选煤流程计算

选煤作业计算的目的首先是为了设计新选煤厂，预测选煤分选效果，判断可能达到的工艺指标。其次是为了管理与检查选煤厂生产过程是否已达到最佳或较好的生产指标，从而可以提出一些技术措施。这对于单机或系统检查，就显得十分必要。前面根据原始资料的分析、综合、计算，获得选煤产品平衡表，这只是在理想条件下，可能达到的最好指标，称为理论平衡表，但在实际生产中不可能达到，因此，重要的工作是根据已掌握的实际规律，将理论的指标转化为实际的指标。

在选煤厂设计中，究竟考虑哪些因素，才能使理论指标加以调整修正，从而制定出符合实际情况的选煤产品实际平衡表。重力分选过程不同密度的物料在产品中的混杂程度及其规律性问题的探讨，是从理论指标转化为实际指标的重要依据。至于在分选过程中，煤与矸石的密碎，矸石的水溶作用等产生的部分次生煤泥的问题，须根据资料或经验数据加以调整。

选煤作业的计算，仍然是根据进入作业的物料和自该作业排除的物料在数量和质量方面的平衡原则进行计算的。从选煤流程结构分析，选煤作业分选过程的形式，原料煤可以分成两种产品、或三种产品，也有的选煤机本身包含着循环负荷，但不能最为一种最终产品。

工艺流程计算的目的、依据和原则

工艺流程计算的目的

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，是在已确定工艺流程和工作制度下进行的。工艺流程应达以下目的： （1） 计算出整个作业入料和排料的数量和质量；

（2） 是整个工艺流程的煤、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地依据； （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。 工艺流程计算的依据

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） 已经科学合理的选择确定的工艺流程；

（2） 已经整理合格的入厂（入选）原煤的筛分、浮沉及可选性试验资料； （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：

QQ0 (4-1)

Tt 式中 Q—— 选煤厂小时处理量，t/h； QO—— 选煤厂年生产能力，t/h； T —— 选煤厂年工作日数，d/a； t —— 选煤厂日工作小时数，h/d；

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==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：

（1） 工艺流程计算时必须遵守数、质量平衡的原则。所谓平衡是指进入某作业各种物料数、质量总和应等于该作业排出的各种物料数、质量总和。

（2） 工艺流程计算时应注意以下事项：

① 对于灰分、硫分等指标必须用加权平均的方法进行计算。 ② 水分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；计量单位必须相同才可以运算。 ④ 计算固体物料数量平衡时，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。 有关工艺流程计算的内容

选煤工艺流程数、质量平衡计算中包含三种平衡，一是煤的数、质量平衡；二是水量的平衡；三是使用重介选煤时介质量的平衡。三种量分别计算。

（1）煤的数、质量平衡指标

① 煤的绝对数量符号为Q,单位为t/h.在数、质量计算时，不考虑水的问题，按绝对干燥重量计算。 ② 煤的相对数量用质量百分数表示，符号为γ. ③ 煤的质量用灰分百分数表示，符号为A. ④ 煤的硫分符号为St,d代表干基全硫，% （2）水的平衡指标

水量用W表示，单位为m3/h或t/h，计算水量时，不考虑其中的悬浮物。

准备作业的计算

入厂物料数、质量的计算

根据给定的厂型，年处理为120万吨，可计算出选煤厂的小时处理量，把120万吨/年带入公式（4-1）计算可得：

QQ01.210*95.3%216.59t/h 33016Tt6 预先筛分和破碎作业的计算

预先筛分的筛孔尺寸为50mm，由于是不分级入选，即可知筛分效率η=100%。且检查性手选和破碎环节前后的数量和和质量不变，破碎前后数质量同预先筛分的筛上物数质量。经过准备作业原煤的水分也是不发生改变的。 A.预先筛分作业的计算

