矿物加工选煤厂毕业设计范本

矿物加工选煤厂业计----------------------------------------------期：1/42

6工艺流程数质量计算本设计选煤厂生产能力为3.0Mt/a，每年工作330dh班工作制，两班半生产，半班检修，日工作，由此可以计算小时处理量：QQTt

(6-1)式中：h

—选煤厂小时处理量，t/hQ—选煤厂年处理能力，t/aTt

—选煤厂年工作日数，d/a；—选煤厂日工作时间，h/d。故单位小时处理量Q

Q3000000(t/h)Tt6.1原煤准备作业数质量计算6.1.1本设计采用0.5~200粒级原煤分级入选，+200粒级原煤需要预先分级筛分(Φ50mm)筛分效率入料：

100

。

(%)23.43(%)Q568.18(t/h)筛上：

(%)30.54(%)Q

Q568.18111.19(t/h)

；2/42

pppp筛下：

(%)A3

A13

2

A2

6.2

Q568.18111.19456.99(t/h)块煤重介质分选作业数质量计算根据方案A不分级入选和方案分级入选的经济效益比较，块、跳汰煤分级入选经济效益最佳。6.2.1经原煤可选性评定，当块精煤理论精煤灰分为时属较难选选。由可选形曲线确定精煤与中煤理论分选密度

=1.65g/cm，中煤和矸石的分选密度为

=1.90。故确定精煤与中煤的实际分选密度为

=1.62

，精煤与中煤的实际分选密度为

=1.96。立轮重介分选机选煤取

，根据正态分布近似法，重介质分选见公式(6-2)：0.675(E

[2]

(6-2)用公式(6-2)求t值，t值表，得到分配

%具体计算如下：矸石段将

块

=1.62g/cm，

0.04

代入公式(6-2)得密度级-()0.675t(1.20E1

，查

；密度级

(

)0.675tE13/42

，查

；

pppppppppp密度级()t(1.451.62)E0.041密度级()

，查

0.21；0.675t查；E1密度级()0.6750.675t1.62)0.506E1

，查

；密度级

(

)0.675t(1.751.62)2.194E0.041

，查

98.59；密度级

(

)0.675t(1.851.62)3.881E0.041密度级()

，查

；0.6750.675t(1.951.62)5.569，；E1密度级＋()0.6750.675t(2.108.100，查。E1中煤段将

，由于E值和分选密度的改变无关，于是取得中煤段得

0.03

代入公式(6-2)得密度级-()0.675t1.96)17.100E24/42

，查0

pppppppppppp密度级()0.675tE2密度级()

，查

；0.675t11.475查；E2密度级()t(1.551.96)E0.032

，查

；密度级

(

)t(1.651.96)E0.032

，查

；密度级

(

)t(1.751.96)E0.032密度级(1.85g/cm)

，查

；t查0.67；E0.032密度级(1.95g/cm)t(1.951.96)E0.032

，查

；密度级＋

(

)0.6750.675t3.150E0.032

，查

。用分配率计算设计指标，重介质分选产品设计计算指标见表6-1。表6-1块煤重介产品设计计算指Thecalculationindicatorsofdenseproductofcoal5/42

-3-3密度级

入料

矸石段

中煤段入料

中煤段

精煤/g·

γ/%

A

ε/%

γ5=2×4

A

γ/%

A

ε/%

γ/%10=7×9

A

γ/

A-1.3

1.3~1.427.110027.119.22

27.111.4~1.513.3116.11

16.1113.2816.11

16.1113.2816.111.5~1.611.7621.2211.88

1.4

21.2210.3621.22

21.2210.3621.221.6~1.733.4869.363.4533.4833.481.7~1.838.0998.593.3438.0938.09

33.4833.4838.0938.091.8~1.949.4599.99

3.1

49.4549.45

11.6849.450.00349.451.9~2.049.45

49.45

49.45

49.45

49.45

30.0258.36

30.0258.36

58.3699.92

58.36

58.36合计

31.30

—

44.1655.1855.8314.94—11.6832.5557.0213.47从而得到级原煤理论与设计产品指标表。表6-2块煤理论与设计产品指标Theproductindextableoftheoryofcoal理论指标

