150万吨选煤厂主厂房设计 毕业设计.doc

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1、 I 新疆工程学院机械工程系毕业设计任务书 学 生 姓 名 专 业 班 级 设 计 题 目 150 万吨选煤厂主厂房设计 接受任务日 期 完成任务日期 指 导 教 师 指导教师单位 设计目标 1、年处理能力为 1.5Mt/a； 2、工作制度每年工作 330 天，每天工作 16h； 3、入厂原料煤为该矿 A、B 两层煤，其中 A 层占 43%，B 层占 57%； 4、最终产品质量要求：精煤灰分 Ad=10.55-11.00%，精煤水分 Mt12%； 5、主、再洗跳汰机的不完善度可分别取 I 主 0.16，I 再 0.18； 6、边界平均密度1.3 密度级可取 1.20，1.8 密度级，矸石段可取

2、 2.0，中煤段可 取 1.9； 7、因缺少浮选试验资料，计算浮选作业时可取本级产率 浮精 78%，灰分 Ad=10%。 设计要求 1、 对入厂原料煤资料进行综合、分析，绘制出原煤可选性曲线并评定原料煤的可选 性； 2、 根据工艺流程进行数质量和水量的计算； 3、 编制选煤产品实际平衡表，选煤最终产品平衡表和水量平衡表； 4、 根据流程计算结果进行主要设备及辅助设备的选型； 5、 绘制选煤厂主厂房的设计布置图。 设计指导记录 1、第一周数据处理，流程计算。 2、第二周、三周草图。 3、第四周、五周、六周正视图。 4、第七周检查设计说明书及图纸。 5、4.19-4.21 答辩。 参考资料 1、

3、谢广元，张明旭，边炳鑫.选矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2001 2、 戴少康.选煤工艺设计的思路与方法M.北京:煤炭工业出版社.2003 3、 郝凤印.选煤手册M.北京:煤炭工业出版社.1993 4、 选煤设计研究院.选煤厂设计手册（工艺部分）M.北京:煤炭工业出版社.1978 5、 李贤国，刘峰.选煤实用计算M.徐州:中国矿业大学出版社.1996 年 6、 于寿珍.选煤厂工艺流程与选煤设备选型计算M.北京:煤炭工业出版社.1990 II 注：此表发给学生后由指导教师填写，学生按此表要求开展毕业设计工作。 新疆工程学院机械工程系毕业设计成绩表 学 生 姓 名 专 业 班 级 设 计 题 目

4、 150 万吨选煤厂主厂房设计 指导教师（签名） 指导教师单位 指 导 教 师 评 语 评阅成绩： 评阅教师签字： 年 月 日 答 辩 记 录 成绩： 提问教师签字： 年 月 日 III 答 辩 小 组 意 见 答辩成绩： 答辩小组组长签字： 年 月 日 目录 一 设计任务书 .1 1.1 设计任务 1 1.2 作业内容 1 1.3 注意事项 1 二 煤质资料及分析 .3 2.1 筛分资料的综合 3 2.2 浮沉资料的综合 .7 三 工艺流程的计算 .13 3.1 工艺流程计算的依据 .13 3.2 准备作业的计算 16 3.3 品脱水和煤泥水处理作业的计算 17 3.5 水量流程计算 20

5、3.6 工艺流程数据的综合 .23 四工艺流程的评述 .24 五 选型选型与计算 .26 5.1 设备选型原则 26 5.2 筛分设备的选型与计算 27 5.3 破碎设备的选型与计算 27 5.4 分选设备的选型与计算 27 5.5 脱水设备的选型与计算 28 六 工艺布置 .32 6.1 工艺布置原则 32 6.2 重选车间工艺布置 32 6.3 浮选车间工艺布置 32 IV 七 工艺设计的评述 .33 八 结束语 .34 附录 .35 参考文献： .36 1 一 设计任务书 本作业是在给定原料煤资料、工艺流程和其他一些已知条件的基础上，为 设计某矿井选煤厂而进行的原料煤资料综合与分析、工艺

