毕各庄40Mt选煤厂设计说明

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1、毕各庄4.0Mt/a选矿厂设计摘 要本设计任务为毕各庄矿井型4.0 Mt/a选煤厂,毕各庄是隶属于开滦集团的矿井型选煤厂。首先根据生产大样和浮沉试验资料的分析与综合,绘制可选性曲线；根据原煤的性质及精煤质量要求等,评定原煤为难选煤。在进行选煤方案比较的基础上,确定采用重介-浮选联合流程的选煤方法,并制定了工艺流程；然后经过工艺流程计算、设备选型,对主厂房和总平面进行布置,并进行了图纸的绘制。同时做出了该厂的经济技术分析,可知该设计实用性较高。关键字：难选煤；重介-浮选；设备选型；工艺布置 BigeVillage 4.0 Mt/a concentrator designAbstractThisi

2、s a processdesignfor the4.0 Mt/atypemineof coal preparation plant in Bige Village ofTangshan.BigeVillage attachestothe mine-modelcoal preparation plant of KailuaGroup. First of all, according to the production details and analysis and synthesis of fugitive dust test data, draw the washability curves

3、, Washability curve drawing;According to the nature of the raw coal and plant quality requirements, etc., to evaluate the raw coal in coal. On the basis of coal preparation scheme comparison, Determine the dense media - flotation coal preparation method of the joint process, And formulate the proces

4、s flow; And then through the process calculation, equipment selection, the main plant and total plane layout, and drawing the map. At the same time made the plants economic technical analysis, practicality is higher, the design. Key words:difficult separation coal;The heavy flotation; Equipment sele

5、ction; Process arrangement83 / 89目 录摘要IABSTRACTII第一章设计概要11.1 项目背景11.2 可行性研究概要11.2.1 原煤资料分析11.2.2 选煤产品组成11.2.3 选煤厂设计生产能力11.2.4 选煤厂位置与交通11.2.5 选煤方案的拟定11.2.6 工艺流程11.2.7 设备选择2第二章煤质资料的分析与综合32.1煤质资料的审查分析32.1.1 煤质资料的审查32.1.2 煤质资料的分析92.1.3筛分资料分析92.1.4浮沉资料分析92.1.5可选性分析9第三章选煤方法与工艺流程的制定123.1选煤方法和入选方式123.2 选煤方法

6、的比较123.2.1、跳汰分选指标计算123.2.2重介三产品分选指标计算153.2.3理论与设计指标对比表183.2.4工艺流程的确定193.3工艺流程的简述及特点193.3.1 工艺流程说明193.3.2 工艺流程的特点20第四章工艺流程的计算224.1准备作业的计算224.2分选作业的计算224.3工艺设备的选型与计算394.3.1工艺设备选型的原则和规定394.3.1.1设备选型的原则394.2.1.2不均衡系数的确定404.2.2设备的选型与计算404.2.2.1 原煤筛分设备404.2.2.2 破碎设备的选型与计算404.2.2.3分选设备的选型与计算404.2.2.4末煤及煤泥脱

7、水设备的选型与计算424.2.3 分级和浓缩设备的选型与计算444.2.4. 辅助设备的选型与计算454.2.4.1运输设备454.2.4.2 储煤设备484.3 工艺布置图514.4 主厂房工艺布置图514.5 场地运输52第五章生产辅助设施535.1 设施概况535.1.1机电修理车间535.1.2空压机车间535.1.3浮选药剂站535.1.4介质库535.1.5材料库535.2 生产技术检查535.2.1数量检查545.2.2质量检查545.3.3化验室及煤样式545.3 给排水545.3.1用水量及水压545.3.2给水系统555.3.3排水系统555.3.4浓缩机555.4 电气5