设计指标产品名称块精煤块中煤块矸石小计

γ/%58.1711.1930.64100.00

A25.8058.3628.91

γ/%57.0211.6831.30100.00

A13.4728.5557.1828.916.2.2在表6-1中所计算的指标是以粒级不带浮沉煤泥时为100，而浮沉综合表中浮沉煤泥的占本级产率为0.09，分为24.52%是从粒级产生的，仍应加到50~200粒级中。在此粒级以外，有－原生煤泥，从两层原煤自然级筛分试验综合表中查出占总样产率为13.41%，灰分为23.17%，由于分级入选，进入粒级的原生煤泥要小于13.41，加之

50~200mm

粒级中－

产率不好计算，故估算为(1-90%)=0.20；对于次生煤泥，本设计原煤牌号为老年褐煤，块煤分选采用重介质立轮分选工艺，次生煤泥占块煤全样产率选择6/42

4

计算结果见表6-3。表6-3选产品设计平衡表balancetableofcoalpreparationproduct名称块精煤块中煤块矸石小计占浮沉入料浮沉煤泥合计

占本级/57.0211.6831.3099.55

产率占块煤全样/56.7611.6331.1699.5599.5595.80

占全样/11.1019.4619.56

灰分/13.4732.5555.1829.9129.9130.4228.956.3

块煤选后产品处理作业计算6.3.1(1)精煤一次脱介脱水的计算精煤一次脱介脱水筛为单层筛，筛孔尺寸为Φ0.5。入料：

(%)(%)QQ6筛下：取筛分效率85，

(t/h)6

浮沉

6

6

11.10

19

6

6

66

11.1085%0.090.166(%)19

A浮沉

30.42(%)Q

Q0.166%568.180.943(t/h)h筛上：7/42

2121

11.1010.943(%)AA11.1013.470.166A910.94321

13.20(%)Q19(2)精煤二次脱介脱水作业计算精煤脱介脱水筛为双层筛，筛孔分别为、，计算如下：入料：

(%)A13.42(%)Q62.127(t/h)第一层筛：筛孔，筛分效率取筛下：

21

20

(10.0985%)9

100~0.521

21

9.83111.10

1下

21

11.10100%9.845(%)A

21

值取表6-3中块精煤灰分，则100~0.5(%)21A(%)2120A

100~0.521

211下

A2021

11.040.88630.420.01359.845Q1

(%)Q568.1855.94(t/h)1筛上：

1上

11.10(%)8/42

1上

1上

1下

下

11.109.84511.07

(%)Q上

下

55.94(t/h)第二层筛：筛孔Φ0.5，筛分效率取筛下：

100%，

(1)(10.01351下

1下

9.845本设计采用国外进口设备，第二层筛上物中-0.5粒级物料透筛率很高，取

2上

，

下

80%，则

2下

1下22下上

0.00137

0.0169A1下

A(1)66191

29.9185%)

由于-0.5粒级物料含量(<0.40%)与0.5~100粒级物料含量(相比小得多，且粒级物料灰(29.91%)与0.5~100粒级物料一样(29.91，故有A50~0.5(%)

2下

80%29.9123.9282下1下

2下

2下

568.18h筛上：

上

下

9.845%9.8281上

A下下上

下

23.9280.01699.8281

13.47(%)2上

Q下

2下

55.844(t/h)由以上计算可以得到：

1

(%)A12.87(%)上Q1

6.817(t/h)9/42

上

9.8281A上

(%)QQ2上

(t/h)