6、流程计算及主要工艺 设备选型等工作。 通过本作业，加深对所学知识的理解，对整个选煤系统的有一个整体认识。 因此要求同学们在老师的指导下，参考有关资料，独立认真地完成本设计。 1.1 设计任务 处理能力为 150 万吨/年的矿井选煤厂，服务年限为 40 年以上，工作制度 每年工作 330 天，每天工作 16 小时(即两班生产、一班检修)，原煤牌号为气煤， 入厂的原料煤为该矿 A、B 两层煤，其中 A 层占入厂原煤 43%、B 层占入厂原煤 57%。有关原料煤资料详见后表，工艺流程图见后图。 最终产品质量要求：精煤灰分 10.55%11.00%，精煤水分 Mt12%。 1.2 作业内容 1.对入厂

7、原煤资料进行分析，了解入厂原煤性质；根据给定的工艺流程、 选煤方法及入选粒度上下限等进行资料综合，并进行校正；求得入选原煤的粒 度组成和密度组成，由此绘制出原煤可选性曲线，分析入选原煤的性质。 2.按照给定的工艺流程，对各工艺作业进行数质量和水量的计算，跳汰产 品计算表附后，并绘制出数质量流程图。 3.根据流程计算的结果编制出选煤产品设计平衡表、最终产品平衡表和水 量平衡表。相关计算表格附后。 4.根据流程计算的结果，对准备、跳汰、浮选和浓缩等车间的主要设备进 行计算与选型，并按工艺作业顺序列出主要设备选型计算指标表。相关表格附 后。 1.3 注意事项 1.原煤资料综合和流程计算时，对于 和

8、Ad要求小数后面两位有效数字； 对于 Q、M t及 W 等要求小数后面一位有效数字。 2.再选机入料密度组成即为主选中煤产品的密度组成；在计算时要注意占 本级和占全样的百分数问题；不完善度取 I 主 =0.16，I 再 =0.18，边界平均密度- 1.3 密度级取 1.20，+1.8 密度级的 e，矸石段取 2.0，中煤段取 1.9，分配指 标由近似公式法计算出 t 值，查 t-F(t)表得出 ，再选机中煤段分选密度按 “等 原则”确定，并编写在说明书的“工艺流程的计算”章节中。 2 3.由于煤泥量不大，灰分不高，所以流程计算中可酌情考虑将全部煤泥并 入溢流精煤。 4.因缺乏浮选试验资料，计算

9、浮选作业时取浮选精煤 Ad=10%，浮选精煤占 本级产率的 78%，浮选精煤和浮选尾煤 按数质量平衡原则计算。 5.说明书文字叙述与图表应很好配合，文字编写到哪里，图表就附在哪里，并 要求书写工整，字迹清晰。 3 二 煤质资料及分析 煤质资料的综合，要根据工艺流程的特点（本作业为混合入选）进行，目 的是借此评定煤的可选性，绘制可选性曲线和进行工艺流程的计算。 本作业是混合该矿 A、B 两层原煤进行分选，其中 A 层占入厂原煤 43%，B 层占入厂原煤 57%，原煤的筛分、浮沉组成都应按这个选煤量的比例分项综合 在一起。 2.1 筛分资料的综合 1.入厂混合原煤筛分资料的综合 首先应根据设计任务

10、书确定各层煤在入厂混合原煤中所占的比例，然后将 各层煤各粒级分别换算成占入厂混合原煤的百分数。综合上述换算的各数值 （即将各层煤的同一粒级数量加到一起） ，得出入厂原煤的综合数量。再用加权 平均的方法计算综合后各粒级原煤的灰分。 归纳上述计算结果，得出入厂混合原煤筛分组成综合表，表 1 所示。 通过对入厂原煤筛分试验数据的综合可以分析出该入厂原煤有如下特性： （1）该矿 A 层原煤灰分为 25.18%，属中等灰分煤，其中50mm 级含量为 30.83%，灰分为 32.41%；可见矸含量为 21.86%，属高含矸量煤；原煤中各粒级 的产率随粒度减小而减小，说明煤的硬度大，煤质较硬；原煤中各粒级煤