预先筛分的筛孔为50mm,筛分效率η=100%，由三层原煤筛分试验结果综合表知： 其中入料Q=h，γ=100%，A=%， （1）筛下物数、质量的计算

γ-50 =%，A-50=% γ筛下=ηγ-50=100%×% =%， Q筛下=γ筛下×Q=%×=h， A筛下=A-50=%； （2）筛上物数、质量的计算

Q筛上=Q-Q筛下=， γ筛上=100-γ筛下==%， A筛上=%；

B.检查性手选的计算

检查性手选只拣出木块、铁器和少量过大块矸石，因此经过检查性手选，认为在数量和质量指标方面不改变。 C.破碎作业的计算

本流程采用开路破碎作业（只有对入料的粒度上限有严格要求时才采用闭路破碎），经破碎后，认为只有粒度上的变化，而破碎前后数量、质量不变，因此破碎后数质量同筛上物数质量相同。

表4-1准备作业计算 选煤厂年生产能力a 原煤 筛上 筛下

Q,t/h γ,% A,% 预先筛分 重选作业的计算

主选作业三产品重介质旋流器的计算在前面的技术经济比较中已经算出结果。

从产品平衡表中可知，煤泥是原生煤泥、次生煤泥、和浮尘煤泥之和。在没有实际资料的情况下，按照经验分配方法，将85%的煤泥分配到精煤溢流中，将10%的煤泥分配到中煤中，5%的煤泥分配到矸石中，煤泥灰分不变。结果如下： γ煤泥 =%，A 煤泥=%

γ精煤=ηγ煤泥=85%×% =%， γ中煤=ηγ煤泥=10%×% =%，

γ矸石=ηγ煤泥=5%×% =%，由分配到各个产品中的煤泥加上设计平衡表中的产率，得到弧形筛的入料结果。 所以三产品重介质分选出料为： γ4=+=%，γ5=+=%，γ6=+=%。

Q4=γ4×Q3=%×=h，Q5=γ5×Q3=%×=h，Q6=γ6×Q3=%×=h。 A4=（*+*）/=%， A5=（*+*）/=%， A6=（*+*）/=%。

产品的脱水分级计算

精煤脱介筛的计算

分级筛的筛孔一般取13mm，为了简化计算过程，筛分效率取100%，因设计时缺乏精煤粒度组成的筛分资料，故β-d用原煤筛分资料代替，筛下产物的产率为：

β-d~=%，γ=%，γ入=%%=% Q入=Q0*γ入=h

γ下=γ入β-d~η+γ=%*%*100%+%=%，Q下=γ下×Q0=h。

A下=（γ入β-d~ηA-d~+γ）/γ下=（%*%*100%*%+%*%）/%=%。（其中A-d~从入选原煤分粒级浮沉实验综合表中查出各粒级小于或者小于cm3的密度灰分，将其加权平均得到） γ9=γ7-γ下=%%=%，Q9=Q7-Q下=h。 A9=（%*%%*%）/%=%。 精煤末煤离心机的计算

离心机脱水效果以及离心液中所含固体量与所使用的离心机有关，离心液所含固体由及少量的+粗煤泥组成，一般选用占入料量的5%-10%，这里取7%。离心液中的粗煤泥灰分，计算是可取+（）% 所以：γ12=γ10*7%=%*7%=%，。

末精煤经过离心机脱水后，产品中只有入料50%的煤泥，那么：

-0.50.50.50.50.50.5=下*30%*50%=*15%=%，γ11=γ10-γ12=离心液A12=（1211A12A）/γ12=*+*）/=%。

A11=（*+*）/=%。 Q11=γ11*Q3=h，Q12=*%=h。

分级旋流器的计算

为了计算方便，假设精煤磁选机中的煤泥全部进入分级旋流器 γ19= A19= Q19=*%=h

分级旋流器的效果跟旋流器的参数和物料的性质与操作因素等有关，这里取分级旋流器的底流含量值为40%。

所以：γ20=γ19*40%=*40%=%,γ21=γ19-γ20=。 溢流中的物料全是煤泥，所以A21=%，A20=（*）/=%。 Q21=γ17*Q3=%*= t/h，Q20=Q19-Q21=。 高频振动筛的计算

高频振动脱水筛，煤泥回收率为80%-90%，这里取90%。

入料中含有的粗煤泥含量为γc=，所以，煤泥含量为：γm=。

γ22=γm*90%=*90%=%，γ23=γ20-γ22=， A22=%，A23=（*）/+=%。 Q22=γ22*Q3=%*=h，Q23=Q20-Q22=。 中煤脱介筛的计算