下

0.0169(%)AA(%)Q

下

(t/h)6.3.2(1)中煤一次脱介脱水的计算中煤一次脱介脱水筛为单层筛，筛孔尺寸为Φ0.5。入料：

2.27(%)(%)QQ5筛下：取筛分效率%，

0(%)0(%)Q筛上：

AQ12.90(t/h)5(2)、中煤二次脱介计算筛下：取筛分效率100%

0(%)A0(%)3110/42

筛上：

2.27(%)A32.55(%)16QQ166.3.3(1)、矸石一次脱介计算：矸石脱介脱水筛筛缝为0.5mm，取筛分效率100%

。采用进口重介分选槽，分选效率很高，且设定重介分选时煤泥全部进入溢流，所以矸石筛入料中不含-0.5mm级物料。入料：

55.18(%)Q34.60(t/h)筛下：

Q筛上：6.09(%)A55.184Q(t/h)(2)、矸石二次脱介计算入料：

6.0911/42

A55.184Q(t/h)筛下：取筛分效率为100%

，故筛下没有-0.5下物料。6.4

28AQ筛上：6.09(%)55.18(%)13Q块煤介质循环与净化回收处理计算介质流程计算是为了确定各有关作业悬浮液的性质与数量、耗水量和介质消耗量，为设备选型提供依据。块煤立轮重介分选处理量

Q111.19

t/h，主选要求分选密度

块

，由于块原煤入料不经过脱泥过程，故其中无水分。加重剂中磁性物密度

f

5.0g/cm

，固体中非磁性物(泥)度

c

1.5

[7]。6.4.1取块煤产品的粒度特性与13~200粒级块原煤一样，根据原煤筛分实验综合表可以得到块煤入料粒度组成(表6-4)：表6-4块入料粒度组成表Tab.Thetableofsizeofcoal粒度/150~200100~150合入洗块煤平均粒径为：

占本级/21.8716.1561.98100.0012/42

占全样/12.1319.57

-3-3ii

iii

12.134.283.16

(mm)表6-5块重介产品设计粒度计算指标Thecalculationindicatorsofdenseproductofcoal密度级

入料

矸石段

中煤段入料

中煤段

精煤/g·

γ/%

A

ε/%

γ

A

γ/%

A

ε/%

γ/%

A

γ/

A-1.3

5=2×4

10=7×9

1.3~1.427.110027.119.22

27.111.4~1.513.3116.11

16.1113.2816.11

16.1113.2816.111.5~1.611.7621.2211.88

1.4

21.2210.3621.22

21.2210.3621.221.6~1.733.4869.363.4533.4833.481.7~1.838.0998.593.3438.0938.09

33.4833.4838.0938.091.8~1.949.4599.99

3.1

49.4549.45

11.6849.450.00349.451.9~2.049.45

49.45

49.45

49.45

49.45

30.0258.36

30.0258.36

58.3699.92

58.36

58.36合计

31.30

—

44.1655.1855.8314.94—11.6832.5557.0213.47精煤平均密度为：

块精

ii

iii

13.2810.360.0031.531.751.85

1.41(g/cm)中煤平均密度为：

块中

ii

iii

11.681.85(g/cm)11.68矸石平均密度为：

块矸

ii

iii

3.4530.023.343.12.821.75

)13/42

xx000xx0006.4.2设浓介质密度

g/cmx

，磁性物密度f，煤泥密度

，浓介质中磁性物含量为

fx

%

cx

%

。fcfcfx

95%

4.478(t/m

3

)gx

2.0xx

1.288(t/m

3

)

3

)gg0.064fxxcx

3

)1.288(mxxx

)6.4.3重介立轮分选所要求第一实际分选密度

块

3

，取工作介质悬浮液密度1.62块

3

，则，Mt100

t

0

111.1950.04(t/h0V033.36(mc(th)c00c

3

/)

（（0x块x块（0x块x块0

1.288）1.629.98(%)取

9.5，

f

%

，则有14/42

10101010ffcf

5.090.5%

4.093(t/m

3

)g10

1.6210

0.821(t/m)

c10

10c

9.5%

3

)

f10

g10

c10

0.8210.078(t/m

3

)1.620.799(310

3重介立轮分选所要求第二实际分选密度

中

g/cm

，取工作介质悬浮液密中

3

，则，

（0x中x中块（nx中x中块

1.2881.62）取

%，则有fc5.0fc105.092.5%fcf

(t/m

3

)g10

10

10

1.96

(t/m)

c10

g7.5%0.094(t/m10c

3

)

f10

10

0.0941.161c10

3

)w

1.255(m

/m

3)6.4.4按处理量要求，选择2台块煤重介质分选槽，槽宽Bm，所需介质循环量按单位槽宽

100m3

计，则循环介质总量：(m2

3

/h)

