选煤厂设计课程设计说明书

PAGEPAGE1《选煤厂设计》课程设计说明书学院：化学与环境工程学院目录概述21.2设计任务21.3设计要求2原煤资料及分析2选煤工艺流程8工艺流程数质量计算94.1准备作业计算94.2跳汰分选作业计算94.3跳汰精煤分级脱水154.4煤泥水处理作业计算164.5全厂数质量平衡检验17水量平衡计算175.1水量流程计算175.2循环水计算19设备选型计算206.1设备选型原则206.2不均衡系数K值的确定206.3原煤准备车间主要设备选型与计算20原煤准备车间布置图见附图7.1原煤准备车间平面图见附图一7.2原煤准备车间剖面图见附图二数质量流程图见附图三设备形象联系图见附图四10.总结211.概述1.1设计任务设计一座年生产能力为120万吨的矿井型选煤厂，入选A、B两层原料煤，原煤牌号为主焦煤，原煤水分5%。年工作制度为300天，每天两班生产16小时，一班检修。1.2设计要求根据给定的原煤资料（A层煤占35%，B层煤占65%）进行综合，绘制可选性曲线，确定选煤方法及工艺流程，进行流程计算，主要设备选型计算，水量平衡计算，及原煤准备车间布置图。产品要求：精煤灰分Ad=10%精煤水分W<13%中煤作为燃料灰分合理确定矸石灰分Ad>65%2.原煤资料及分析2.1原煤资料入选原煤牌号：焦煤入选原煤来自A、B两层：A层占35%，B层占65%原煤详细数据见附表：附表一：入选原煤筛分资料综合表粒级/mm产物名称A层（K1=35%）B层（K2=65%）综合（K=100%）占本层/%占全样/%Ad/%占本层/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%1234567891011>100手选煤14.335.0214.5017.4111.3211.5816.3316.3312.48夹矸煤0.680.2443.660.240.2443.66硫铁矿矸石5.161.8179.470.120.0883.401.881.8879.63小计20.177.0632.0617.5311.3912.0618.4518.4519.71100-50手选煤8.182.8616.749.766.3412.589.219.2113.87夹矸煤0.240.0845.820.050.0346.600.120.1246.04硫铁矿矸石2.91.0277.620.400.2683.281.281.2878.77小计11.323.9632.9510.216.6415.5310.6010.6022.04>5031.4911.0232.3827.7418.0313.3429.0529.0520.5650-25煤12.684.4427.3612.308.0016.8812.4312.4320.6225-13煤10.993.8524.248.025.2117.109.069.0620.1313-6煤15.455.4123.0014.039.1217.2714.5314.5319.406-3煤14.785.1718.8115.5910.1315.0315.3115.3116.313-0.5煤7.982.7917.5111.327.3613.7410.1510.1514.780.5-0煤6.632.3216.7811.007.1514.939.479.4715.3850-0合计68.5123.9821.8672.2646.9715.7970.9570.9517.84毛煤总计100.0035.0025.17100.0065.0015.11100.00100.0018.63附表二：入选原煤破碎级筛分资料综合表粒级/mmA层（k1=11.02%）B层（k2=18.03%）综合（k1+k2=29.05%）重量/%Ad/%重量/%Ad/%重量/%Ad/%校正占本级/%占全样/%占本级/%占全样/%占本级/%占全样/%123456789101150-2533.143.6537.4831.935.7615.3732.399.4123.9524.8325-1319.892.1932.8420.513.7013.7020.275.8920.8221.7013-620.742.2929.0720.073.6212.2620.325.9018.7719.656-311.731.2923.9010.461.8910.9610.943.1816.2217.103-0.57.420.8219.668.631.569.638.172.3713.0913.970.5-07.080.7818.408.401.5110.517.902.2913.