炼焦煤选煤厂流程计算

1、第四章 流程计算4.1 工艺流程计算的目的、依据和原则在选煤厂设计过程中，工艺流程的计算是其中一项重要的环节，是在已确定的工艺流程和工作制度下进行的。工艺流程计算应达到以下目的：（1） 计算出整个作业入料和排料的数量和质量；（2） 使整个工艺流程的煤、水、介质数量和质量达到平衡，为绘制数、质量工艺流程图提供可靠的依据；（3） 为计算所需各工艺设备的数量提供资料和依据；（4） 为投资概算提供分析的依据；（5） 为投产后的生产技术管理，生产指标分析对比提供参考。为保证工艺流程计算结果的准确性和提供数据的可靠性，在流程计算时必须依据：（1） 已经科学合理地选择确定工艺流程；（2） 已经整理合格的入厂

2、（入选）原料煤的筛分、浮沉及可选性实验资料；（3） 设计规范规定并符合实际的各种技术参数；（4） 根据选煤厂的生产能力和工作制度，可推算出的小时处理量。 （4-1）式中：选煤厂小时处理量，t/h；选煤厂年生产能力，t/h；选煤厂年工作日数，d/a；选煤厂日工作小时数，h/d；其中：（1） 非用户型选煤厂年工作日数可选330天，每日两班生产，工作按16小时计，即T=330，t=16；（2） 用户型选煤厂的年工作制度可以与所服务的用户厂一致。工艺流程计算的原则和应注意的事项：工艺流程计算必须遵守数、质量平衡原则。所谓平衡，是指进入某作业的各物料数、质量总和应等于该作业排出的物料的数、质量总和。（1

3、） 对于灰分、硫分等指标必须用加权平均的方法进行计算；（2） 水量指标采用水量平衡原理进行计算；（3） 百分数必须是同一基础量时才可以运算，计量单位必须相同时才可以运算。例如，计算各个作业的质量百分数时，必须以入厂原煤（或入选）100% 为基数；（4） 计算固体物料数、质量平衡时应采用干燥基进行；（5） 进行工艺流程计算时，必须按照作业顺序进行。4.2 准备作业的计算4.2.1 入厂物料数、质量的计算根据给定的厂型年处理量为150万吨，可计算出选煤厂的小时处理量，把150万吨/年带入公式（4-1）计算可得：现规定入选原煤的水分为5%，则可计算出干燥基的原煤量和所带水量为：干煤量： 4.2.2

4、预先筛分的计算预先筛分的筛孔为50mm，筛分效率直接取100% 计算即可。检查性手选只拣出木块、铁器和少量的大块矸石，因此经过检查性手选，认为在数量和质量指标方面不变。本流程采用开路破碎流程（只有对入料的粒度有严格要求的时候才采取闭路破碎），经过破碎作业认为只有粒度上的变化，而破碎前后的数、质量不变。经过准备作业原煤的水分不变。查原煤筛分资料综合表得：筛下物，筛下物数、质量的计算：筛上物数、质量的计算：4.2.3 选矸作业的计算本厂设计确定为检查性手选，而检查性手选只拣出木块、铁器和少量的大块矸石，因此认为经过检查性手选后，其数量和质量指标没有改变。所以破碎机入料依然为原煤的数、质量指标，即：

5、4.2.4 破碎作业的计算本厂的破碎作业为开路破碎作业。经破碎后，认为只有粒度变化而破碎前后数、质量不变。筛分实验破碎级的粒度特性，代表本作业的结果。4.3 主选作业的计算主选作业指的是重介旋流器分选的有关计算，它是选煤过程中最重要的环节，也是流程计算中的一个重点。4.3.1 旋流器入料及产品预测的计算（1） 入料组成的计算三产品无压旋流器的入料为准备作业完成后的煤流，可以看做与毛煤的数质量相同。其入料组成为500mm 粒级煤以及入料中的500.5mm 粒级含量的7% 次生煤泥。因为在旋流器的分选过程中0.5mm 粒级的煤泥是不参与分选而作为悬浮液组成的一部分，所以必须计算出0.5mm 粒级的