11、的灰 分随粒度的减少而降低，说明煤的质地较脆，易碎，而矸石的质地较硬。 （2）该矿 B 层原煤灰分为 14.38%，属低中灰分煤，其中50mm 级含量为 39.74%，灰分为 14.78%；可见矸含量为 0.52%，属低含矸量煤；原煤中各粒度 级产率比较接近，说明原煤的粒度分散均匀；原煤中各粒级煤的灰分与该层原 煤总灰分比较接近，说明该层原煤煤质均匀。 （3）入厂综合原煤灰分为 19.03%，属低中灰分煤，其中50mm 级含量为 70.57%，灰分为 17.87%；可见矸含量为 2.71%，属中等含矸量煤；原煤中各粒 级的产率随粒度减小而减小，说明煤的硬度大，煤质较硬；原煤中各粒级煤的 灰分随

12、粒度的减少而降低，说明煤的质地较脆，易碎，而矸石的质地较硬。 2.入厂原煤破碎级筛分资料的综合 根据入厂原煤中各层煤大于入选上限的原煤破碎到小于入选上限的粒度组成， 按各层煤大于入选上限的数量占入厂混合原煤的比例进行综合。然后用加权平 均的方法求各粒级的灰分，即得入厂原煤破碎级筛分综合表，表 2 所示。 4 表 1 入厂原煤筛分组成综合表 A 层 K1=43% B 层 K2=57% 综合 数量（%） 数量（%） 级别（毫米） 占本层 占全样 灰分 Ad(%) 占本层 占全样 灰分 Ad(%) 数量（%） 灰分 Ad(%) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 煤 14.33 6.16 14

13、.5 17.41 9.92 11.58 16.09 12.7 夹矸煤 0.68 0.29 43.66 0 0.29 43.66 矸石 5.16 2.22 79.47 0.12 0.07 83.4 2.29 79.59 100 小计 20.17 8.67 32.1 17.53 9.99 12.07 18.67 21.38 煤 8.18 3.52 16.74 9.76 5.56 12.59 9.08 14.2 夹矸煤 0.24 0.1 45.82 0.05 0.03 46.6 0.13 45.99 矸石 2.9 1.25 77.62 0.4 0.23 83.28 1.48 78.49 100-50

14、 小计 11.32 4.87 32.95 10.21 5.82 15.53 10.69 23.46 大于 50 合计 31.49 13.54 32.41 27.74 15.81 13.34 29.35 22.14 50-25 煤 12.68 5.45 27.36 12.3 7.01 15.88 12.46 20.9 25-13 煤 10.99 4.73 24.24 8.02 4.57 16.27 9.3 20.32 136 煤 15.45 6.64 23 14.03 8 16.1 14.64 19.23 63 煤 14.78 6.36 18.81 15.59 8.89 14.03 15.24

15、16.02 3-0.5 煤 7.98 3.43 17.51 11.32 6.45 12.74 9.88 14.4 -0.5 煤 6.63 2.85 16.78 11 6.27 13.93 9.12 14.82 小于 50 合计 68.51 29.46 21.86 72.26 41.19 14.78 70.65 17.73 总计 煤 100 43 25.18 100 57 14.38 100 19.03 5 3.入厂原煤自然级筛分资料的综合 根据入厂原煤各层煤小于入选上限的自然级筛分资料，各粒级占混合原煤 的百分数，按同粒级相加，即得入厂混合原煤自然级中该粒级的百分数。然后 用加权平均的方法求各

16、粒级的灰分，即得入厂原煤自然级筛分综合表，表 3 所 示。 表 3 原煤自然级筛分组成综合表 A 层 B 层 综合 级别(毫米) 占全样% 灰分 Ad% 占全样% 灰分 Ad% 数量（%） 灰分 Ad(%) 1 2 3 4 5 6 7 50-25 5.45 27.36 7.01 15.88 12.46 20.9 25-13 4.73 24.24 4.57 16.27 9.3 20.32 136 6.64 23 8 16.1 14.64 19.23 63 6.36 18.81 8.89 14.03 15.24 16.02 3-0.5 3.43 17.51 6.45 12.74 9.88 14.4

17、 -0.5 2.85 16.78 6.27 13.93 9.12 14.82 总计 29.46 21.86 41.19 14.78 70.65 17.73 表 2 原煤破碎级筛分组成综合表 A 层 k1“=13.54 B 层 k2=15.81 综合 数量（%） 数量（%） 级别(毫米) 占本层 占全样 灰分 Ad(%) 占本层 占全样 灰分 Ad(%) 数量（%） 灰分 Ad(%) 1 2 3 4 6 7 8 9 50-25 33.14 4.49 37.48 31.93 5.05 15.37 9.54 25.77 25-13 19.89 2.69 32.84 20.51 3.24 13.7 5