1914.07合计100.0011.0230.55100.0018.0313.04100.0029.0519.6820.56附表三：入选原煤自然级筛分资料综合表粒级/mmA层（k1=23.98）B层（k2=46.97）综合（k1+k2=70.95）重量/%Ad/%重量/%Ad/%重量/%Ad/%校正占本级/%占全样/%占本级/%占全样/%占本级/%占全样/%123456789101150-2518.514.4427.3617.028.0016.8817.5212.4320.6220.6225-1316.043.8524.2411.105.2117.1012.779.0620.1320.1313-622.555.4123.0019.429.1217.2720.4814.5319.4019.406-321.575.1718.8121.5710.1315.0321.5715.3116.3116.313-0.511.652.7917.5115.677.3613.7414.3110.1514.7814.780.5-09.682.3216.7815.227.1514.9313.359.4715.3815.38合计100.0023.9821.86100.0046.9715.79100.0070.9517.8417.84附表四：入选原煤自然级和破碎级筛分资料综合表粒级/mm自然级（k1=70.95）破碎级（k2=29.05）综合（k1+k2=100）占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%校正123456789101150-2517.5212.4320.6232.399.4124.8321.8421.8422.4450-0.5mm的灰分为19.1025-1312.779.0620.1320.275.8921.7014.9514.9520.7513-620.4714.5319.4020.325.9019.6520.4320.4319.476-321.5715.3116.3110.943.1817.1018.4918.4916.443-0.514.3110.1514.788.172.3713.9712.5212.5214.620.5-013.359.4715.387.902.2914.0711.7711.7715.1350-0合计100.0070.9517.84100.0029.0520.56100.00100.0018.63入选原煤50-0.5的产率γ=88.24，灰分Ad=19.10附表五：A层煤50-0.5mm自然级和破碎级浮沉试验资料密度级自然级(k1=23.98-2.32=21.66)破碎级(k2=11.02-0.78=10.24)综合k3=31.9占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%12345678910-1.305.941.254.284.230.435.105.381.684.491.3-1.445.619.598.7938.513.929.6143.2913.519.031.4-1.520.824.3815.3816.381.6716.2819.376.0515.631.5-1.66.431.3526.017.220.7425.816.692.0925.941.6-1.85.851.2339.016.380.6538.506.021.8838.83>1.815.353.2373.2227.282.7880.1819.246.0176.44小计100.0021.0322.66100.0010.1932.89100.0031.2226.00小计占总计97.0921.0322.6699.4910.1932.8997.8631.2226.00煤泥2.910.6322.060.510.0524.202.140.6822.22总计100.0021.6622.64100.0010.2432.85100.0031.9025.92附表六：B层煤50-0.5mm自然级和破碎级浮沉试验资料密度级自然级(k1=46.97-7.15=39.82)破碎级(k2=18.03-1.51=16.52)综合k3=56.34占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%12345678910-1.3016.286.255.534.200.694.7412.676.935.451.3-1.454.7621.018.6766.5510.888.5458.2831.898.631