。精煤工作介质量：15/42

6161V32GV10G=c10c

=213.46(t/h)G=10f

90.5%=193.180.799(m1010中煤工作介质量

3

/h)133510GgV10.6735GG

9.5%1.014Gf55c510.387/h)5105循环稀介质其他参数计算：G213.46(t/h)Gc61

c10

20.28(t/h)G193.18(t/h)(m3/h)611060V26060

(t/m

c61

Gc619.50(%)G213.4661

1009.50(%)61

f

fc61cf61

9.50%

4.093(t/m

3

)本设计块煤分选采用重介质立轮分选机，产品带走悬浮液的性质与工作介样[8]中率(2.27%)矸率(6.09%)产率(11.10，故设矸精煤带走，中煤带走矸石带走10%悬浮液。精煤带走悬浮液：16/42

260221/h)610GgV0.821181.44G181.449.5%17.237(t/h)6GG181.44f6wV176.579610中煤带走稀介悬浮液：

3

/h)133510GgV10.6735GG

9.5%1.014Gf55c510.387/h)5105中煤带走浓介悬浮液：V2

=g

=1.255Gc10

=Gc

=326.37.5%=24.47G

=Gf

92.5%=301.83(t/h)10

183.33/h)10矸石带走的悬浮液：10%26010%26(m4

3

/h)G2621.346(t/h)G4

21.3469.5%G23.972(t/h)f44w20.774(m/h)4106.4.517/42

21212121(1)块精煤一次脱介块精煤一次脱介采用条缝筛，筛脱出的介质量占入料的80，条缝筛下合格介质性质为：22180%(m19

3

/h)V158.941910c19f

gV0.078176.8(t/h)c1019176.8131.36f1019wV0.799176.8(m1910则进入脱介脱水筛的悬浮液为：

3

/h)221176.844.2(m2115

3

/h)G158.942112c21

Gc12

c15

3.447(t/h)f21

f12

f15

164.203131.3632.843(m211215

3

/h)(2)块精煤二次脱介块精煤脱介筛筛孔0.5，一段脱出合格介质，二段脱出稀介质，由块精煤带入脱介脱水筛稀介段的悬浮液量按经验公式计算[

，=1，则精

d

KQ块均块精

162.127

0.476(m/h)cd精

gc10精f10d

2.4480.4760.348(t/h)d精

cd

Vd精

(m

块精煤二次脱介的喷水取为/t产品[，其中1/3为清水，2/3为循环水，V精清

精清

1(m3

3

/h)V精循环

精循环

2Q(m3

3

/h)18/42

32213221块精煤脱介脱水筛既是脱介脱水设备，同时也是块精煤分级设备，第一层筛为Φ100分级取100~200带走磁量M=0.2kg/t

[7]

，则f32

0.00136(t/h)32

f32f

0.00136

0.00151(t/h)Gc32

f32

0.00136(t/h)取100~200粒级块精煤产品水分W32

%[2]

，则产品带走水量为：W32

W32100Q

32

6.8170.5928V3232

f32f

c32c

0.5928

0.001360.5941(m35.01.5取块精煤产品带走磁性物质量M=0.3

[7]

，则f33

0.362.127(t/h)33

f33f

Gc33

0.02050.01860.0019(t/h)f33取粒级块精煤产品水分WQ33

10[2]

，则产品带走水量为：W33

W3310033

33

/h)V33

f33f

c33c

6.21/h)5.0因而，块精煤脱介脱水筛下稀介质为：34

精清

精循

32330.4766.21

/h)34d精

0.38520c34

cd精

c20

c21

0.000150.00190.0351(t/h)19/42

f34

精

f20

f33

0.3480.32834d精

精清

精循

32330.38041.4180.5928(m3/h)块精煤脱介脱水筛下合格介质为：V

0.476(m/h)d精

22.115(t/h)f

f21fd精

3.4470.03713.410(t/h)32.8430.34832.495(t/h)6.4.6

0.38034.9393

(1)块中煤一次脱介块中煤一次脱介采用条缝筛，筛脱出的介质量占入料的80，条缝筛下合格介质性质为：80%80%(m3/h)175V0.8218.538(t/h)171017c17f

V(t/h)c1017gV0.7437.727f1017V0.799(m3/h)17则进入脱介脱水筛的悬浮液为：10.42.6(m3/h)1617G10.6738.5382.135165c16

c5

0.8110.203f16

f17

10.3872.077/h)1651720/42

5292952929(2)块中煤二次脱介块中煤脱介筛筛孔0.5，一段脱出合格介质，二段脱出稀介质，由块中煤带入脱介脱水筛稀介段的悬浮液量按经验公式计算[

，=1，则中

d

KQ块均块中

112.90

0.075(m

cd中

Vc10d中

0.00585(t/h)中

gf10中

0.075d中

cd

中

0.05570.0616(t/h)wd10d中

0.0750.063

块中煤二次脱介的喷水取为

/t产品[

，其中1/3为清水，2/3为循环水，V中清

中清

Q(m

3

/h)V中循环

中循环

21

12.98.6/h)取块中煤带走磁性物质M=0.3kg/t，则f29

12.900.00387(t/h)29

f29f

0.003870.00428(t/h)Gc29

0.00041取块中煤产品水分29

16

[2]

，则产品带走水量为：W29

W2910029

12.903100

/h)V29

f29f

c29c

0.003875.0

3

因而，块中煤脱介脱水筛下稀介质为：Vd

0.0752.458173/h)30中

0.061629c30

cd

c29

0.0054421/42

f30

f29

0.003870.0518(t/h)30d

2.45810.502329块中煤脱介脱水筛下合格介质为：Vd中

0.075(m3

10.673(t/h)cd中

0.00585(t/h)f

11.9860.0557(t/h)0.063d中6.4.7

(1)块矸石一次脱介块矸石一次脱介采用条缝筛，筛脱出的介质量占入料的80，条缝筛下合格介质性质为：(m/h)154V0.82115c15f

V20.81.622c10150.743f1015wV0.79916.6193/h)15则进入脱介脱水筛的悬浮液为：2620.85.2(m/h)1315G(t/h)13415c13

c4

2.0281.6220.406f13

Gf15

23.97215.4548.518(t/h)4.155/h)134(2)块矸石二次脱介块矸石脱介筛筛孔0.5，一段脱出合格介质，二段脱出稀介质，由块矸22/42

4132741327石带入脱介脱水筛稀介段的悬浮液量按经验公式计算[

，=1，则

d

KQ块均块矸

134.60

0.195(m3Gcd矸

gc10矸

0.1950.0152(t/h)G

gV矸

0.7430.145(t/h)Gd

cd矸

fd

0.0152d矸

w10d矸

0.7990.156

3

/h)块矸石二次脱介的喷水取为

/t产品[

，其中1/3为清水，2/3为循环水，V矸清

矸清

34.60(m

3

/h)V矸循环

矸循环

Q34.60(m

3

/h)取块矸石带走磁性物质M=0.3kg/t，则f27

34.60(t/h)27

f27f

0.0115(t/h)Gc27

f27

0.01150.0012(t/h)取块矸石产品水分29

16

[2]

，则产品带走水量为：W27

W2727

27

(m/h)V2727

f27f

c27c

0.00126.593(m5.01.5

3

因而，块矸石脱介脱水筛下稀介质为：Vd矸

0.1953

Gd矸

0.16020.01150.1487(t/h)Gc14

cd矸

c27

0.001520.00120.00032(t/h)G

0.1347(t/h)