18、.94 22.38 136 20.74 2.81 29.07 20.07 3.17 12.26 5.98 20.15 63 11.73 1.59 23.9 10.46 1.65 10.96 3.24 17.3 3-0.5 7.42 1 19.66 8.63 1.36 9.63 2.37 13.88 -0.5 7.08 0.96 18.4 8.4 1.33 10.51 2.29 13.82 总计 100 13.54 30.55 100 15.81 13.04 29.35 21.12 6 4.自然级和破碎级混合原煤筛分资料的综合 根据以上求得的混合原煤自然级和破碎级的筛分资料，各粒级占混合原煤 的

19、百分数，按同粒级相加，即得混合原煤中该粒级的百分数。然后用加权平均 的方法求各粒级的灰分，即得破碎级和自然级混合原煤筛分组成综合表，表 4 所示。 原煤的筛分试验结果综合时会产生误差，使得试验前后的数量百分数和灰 分百分数不一致，所以筛分试验综合结果应进行综合灰分的校正。 筛分试验结果灰分的校正方法是利用筛分资料综合前的灰分为基准校正综 合后的灰分，使综合前后的总计灰分数值相一致。 首先应计算灰分的校正值：=Ad 前 - Ad 后 =19.03%-18.72%=0.30%；然后分 别在筛分后的每一粒级的加权平均灰分值上加灰分校正值 ；最后加权平均计 算出各粒级的合计灰分，如表 4 中各粒级合计

20、灰分为 19.03%，与综合前的总计 灰分相一致。 表 4 原煤自然级和破碎级筛分组成综合表 自然级 破碎级 综合 校正后灰分 Ad% 级别(毫米) 占全样% 灰分 Ad% 占全样% 灰分 Ad% 数量 （%） 灰分 Ad(%) 各粒 级 累计 1 2 3 4 5 6 7 8 9 50-25 12.46 20.9 9.54 25.77 22 23.01 23.31 23.3 1 25-13 9.3 20.32 5.94 22.38 15.23 21.12 21.43 22.5 4 136 14.64 19.23 5.98 20.15 20.62 19.5 19.8 21.5 6 63 15.2

21、4 16.02 3.24 17.3 18.48 16.25 16.55 20.3 5 3-0.5 9.88 14.4 2.37 13.88 12.25 14.3 14.6 19.5 5 -0.5 9.12 14.82 2.29 13.82 11.41 14.62 14.92 19.0 3 总计 70.65 17.73 29.35 21.12 100 18.72 19.03 19.0 3 7 2.2 浮沉资料的综合 1.入厂原煤各层煤自然级与破碎级 50-0.5mm 浮沉资料的综合 根据各层煤自然级、破碎级 50-0.5mm 的浮沉资料和各层煤中自然级、破碎 级所占的重量百分数进行综合。也就是先

22、将本层煤自然级及破碎级 50-0.5mm 中 各浮沉级占本级的重量百分数换算成占全样自然级与破碎级混合煤的百分数， 相应的灰分按加权平均法求出，表 5、表 6 所示。 各层煤自然级和破碎级占全样的重量百分数可以从两层原煤自然级、破碎 级筛分试验综合表中查得。 表 5 A 层煤自然级和破碎级 50-0.5 毫米浮沉试验综合表 自然级 破碎级 综合 数量（%） 数量（%） 数量（%） 浮沉密 度 占本 层 占全 样 灰分 Ad(%) 占本 层 占全 样 灰分 Ad(%) 占本 层 占全 样 灰分 Ad(%) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 1.8 15.35 3.97 73.22 27.