.4-1.515.605.9915.4316.692.7315.8815.938.7115.571.5-1.64.481.7225.214.350.7124.384.442.4324.971.6-1.83.451.3235.684.010.6631.283.621.9834.22>1.85.432.0869.614.200.6969.185.062.7769.50小计100.0038.3714.19100.0016.3513.75100.0054.7214.06小计占总计96.3738.3714.1998.9616.3513.7597.1354.7214.06煤泥3.631.4520.101.040.1719.812.871.6220.07总计100.0039.8214.40100.0016.5213.81100.0056.3414.23附表七：A层和B层煤50-0.5mm自然级和破碎级浮沉试验资料密度级A层（K1=31.90）B层（K2=56.34）综合（k3=88.24）占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%12345678910-1.305.381.684.4912.676.935.4510.028.615.261.3-1.443.2913.519.0358.2831.898.6352.8445.418.751.4-1.519.376.0515.6315.938.7115.5717.1814.7615.591.5-1.66.692.0925.944.442.4324.975.264.5225.421.6-1.86.021.8838.833.621.9834.224.493.8636.47>1.819.246.0176.445.062.7769.5010.218.7874.25小计100.0031.2226.00100.0054.7214.06100.0085.9418.40小计占总计97.8631.2226.0097.1354.7214.0697.3985.9418.40煤泥2.140.6822.222.871.6220.072.612.3020.71总计100.0031.9025.92100.0056.3414.23100.0088.2418.45附表八：50-0.5mm入选原煤浮沉资料校正表密度级/g.cm-3全级综合校正后浮物累计沉物累计占本级/%占全样/%Ad/%占本级/%占全样/%Ad/%产率/%Ad/%产率/%Ad/%1234567891011-1.3010.028.615.269.918.515.269.915.26100.0019.061.3-1.452.8445.418.7552.2144.878.7562.128.1990.1020.561.4-1.517.1814.7615.5916.9714.5915.5979.099.7837.8836.841.5-1.65.264.5225.425.204.4625.4284.2910.7420.9154.101.6-1.84.493.8636.474.443.8136.4788.7312.0315.7163.58>1.810.218.7874.2511.279.6974.25100.0019.0611.2774.25小计100.0085.9418.40100.0085.9419.06小计占总计97.3985.9418.4097.3985.9419.06煤泥2.612.3020.712.612.3020.71总计100.0088.2418.45100.0088.2419.10浮沉资料校正共有两种方法，但校正的基准均以筛分综合表中的相应粒级综合校正灰分为准，注意煤泥灰分不校正，则△=A筛-A浮△——灰分校正系数，此值可正可负，%A筛——筛分表中参加浮沉各粒级的综合校正灰分，减去综合浮沉表中浮沉煤泥的灰分，%A浮——综合浮沉表中各密度级累计灰分去泥，%此处：A筛=（19.10*88.24-2.3*20.71）/(88.24-2.3)=19.06%A浮=18.40%(附表七)△=A筛-A浮=19.06-18.40=0.66%>0.2%所以此处用第二种校正方法：X=100（A筛-A浮）/(A+1.8-A-1.8)=100(19.06-18.40)/(74.25-12.04)=1.06%则：Γ+1.8’=ΓΓ-1.8-1.3’=Γ-1.8-1.3-Γ-1.8-1.3*X/(100-Γ=10.02-10.02*1.06/(100-10.21)=9.91%Γ-1.81.3-1.4’=Γ-1.81.3-1.