8、65.4.1供配电565.4.2供配电系统575.4.3主要电器设备选型575.4.4防雷及接地575.4.5 工艺系统设备的控制585.4.6 自动化595.5 检测、计量、保护装置595.5.1检测595.5.2计量595.5.3保护装置605.6 生产管理系统及通信605.6.1行政605.6.2生产调度605.6.3直通605.6.4微机监控与管理605.7 采暖、通风及供热605.7.1采暖605.7.2通风除尘615.7.3热水及开水615.7.4锅炉房615.7.5供热管网61第六章环境保护636.1 环境保护636.1.1主要污染源和污染物636.1.2防治措施636.1.3污

9、染防治措施的预期效果646.2 消防、工业卫生646.2.1消防646.2.2电器设备防火措施656.2.3劳动安全656.2.4工业卫生66第七章措施综述687.1 耗能指标及分析687.1.1项目耗能指标687.1.2节能分析687.2 节能措施综述68第八章生产组织和劳动定员69第九章职业安全与工业卫生70第十章技术经济7110.1 劳动定员及劳动生产率7110.2 透支估算及投资筹措7110.2.1投资估算7110.2.2选煤厂设计主要技术经济指标73致75主要参考文献76第一章 设计概要1.1 项目背景近年来,市场对煤质要求越来越高,焦炭的形势看好,该公司的焦炭生产规模扩大,原选煤厂

10、生产能力已不能满足焦炭生产需要,直接购买精煤不利于企业在市场的竞争和经济效益的提高,因此需要新建一座年处理量为400万吨的选煤煤厂,建设选煤厂,可以提高煤质,增强企业的竞争能力,提高企业的经济效益这已是势在必行。1.2 可行性研究概要1.2.1 原煤资料分析选煤厂主要入洗开滦毕各庄的原煤,资源可靠,稳定。精煤灰分要求为10%时,其可选性为较难选煤。1.2.2 选煤产品组成推荐的产品结构为精煤、中煤、矸石、煤泥。1.2.3 选煤厂设计生产能力选煤厂设计规模与焦化厂生产能力相配套,为年处理原煤400万吨。1.2.4 选煤厂位置与交通选煤厂水源取自地下水,电源自设变电所,交通运输便利。1.2.5 选

11、煤方案的拟定为了确定适合本厂入洗原煤的合理洗选加工,本次设计分别对不同的选煤方法进行比较,为了保证生产出高质量的精煤,使精煤的产量达到最大的回收率,满足产品结构多元化的要求,确定本次设计推荐的选煤方法为50-0mm三产品重介旋流器分选-洗煤泥浮选联合工艺。1.2.6 工艺流程工艺流程共包括50-0mm不脱泥、不分级无压三产品重介旋流器分选及洗煤泥浮选和煤泥水处理环节四大部分。该工艺流程系统简单灵活适应性强,效率高。产品满足设计的要求,洗水闭路循环。1.2.7 设备选择设备选型全采用国设备。全厂集控和自动化程度高,介质密度控制手段先进,调节快捷,精确度高。第二章 煤质资料的分析与综合2.1煤质资

12、料的审查分析2.1.1 煤质资料的审查矿区原始煤质资料得表2.1：表2.1筛分总样化验结果化验项目MadAdVdafSt,dQgr,d胶质层粘结性系数煤样%Mj/KgX,mmY,mm毛煤 1.9726.130.780.1696.827006净煤 0.618.4535.360.35038125表2.2原煤筛分试验表粒级mm产品M kgA % 占全样 %校正A %煤291.68915.473.43 15.43150-100夹矸石23.76734.470.28 34.43矸石59.47781.750.70 81.71硫铁矿000.00 0煤432.74617.195.09 17.15100-50夹矸

13、石29.50339.790.35 39.75矸石177.03882.022.08 81.98硫铁矿000050小计除矸石777.70517.93 9.16 17.8950-25煤1084.43733.6812.77 33.64 25-13煤1098.51633.6612.93 33.626-13煤1258.2427.8214.81 27.783-6煤1115.95921.7813.14 21.74 3-0.5煤2106.83219.924.80 19.860.5-0煤815.82516.899.60 16.85毛煤总计8494.02926.14100.00 26.1表2.3 50mm煤与夹矸煤