23、48 3.44 80.18 19.31 7.41 76.45 小计 100 25.83 22.66 100 12.52 32.88 100 38.35 26 煤泥 2.91 0.77 22.06 0.51 0.06 24.2 2.14 0.84 22.22 总计 100 26.61 22.64 100 12.58 32.84 100 39.19 25.92 8 2.入选原煤浮沉资料的综合 入选原煤是原煤中各层煤自然级与破碎级的总和。因此，可根据各层煤自 然级与破碎级的综合浮沉资料及各层煤在其中所占的重量百分数进行综合。方 法同前，表 7 所示。 表 6 B 层煤自然级和破碎级 50-0.5 毫

24、米浮沉试验综合表 自然级 破碎级 综合 数量（%） 数量（%） 数量（%） 浮沉密 度 占本 层 占全 样 灰分 Ad(%) 占本 层 占全 样 灰分 Ad(%) 占本 层 占全 样 灰分 Ad(%) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 1.8 5.43 1.83 69.61 4.2 0.6 69.18 5.06 2.43 69.5 小计 100 33.65 14.2 100 14.33 13.75 100 47.98 14.06 煤泥 3.63 1.27 20.1 1.04 0.15 19.81 2.87 1.42 20.07 总计 100 34.92 14.41 100 14.48

25、13.82 100 49.4 14.24 原煤的浮沉试验结果综合时会产生误差，使得试验前后的数量百分数和灰 分百分数不一致，所以浮沉试验综合结果应进行校正。 浮沉试验结果的校正有两种方法，一种是灰分校正值法，另一种是数量百 分数（产率）调整法。具体利用哪种方法进行校正，主要取决于灰分校正值的 大小。 首先应计算灰分的校正值：=Ad 筛 - Ad 浮 =19.52%-19.36%=0.15%1.8 9.74 5.79 72.08 15.05 4.04 78.54 11.39 9.83 74.74 小计 100 59.48 17.87 100 26.85 22.67 100 86.34 19.36

26、 煤泥 3.32 2.04 20.84 0.79 0.21 21.12 2.55 2.26 20.87 总计 100 61.53 17.97 100 27.07 22.66 100 88.59 19.4 11 表 8 A B 层混合煤 50-0.5 毫米级入选浮沉组成表 浮沉组成 浮物累计 沉物累计 邻近密度物含量 校正前 校正后 浮沉密度 数量 r% 灰分 Ad% 数量 r% 灰分 Ad% 数量% 灰分 Ad% 数量% 灰分 Ad% 分选密度 数量 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 1.8 11.39 74.74 11.39 74.89 100 19.52 11.39 74.8

27、9 1.7 4.69 小计 100 19.36 100 19.52 1.8 4.24 小计占总计 0 0 0 0.15 煤泥 2.55 20.87 2.55 21.02 总计 100 19.4 100 19.56 新疆工程学院毕业设计说明书 12 由以上的入厂原煤筛分试验数据以及 50-0.5mm 浮沉试验综合数据可以分析出 入选原煤的性质如下： （1）入选 A 层煤低密度含量较大，1.80kg/L 密度级含量为 7.41%，灰分为 76.45%，说明矸石 含量较高，浮沉煤泥含量为 0.84%，灰分为 22.22%，较原生煤泥灰分高，说明 矸石有轻度的泥化现象。 （2）入选 B 层煤低密度含量

28、较大，1.80kg/L 密度级含量为 2.43%，灰分为 69.50%，说明矸石含 量较低，浮沉煤泥含量为 1.42%，灰分为 20.07%，较原生煤泥灰分高，说明矸 石产生了泥化的现象。 （3）由表 7、表 8 中综合校正后的数据可以看出，混合入选原煤低密度含 量较大，1.80kg/L 密度级含量为 9.83%，灰分为 74.74%，说明矸石含量较高，浮 沉煤泥含量为 2.26%，灰分为 20.87%，较原生煤泥灰分高，说明入选原煤的矸 石产生了泥化现象。 3.可选性曲线的绘制 综上入选原煤浮沉资料的综合，可以绘制出入选原煤的可选性曲线，图 1 所示。 H-R 可选性曲线包括五条曲线:基元灰

29、分曲线、浮物累计曲线、沉物累计曲线、 密度曲线和邻近物曲线。其中基元灰分曲线与两 X 轴的交点可以利用数学建模 的方法求出，具体参见选煤数学模型 。 新疆工程学院毕业设计说明书 13 密 度 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 浮物 累计 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 1.21.31.41.51.61.71.81.92 灰 分 沉物 累计 图 2-1 入选原煤可选性曲线 新疆工程学院毕业设计说明书 14 三 工艺流程的计算 3.1 工艺流程计算的依据 表 3-1

