/330×16=94.697t/h式中： Qi——选煤厂小时处理量（吨/小时） Q——选煤厂年处理量（吨/年） T——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：r1=100%，Q1=Qi=94.697t/h，A1=26.23%设预先筛分效率为100%，则：筛上：r2= r+50=8.057+4.324=12.381%Q2=Qi×r2=94.697×12.381%=11.724t/hA2=A+50=34.47%筛下：r3=r1-r2=100%-12.381%=87.619%Q3=Q1-Q2=94.697-11.724=82.973t/hA3=( r1 A1- r2 A2)/r3=(100×26.23%-12.381×34.47%)/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。
r5=0，Q5=0，A5=0 r4=r2=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：r6=r4=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=（r3A3+r6A6）/r7=26.23%4.1.2 重介分选作业的计算1、产品旋流器的计算r7=100%， Q7=94.697t/h，A7=26.23%;rm=ry+rc+rf=20.04% Am=22.64%r11=41.18% Q11=38.996 A7=9.58%r10=22.32% Q10=21.136 A10=22.05% r9=13.42%+3.04%=16.46%Q9=16.46%×94.697=15.587A9=（13.42×76.72+3.04×82.44)/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：r16=0，Q16=0，A16=0；r17=r11=41.18%，Q17=Q11=38.996t/h，A17=A11=9.58%；由精煤带走的煤泥量，即： Gc=0r26=r17×r+13/r+0.5=0.4118×31.85/87.83=14.933%Q26=r26×Qi=14.933%×94.697=14.1413t/h A26=11.2929%r25=r17×r13~50/r+0.5 =41.18%×55.98/87.83=26.2468%Q25=r25×Qi =0.262468×94.697=24.8549t/hA25=(41.18×9.58-14.933×11.2929)/26.2468=8.6055%(2)中煤脱介：假设经弧形筛固体含量不变，即：r15=0，Q15=0，A15=0；r14=r10=22.32%，Q14=Q10=21.136t/h，A14=A10=22.05%;由中煤带走的煤泥量为Gc20=0r20=r10=22.32%，Q20=Q10=21.136t/h，A20=A10=22.05%(3)矸石脱介：假设假设经弧形筛固体含量不变，即：r13=0，Q13=0，A13=0；r12=r9=16.46%，Q12=Q9=15.587t/h，A12=A9=77.78%由矸石带走的煤泥量为：Gc18=0 r18=r12=16.46%，Q12=Q18=15.587t/h，A12=A18=77.78%3、精煤离心脱水机r25=26.2468%，Q25=24.85493 t/h 设离心机的脱水效率为100%Q31=24.8549t/h，A31=8.6055%r31=26.2468%4、磁选作业r34=Gc34/Qi=18.97707/94.697=20.0398%； Q34=18.9771，A34= 22.64%； 5、粗煤泥回收作业r55=r34=20.0398%Q55=Q34=18.9771t/h;A55=22.64%设无粗粒级精煤，则：r36=r38=0，Q36=Q38=0，A36=A38=0r35=r55=20.0398%Q35=18.9771t/hA35=22.64%6、主选精煤总产品r主=r31+r26=26.2468%+14.933%=41.18%Q主= r主×Qi =41.18%×94.697=38.996t/hA主=（r31A31+r26A26）/r主=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：r44=0，Q44=0，A44=0；r56=r35=20.0398%，Q56=Q35=18.9771t/h，A56=A35=22.64%(2)浮选机：由煤泥浮沉实验报告：r0=75.4%，A0=9.6%r41=20.0398%，Q41=18.9771t/h，A41=22.64%；则浮选精煤：r42= r41×r0=20.0398%×7504%=15.11%Q42= r42×Qi =15.11%×94.697=14.31t/hA42= A0=9.6%浮选尾煤：r43=r41-r42=20.0398%-15.11%=4.9298%Q43= r43×Qi =4.9298%×94.697=4.6680t/hA43=(r41A41-r42A42)/r43=63.22%(3)浮选精煤压滤：设滤液中固体量为0，则：r44=0，Q44=0，A44=0;r45=r42=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，r49=0，Q49=0，A49=0；r48=r43=4.9298%，Q48=Q43=4.668/h，A48=A43=63.22%8、最终精煤数质量r总精= r主+r45=15.11%+41.18%=56.29%Q总精=r总精×Qi=53.305t/hA总精=( r主A主+r45A45)/r总精=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：δP=1.40gcm-3原煤水分设为：WQn=5.0%,加重剂中磁性物比重：δf=5.0g·cm-34.2.1 