6.59

23/42

33块矸石脱介脱水筛下合格介质为：28d矸

26(m3/h)G284d矸

21.3460.1602c28

c4cd矸

2.013f

G矸

0.145284d矸

20.7743/h)6.4.8所需浓介质补加体积为：Vx

Vg33.36(100%0ncng)1.2885%)xccx

164.08/h)分流量为：Vp

V((00xx块

精dd中故分流量

(0164.08(2.01.62210.09(mV210.093

0.4760.0750.195补加水体积为：V补

V（x补x块块0块

164.081.6213.403/h)则补加水量W(m/h)由已计算的分流量和补加水量可进一步求出分流中其它参数：c26

0.078210.0916.39(t/h)cpc1024/42

f26

f10G16.3926pcpw0.799210.09167.86(t/h)26pp则精煤脱介筛和矸石脱介筛脱出的合格介质经分流后返回合格介质桶悬浮液指标为：1931372643.72410.412.92520.825.80580.36(m/h)G15283717.07721.18622.115172.4965.98Gc29

c15c17

c19

c28

c31c37

c253.412.0136.26(t/h)Gf29

f28

f31

f37

23.827156.1066.691728268.3120.618(m3因而，浓介质其它参数计算为：

/h)

d精

d中

d矸

22.5172.4950.04p补fx补

cd精精

cd中

cd矸矸

0.03710.0058516.394.7511.70(t/h)cpc00.05570.145x补

167.86(md中0w

6.4.9重介分选后进入磁选机的悬浮液由精煤所脱合格介质分流、矸石脱介筛所脱合格介质与精煤和矸石所脱稀介质三部分组成，具体计算为：28.20255.799210.09(m5314

3

/h)G0.14870.363173.06(t/h)3034Gc53

c14

c30

c34

c26

0.005440.035116.3916.431(t/h)25/42

46464646Gf14f30f34

0.05180.328156.1010.50255.709167.86262.28(m3/h)53根据实习和参考资料，磁选效率取

%

，磁选精矿悬浮液密度取g/cm

，磁性物含量

%

，则磁选精矿中磁性物量为：G

155.9946

f53f53

156.615164.86(t/h)95%Gc46

8.87(t/h)46

f

fcc46f46

5.05.095%

4.478(t/m

3

)g46

464.47846

4.4781.288(t/m)1.288m

/

)V46g46

3

46

(m/h)4646根据质量平衡原理，磁选尾矿中各指标为：213.46(m/h)47G173.06164.86(t/h)G

f46

156.615Gc47

c53c46

8.87(t/h)171.14/h)476.4.10块煤重介分选所需新介质是补加循环浓介质与磁选所得精矿之差，f块新

fx补

f46

156.65155.990.61(t/h)取新介质中的磁性物含量

f块新

%，则补加新介质量为26/42

.-1.-1..-1.-1.块新

f块新f块

(t/h)95%补加稀释水量为

155.0654.293x46

6.4.11块煤介质表6-6块重介分选介质平衡表Tab.Thedenseseparatingmediumbalancetableofcoal项目

/th

-1

/t

.

各项指标/tf

.

-1

3.

-1进入排出

原煤带入脱介用循环水脱介用清水稀释用水补加新介质合计精煤产品带走中煤产品带走矸石产品带走磁选尾煤合计差额

———0.0220.00430.0128.2383-0.0083

———0.0020.00040.0017.5634-0.0083

———0.00390.0110.6749

73.0936.54100.77—210.40171.14210.40表6-7块循环介质系统平衡表Tab.Tableofcirculationsystembalanceofcoal项目

V/m

3.

-1

/t

.

-1

各项指标/th

/tf

-1

3.