6、煤泥含量。次生煤泥的量占旋流器入料除去带入的煤泥为100% 后的7% （从原煤破碎自然综合表可以看出原煤中小于0.5含量为9.36%，在10%范围内，取7%）。次生煤泥百分率见表4-1：表4-1 次生煤泥百分率选煤方法煤类原煤中小于0.5mm粒级的含量/%2020-1515-1010不分级选煤肥、焦、瘦10-129-107-85-7其他煤种7-86-75-63-4旋流器入料组成计算见表4-2：表4-2 旋流器入料的组成计算Q t/h占全样 %灰分 %旋流器入料269.89100.0025.97入料中带入煤泥25.269.3618.96次生煤泥17.116.3426.69其中入料中煤泥数质量见表

7、4-3：表4-3 旋流器入料中煤泥数质量rAdQ原生煤泥9.3618.96浮沉煤泥3.9227.82次生煤泥6.3426.69总计19.6223.2352.95参与分选的物料煤时除去表的煤泥的量，数量上用旋流器入料的总量减去0.5mm 含量即可，灰分可通过加权平均的方法求得。结果见表4-4：表4-4 旋流器入料中500.5mm 含量rAdQ占全样精煤56.7410.90123.0880.38中煤31.0236.2067.29矸石12.2475.3426.56总计10026.64216.94（2） 分选指标的选取分选指标的选取的目的是使得全厂的精煤产率最大。根据等灰分原则，根据要生产精煤的等级（

8、即精煤的灰分）在全部原煤即500mm 粒级的可选性曲线上取得的基元灰分边界灰分，然后根据等灰分原则在重介旋流器的入料实际参与分选的500.5mm 粒度可选性曲线上可取得一系列指标。此时可保证全厂精煤产率的最大化。（3） 原煤500mm 可选性曲线的绘制及边界灰分的选取原煤500的浮沉综合可以由原始资料中500.5mm 的浮沉组成、原声煤泥的浮沉组成和浮沉煤泥浮沉组成三个表综合得到。而原始资料中没有给出浮沉煤泥的浮沉组成，认为其密度组成和原生煤泥的组成相同，然后通过校正灰分的方法进行调整。校正方法同表2-11和表2-13中的校正方法。原生煤泥和浮沉煤泥校正浮沉表见表4-5：表4-5 原生煤泥和浮

9、沉煤泥综合浮沉校正表密度级占全样校正前产率校正校正后占本级灰分占本级灰分1.31.9120.403.99-2.3118.083.991.3-1.43.1934.118.80-3.8730.258.801.4-1.51.5016.0317.65-1.8214.2117.651.5-1.60.818.6524.83-0.987.6724.831.6-1.80.656.9733.13-0.796.1833.131.81.3013.8856.649.7623.6456.64合计9.36100.0018.960.00100.0023.23原煤500mm 粒级的浮沉表，结果见表4-6：表4-6 500mm

10、 浮沉实验综合表500.50.50500占全样灰分占全样灰分占全样占本级灰分14.125.461.913.9916.0316.685.2829.0711.203.198.8032.2633.5810.9714.8020.601.5017.6516.3016.9620.337.5229.430.8124.838.338.6728.996.3641.100.6533.137.017.2940.3614.8575.381.3056.6416.1516.8173.8786.7226.649.3618.9696.08100.0025.89根据表4-6可得原煤500mm 粒级可选性曲线，并在该表上根据所需

11、生产的精煤的灰分可以得出整个作业的分选边界灰分。曲线见图4-2：图4-2 原煤500mm 粒级可选性曲线因为生产中的要求精煤灰分11%，然后从图4-2可得边界灰分为22%。（4） 旋流器入料的可选性曲线的绘制及分选指标的选取旋流器入料量除去其中所有煤泥后可得参与分选的500.5mm 粒级的数质量，并通过原煤500.5mm 的浮沉表校正可得该入料中500.5mm 粒级的浮沉组成。根据表2-9可得旋流器入料500.5mm 可选性曲线，并通过等边界灰分原则选取一系列指标，如图4-1：图4-1 旋流器入料中500.5mm 可选性曲线由上图得出：旋流器一段理论分选密度为1.465 g/ml，含量为36%