4-Γ-1.81.3-1.4*X/(100-Γ=52.84-52.84*1.06/(100-10.21)=52.21%Γ-1.81.4-1.5’=Γ-1.81.4-1.5-Γ-1.81.4-1.5*X/(100-Γ=17.18-17.18*1.06/(100-10.21)=16.97%Γ-1.81.5-1.6’=Γ-1.81.5-1.6-Γ-1.81.5-1.6*X/(100-Γ=5.26-5.26*1.06/(100-10.21)=5.20%Γ-1.81.6-1.8’=Γ-1.81.6-1.8-Γ-1.81.6-1.8*X/(100-=4.49-4.49*1.06/(100-10.21)=4.44%3.选煤工艺流程清水入厂原煤预先筛分循环水12手选34破碎5杂物66主洗跳汰98712111013中煤块煤分级151614矸石斗子捞坑1819末煤脱泥矿浆准备202122离心脱水232425浮选2627过滤30浓缩3138293233煤泥最终精煤344.数质量流程计算选煤厂年生产能力为120万吨的矿井型选煤厂，年工作制度为300天，每天两班生产16小时，一班检修。以下γ表示各作业产率，以Q表示各作业产量，以A表示各作业灰分4.1准备作业计算因为本选煤厂处理能力是Q=120万吨，年工作日为300天，每天工作16小时，小时处理量即为：Q0=Q/d/h=1200000/300/16=250t/h,所以Q0=250t/h，γ0=100%，A0=18.63%作业1——预先筛分分级筛筛分效率η受筛孔尺寸、入料水分高低及男筛颗粒多少、筛分设备的选型及负荷高低的影响。当筛孔尺寸大于或等于50mm时，筛分效率为100%，因此η1=100%，从表四两层煤自然级和破碎级筛分实验结果综合表中查得：破碎级产率γ1=29.05%，A1=20.56%,产量Q1=Q0*γ1*η1=250*29.05%=72.63t/h作业2——预先筛分从表四两层原煤自然级和破碎级筛分实验结果综合表中查得：自然级产率γ2=70.95%，A2=17.84%产量Q2=Q0-Q1=250-72.625=177.37t/h作业3——除杂因为该作业为检查性手选，目的是出去其中的铁器、木材等，量小，因此该作业的产率γ3=0%A3=0%Q3=0t/h作业4、5——破碎因为是开路作业，所以产品的数质量均等于入料，即：γ5=γ4=γ1=29.05%，A5=A4=A1=20.56%Q5=Q4=Q1=72.63t/h作业6——跳汰入料作业6由作业2和作业5混合而来，数质量与入选原煤一致，只是粒度组成不同，所以：γ6=γ0=100%A6=A0=18.63%Q6=Q0=250t/h4.2跳汰分选作业计算根据附表八绘制原煤可选性曲线：可选性曲线计算：设计要求精煤灰分小于10%，矸石灰分大于65%，所以取：精煤灰分10%，矸石灰分72%，可在图中确定理论分选密度：矸石δp1’=1.76中煤δp2’=1.53γ由此判断原煤为中等可选的煤，查书得△=0～0.05，从而得出实际分选密度为：矸石δp1=δp1’+△中煤δp2=δp2’-△同时通过跳汰公式：t=[1.553*lg（δ-1）/(δp-1)]/I不分级跳汰不完善度：矸石段：I=0.16中煤段：I=0.16计算分配率并填写：根据所得精煤综合灰分情况，调整实际主洗和再洗的实际分选密度，知道精煤灰分满足要求为止。附表九：0.5—50mm主选跳汰产品计算表附表十：0.5—50mm主选跳汰产品计算表附表十一：主选跳汰产品实际平衡表产品名称产率Ad/%γ本级/%γ全样/%精煤65.9452.719.54中煤25.2020.1526.01矸石8.867.0870.13小计100.0079.9319.06次生煤泥6.986.0019.06入选小计100.0085.9319.06浮沉煤泥2.612.3020.71合计100.0088.2319.10占全样88.2388.2319.10原生煤泥11.7711.7715.13总计100.00100.0018.64附表十二：再选跳汰产品实际平衡表产品名称产率Ad/%γ本级/%γ全样/%精煤27.504.7211.87中煤52.028.9221.91矸石20.473.5155.45小计100.0017.1526.01小计占总计85.1117.1526.01次生煤泥14.893.0026.01总计100.0020.1526.01附表十三：0.5—50mm主再选综合产品实际平衡表产品名称γ全样/%Ad/%洗精煤主选精煤52.719.54再选精煤4.7211.87精煤小计57.429.73再选中煤8.9221.91洗矸石主选矸石7.0870.13