14、破碎后筛分试验粒级mm Mkg 占本级% 占全样% Ad% 校正Ad%50-25297.72338.28 3.51 20.7620.6625-13200.41525.77 2.36 17.8517.7513-6121.92615.68 1.44 17.0116.916-363.5138.17 0.75 14.3614.263-0.575.2429.67 0.89 12.7712.6750-0.5758.81997.57 8.93 18.06 17.960.5-018.882.43 0.22 15.1215.0250-0777.699100.00 9.16 17.99 17.89总计8494.0

15、29密度级kg/m3自然级破碎级综合校正占本级%占全样%Ad %占本级%占全样%Ad %占本级%占全样%Ad %占本级%占全样%Ad %1.818.52 13.79 81.09 6.15 0.54 66.86 17.21 14.33 80.55 17.21 14.33 80.61去泥小计100.00 74.43 25.90 100.00 8.86 18.12 100.00 83.29 25.07 100.00 83.29 25.13煤泥5.13 4.02 32.51 0.46 0.04 26.35 4.65 4.06 32.45 4.65 4.06 32.45总计100.00 78.45 26

16、.24 100.00 8.90 18.15 100.00 87.35 25.42 100.00 87.35 25.35表2.4 50-0.5mm自然级与破碎级浮沉综合表表2.5 原煤0.5-0mm自然级与破碎级筛分试验综合表粒级mm自然级破碎级综合表校正占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%Ad%0.5001.870.1816.721.850.00412.061.870.18416.6216.680.5-0.25 26.152.5116.3626.530.05913.3626.152.56916.2916.350.25-0.12526.562.5517.5227.8

17、50.06214.0226.592.61217.4417.50 0.125-0.0752.110.218.943.950.00917.42.130.20918.8718.930.075-0.04510.61.0216.9910.690.02414.910.631.04416.9417.00 0.04532.73.1416.4629.120.06517.6832.633.20516.4816.54 总计1009.616.83 1000.22215.18 1009.82216.79 16.85表2.6 原煤0.5-0mm自然级与破碎级浮沉试验综合表密度级kg/m3自然级破碎级综合级校正占本级%占全

18、样%Ad%占本级%占全样%Ad%占本级%占全样%Ad%Ad%1.810.421.0052.2713.630.0349.1910.491.0352.1852.18总计1009.616.861000.2215.561009.8216.8316.85 表2.7 原煤50-0.5mm浮沉实验综合表密度级kg/m3产率 %灰分 Ad累计分选密度浮物沉物产率 %灰分 Ad产率 %灰分 Ad密度级产率 %1234567891.817.21 80.61100.00 25.13 17.2180.61 去泥小计100.00 25.13浮沉煤泥4.65 32.45总计100.00 25.35由表2.7中数据可绘制可

19、选性曲线,以2、3栏绘制灰分特性曲线,由4、5栏绘制浮物曲线,由6、7栏绘制沉物曲线,由4、8绘制密度曲线。由8、9栏绘制曲线。如图2.1所示。图2.1 50-0.5mm粒级可选性曲线2.1.2 煤质资料的分析依据原煤总样化验结果表见表2-1对原煤的特性作如下分析： 原煤水分：Mad=1.97%,属于低水分煤。 煤种：由总样化验表,原煤可燃体挥发分Vdaf=30.78%,在2837%之间,最大胶质层厚度Y=12mm,小于25mm, 由此判定煤种为1/3焦煤。 原煤灰分：Ad=26.10% ,在20.01%30.00%之间, 属于中灰分煤。 原煤硫分：St.d=0.16% 小于0.5% 属于特低