12、，根据表3-2，评定其为难选煤。注：当分选密度1.7 g/ml时，除去2.0 g/ml的含量计算作为100% 来计算的含量来评价煤的可选性的好坏。（4） 旋流器分选产品的预测按照我国的统计资料及经验，理论分选密度与实际分选密度有一定差值，其差值见表4-7.表中差值对于中煤段取负值，对于矸石段取正值乘以2。表中的密度差值是概略的，如果发现所不确定的指标不合适，可以重新选择。g·cm-3表4-7 实际与理论分选密度差值含量10.010.1-20.020.1-30.030.1-40.040.0可选性等级易选中等可选稍难选难选极难选密度差值范围/ g·cm-30-0.040-0.0

13、50-0.060.02-0.080.04-0.10为了计算的方便，本设计中旋流器产品预测采用公式法计算产品的分配率，见公式（4-2）： （4-2）式中：分配率实际分选密度每一密度级的平均密度可能偏差又根据资料，重介质旋流器一段分选的可能偏差取0.03，二段分选的可能偏差取0.06。精煤段：=1.445 g/cm3，E =0.03矸石段： =2.05 g/cm3,E=0.06带入公式（4-2），得到表4-8数据：表4-8 无压给料三产品重介质旋流器产品设计指标计算表密度级占本级灰分二段分配率产率灰分精煤产率精煤灰分矸石分配率矸石产率矸石灰分中煤产率中煤灰分1.316.285.460.010.00

14、5.4616.285.460.000.005.460.005.461.31.433.5211.202.991.0011.2032.5211.200.000.0011.201.0011.201.41.517.0620.6054.569.3120.607.7520.600.000.0020.609.3120.601.51.68.6829.4397.918.4929.430.1829.430.010.0029.438.4929.431.61.87.3341.1099.997.3341.100.0041.100.160.0141.107.3241.101.817.1375.38100.0017.137

15、5.380.0075.3871.4112.2375.384.9075.38总计100.0026.6443.2656.7410.9012.2475.3431.0236.20根据表4-8可得旋流器入料中500.5mm 粒级在产品中的分配，结果见表4-9（均为干燥基）：Ad表4-9 三产品无压旋流器入料500.5mm 在产品中的分配产品占本级AdQ占全样精煤56.7410.90123.0880.38中煤31.0236.2067.29矸石12.2475.3426.56总计100.0026.64216.944.3.2 工作悬浮液的各项指标的计算（1） 工作悬浮液指标的确定工作悬浮液的密度取决于分选密度，

16、对于块煤重介不存在强烈的上升或是下降液流的影响，可以认为工作悬浮液的密度等同于分选密度；对于重介旋流器工作悬浮液的密度低于分选密度。可从=1.445 g/cm3得到悬浮液的密度=1.42 g/cm3。工作悬浮液是由入选原煤带入悬浮液（煤泥和水）和循环悬浮液共同组成的，其中循环悬浮液的量可根据经验指标进行选取，本次设计选取4.0m3/t煤，并根据旋流器入料中的500.5mm 粒级的干燥基量确定最终的循环悬浮液的量。入料带入的煤泥量和水量由预先脱泥筛的筛上物即旋流器入料的数质量和水分的大小进行确定。并根据经验选取悬浮液固体中煤泥的含量为45%，磁性物的含量为55%时，即可保证悬浮液的稳定性。（2）

17、 悬浮液指标的计算工作悬浮液中的磁性物的密度为4.50 g/ml，煤泥的密度需根据煤泥的组成，即根据旋流器入料中的煤泥的数质量再由原煤原生煤泥的浮沉组成表校正该煤泥的密度组成，然后经过各密度级加权平均的方法即可得到该煤泥的密度。通过计算可知，悬浮液中煤泥的平均密度为1.47 g/ml。悬浮液总量的计算见公式（4-3）： （4-3）式中：旋流器入料的水分，%；旋流器入料，t/h；旋流器入料干原煤量，t/h；旋流器入料带入水的体积，m3/h；旋流器入料带入煤泥，t/h；旋流器入料带入煤泥水体积，m3；旋流器入料中-0.5mm煤泥含量；非磁性物煤泥的真密度，g/c；根据公式（4-3）可以计算出工作悬