30、50-0.5 毫米级主选跳汰产品计算表 原煤 矸石 Rp1 中煤 Rp2 精煤 d 1 本 产 d 入 2 本 产 d 本 产 d密度 2.00 3.00 4.00 5.00 6=2*4/100 7.00 8=2-6 9.00 10.00 11=8*9/100 12.00 13.00 14=8-11 15.00 1.8 11.39 74.89 81.28 85.74 9.26 74.89 2.13 99.33 11.90 2.12 74.89 0.02 0.01 74.89 小计 100.00 19.52 100.00 10.80 69.20 89.20 100.00 17.80 27.12

31、100.00 71.40 10.11 新疆工程学院毕业设计说明书 15 表 3-2 50-0.5 毫米级再选跳汰产品计算表 原煤 矸石 Rp1 中煤 Rp2 精煤 密度 密度 Y Ad E1 Y 本 Y 产 Ad Y 入 E2 Y 本 Y 产 Ad Y 本 Y 产 Ad 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 1.8 1.8 11.9 74.89 78.51 58.7 9.34 74.89 2.56 98.57 6.65 2.52 74.89 0.08 0.04 74.89 小计 小计 100 27.12 0 100 15.91 58.26 0 0 100

32、37.88 28.62 100 46.2 15.17 新疆工程学院毕业设计说明书 16 表 3-3 50-0.5 毫米级主选跳汰产品实际平衡表 表 3-4 50-0.5 毫米级再选跳汰产品实际平衡表 数量%产品名称 Y 产 Y 全 灰分 Ad% 精煤 46.20 6.26 15.17 中煤 37.88 5.14 28.62 矸石 15.91 2.16 58.26 小计 100.00 13.56 27.12 次生煤泥 6.00 0.87 27.12 浮沉煤泥 0.00 0.00 0.00 总计 100.00 14.42 27.12 表 3-5 50-0.5 毫米级主、再选跳汰产品实际平衡表 产品

33、名称 产率 Y 原% 灰分 Ad% 主选精煤 57.85 10.11 再选精煤 6.26 15.17 精煤 合计 64.11 10.61 中 煤 7.29 37.38 矸 石 8.75 69.20 次生煤泥 6.18 20.58 浮沉煤泥 2.26 20.87 原生煤泥 11.41 14.92 煤泥 合计 19.85 17.36 合 计 100.00 19.03 数量%产品名称 Y 产 Y 全 灰分 Ad% 精煤 1.30 0.00 37.01 中煤 11.25 0.00 37.01 矸石 5.18 0.00 37.01 小计 17.74 2.52 0.00 次生煤泥 6.00 0.00 0.

34、00 浮沉煤泥 0.00 0.00 37.01 总计 100.00 2.52 0.00 新疆工程学院毕业设计说明书 17 3.2 准备作业的计算 一、筛分作业 1、入料：1=100% Q1=284.091t/h Q1 为原煤的小时入选量（t/h） 已知：碾处理能力为 1.5Mt/a；工作制度每年工作 330 天，每天工作 16h； 即可知每小时的处理量为 Q1=1500000/330/16=284.091 吨每小时 A1= 19.03% A1 为入选原煤灰分（%） 由表一 入厂原煤筛分组成综合表可知 A1=19.03% 2、筛下物 2=-d*=29.353*100%=29.35% 查表一 入厂

35、原煤筛分组成综合表可知 -d=70.0% 由原煤不分级入选，筛孔尺寸 d=50mm.取 =100%。 Q2= Q1*2=284.091. *29.35t/h=83.38 t/h A2=22.14% 当 =100%时，A2= A -d，即可知 A-d =17.872% 由表一 入厂原煤筛分组成综合表可知 A1=19.025% 3、筛下物 3=1-2=100%-83.38%=70.65% Q3= Q1- Q2=284.091-83.38t/h=200.703t/h A3=（1*A1-2*A2）/3=（100*19.025-29.35*22.14）/70.65%=17.73% 二、检查性手选 手选前