给料中煤泥水的计算取煤泥比重：δc=1.5gcm-3,rcn=100%;β=r次 +r原+r浮=7%+9.13%+3.91%=20.04%给料中煤泥量：G7=Qi×β=20.04%×94.697=18.9770t/h原煤泥含水量为：W7=WQn×Qi /(100-WQ7) =5.0×94.697/（100-5.0）=4.9841t/h煤泥水体积:V7=W7+G7/δc=4.9841+18.9770/1.5=17.6354m3/h煤泥水密度:Δ7=（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/m34.2.2 计算补加浓介质的性质设浓介质比重：Δx=2.0，δf=5.0，δc=1.5；浓介质中非磁性物含量：rcx=5%，磁性物含量：rfx=95%；浓介质中悬浮液的密度:δx=δfδc/(δfδcx+δcδfx)=5.0×1.5/(5.5%+1.595%)=4.478t/m3浓介质悬浮液的固体含量：gx=(Δx-1)δx/(δx-1)=(2-1)×4.47761/(4.47761-1)=1.288t/cm3其中浓介质悬浮液（非磁性物）的煤泥含量：gcx=gxrcx=1.288×5%=0.064t/cm3浓介质悬浮液的磁性物含量：gfx=gx-gcx=1.288-0.064=1.224t/m3单位体积含水量：ωx=Δx-gx=2.0-1.288=0.712m3/m34.2.3 确定工作介质的性质要求分选比重：δp=1.40kg/L取工作介质悬浮液的比重：Δ=0.14t/m3 ；Δ7=δp-Δ=1.4-0.15=1.25t/m3Δ在0.12~0.18之间(入料粒度较大，磁铁矿粒度较细) [4]。
则工作介质中非磁性物含量最高限值：rcmax=[G7 rc7 (Δx-Δ8)+gxrcxV7(Δ8-Δ7)]/[G7(Δx-Δ8)+gxV7(Δ8-Δ7)]=[18.977×100%×(2.0-1.25)+1.288×5%×17.6354(1.25-1.35869)]/[ 18.977×(2.0-1.25)+1.288×17.6354×(1.25-1.35869)]=119.9371%取工作介质非磁性物含量：rc8=60%δ8=δfδc/δc rc7+δcrf7=5×1.5/（5×40%+1.5×60%）=2.586t/m3 介质中干介质的质量：g8=(Δ8-1)δ8/（δ8-1）=(1.25-1)×2.586/（2.586-1）=0.4076t/m3gc8=g8rc8=0.40763-0.4=0.1631t/m3gf8=g8-gc8=0.40763-0.163052=0.2446t/m3单位体积含水量：ω8=Δ8-g8=1.25-0.40763=0.84244.2.4 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=1.25×94.697/140=0.85台,取一台单台旋流器循环量为：V=400m3/h, 总循环量为：V32=1×600m3/h=400 m3/h工作介质总量为：V8=V7+ V32=17.6354+400=417.6354m3/hG8=g8V8=0.40763×417.6354=170.2407t/hGc8=G8rc8=170.2407×40%=68.0963t/hGf8=G8 rc8= 170.2407×60%=102.1444t/hW8=（Δ8-g8）×V8=（1.25-0.40763）×417.6354=351.8035m3/h求循环介质其他参数：G32=G8-G7=170.2407-18.977=151.2637t/hGc32=Gc8-G7=68.09628-18.977=49.1193t/hGf32=Gf8=102.1444t/hW32=W8-W7=351.8035-4.9841=346.8194m3/hΔ32=(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0.3[7]。
Δ11=Δ8-0.1=1.25-0.1=1.15 kg/LΔK=Δ8+0.3=1.25+0.3=1.55kg/LVK=（Δ8-Δ11）V8/（ΔK-Δ11）=（1.25-1.15）417.6354/（1.55-1.15）=104.4089m3/hV11=V8-VK=417.6354-104.40885=313.2266m3/h设底流中磁性物含量比工作介质高10% rfK=rf+10%=60%+10%=70% rcK=100%-rfK=100%-70%=30%δK=δfδc/(δfrcK+δcrfK)=5×1.5/(5×30%+1.5×70%)=2.94t/m3gK=(ΔK-1)δK/(δK-1)=(1.551)×2.94/(2.94-1)=0.8335t/m3gcK=rcKgK=30%×0.833505=0.2501t/m3gfK=gK-gcK=0.833505-0.2500515=0.5835t/m3ωK=ΔK-gK=1.55-0.833505=0.7165t/m3GK=gKVK=0.833505×104.40885=87.0253t/hGcK=GKrcK=87.0253×0.3=26.1076t/hGfK=GK-GcK=87.0253