18、浮液的总量，结果见表4-10：表4-10 悬浮液总量的计算5.00 284.09 269.89 14.20 52.95 1.47 19.62 50.231079.561129.79工作悬浮液中固体物的密度计算公式： （4-4）式中：工作悬浮液中固体物密度，g/cm3；悬浮液中非磁性物煤泥真密度，g/cm3；悬浮液中磁性物密度，g/cm3；悬浮液中磁性物煤泥含量，%；悬浮液中非磁性物煤泥含量，%；其中，与可先取50%，然后计算出值，根据工作悬浮液的密度计算公式，解得固体容积浓度，由于值最大不得超过35%，根据比较适当选取与。悬浮液中非磁性物与磁性物体积含量的计算见公式（4-5）： （4-5）式中

19、：悬浮液中水的体积含量，%；悬浮液中非磁性物体积含量，%；悬浮液中磁性物体积含量，%；工作悬浮液中各项指标的计算见公式（4-6）： （4-6）式中的、分别为工作悬浮液单位体积中固体、磁性物、非磁性物和水的含量，t/m3。根据上述的悬浮液指标的计算方法，可计算得工作悬浮液的各项指标，结果见表4-11：表4-11 工作悬浮液各项指标2.331.474.5045.0055.0031.471.420.730.400.330.69830.06456.54373.53774.234.3.3 工作悬浮液在产品中的分配的计算在分选过程中工作悬浮液要不断地随着产品的排出而排出，计算悬浮液在产品中的分配是介质计算

20、中的重要环节。（1） 计算说明密度选取原则：关于实际分选密度与工作悬浮液密度的区别：对于三产品无压给料旋流器，已知其分选密度，可根据分选密度与工作悬浮液密度的关系，查出工作悬浮液的密度。对于三产品无压给料旋流器来说，随精煤产物排出的悬浮液密度比入料悬浮液低0.10.2，根据随精、中、矸各产品排出排出的悬浮液的体积比为6:3:1可计算出第二段悬浮液的密度。由“磁性加重质悬浮液的密度与底流和溢流密度之间的关系”曲线图，查得随中煤排出悬浮液的密度。根据随中、矸各产品排出的悬浮液的体积比为3:1可计算出随矸石排出的悬浮液密度。（2） 根据以上叙述可有如下计算过程： （4-7）注：对于末煤重介选，底流悬

21、浮液中的磁性物含量比入料高5%15%。式中：随精煤排出悬浮液中水的量，t/h；随中煤排出悬浮液中水的量，t/h；随矸石排出悬浮液中水的量，t/h；随精煤排出悬浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；随中煤排出悬浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；随矸石排出悬浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；随精煤排出悬浮液中磁性物煤泥的量，t/h；随中煤排出悬浮液中磁性物煤泥的量，t/h；随矸石排出悬浮液中磁性物煤泥的量，t/h；随精煤排出悬浮液的体积，m3/h；随中煤排出悬浮液的体积，m3/h；随矸石排出悬浮液的体积，m3/h；随精煤排出悬浮液的质量，t；随中煤排出悬浮液的质量，t；随矸石排出悬浮液的质量，t；上述公式建

22、立在煤泥质量平衡、水量平衡和介质平衡的基础上，只有这样才能达到悬浮液的平衡。根据上述计算方法得出计算结果见表4-12：表4-12 悬浮液在产品中的分配精煤1.27425.83186.76248.30677.87860.90中煤1.49269.22130.74106.19338.94506.14矸石2.1079.1856.03102.04112.98237.26小计1.65348.41186.76208.23451.91743.40总计1.42774.23373.53456.541129.791604.304.3.4 产品脱介的计算（1） 根据已确定的流程，第一次脱介为预先脱介，采用弧形筛，由经