20、硫煤,因此不必考虑脱硫。 由原煤筛分试验报告表可查出含矸率为3.41%5% 属于低矸煤,故不必考虑原煤入选前机械排矸的问题,在破碎前设置检查性手选,只捡出杂物即可。 2.1.3筛分资料分析各粒级含量的分析：由表3-1可知,煤样筛分为50-25,25-13,13-6,6-3,3-0.5,0.5-0六个粒级。各粒级的重量百分数相近,前四个粒级的百分含量均为13%左右,3-0.5的含量偏高,分别为24.80%。说明煤样小粒度级的含量偏高,但总体上粒度分布均匀。各粒级质量的分析：各粒级灰分差别较大,与总灰分有较大的差别,说明煤质不均匀。而且灰分随着粒度减小而降低,包括0.5mm粒级灰分也低,可知煤质脆

21、易碎。随着粒度的减小,煤的含量增大,矸石含量减小。各粒级水分含量相近,均为0.70%左右,水分含量比较均匀。2.1.4浮沉资料分析各密度级的含量和灰分分析：由表3-2可知,1.40密度级的含量为50.48%,灰分为8.65%,1.80高密度级的含量为14.33%,灰分为80.61%。说明此矿高,低两端密度级煤的含量较多,中间煤含量较低,易分选。而且低密度级精煤的质量较高,灰分为8.65%,矸石含量不大。2.1.5可选性分析根据目前普遍采用的最新可选性评定标准,即分选密度+0.1含量法。该方法近似实际地反映了煤的可选性的难易程度。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12.5%

22、,而对其它的炼焦煤,灰分不超过16%,根据图3-3入选原煤可选性曲线浮物曲线,可以发现浮物曲线的拐点为11.0左右,根据此拐点数据选择左右邻居两个数值作为灰分参考值,拟定精煤理论灰分为10.0%,11.0%,12.0%三个级别,对应的理论分选密度为1.44 g/cm3、1.47 g/cm3、1.53g/cm3。根据可选性曲线,确定出如下方案：例如方案1取=10.0%,根据可选性曲线,可查出浮物产率=69.18%,临界灰分=23.05%,沉物产率=30.82%,理论分选密度=1.43,取矸石灰分=80 %,矸石产率=17.60%,所以中煤产率=13.22%,=31.25%。方案取精煤灰分为10.

23、0%,矸石灰分为80.00%,通过可选性曲线可得,精煤产率为69.18%,矸石产率为17.6%,则中煤产率为100%-69.18%-17.6%=13.22%,理论分选密度为1.44g/cm3,中煤灰分为31.25%,精煤和中煤分界灰分为23.05%,通过0.1曲线可知分选密度邻近物的产率为40.21%,说明原煤在这个分选密度下极难选。方案取精煤灰分为11.0%,矸石灰分为80.00%,通过可选性曲线可得,精煤产率为74.13%,矸石产率为17.6%,则中煤产率为100%-74.13%-17.6% =8.27%,理论分选密度为1.47g/cm3,中煤灰分为35.01%,精煤和中煤分界灰分为27.

24、87%,通过0.1曲线可知分选密度邻近物的产率为27.64%,说明原煤在这个分选密度下稍难选。方案取精煤灰分为12.0%,矸石灰分为80.00%,通过可选性曲线可得,精煤产率为78.28%,矸石产率为17.6%,则中煤产率为100%-17.60%-4.12% =4.12%,理论分选密度为1.53g/cm3,中煤灰分为40.2%,精煤和中煤分界灰分为33.95%,通过0.1曲线可知分选密度邻近物的产率为14.13%,说明原煤在这个分选密度下中等可选。根据炼焦用精煤等级划分及基本价格计算销售收入：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%表2.10产品结构

25、及选煤方法综合必选表方案精煤基价比价精煤收入中煤基价价比价中煤收入吨煤收入69.2871000010270613.2750068.854.56760.574.121000987268.27250061.630.51756.578.3561000947364.12%50054.4%13.5749.5由此可见方案即精煤灰分取10%,矸石灰分取80.00%时的利润为最大值,因此确定为最终选煤方案.第三章 选煤方法与工艺流程的制定3.1选煤方法和入选方式在确定煤样的可选性及理论分选指标后,通过可选性曲线可知该选煤产品0.1含量为40.2%,为难选,为了提高焦煤的精煤产率和效率,因此决定采用三产品重介质