-1进入循环介质桶

精煤脱介返回合格介质中煤脱介返回合格介质矸石脱介返回合格介质补加浓介质补加清水合计排出循环介质差额

220.5223.3346.61164.0813.04467.58467.58

181.0619.1538.26145.17—383.64383.64

17.2011.70—34.3634.36

98.8719.6639.28156.65—314.46314.46

176.2018.6437.24155.0613.04400.18400.1827/42

.-1.-1表6-8块重介质系统水耗与介耗表Tab.Theconsumptionoftableofmediumsystemofcoal6.5

项目循环水水量消耗清水合计洗大块带走量洗混中块带走量块矸石带走量介质消耗小计磁选尾矿损失合计跳汰煤跳汰分选作业计算

总耗量/t330.07166.13496.200.0270.0960.0110.1340.504

每吨原煤消耗/kg330.07166.13496.200.0270.0960.0110.1340.5046.5.1根据经济方案比较，当精煤灰分为

时，利润最大。经原煤可选性评定，当精煤灰分为时，原煤可选性为中等可选。由可选形曲线确定中煤理论分选密度

1

1.67/cm

，矸石理论分选密度

2.00/

。故确定中煤的实际分选密度为

3

，矸石的实际分选密度为

2.04/cm

。根据选用跳汰机类型、作业条件确定不完善度

I

[1]。则通过公式：t

lgI

(6-2)将t值算出查t-F(t)，即算出各密度级在跳汰分选产物中的分配率。矸石段：已知：

g/3

，

I

。密

度

级

-1.30g/cm3

时

（

取

），t

I

1.553lglg

7.413，查表

0.00；密度级

～

时（取

），t

I

1.553lglg

4.897，查表

0.00；密度级

～

时（取

），28/42

t

I

1.553lglg

3.767，查表

0.01；密

度

级

～

时

（

取

）t

I

1.553lglg

2.864，查表

0.21；密度级

～

时（取

），t

I

lg

1.553lg

2.113，查表；密度级

～

时（取

），1.553tlglgI2.04

1.470，查表

7.08；密度级

～

时（取

），t

I

lg

1.553lg

0.907，查表

；密度级

～

时（取

），t

I

lg

1.553lg

0.407，查表

34.21；密

度

级

+2.00g/cm3

时

（

取

）

，t

I

lg

2.10lg0.152.04

0.252，查表59.95根据选用跳汰机类型、作业条件确定不完善度

I

[1]。将t值算出查t-F(t)，即算出各密度级在跳汰分选产物中的分配率。中煤段：已知：

3

，

I

。密

度

级

-1.30

时

（

取

）

，t

I

lg

1.20lg

，查表

0.00；密度级

～

时（取

），t

I

lg

1.553lg

1.351.65

2.783，查表

；密度级

～

时（取

），t

I

lg

1.5531.45lg1.65

1.653，查表；29/42

密度级

～

时（取

），t

I

1.5531.55lglg1.65

0.751，查表

22.63；密度级

～

时（取

），t

I

1.5531.65lglg1.65

0.000，查表；密度级

～

时（取

），t

lglgI

0.643，查表

；密度级

～

时（取

），t

I

1.553lglg

1.206，查表

；密度级

～

时（取

），t

I

1.553lglg

1.706，查表

；密

度

级

+2.00

时

（

取

），t

I

2.10lglg

2.366，查表。由以上计算得出跳汰分选结果，见表6-1。6.5.2由可选性曲线图以与表6-1、6-2、6-3的计算结果可以看出理论与设计指标的对比情况,较结果见表6-9。该厂原煤采用不分级跳汰主再选，由于原煤中煤泥含量13.41%，故次生煤泥含量取[1]，灰分取取精煤灰分为，矸石灰分为76.65%，通过可选性曲线可得，精煤产率为82.58%，矸石产率为则中煤产率为100%-82.58%-10.35%=7.07%，理论分选密度为，中煤灰分为51.51%，精煤和中煤分界灰分为37.04%，通过δ曲线可知分选密度邻近物的产率为说明原煤在这个分选密度下易选。表6-9跳煤入料粒度组成表Tab.Thetableofsizeofjiggingcoal30/42

理论指标

设计指标产品名称跳汰精煤中煤矸石小计

γ/%82.5810.35100.00

A51.5176.6520.66

γ/%11.59100.00

A10.9754.9573.4820.66表跳产品设计指标计算表Tab.6-10Tableoftheproductbalanceresultsofjig名称粗精煤中煤矸石小计占浮沉入料浮沉煤泥合计占全样原生煤泥次生煤泥合计