-26.10759=60.9177t/hWK=ωKVK=0.716495×104.40885=74.8084m3/hG11=G8-GK=170.2407-87.0253=83.2154t/hGc11=Gc8-GcK=68.09628-26.10759=41.9887t/hGf11=Gf8-Gfk=102.14442-60.91771=41.2267t/hW11=W8-WK=351.8035-74.80842=276.9951m3/hg11=G11/V11=83.2154/313.22655=0.2657t/m3gc11=Gc11/V11=41.98869/313.22655=0.1341t/m3gf11=g11-gc11=0.265672-0.134052=0.1316t/m3ω11=W11/V11=276.99508/313.22655=0.8843t/m3Δ11=g11+ω11=0.265672+0.884328 =1.15Δ11与假定值相同，说明以上计算无误。
rc11=Gc11/G11=41.98869/83.2154=50.4578%,rf11=100-rc11=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]Δ10=ΔK-0.1=1.55-0.1=1.45 kg/LΔ9=ΔK+0.4=1.55+0.4=1.95 kg/LV8=VK(ΔK-Δ10)/(Δ9-Δ10)=(1.55-1.45)×104.40885/(1.95-1.45)=20.8818m3/hV10=VK-V9=104.40885-20.88177=83.5271m3/h设底流中磁性物含量比工作介质高10%rf9=rK+10%=70%+10%=80%rc9=1-rf8=1-80%=20%δ9=δfδc/(δfrc9+δcrf9)=5×1.5/(5×0.2+1.5×0.8)=3.40909t/m3gc9=rc9g9=0.2×1.34434=0.26887t/m3gf9=g9-gc9=1.34434-0.268868=1.07547t/m3ω9=Δ9-g9=1.95-1.34434=0.60566t/m3G9=g9V9=1.34434×20.88177=28.07220t/hGc9=G9rc9=28.0722×0.2=5.61444t/hGf9=G9-Gc9=28.0722-5.61444=22.45776t/hW9=ω9V9=0.60566×20.88177=12.64725m3/hG10=GK-G9=87.0253-28.0722=58.95310t/hGc10=GcK-Gc9=26.10759-5.61444=20.49315t/hGf10=Gfk-Gf9=60.91771-22.45776=38.45995t/hW10=WK-W9=74.80842-12.64725=62.16117m3/hg10=G10/V10=58.9531/83.52708=0.70580t/m3gc10=Gc10/V10=20.49315/83.52708=0.24535t/m3gf10=g10-gc10=0.703596-0.24535=0.46045t/m3ω10=W10/V10=62.16117/83.52708=0.74420t/m3Δ10=g10+ω10=0.705796+0.7442=1.449996t/m3Δ10与假定值相同，说明以上计算无误。
rc10=Gc10/G10=20.49315/58.9531=34.76179% rf10=100-rc10=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[4]：V16=V11×80%=313.22655×80%=250.58124m3/hG16=g11V16=0.265672×250.58124=66.57242t/hGc16=gc11V16=0.134052×250.58124=33.59092t/hGf16=G16-Gc16=66.57242-33.59092=32.98150t/hW16=ω11V16=0.884328×250.58124=221.596m3/h进入脱介筛悬浮液的各项参数：V17=V11-V16=313.22655-250.58124=62.64531m3/hG17=G11-G16=83.2154-66.57242=16.64298t/hGc17=Gc11-Gc16=41.98869-33.59092=8.39777t/hGf17=G17-Gc17=16.64298-8.39777=8.24521t/hW17=W11-W16=276.99508-221.596=55.39908m3/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%×94.697×55.98/87.83=24.85493t/h(Q末精=Q精×13~0.5mm占全样的百分比/50~0.5占全样的百分比)Q块精=41.18%×94.697×31.85/87.83=14.14129t/hW52=V52=1.5×Q精=1.5×41.18%×94.697=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Gf25=Q末精×M/1000=24.85493×0.50/1000=0.01243t/hG25=Gf25=0.01243t/hGc25=0Gf26=Q块精×M/1000=14.14129×0.3/1000=0.00424t/hG26=Gf26=0.00424t/hGc26=