26、旋流器煤泥浮选联合流程。由于本设计是针对的炼焦煤,结合三产品重介旋流器的主选特点,所以采用混合入选。原煤资料粒度主要集中在50mm以下,大粒级所占比例比较小,所以最后决定主选上线为50mm,大粒级破碎到50以下混合入选。针对原煤中细粒级所占比例8%,且煤质娇脆,所以采用预先脱泥和无压式给料方式入选。三产品重介质旋流器是由两台两产品重介质旋流器串联组装而成,从分选原理上没有差别。第一段为主选,采用低密度悬浮液进行分选,选出精煤和再选入料,同时由于悬浮液浓缩的结果为第二段准备了高密度悬浮液；第二段为再选,分选出中煤和矸石两种产品。三产品重介质旋流器的主要优点是用一套悬浮液循环系统,简化了再选物料的

27、运输。缺点是在第二段分选时,重介质密度的测定和控制较难。因第二段悬浮液入料是由第一段旋流器浓缩而成,由于悬浮液密度与两段旋流器的尺寸有关,所以第二段旋流器的分选密度除与第一段分选密度和两段旋流器的溢流管直径有关,还与第二段旋流器底流口直径有关。3.2 选煤方法的比较3.2.1、跳汰分选指标计算由可选性确定理论分选密度p1=1.68,p2=1.43。可选性评定为极难选,确定实际分选密度p1=1.80,p2=1.40。按不分级跳汰选煤取矸石段I1=0.15,I2=0.17。每个密度级取密度的平均值。用跳汰近似公式计算t值,并查附表,得到分配率%。a. 矸石段将p1=1.80,I1=0.15代入 查

28、表得值密度级-1.3取1.2 t= =-6.23 =0密度级1.3-1.4取1.35 t=-3.717 =0.01密度级1.4-1.5 t= =-2.587 =0.48密度级1.5-1.6 t= =-1.685 =4.6密度级1.6-1.8 t= =-0.600 =27.43密度级+1.8 取2.1 t= =1.213 =95.39b. 中煤段将p1=1.40,I1=0.17代入密度级-1.3 t= =-2.749 =0.30密度级1.3-1.4 t= =-0.529 =29.84密度级1.4-1.5 t= =0.467 =67.97密度级1.5-1.6 t= =1.263 =89.68密度级

29、1.6-1.8 t= =2.220 =98.68密度级+1.8 t= =4.013 =100表3.1跳汰产品设计指标计算表密度级入料洗矸二段入料中煤段精煤r %Ad %e %r %Ad %r %Ad %e %r %Ad %r %Ad %123456789101112131.817.21 80.6192.3915.90 80.611.31 80.61100.00 1.31 80.610.00 80.61合计100.00 25.13 16.79 78.55 83.21 14.35 30.28 22.42 52.93 9.74 3.2.2重介三产品分选指标计算三产品重介质旋流器一段主选分选粒级大于0

30、.5mm,可能偏差E1=0.030.05。二段再选分选粒级大于0.5mm,可能偏差E2=0.050.07。取一段E1=0.05,二段E2=0.07。当精煤灰分要求Ad=10%时,确定理论分选密度为p1=1.44g/cm-3, p2=1.68g/cm-3。确定实际分选密度p1=1.40g/cm-3 ,p2=1.80g/cm-3。将一段p1=1.40g/cm-3, E1=0.05,带入密度级-1.30 g/cm-3取1.2 g/cm-3,=-2.7 =0.35 密度级1.301.40 g/cm-3取1.35g/cm-3,=-0.675=24.97密度级1.401.50 g/cm-3取1.45g/c

31、m-3,=0.675=75.03密度级1.501.60 g/cm-3取1.55g/cm-3, =2.025=97.86密度级1.601.80 g/cm-3取1.7g/cm-3,=4.05=100密度级1.8 g/cm-3取2.10g/cm-3,=9.45 =100将二段p2=1.80g/cm-3, E2=0.07,带入密度级-1.30 g/cm-3取1.2 g/cm-3,=-5.78=0密度级1.301.40 g/cm-3取1.35g/cm-3,=-4.34=0密度级1.401.50 g/cm-3取1.45g/cm-3,=-3.375 =0.04密度级1.501.60 g/cm-3取1.55g