占本级11.59100.0097.64100.0080.5913.41100.00

产率/占跳汰煤全样63.8278.6978.6980.5980.5910.41100.00

占全样54.3567.0265.4467.0267.0280.43

灰分/10.9754.9573.4820.6420.6431.5420.8920.8923.1720.6621.186.5.3入料：

Qh

t/21.701(%)从产品平衡表可知，全部的煤泥源生煤泥、次生煤泥和浮沉煤泥之和。为了计算方便，假定全部进入粗精煤溢流煤泥总量:

煤泥

浮沉泥

原生泥

次生泥

1.586.0015

A

6.0031/42

结合选煤产品设计平衡表，得出主选产物：矸石：

矸石

Q

4.90%t)A

矸石

73.48(%)中煤：

7.77(%)Qt/h)78中煤

粗精煤：

9

煤泥

粗精

1554.3569.35(%)Q69.35%394.03(h)9h

煤

煤

10.97=13.58(%)6.5.4上层筛筛孔为脱泥效率为100。入料：

Q9

=394.03t/h9

=21.18上层筛筛下物：

10

0

68.613(%)32/42

A

0

A煤泥

A末精煤

1523.05

13.61(%)

389.85(t/h上层筛筛上物：

12

9

0

Q12

0

394.034.18(t/)AA991212

A10下层筛筛孔为取脱泥效率为。下层筛筛下物：

10

煤泥

Q

Qt/)23.05(%)下层筛筛上物：

11

10

68.61310.5Q394.0359.66t/910A11

A

011

10

A10

6.5.5取脱水筛的筛孔为0.5mm，取筛分效率为。入料：

7.77(%)Q78中煤

th)33/42

筛下：

0(th0(%)筛上：

Q44.15(/8A14

8

A814

18

A18

54.95(%)6.5.6上层筛筛孔为13，取筛分效率为。入料

56.763(%)0.5

30

43.42456.763

0.765Q

Qth)hA30

0.5

A30

A

11.64(%)第一层筛：筛下：

1下

30

A下

+70%A末精煤煤泥1下

Q

Q264.62(th)h34/42

筛上：

1下

1下

QQt/31h第二层筛：筛下：

37

下

14837

Q

Q/)3737

37

)A

12.05(%)筛上：

下

Q

Qt/)h

1下

下

6.5.7进入浓缩池的来自煤泥沉淀池的底流，斗子捞坑溢流和脱水筛筛下物则：入料：

40

37

10

10.5Q

Q68.69(/h35/42

A40

37

AA37101040

21.70(%)溢流：

0%t/)0(%)底流：

39

40

Qt/)A406.5.8加压过滤机的入料为浓缩池的底流，经压滤后出产品滤饼，滤液作循环水使用。取加压过滤机效率为100%，即滤液

44

A44Q044滤饼

43

39

Q76.36(t/h)433936/42

A21.70(%)43396.5.9表分产品最终平衡表Table6-11Tableofthefinalbalanceofcoalcleaningproducts名称跳汰精煤跳汰中煤块矸石小计占浮沉入料浮沉煤泥合计占全样块精煤块中煤块矸石小计占浮沉入料浮沉煤泥合计原生煤泥次生煤泥合计

占本级81.1011.59100.0097.64100.0080.5957.0211.6831.3099.5513.41100.00

产率/

占全样54.3567.0265.4467.0267.0211.1019.4619.56

灰分/10.9754.9573.4820.6420.6431.5420.8920.8913.4732.5555.1829.9129.9130.4228.9523.1720.6622.626.6水量流程计算6.6.1(1)重介块精煤带走水量取100~200粒级块精32

%，则W32

W3210032

32

6.817/h)取粒级块精煤含33

7%，则37/42

3148144331481443W33

WQ10033

33

100

55.844(2)重介块中煤带走水量取粒级块精煤含29

14，则W29

WQ29

29

100