23、验取精煤段脱介量为入料悬浮液的80%，中煤段为70%，矸石段为60%。经过弧形筛的工作悬浮液的性质不变。第二次脱介采用直线振动筛，前1/3段脱除的是合格介质，悬浮液的性质不变；后2/3段脱出的为稀介质，全部进入磁选机进行磁选回收精矿，要加两道喷水，第一道用循环水，第二道用清水或澄清水，两者的用量比为2:1.脱除的介质量一般用经验指标法。指标的选取见表4-13：表4-13 脱介筛产品进入稀介段带磁性物数量指标品种粒度，mm磁性物数量，kg/t大块煤5010中块煤13（25）5020末煤13（25）50按照经验指标的计算方法，物料由脱介筛合格介质段进入喷水的稀介质段时，该物料表面所带走的磁性数量N

24、的经验指标见表4-13,。根据经验，对于500.5mm粒级入选的作业，一般取40kg/t。产品带入稀介质段悬浮液的体积为： （4-8）式中：产品带入稀介段的悬浮液的体积，m3；脱介筛产品进入稀介段所带磁性物数量指标，kg/t；产品的数量，t；进入直线振动筛的悬浮液的单位体积的固体重量，t/m3；进入直线振动筛的悬浮液的磁性物含量，t/m3；注：磁性物与非磁性物的含量之和为1.根据上述公式，可计算出各产品脱除悬浮液的各个指标，见表4-14：表4-14 重选后脱介各项指标计算表弧形精煤脱介348.06198.64149.41340.66542.30中煤165.8474.3391.51188.462

25、37.26矸石94.8461.2333.6247.5167.791/3脱介精煤78.3944.7433.6576.72122.13中煤65.0729.1635.9173.9493.09矸石61.5839.7621.8330.8544.02后2/3脱介精煤8.524.863.66238.70243.66中煤5.932.663.2795.8997.62矸石1.631.050.5835.6135.95（2） 要计算脱介筛第二段脱除的介质的量即稀介质量必须要求得经过脱介筛后产品带走的悬浮液的量，产品带走磁性物数量的指标可按表4-15选取：表4-15 产品带走磁性物数量指标品种粒度，mm磁性物数量，kg

26、/t大块煤500.20.3中块煤13（25）500.30.4末煤13（25）0.50.7对于500.5mm粒级的原煤，认为产品带走磁性物数量为0.5kg/t。通过表4-15中关于产品带走磁性物的量，可以计算出其他指标，计算公式见（4-9）： （4-9）式中产品带走的磁性物重量，t/h；产品带走的非磁性物重量，t/h；产品带走的磁性物和非磁性物之和，t/h；品带走的磁性物的数量指标，kg/t；产品数量，t；悬浮液磁性物含量，t/m3。注：磁性物与非磁性物的含量之和为1。经稀介段脱介后产品所带走的磁性物数量M可按经验数据进行选取，对于500.5粒级进行入选的作业一般取0.5kg/t左右。经过脱介的

27、产品的水量指标为：经过脱水筛的精煤水分为11%，中煤15%，矸石16%。其他过程按水量、煤泥和介质量的平衡计算即可。根据以上的叙述方法，可得产品带走的悬浮液的各个指标，结果见表4-16：表4-16 产品带走悬浮液的各项指标块精煤49.240.010.030.014.874.880.309.00末精煤73.840.040.080.0311.0311.070.6013.00中煤67.290.030.080.0411.8811.910.5015.00矸石26.560.010.020.015.065.070.5016.004.3.5 精煤离心机的计算由于筛面磨损等原因，离心机不仅脱除0.5mm的煤泥，

28、还脱除了一些稍大于0.5mm的粗煤泥，为了计算方便，认为离心液中只含有0.5mm的煤泥，进入离心液的煤泥占入料中煤泥的50%，而且精煤所带走的磁性物全部进入离心液。经离心机脱水后的产品水量取7%，计算结果见表4-18：表4-18 精煤离心机产品各项指标入料73.8411.0322.8110.910.040.03末精煤68.695.1721.2210.760.000.02溢流5.155.861.6012.930.040.024.3.6 分流量的计算介质过程必须考虑分流，因为入料中不断的带入煤泥，使介质的非磁性物的数量不断的增加，有时入料带来过多的水分，还有时因为介质流程的缺点，使细煤泥的加重质逐