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%则，末精煤带走的水分为：W25=Q末精WQ25/(100-WQ25)=24.85493×15/(100-15)=4.38616m3/hV25=W25+Gc25/c+Gf25/f=4.38616+0+0.012427/5=4.38865m3/h块精煤带走的水分为：W26=Q块精WQ26/(100-WQ26)=14.14129×10/(100-10)=1.57125m3/hV26=W26+Gc26/δc+Gf26/δf=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/hG24=G17-G25-G26=16.64298-0.012427-0.0042424=16.62631t/hGf24=Gf17-Gf25-Gf26=8.24521-0.012427-0.0042424=8.22854t/hGc24=G24-Gf24=16.62631-8.22854=8.39777t/hW24=W17+W52-W26-W25=55.39908+58.49434-1.57125-4.38616=107.93601m3/h4.2.6 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：V15=V10×80%=83.52708×80%=66.82166m3/hG15=g10×V15=0.705796×66.821664=47.16246t/hGf15=gf10×V15=0.460446×66.821664=30.76777t/hGc15=G15-Gf15=47.162463-30.7677679=16.39470t/hW15=ω10×V15=0.7442×66.821664=49.72868m3/h进入脱介筛的悬浮液的各项参数：V14=V10-V15=83.52708-66.821664=16.70542m3/hG14=G10-G15=58.9531-47.162463=11.79064t/hGc14=Gc10-Gc15=20.49315-16.3946951=4.09845t/hGf14=G14-Gc14=11.790637-4.0984549=7.69218t/hW14=W10-W15=62.16117-49.72868=12.43249m3/h脱介筛喷水为循环水，取喷水量为1.5m3/t则：Q中=22.32%×94.697=21.13637t/hW51=V51=1.5Q中=1.5×22.32%×94.697=31.70456m3/h取中煤带走的磁性介质质量为：M=0.50kg/t。
为计算方便，设产品不带走煤泥，则：Gf20=Q中M/1000=21.1363704×0.50/1000=0.01057t/hG20=Gf20=0.01057t/hGc20= 0取中煤产品的水分为WQ20=15%，则：W20=Q中WQ20/(100-WQ20)=21.1363704×15/（100-15）=3.72995m3/hV20=W20+Gc20/δc+Gf20/δf=3.72995+0+0.010568/5=3.73206m3/h中煤脱介筛筛下稀介质量为：V21=V14+V51-V20=16.705416+31.704556-3.7320636=44.67791m3/hG21=G14-G20=11.790637-0.010568=11.78007t/hGf21=Gf14-Gf20=7.692182-0.010568=7.68161t/hGc21=G21-Gf21=11.780069-7.681614=4.09846t/hW21=W14+W51-W20=12.43249+31.704556-3.72995=40.40710m3/h4.2.7 矸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：V13=V9×70%=20.88177×80%=16.70542m3/hG13=g9×V13=1.34434×16.705416=22.45776t/hGf13=gf9×V13=1.075472×16.705416=17.96621t/hGc13=G13-Gf13=22.457759-17.966207=4.49155t/hW13=ω13V13=0.60566×16.705416=10.11780m3/h进入脱介筛的悬浮液为：V12=V9-V13=20.88177-16.705416=4.17635m3/hG12=G9-G13=28.0722-22.457759=5.61444t/hGf12=Gf9-Gf13=22.45776-17.966207=4.49155t/hGc12=G12-Gf13=5.614441-4.491553=1.12289t/hW12=W9-W13=12.64725-10.117802=2.52945m3/h脱介筛喷加的为循环水，取脱介筛喷水量1.5m3/t，则：Q矸=(13.42+3.04)%×94.697=15.58713t/hW50=V50=1.5×Q矸石=1.5×15.58713=23.38070m3/h取矸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：Gf18=M×Q矸/1000 =15.58713×0.50/1000=0.00779t/hG18=Gf18=0.00779t/hGc18=0由矸石带走的水分为WQ18=15%，则：W18=W矸WQ18/(100-WQ18)=15.58713×15/(100-15)=2.75067m3/hV18=W18+Gc18/δc+Gf18/δf=2.75067+0+0.00779/5=2.75223m3/h矸石脱介筛筛下稀介质为：V19=V12+V50-V18=4.176354+23.380695-2.7522287=24.80482m3/hG19=G12-G18=5.614441-0.0077936=5.60665t/hGf19=Gf12-Gf18=4.491553-0.0077936=4.48376t/hGc19=G19-Gf19=5.6066474-4.4837594=1.12289t/hW19=W12+W50-W18=2.529448+23.380695-2.7522287=23.15947m3/h4.2.8 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+G21+G19=34.01303t/hGf28’=Gf24+ Gf21+Gf19 =20.39391t/hGc28’= Gc24+ Gc21+Gc19=13.61911t/h取磁选效率为：η=99.5%Gf33’=Gf28’×η=20.3939134×99.5%=20.29194t/hG33’=Gf33’/0.95=20.29194/0.95=21.35994t/hGc33’=G33’-Gf33’=21.35994-20.29194=1.0680t/h磁选尾矿：G34’=G28’-G33’=34.0130264-21.35994=12.65309t/hGf34’=Gf28’-Gf33’=20.3939134-20.29194=0.10197t/hGc34’=G34’- Gf34’=12.6530864-0.1019734=12.55111t/h2.设分流的效率为x，则有G16×x的介质进入磁选机，假设只有分流的进入磁选机，则:G28”=G16×x=66.57242x；Gf28”=Gf16×x=32.98150x;Gc28”=G16×x- Gf16×x =33.59092x取磁选效率为：η=99.5%Gf33”=Gf28” ×η=32.98150x×0.995=32.81659xG33”=Gf33”/0.95=32.81659x/0.95=34.54378xGc33”=G33”- Gf33”=1.72719 x磁选尾矿：G34”=G28”-G33”=66.57242x-34.54378x=32.02864xGf34”=Gf28”-Gf33”=32.98150x-32.81659x=0.16491xGc34”=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=G16×x=13.42566t/hGf23=Gf16×x=6.65138t/hGc23=G23-Gf23=6.77428t/hV23=V16×x=50.53472m3/hW23=W16×x=44.68927m3/h分流出的合格介质：G22=G16-G23=53.14676t/hGf22=Gf16-Gf23=26.33012t/hGc22=G22-Gf22=26.81664t/hV22=V16-V23=200.04652m3/hW22=W16-W23=176.90674m3/h3.进入稀介质桶的总量V28=V19+V23+V21+V24=235.19636t/hG28=G28’ +G23=47.43869t/hGf28=Gf28’+Gf23=27.04529t/hGc28=G28-Gf28=20.39339t/hW28=W19+W23+W21+W24=216.19184m3/h磁选精矿：Gf33= Gf33”+Gf33’=32.81659×0.20167+20.29194=26.91006t/hG33=G33”+G33’=34.54378×0.20167+21.35994=28.32638t/hGc33=G33-Gf33=28.32638-26.91006=1.41632t/hV33=G33/g33=28.32638/1.288=21.99253m3/hW33=ω33×V33=0.712×21.99253=15.65868m3/h磁选尾矿：G34=G28-G33=19.11230t/hGf34=Gf28-Gf33=0.13523t/hGc34=G34-Gf34=18.97707t/hV34=V28-V33=213.20382m3/hW34=W28-W33=200.53316m3/h进入合格介质桶的量：G27=G13+G15+G22=122.76698t/hGf27=Gf13+Gf15+Gf22=75.06410t/hGc27=G27-Gf27 =47.70229t/hV27=V13+V15+V22=283.57360m3/hW27=W13+W15+W22=236.75322m3/h4.2.9 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：rf53=95%G53=Gf53/0.95=0.17923t/hGc53=G53- Gf53=0.17923-0.17026=0.00896t/hW54=W32-W27-W33=346.81940-236.75322-15.65868=94.40750m3/h4.3水量流程计算4.3.1 主洗重介作业的计算由介质流程的计算可知：W7=4.98410m3/h， W9=12.64725m3/hW10=62.16117m3/h，W11=276.99508m3/h4.3.2 精煤脱介作业的计算1.弧型筛水量计算：W11=276.99508m3/h，W16=221.5960m3/h，W17=55.39908m3/h2.分流作业的计算：W22=176.90674m3。