36、后，煤的数质量不变。 5=2=22.35%，Q5= Q2=83.38 t/h，A5= A2=22.14%。 三、破碎作业 破碎前后，煤的数质量不变。 6=5=22.35%，Q6= Q5=83.38 t/h，A6= A=22.14%。 主再选跳汰流程计算 1、主选跳汰作业三 （1）入料 7=29.35% A7= A1=19.03 % Q7= Q 原=284.091t/h （2）溢流精煤 为了简化计算，设全部煤泥进入跳汰机溢流中，则 8= 精+ 泥=76.828% A8=（ 精*A 精+ 泥*A 泥）/8=11.792% Q8= Q 原*8=284.091*76.828%=218.261t/h 新

37、疆工程学院毕业设计说明书 18 表 11 50-0.5 毫米级主选跳汰产品实际平衡表可知 精= 57.85% A 精=10.11% 泥=7.58% A 泥=19.90% 中=14.42% A 中=27.12% 矸=8.75% A 矸=69.20% （3）主选中间产物（中煤） 9= 中=14.42%， A9= A 中=19.92%， Q9= Q 原*9=284.091*12 %=40.975/h （4）主选矸石 10=7-8-9 =100%-76.82%-14.42%=24.854% （10= 矸石，不用，是因为计算时“四舍五入” ，保留小数位会产生 8+9+107） A10= A 矸=69.2

38、0% Q10= Q 原- Q8- Q9=284.091- 218.261-40.975t/h=20.254t/h 以上式中 泥三项煤泥产率之和 A 泥三项煤泥加权平均灰分 精 、A 精、 中 、A 中、A 矸查产品综合平衡表 Q1原煤的小时入选量（t/h） 2、再选跳汰作业 （1）入料 9= 中=14.42%， A9= A 中=27.12%， Q9= 40.975t/h （2）再选溢流精煤 11= 精 1+ 泥 1=6.26%+0.87%=7.13%（煤泥全部进入溢流） A11=（ 精 1*A 精 1+ 泥 1*A 泥 1）/11=16.619% Q11= Q 原*11 =20.254t/h（

39、11 为占全样） 泥 1再选次生煤泥产率 A 泥 1再选次生煤泥灰分 表 12 50-0.5 毫米级再选跳汰产品实际平衡表可知 精 1 =6.26% A 精 1=15.17% 泥 1=0.87% A 泥 1=27.12% （3）再选中煤（含矸石产物） 15=9-11=14.423%-7.13%=7.294% A15=（9*A9-11*A11）/15%=37.383% Q15= Q9- Q11=20.721 t/h 3.3 品脱水和煤泥水处理作业的计算 3.3.1 水分级作业 设筛孔尺寸 d=13mm 筛分效率 =100% 不产生次生煤泥 因此 入料 新疆工程学院毕业设计说明书 19 14=8+

40、11= 76.828+7.13=83.958% A14=（8*A8+11*A11）/14=12.895% Q14=14* Q 原=284.091*86.563t/h=238.516 t/h 式中 精主再选精煤产率之和 A 精主再选精煤灰分加权平均值 泥三项煤泥产率之和 A 泥三项煤泥灰分加权平均值 表 13 50-0.5 毫米级主、再选跳汰产品实际平衡表可知 精= 64.11% A 精=10.61% 泥=19.85% A 泥=17.36% 中=7.29% A 中=37.38% 矸=8.75% A 矸=69.20% 筛下物 16= 精+13=37.233%（因为 =100%） A16=A 总精=

41、10.605 Q16=16* Q 原=76.547t/h 式中 精+13 、A 精+13+13mm 精煤产率和灰分 设主、再选总精煤的粒度组成与入选原煤的粒度组成相同 则 精+13= 总精*500+13/ 精 500500 精+13=37.233% 表一 入厂原煤筛分组成综合表 总精= 67.203 A 总精=11.342 500+13=37.233% 精 500500.5=88.592% 式中 总精主再选总精煤（500.5mm）占入选原煤（500）的产率 500+13+13mm 原煤占入料原煤（500）的产率 精 500500 500mm 原煤占入选原煤（500）的产率 设+13mm 块精煤