29、渐流失，造成工作悬浮液的性质改变。为了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，保持悬浮液处于稳定的平衡状态。本设计中只在精煤弧形筛脱除的悬浮液下设分流。重介质选煤过程中，进入悬浮液系统中的煤泥有两部分：由原料煤带入的原生煤泥和在分选过程中产生的次生煤泥。从悬浮液系统中排出的煤泥有：产品带走的煤泥，稀介质和分流进入磁选机以尾矿形式排出的煤泥。按照数质量进出平衡原则，二者应达到一种动态平衡。即入选原煤带入的煤泥+产生的次生煤泥=产品带走的煤泥+磁选尾矿排出的煤泥。根据煤泥平衡的原理建立公式（4-10）： (4-10)式中：分流悬浮液的固体量，t/h；入选原煤带入的煤

30、泥，t/h；分选过程中产生的次生煤泥，t/h；精煤脱介筛下稀介质和精煤离心机离心液中的磁性物量，t/h；中煤脱介筛下稀介质中的磁性物量，t/h；矸石脱介筛下稀介质中的磁性物量，t/h；精煤脱介筛下稀介质和精煤离心液中的煤泥量，t/h；中煤脱介筛下稀介质中的煤泥量，t/h；矸石脱介筛下稀介质中的煤泥量，t/h；精煤带走的煤泥量，t/h；中煤带走的煤泥量，t/h；矸石带走的煤泥量，t/h；磁选精矿中的磁性物含量，%；分流悬浮液的煤泥含量，%；磁选效率，取99.80%。公式4-10中的指标可从本章中对应的表格中查取，其结果见表4-19：表4-19 分流计算数据269.8935.8417.1113.2

31、86.3495.0042.934.912.661.053.683.270.580.040.040.0199.805.25114.67把表4-19中数据带入公式（4-10），可计算出分流的悬浮液固体量，又可算出分流悬浮液的各个指标（分流悬浮液和精煤段合格介质性质相同），计算结果见表4-20：表4-20 分流悬浮液的指标114.670.6465.4449.22112.23178.66542.300.33表4-20中为精煤段弧形筛所脱除的悬浮液的体积，为分流率即分流的体积占精煤弧形筛脱除的介质的体积的大小。从表4-20中可以看出，分流率很小，也就说分流的悬浮液的量也很小，原因是原煤进入旋流器分选前已

32、经预先脱泥，带入的煤泥的量相对要小，导致分流的量较小。4.3.7 磁选作业的计算磁选的目的是保证悬浮液中的非磁性物即煤泥的含量稳定，将带入煤泥量按相同的速度不断地排出，达到净化悬浮液的目的。一般净化悬浮液的量占工作悬浮液量的比例不大于10%20%，在正常的情况下磁选效率一般可达到=99.80%，故磁选物在磁选精矿中的重量为Gf'=Gf×，通常磁选精矿中的磁性物的数量和磁选精矿悬浮液的密度在设计中是预先确定的，一般取=2.0g/cm3，=95%。计算公式见（4-11）： （4-11）式中：单位体积悬浮液的水量，t/m3。磁选精矿单位体积固体含量，t/m3。其余符号意义与公式（4

33、-6）相同。磁选尾矿的量由悬浮液数质量平衡原理计算出来即可。经磁选机磁选后的悬浮液的性质是相同的，直接综合计算即可，磁选机入料见表4-21。表4-21 磁选机入料的计算Adc精煤140.0399.1740.86442.75381.0721.002.001.47中煤77.6052.9724.63145.93114.0724.842.001.47矸石1.631.050.5835.9535.6123.232.001.47根据表4-21及公式（4-11），可计算得经过磁选后的精矿和尾矿的指标，结果见表4-22：表4-22 磁选精矿和尾矿数质量表Adff精煤精矿104.1898.975.2178.645

34、3.1123.2399.8095.004.50精煤尾矿35.850.2035.65364.11327.9620.6899.8095.004.50中煤精矿55.6552.872.7842.0128.3723.2399.8095.004.50中煤尾矿21.950.1121.85103.9285.7025.0599.8095.004.50矸石精矿1.101.050.060.830.5623.2399.8095.004.50矸石尾矿0.520.000.5235.1235.0523.2399.8095.004.504.3.8 介质系统补加水和介质的计算把进入合格介质桶的悬浮液的磁性物含量和磁选精矿中的磁