32、/cm-3,=-2.411=0.8密度级1.601.80 g/cm-3取1.70g/cm-3,=-0.964=16.75密度级1.8 g/cm-3取2.10g/cm-3,=2.893 =99.81表3.2重介产品设计指标计算表密度级入料精煤段二段入料中煤段矸石r %Ad %e %r %Ad %r %Ad %e %r %Ad %r %Ad %123456789101112131.817.21 80.611000.00 80.6117.21 80.6199.81 0.03 80.6117.17 80.61合计100.00 25.13 53.65 9.35 46.35 43.39 28.75 21.

33、14 17.60 79.74 3.2.3理论与设计指标对比表表3.3三产品重介理论与设计产品指标对照表产品名称理论指标设计指标r %A %r %A %精煤69.181053.659.35中煤13.2231.2528.7521.14矸石17.68017.679.74小计10025.1310025.13数量效率：j=j/j0=53.65/69.18 =77.5%表3.4跳汰理论与设计产品指标对照表产品名称理论指标设计指标r %A %r %A %精煤69.181052.939.74中煤13.2231.2530.2822.42矸石17.68016.7978.55小计10025.1310025.13数量

34、效率：j=j/j0=52.93/69.18 =76.5%综上所述,本工艺采用无压三产品重介旋流器法分选是最好的。其产品设计平衡表如下表：表3.5重介选煤产品设计平衡表名称产率占本级%占全样% Ad %精煤53.6542.45 9.35中煤28.7522.75 21.14矸石17.613.93 79.74小计10079.1225.13占浮沉入料 95.3579.1225.13浮沉煤泥4.654.0632.45合计10083.1825.35占全样83.1883.1825.35原生煤泥9.829.8216.81次生煤泥7725.13合计10010025.343.2.4工艺流程的确定工艺流程基本流程为

35、： 入厂原煤在准备车间经直径为50mm的预先筛分机,将原煤分成+50mm粒级的原煤和-50mm粒级的原煤。+50mm原煤进行检查性手选,除去大块矸石和杂物。然后进入破碎机进行破碎,破碎后的原煤与预先筛分的筛下物混合进入脱泥筛,筛上物进入主选车间三产品重介质旋流器,得到三种初产品：精煤、中煤和矸石。精煤、中煤和矸石分别经过一次脱介和二次脱介后,最后得到最终合格产品。经脱介筛脱除的合格介质返回合格介质桶作为循环介质。经脱介筛脱除的稀介质经磁选后进入浓介质桶,最后返回合格介质桶。磁选尾矿与脱泥筛筛下物一起进入煤泥浓缩机,然后用泵打入煤泥浓缩池,底流打入矿浆处理器。经处理后进入浮选机进行浮选。浮选精煤

36、经过过滤后,溢流返回矿浆处理器。尾煤经浓缩、过滤后最后得到浮选尾煤。浓缩机和过滤机溢流全部返回循环水池。3.3工艺流程的简述及特点3.3.1 工艺流程说明、原煤准备 原煤经煤坑下给料机给入胶带输送机运支援煤准备车间,先经分级筛50mm分级,+50mm原煤经手选后破碎,与分级筛下500mm原煤混合,运至主厂房分选。、原煤分选500mm原煤直接给入无压给料三产品重介旋流器进行分选,以单一低密度悬浮液一次性分选出精煤、中煤和矸石三种产品。精煤产品脱介脱水后,由胶带输送机运至精煤储煤厂；中煤精脱介脱水后由胶带输送机运至厂外落地；矸石经脱介脱水后由汽车外运。、介质回收 合格介质用泵打至旋流器作为分选介质