再选矸石3.5155.45矸石小计10.5965.27煤泥主选浮沉煤泥2.3020.71主选次生煤泥6.0019.06再选次生煤泥3.0026.01原生煤泥11.7715.13煤泥小计23.0718.12合计100.0018.64煤泥为方便计算假定全部进入精煤溢流作业7——主洗跳汰矸石根据附表十一确定主洗跳汰矸石产率、产量和灰分为：γ7=7.08%A7=70.13%Q7=17.70t/h作业8——主洗跳汰中煤根据附表十一确定主洗中煤产率、产量和灰分为：γ8=20.15%A8=26.01%Q8=50.38t/h作业9——主洗跳汰精煤根据附表十一确定主选精煤产率、产量和灰分，其中所有煤泥进入精煤,为：γ9=γ主精+γ煤泥=52.71%+20.07%=72.77%A9=（52.71*9.54+6.00*19.06+2.3*20.71+11.77*15.13）/72.77=11.58%Q9=250*72.77%=181.92t/h作业10——再洗跳汰矸石根据附表十二确定再选矸石的产率、产量和灰分为：γ10=3.51%A10=55.45%Q10=250*3.51%=8.78t/h作业11——再洗跳汰中煤根据附表十二确定再选中煤的产率、产量和灰分为：γ11=8.92%A11=21.91%Q11=250*8.92%=22.30t/h作业12——再洗跳汰精煤根据附表十二确定再选精煤的产率、产量和灰分，包括再选产生的次生煤泥，为：γ12=γ再精+γ煤泥4.72%+3.00%=7.72%A12=（4.72*11.87+3.00*26.01）/7.72=17.36%Q12=250*7.72%=19.30t/h作业13——跳汰总精煤跳汰总精煤的产率等于作业9、12之和，灰分为其加权平均，所以：γ13=7.72%+72.77%=80.49%A13=(7.72*17.36+72.77*11.58)/80.49=12.13%Q13=250*80.49%=201.22t/h作业14——跳汰总矸石跳汰总矸石的产率等于作业7、10之和，灰分为其加权平均，所以：γ14=7.08%+3.51%=10.59%A14=(7.08*70.13+3.51*55.45)/10.59=65.27%Q14=250*10.59%=26.48t/h4.3跳汰精煤分级脱水作业16——分级筛筛下γ16=γ13*β－13～0.5*η+γ-0.5=80.49%*39.98%*90%+23.07%=52.03%A16=（γ13*β－13～0.5*η*A－13～0.5+γ-0.5A-0.5）/=(80.49%*39.98%*90%*17.04%+23.07%*18.12%)/52.03%=17.52%Q16=250*52.03%=130.08t/h作业15——分级筛筛上γ15=γ13-γ16=80.49%-52.03%=28.46%A15=(γ13*A13-γ16*A16)/γ15=(80.49%*12.13%-52.03%*17.52%)/28.46%=2.28%Q15=250*28.46%=71.15t/h作业18——斗子捞坑底流为了计算方便，开始时先不计算循环负荷，而且认为全部13到0.5粒级都被捞出，提升物中-0.5的煤泥有40%，则捞起物：γ18=γ16－13～0.5+γ16-0.5*40%=28.96%+23.07%*40%=38.19%Q18=250*38.19%=95.48t/hγ19’=γ16-γ18A19’=A-0.5=18.1A18=(γ16*A16-γ19*A19’)/γ18其中，γ19’A19’作业21——脱泥筛筛下脱泥筛筛孔取0.5mm，其脱泥效率取65%，则筛下物：γ21=γ18-0.5*65%=γ16-0.5*40%*65%=23.07*40%*65%=6.00%A21=A-0.5=18.12%(根据附表十三)Q21=250*6.00%=15.00t/h作业20——脱泥筛筛上γ20=γ18-γ21=38.19%-6.00%=32.19%A20=（γ18*A18-γ21*A21）/γ20=17.15%Q20=250*32.19%=80.48t/h作业24——离心脱水滤液离心液所含固体量由-0.5mm及少量+0.5mm粗煤泥组成，在此设固体量占入料的8%，-0.5mm煤泥量占入料中-0.5mm煤泥量的50%，则离心液：γ24=γ20*8%=32.19*8%=2.57%A24=（γ24-0.5*A-0.5+γ24+0.5*A+0.5）/γ24其中γ24-0.5=γ20-0.5*50%=γ16-0.5*40%*35%*50%=23.07%*40%*35%*50%=1.61%γ24+0.5=γ24-γ24-0.5=2.57%-1.61%=0.96%A+0.5=A13-0.5+2%=17.05%+2%=19.05%A-0.5=18.12%A24=（1.61*18.12+0.96*19.05）/2.57=18.47%Q24=250*2.57%=6.43t/h作业23——末精煤γ23=γ20-γ24=32.19%-2.57%=29.62%A23=（γ20*A20-γ24*A24）/γ23=(32.19*17.15-2.57*18.47)/29.62=17.03%Q23=250*29.62%=74.05t/h作业25——末煤脱泥筛下和离心脱水滤液之和γ25=γ21+γ24=6.00%+2.57%=8.57%A25=（γ21*A21+γ24*A24）/γ23=(6.00*18.12+2.57*18.47)/8.57=18.22%Q25=250*8.57%=21.43t/h作业19——捞坑溢流（仅考虑一次循环量）设末煤脱泥筛筛下和离心脱水滤液全部进入斗子捞坑溢流，则：γ19=γ16+γ25-γ18=52.03%+8.57%-38.19%=22.41%A19=（γ16*A16+γ25*A25-γ18*A18）/γ19=(52.03*17.52+8.57*18.22-38.19*17.30)/22.41=18.16%Q19=250*22.41%=56.03t/h4.4煤泥水处理作业计算作业22——浮选矿浆准备搅拌加药过程中仅仅是往煤泥水中加入药剂，搅拌均匀，所以其中煤的数质量不变，则γ22=γ19=22.41%A22=A19=18.16%Q22=Q19=56.03t/h作业26——浮选精煤在没有浮选资料的情况下，取浮选精煤的可燃体回收率为80%，灰分为10%，则：根据：Ej=γj（100-Ad,j）/(100-Ad,γ)得:γ26=Ej*(100-Ad,γ)/（100-Ad,j）=80*(100-18.16)/(100-10)=72.75%转化为占全样的产率为:γ26=72.75*22.41/100=16.30%A26=10%Q26=250%*16.30%=40.75t/h作业27——浮选尾煤γ27=γ22-γ26=22.41%-16.30%=6.11%A27=（γ22*A22-γ19*A19）/=(22.41*18.16-16.30*10)/6.11=39.93%Q27=250*6.11%=15.28t/h作业28——真空过滤机固体设作业29中基本不带走煤，所以此作业数质量与作业26一致，所以：γ28=γ26=16.30%A28=A26=10%Q28=Q26=40.75t/h作业29——真空过滤机滤液考虑到滤液返回矿浆准备器，为简化计算，设滤液中固体含量为0，所以：γ29=0%A29=0%Q29=0t/h作业30——浓缩机底流设浓缩机溢流固体含量为0，则底流数质量不变，与作业27相同，所以：γ30=γ27=6.11%A30=A27=39.93%Q30=Q27=15.28t/h作业31——浓缩机溢流固体含量为0，所以：γ31=0%A31=0%Q31=0t/h作业32——压滤固体滤液固体含量为0，固数质量与作业30相同，所以：γ32=γ30=6.11%A32=A30=39.93%Q32=Q30=15.28t/h作业33——压滤滤液γ33=0%A33=0%Q33=0t/h作业34——总精煤总精煤是块精煤、末精煤和浮选精煤总和，所以：γ34=γ15+γ23+γ28=28.46%+29.62%+16.30%=74.38%A34=(γ15*A15+γ23*A23+γ28*A28)/γ34=9.85%Q34=250*74.38%=185.94t/h4.5全厂数质量平衡检查跳汰矸石：γ14=10.59%A14=65.27%Q14=26.48t/h跳汰中煤：γ11=8.92%A11=21.91%Q11=22.30t/h总精煤：γ34=74.38%A34=9.85%Q34=185.94t/h浮选尾煤：γ32=6.11%A32=39.93%Q32=15.28t/h数量：γ0=γ14+γ11+γ34+γ32=10.59%+8.92%74.38%+6.11%=100%Q0=Q14+Q11+Q34+Q32=26.48+22.3+185.94+15.28=250t/h质量：A0=(γ14*A14+γ11*A11+γ34*A34+γ32*A32)/100=18.63%5.水量平衡计算5.1水量流程计算1.