35、性物含量之和与工作悬浮液中的磁性物含量的差值作为要补加的介质量，水量的计算与此相同。所需补加的非磁性物的量即煤泥的量一定是和原煤入料所带入的煤泥量相同的，这才能维持悬浮液性质的稳定。此计算过程自诩将脱介和磁选环节悬浮液数质量相综合即可。要计算补加到合格介质桶的水和介质的量，必须计算出整个作业环节中返回到合格介质桶的悬浮液的数质量，根据流程，返回合格介质桶的悬浮液有弧形筛、脱介筛晒下的合格介质以及磁选精矿，综合结果见表4-23：表4-23 返回合格介质桶的悬浮液各项指标776.75456.17320.59685.48返回到合格介质桶的悬浮液的各项指标，与工作悬浮液的各项指标的差值即可求得需补加的

36、水、介质及煤泥的量，其中补加介质的量为产品带走和损失在磁选尾矿中的煤泥量的综合，补加煤泥的量即为旋流器入料中带入的煤泥量。4.4 粗煤泥回收作业的计算根据流程，粗煤泥回收作业主要有煤泥重介质旋流器、精煤泥脱水回收、中煤泥脱水回收等环节。4.4.1 煤泥重介质分选的计算利用两产品重介质旋流器对粗煤泥进行回收是当前比较成熟的煤泥回收技术，也是在选煤厂中应用较为广泛的煤泥回收流程之一。（1） 0.50mm可选性曲线的绘制及边界灰分的选取原生和浮沉煤泥校正浮沉表见表4-24：表4-24 原生煤泥和浮沉煤泥综合浮沉校正表密度级占全样校正前产率校正校正后占本级灰分占本级灰分1.31.9120.403.99

37、-2.3118.083.991.31.43.1934.118.80-3.8730.258.801.41.51.5016.0317.65-1.8214.2117.651.51.60.818.6524.83-0.987.6724.831.61.80.656.9733.13-0.796.1833.131.81.3013.8856.649.7623.6456.64合计9.36100.0018.960.00100.0023.23根据原煤小筛分资料表2-5，通过校正得0.250mm浮沉资料综合，见表4-25：表4-25 原煤0.250mm粒级浮沉校正表密度级占全样校正前产率校正校正后占本级灰分占本级灰分1

38、.31.9120.403.99-2.5217.883.991.31.43.1934.118.80-4.2129.908.801.41.51.5016.0317.65-1.9814.0517.651.51.60.818.6524.83-1.077.5924.831.61.80.656.9733.13-0.866.1133.131.81.3013.8856.6410.6424.5156.64合计9.36100.0018.960.00100.0023.61将表4-24和表4-25综合可得到原煤0.50.25mm粒级的浮沉表，结果见表4-26：表4-26 原煤0.50.25浮沉校正表密度级占全样校正前

39、产率校正校正后占本级灰分占本级灰分1.31.9120.403.99-0.8619.533.991.31.43.1934.118.80-1.4432.678.801.41.51.5016.0317.65-0.6815.3517.651.51.60.818.6524.83-0.378.2924.831.61.80.656.9733.13-0.296.6733.131.81.3013.8856.643.6317.5156.64合计9.36100.0018.960.00100.0020.55（2） 煤泥旋流器入料的可选性曲线的绘制及分选指标的选取煤泥旋流器入料量是粒度为0.5mm以下的所有煤泥，但是由

40、于极细粒煤泥在旋流器中并不参与分选，我们认为煤泥重介质旋流器有效分选的密度下限为0.25mm，根据0.50.25mm浮沉校正资料表4-26可得0.50.25mm粗煤泥的可选性曲线，如图4-4：图4-4 旋流器入料中0.50.25mm可选性曲线从上图可以看出：旋流器理论分选密度为1.50g/ml，±0.1含量为24.2%，根据3-2，评定其为稍难选煤。注：当分选密度1.7g/ml时，除去2.0g/ml的含量计算作为100%来计算±0.1的含量来评价煤的可选性的好坏。（3） 煤泥重介旋流器分选产品的预测按照我国的统计资料及经验，理论分选密度与实际分选密度有一定差值，差值对于中煤