37、。精煤与中、矸稀介系统彼此独立,两部分稀介质分别进入各自的磁选机,选出的磁选精矿返回合格介质桶。厂跑、冒、滴、漏的介质收集后,由扫地泵打入中、矸稀介系统进行回收处理。、介质补加 补加介质采用合格磁铁粉,不设分级和磨矿作业。补加磁铁粉直接进入合格介质桶。、粗煤泥回收 精煤磁选尾矿由精煤磁选尾矿桶收集后,用泵打至水力分级旋流器组,溢流进入浮选入料桶,底流经高频筛分级,筛下物进入浮选入料桶,筛上物经煤泥离心机脱水后掺入精煤。离心液进入浮选入料桶。、煤泥水处理煤泥经浮选机分选出精煤和尾煤,浮选精煤采用压滤机脱水回收,尾煤经浓缩机浓缩,底流经尾煤压滤机脱水回收尾煤,溢流和压滤机滤液作为循环水使用。3.3

38、.2 工艺流程的特点、系统简单：原煤不脱泥,直接进入三产品重介旋流器分选,使系统相对简化。、适应性强：重介分选精度高,对煤质变化适应性强,尤其对于极难选煤,更加适合,适当选密度,可生产多级别灰分的精煤,适应市场多样化的变化。、由于采用重介分选,煤泥水量少,选用直接浮选工艺,减少了占地和投资。利用流水净化,再生系统,可确保流水闭路循环,更加容易满足环保要求。第四章 工艺流程的计算4.1准备作业的计算 1入料数质量的计算 群矿选煤厂的工作制度：T=330,t=16h。选煤厂年生产能力Q0=400万吨/年. 选煤厂小时处理量Q=Q0/Tt=400104/33016 =757.58 t/h；根据原煤筛

39、分试验查出入料灰分：A0=26.1% 2筛下物数质量计算本流程定为混合入选,预先筛分取=90%,从筛分资料中查出理论筛下物率：2=0=90%Q11=1 Q1=757.5890%=681.82 t/h；从筛分资料中查出筛下物灰份：A2=26.1%3筛上物数质量计算Q1=Q0-Q2=75.76t/h；1=0-2=10 %A1=100A-2A2/100-2=26.1%；4手选设检查性手选,不计矸石损失,认为数质量不变。3=1 Q3=Q1 A3=A15破碎：采用开路破碎作业,经破碎后,认为只有粒度的变化,而破碎前后数质量不变。4=3 Q4= Q3A4= A3最终得出入选物数质量5=0=100% Q5=

40、 Q0=757.58 t/h A5= A0=26.1%4.2分选作业的计算1计算给料中的煤泥水煤泥的比重：0=1.5 0=100%=原+次+浮=9.82+7+4.06=20.88%给料中煤泥量 Gn=20.88%757.58=158.18/h原煤含水指标 Mt=8%原煤中的水量 m3/h煤泥水体积 m3/h单位体积中煤泥含量 t/m3煤泥水密度 各产品的量： Q精 =精Q0 = 42.45%757.58=321.59 t/h Q中 =中Q0 = 22.75%757.58 = 172.35 t/h Q矸=矸Q0 = 13.93%757.58 =105.53 t/h2计算产品的平均粒度及比重平均粒

41、度为4.63 mm精煤的平均比重中煤的平均比矸石的平均比重 3计算外加浓介质、性质设浓介质比重,浓介质中磁性物含量t/m3t/m3t/m3t/m34确定工作介质性质 要求分选密度p =1.40工作介质悬浮液的密度1 =1.35图3-11取工作介质中非磁性物含量 t/m3 t/m3 t/m3 t/m35分选作业的计算先确定循环介质量,旋流器循环悬浮液取3.7m3/t原煤,因此循环介质总需用量 V2=757.583.7=2803.05m3/h工作介质总量为V1=Vn+V2=171.33+2803.05=2974.38 m3/hG1=g1V1=0.5492974.38=1632.93 t/hGc1=