主洗跳汰作业设主洗跳汰机每吨煤需用水量为3W主=Q6*3=250t/h*3m3设主选中煤水分为25%，矸石水分为25%，则主选中煤带出的水量为：W8=Q8*Mt8/(100-Mt8)=50.38*25/(100-25)=16.79矸石带出水量：W7=Q7*Mt7/(100-Mt7)=17.70*25/(100-25)=5.90溢流精煤中水量：W9=W主–W7–W8=750-16.79-5.90=727.31Mt9=100W9/(Q9+W9)=100*727.31/(181.92+727.31)=79.99%2.再洗跳汰作业设再选跳汰机每吨煤需用水量为3.5W再=Q8*3.5=50.38t/h*3.5m3设再选中煤水分为25%，矸石水分为25%，则再选中煤带出的水量为：W11=Q11*Mt11/(100-Mt11)=22.30*25/(100-25)=7.43矸石带走水量为：W10=Q10*Mt10/(100-Mt10)=8.78*25/(100-25)=2.93m3再选溢流精煤中水量：W12=W再–W10–W11=176.33-2.93-7.43=165.97Mt12=100W12/(Q12+W12)=100*165.97/(19.30+165.97)=89.58%3.精煤脱水作业入筛水量：W13=W9+W12=727.31+165.97=893.28Mt13=100W13/(Q13+W13)=100*893.28/(201.22+893.28)=81.62%设脱水后块煤的水分为9%，则块精煤带走水量为：W15=Q15*Mt11/(100-Mt15)=71.15*9/(100-9)=7.04脱水筛筛下水量为：W16=W13–W15=893.28-7.04=886.24Mt16=100W16/(Q16+W16)=100*886.24/(130.08+886.24)=87.20%4.斗子捞坑作业设末精煤的水分为29%，则末精煤带走水量为：W18=Q18*Mt11/(100-Mt18)=95.48*29/(100-29)=39.005.末煤脱泥筛作业末精煤脱泥筛的喷水量为0.3mW喷=Q18*0.3=95.48*0.3=28.64设筛上末精煤的水分为18%，则末精煤带走水量为：W20=Q20*Mt20/(100-Mt20)=80.48*18/(100-18)=17.67m筛下水量为：W21=W18+W喷–W20=39.00+28.64-17.67=49.97mMt21=100*W21/(Q21+W21)=100*49.97/(15.00+49.97)=76.91%6.离心脱水作业设离心脱水后末精煤的水分为7%，则末精煤带走水量为：W23=Q23*Mt23/(100-Mt23)=74.05*7/(100-7)=5.57m离心液水量为：W24=W20–W23=17.67-5.57=12.10Mt24=100*W24/(Q24+W24)=100*12.10/(6.43+12.10)=65.30%所以捞坑溢流水量：W19=W16+W21+W24-W18=886.24+49.97+12.10-39.00=909.31mMt19=100*W19/(Q19+W19)=100*909.31/(56.03+909.31)=94.16%7.浮选作业设泡沫精煤的液固比为3.0，则泡沫精煤含水量为：W26=Q26*3.0=40.75*3.0=122.25Mt26=100*W26/(Q26+W26)=100*122.25/(40.75+122.25)=75.00%8.过滤作业设精煤滤饼水分为24%，则滤饼带走水量为：W28=Q28*Mt28/(100-Mt28)=40.75*24/(100-24)=12.87m3滤液水量：W29=W26–W28=122.25-12.87=109.38Mt29=100*W29/(Q29+W29)=100*109.38/(0.00+109.38)=100%所以，浮选尾煤水量为：W27=W19+W29–W26=909.31+109.38-122.25=896.44Mt27=100*W27/(Q27+W27)=100*896.44/(15.28+896.44)=98.32%9.尾煤浓缩作业设底流液固比为1.5，则底流水量为：W30=Q30*1.5=15.28*1.5=22.92Mt30=100*W30/(Q30+W30)=100*22.92/(15.28+22.92)=60.00%溢流水量为：W31=W27–W30=896.44-22.92=873.52Mt31=100*W31/(Q31+W31)=100*873.52/(0.00+873.52)=100%9.压滤作业设滤饼水分为22%，则滤饼带走水量为：W32=Q32*Mt32/(100-Mt32)=15.28*22/(100-22)