42、灰分与主再选总精煤灰分相同 即 A 精+13=A 总精 500.5=11.378 筛下物 130 筛下物的数质量按平均原则求出 即 17=14-16=83.958-26.945%=57.013% A17=（14*A14-16*A16）/17=12.957% Q17= Q14- Q16=238.516-76.547t/h =161.969t/h 3.3.2 作业 一般分两步计算 1、第一步计算（暂不考虑，循环物的数质量 18 和 A18） 斗子捞坑水力分级作业 设 130.5mm 末精煤全部沉淀到捞坑底部，被斗子提升机捞取排出。 -0.5mm 煤泥的分级效率 =5070%（经验值）设 =60%

43、斗子捞坑的溢流（20 和 A20 暂不计算） 因此（1）斗子捞取物 新疆工程学院毕业设计说明书 20 19=（17- 泥）+ 泥*=45.625 泥=11.23% +7.57%=18.80 A19=（17*A17- 泥 7 *A 泥+ 泥*A 泥）/19=11.968% Q19=19* Q 原=129.167t/h （2）末精煤脱泥作业 设脱泥筛筛孔尺寸 d=0.5mm，脱泥效率 1=6070%即 1=60%。不产生次 生煤泥，筛下物中不含+0.5mm 超粒（“跑粗” ） 。 因此 筛上物 22=19-0.5*1= 泥 *1=4.555% A22= A 泥=17.36% Q22= Q 原*22

44、=12.941 t/h 筛下物 21=19-22=45.625-4.555%=41.070% A21=（19* A19-22 *A22）/21=11.370 Q21=21* Q 原=284.091*41.070%t/h=116.676t/h （3）离心脱水机 设 脱水后的末精煤中含有 50%的入料煤泥量。不产生次生煤泥，也不“跑 粗” 。 离心液按平衡原则求出按入料的 5%求出 24=21 *5%=41.070*5%=2.053%=+0.5 +-0.5 A24=（+0.5A+0.5+-0.5 A-0.5）/24=18.091 +0.5=0.535 -0.5= 1.518% A+0.5=19.8

45、88 A-0.5=17.360% Q24= Q 原*24=284.091*2.053%t/h=5.834t/h +0.5 +-0.5=2.053% -0.5= 1.518% +0.5=0.535% 离心液中+0.5mm 的粗煤泥灰分，计算时可取 A13-0.5+（22.5）% 取 A13-0.5+2.5 已知 A13-0.5=17.401 即可知 A+0.5=17.401+2.5=19.901 因此脱水的末精煤 23=21-24 =41.070-2.053%= 40.38% A23=（21*A21-24 *A24）/23=11.877% Q23=23* Q 原=284.091*40.38%t/

46、h=114.715t/h 2、第二步计算 设循环物全部进入捞坑溢流 则 20=17+18-19 18=22+24 即 20=17+22+24-19=17.997 A20=（17* A17+22* A22+24* A24-19* A19）/20=17.154% 22 =4.555% A22 =17.360% 17=57.013% A17=12.957% 24=2.053% A24=18.091% 19=45.625 A19=11.968 Q20=Q 原*20=284.091*17.997%t/h=51.127 t/h 新疆工程学院毕业设计说明书 21 由工艺流程图可知缓冲池和矿浆准备前后的数质量

47、不变 即可知 20=27=17.997% A20= A27=17.154 Q20= Q27=51.127 t/h 细煤泥脱水回收作业计算（A 浮精与 A 重选精的加权平均值为规定最终精 煤灰分） 因缺少浮选试验资料，计算浮选作业时可取本级产率 浮精78%，灰分 Ad=10%。 因此 28=27* 浮精17.997%*17.909%=14.037% A28=A 浮精（拟定）=10% Q28=28* Q 原=284.091*14.037%t/h=39.879t/h 29=27-28=17.997-14.037=3.959% A29=（27* A27-28* A28）/29=42.518% Q29= Q27-Q28=11.248t/h 煤泥产品脱水（浮精） 为了简化计算，一般设溢流中固体含量为 0. 因此 30=28=14.037 A30=A28=10% Q30= Q28=39.879t/h 细煤泥浓缩作业 如果已知浓缩机效率，就可以计算出底流和溢流中煤泥的分配比例。但在 一般计算中通常假设浓缩机效率为 =100% 因此 溢流：33=0、 A33=0、 Q33=0 底流：32=29 =3.959% A32= A29=42.518%