42、 G1c1=1632.930.35=571.53 t/hGf1=G1f1=1632.930.65=1061.40 t/hW1=1-g1V1=1.45-0.5492974.38=2382.48 m3/h求循环介质的其他参数G2=G1-Gn=1632.93-158.18=1474.75 t/hGc2=Gc1-Gn=571.53-158.18=413.35t/hGf2=Gf1=1061.40t/hW2=W1-Wn=2382.48-65.88=2316.60 m3/h2=G2+W2/V2=1474.75+2316.60/2803.05=1.35c2=Gc2/G2=413.35/1474.75=28.0

43、3%设旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介质低0.1,低流密度比工作介质密度高0.4,即4=1-0.1=1.45-0.1=1.253=1+0.4=1.45+0.4=1.75V3=1-4V1/3-4=1.35-1.252974.38/1.75-1.25=594.876m3/hV4=V1-V3=2974.38-594.876=2379.504m3/h设底流中磁性物含量比工作介质高0.1,即f3=f+0.1=0.65+0.1=0.75c3=1-0.75=0.25 t/m3gc3=g33=1.0970.25=0.274 t/m3gf3=g3-gc3=1.097-0.311=0.823t/m33=3-g3=

44、1.75-1.097=0.653t/m3G3=g3V3=1.244594.876=652.58 t/hGc3=G3c3=652.580.25=163.145 t/hGf3=G3-Gc3=652.58-163.145=489.435 t/hW3=3V3=0.653594.816=388.415 m3/hG4=G1-G3=1632.93-652.58=980.35t/hGc4=Gc1-Gc3=571.53-163.145=408.385 t/hGf4=Gf1-Gf3=1061.40-489.435=571.965 t/hW4=W1-W3=2382.48-388.415=1994.065 m3/hg

45、4=G4/V4=980.35/2379.504=0.412t/m3gc4=Gc4/V4=408.385/2379.504=0.172 t/m3gf4=g4-gc4=0.412-0.172=0.24t/m34=W4/V4=1994.065/2379.504=0.83 t/m34=g4+4=0.412+0.83=1.25与原假定值相同,证明以上计算无误c4=Gc4/G4=408.385/980.35=41.65%f4=100-c4=100-41.65=58.35% 进入二段的悬浮液：设旋流器溢流的悬浮液比工作密度低0.1,底流密度比工作密度高0.4设底流中磁性物含量比工作介质高 10f3 = 0.

46、75+0.1=0.85 c3 = 0.153 =fc / = 51.5/ = 3.704g3 =/3 = / 3.704 = 1.575 t/m3gc3 = g3c3 =1.5750.15 = 0.236 t/m3gf3 = g3f3 = 1.5750.85 = 1.339t/m33 = 3 g3= 2.15-1.575 = 0.575 t/m3G3 =g3V3 = 1.575118.98 =187.394t/hGc3 = G3c3 = 187.39415% = 28.11 t/hGf3 = G3f3 = 187.39485% = 159.285 t/hW3=3V3 = 0.575118.98

47、= 68.41 m3/h G4 = G3 - G3 =652.58-187.394=465.186 t/hGc4 = Gc3 - Gc3 = 163.145-28.11 = 135.035 t/hGf4 = Gf3 - Gf3 = 489.435-159.285 = 330.15 t/hW4 = W3 -W3 = 388.415-68.41= 320.005 m3/hg4 = G4/V4 = 465.186/475.896 =0.977 t/m3gc4 = Gc4/V4 = 135.035/475.896 = 0.284t/m3gf4 = Gf4/V4 = 330.15/475.896 = 0.694 t/m34 =W4 /V4 = 320.005/475.896 = 0.672 t/m34 =4 + g4 =0.672+0.977= 1.65与原假定值相同,证明以上计算无误c4 = Gc4/G4 = 135.035/465.186 = 29.03%f4 =100% 29.03% = 70.97%6精煤脱介作业的计算 取脱介筛脱出的介质量占入料介质量的70,则合格介质为：V8 = 70%V4 = 70%2379.504 = 1665.653 m3/h G8 = g4V8= 0.4121665.653 = 686.249 t/h Gc8