41、段去负值，对于矸石段取正值乘以2,。密度差值是概略的，如果发现所不确定的指标不合适，可以重新选择。为了计算的方便，本设计中旋流器产品预测采用公式法计算产品的分配率，见公式（4-2），又根据资料，重介质旋流器分选的可能偏差值取0.09。带入分配率公式，得到旋流器分选出的精煤和中煤的数质量的大小，计算结果见表4-27：表4-27 煤泥重介质旋流器产品指标计算表密度级入料产率灰分中煤分配率产率灰分精煤产率灰分1.319.533.992.820.553.9918.983.991.31.432.678.8015.335.018.8027.678.801.41.515.3517.6538.035.8417

42、.659.5117.651.51.68.2924.8367.535.6024.832.6924.831.61.86.6733.1392.856.1933.130.4833.131.817.5156.6499.9417.5056.640.0156.64总计100.0020.5540.6936.4959.319.62根据公式可计算出随煤泥重介溢流与底流排出的悬浮液的各项指标，见表4-28：表4-28 煤泥中介旋流器排出悬浮液指标计算表Ad精矿1.36136.5432.0494.27193.289.89126.323.5822.05尾矿1.8618.1921.3650.3248.326.6071.6

43、92.4525.094.4.2 粗精煤泥回收和脱水计算（1） 水力旋流器的计算弧形筛的脱水计算和户型脱介筛的计算相同，因为筛孔的尺寸较小，脱水效率要比脱介弧形筛的脱介效率低，本设计中取75%，即0.25mm粒级煤泥70%成为筛下物，产品所带水量75%成为筛下物，而且筛下物为100%的0.25mm粒级的颗粒。因为颗粒较细，粗精煤离心机的产品的水分选取16%，并假设精煤离心机入料中的0.25mm是煤泥50%进入离心液，50%被粗精煤泥带走，而且离心液液100%的0.25mm的煤泥，计算结果见表4-29：表4-29 分级旋流器的各项指标计算Ad分级旋流器入料35.65327.9611.0120.68

44、溢流21.39196.786.6123.61底流14.26131.184.4016.27（2） 弧形筛脱水计算表4-30 煤泥重介旋流器排出悬浮液指标计算表Ad弧形筛段入料14.26131.184.4016.27筛上10.2732.803.1713.42筛下3.9998.391.2323.61离心机段粗精煤9.411.792.9112.49溢流水0.8631.000.2623.614.5 煤泥水处理作业的计算煤泥水处理作业主要指浮选、浮选产品脱水及煤泥水净化等作业的计算。其中矿浆准备器入料的数质量与进入浮选机的数质量相同，因此不予计算说明。4.5.1 浮选产品的预测本设计中浮选环节主要处理0.

45、250mm粒级的煤泥，因为在很多的选煤厂都设有粗煤泥回收作业，进入浮选的煤泥的粗颗粒的量很少，不仅可以减少浮选作业的负荷，同时减少了粗煤泥在浮选环节的损失。浮选入料为粗煤泥回收作业的弧形筛和高频振动筛筛下物，在原煤原始资料中缺少关于煤泥分步释放的有关数据，只能通过其密度组成来达到预测产品的数质量。认为浮选入料0.250mm粒级的密度组成和原生煤泥浮沉组成是相同的，然后通过校正其灰分进行调整。原生煤泥浮沉组成见表2-13，灰分校正方法也与表2-13相同。结果见表4-31：表4-31 浮选入料0.250mm粒级煤泥浮沉校正表密度级占全样校正前产率校正校正后占本级灰分占本级灰分1.31.9120.403.99-2.5217.883.991.31.43.1934.118.80-4.2129.908.801.41.51.5016.0317.65-1.9814.0517.651.51.60.818.6524.83-1.077.5924.831.61.80.656.9733.13-0.866.1133.131.81.3013.8856.6410.6424.5156.64合计9.36100.0018.960.00100.0023.61根据表4-31中0.250mm浮沉组成可绘制其可选性曲线，见图4-5：图4-5 浮选入料0.250mm可选性曲线根据原煤500mm可