中煤脱介筛脱泥筛效率为60-70%，这里取70%： γ27=70%*γ24煤泥=70%×=%，γ26=γ5-γ27=。 Q27=γ25×Q3=%×= t/h，Q26=Q5-Q27=h。 A27=%，A26=（*）/=%。 矸石脱介筛的计算

矸石脱介筛脱泥筛效率为60-70%，这里取70%： γ34=70%*γ30煤泥=70%×=%，γ33=γ31-γ34=。 Q34=γ34×Q3=%×=h，Q33=Q4-Q34= t/h。 A34=%，A33=（*）/=%。

中矸磁选机的计算

磁选机精矿为精磁铁矿粉，所以为了方便计算，假设效率为100%，磁铁矿粉中没有煤泥。 所以：γ34=%，γ29=γ27=%，Q34=h ，Q29=Q27=h。

γ36=γ34+γ29=% Q36=Q29+Q34=%

浮选作业的计算

浮选矿浆准备器的计算

矿浆准备器的入料来自分级旋流器和高频筛筛下物料，所以： γ38=γ22+γ21=+=%，A38=%，Q38=γ36×Q3=%*=h。 浮选作业的计算

浮选精煤可燃体回收率按以下公式计算：

Ecc(100Ad,c)100Ad,f

Ec—

浮选精煤可燃体回收率，

%; γ

c- 浮选精煤产率，%;

Ad,c—浮选精煤灰分，%; Ad,f—浮选人料灰分，% （计算结果取小数点后二位，修约至小数点后一位

所以，Ec=70%*（）/（）=%，所以，煤泥为中等可选选煤泥，取80%，从~0mm可选性曲线中查得浮选理论分选精煤产率为%，理论分选精煤灰分为%。

γ39=%*80%*γ38=**%=%，A39=%，Q39=γ39×Q3=*=h。 γ40=γ38-γ39=，Q40=γ40×Q3=%*=h，A40=（*）/=%。 浮选产品处理的计算

这里为了方便计算，把浮选精煤压滤机和尾煤压滤机以及浓缩机的效率都假设为100%，得到： γ39=γ48=%，Q39=Q48=h ，γ44=γ42=γ41=++=%，Q44=Q42=Q41=h。 A41=A42=A44=

浓缩机入料 γ41=γ40 +γ36=+=% Q41=γ41*Q3=h

产品最终平衡表

表37：各流程产率数质量计算表 流程名称 效率% Q（t/h) 原煤 预先分级筛下 100 预先分级筛上 三产品入料 矸石出料 中煤出料 精煤出料 块精煤出料 离心机入料 末精煤出料 精煤离心机滤液 5%-10%(取7%） 精煤脱介筛合介 精煤磁选机入料 精煤磁选机尾矿 100% 精煤磁选机精矿 分级旋流器溢流 分级旋流器底流 高频筛筛下 40% 序号 0 1 2 3 4 5 6 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 γ% A% 20 21 24 25 26 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 47 47

高频筛筛上 最终精煤 中煤出料 中矸磁选机入料 中煤脱介筛合介 矸石脱介筛合介 矸石磁选机入料 矸石出料 中矸磁选机精矿 中矸磁选机尾矿 矿浆准备器入料 浮选机精煤出料 浮选机尾煤出料 浮选精煤 循环水 一段浓缩入料 浓缩底流 浓缩溢流 尾煤 压滤机滤液 总计 总计 脱介筛60%-70% 取70% 脱介筛60%-70% 取70% 为计算方便80% 为计算方便100% 为计算方便100% 为计算方便100%

得到产品最终平衡表如下：

最终产品平衡表 产品 块精煤 精煤 末精煤 浮选精煤 中煤 小计 中煤 高频筛筛上 小计 煤泥 矸石 合计

数量 γ(%) 吨／时 吨／日 万吨／年 灰分 Ad (%) 水和介质流程的计算

分选作业的计算

（1）计算给料中的煤泥水

煤泥的比重δc=t/m3 非磁性物煤泥含量γc=100%。 干煤泥量G0=%*=h，原煤含水指标Mt=%，所以原煤含水量W0=

Q0Mt=m3100M/h。

t煤泥水体积V0=W0G0=+= m3/h,单位体积中煤泥含量gc=G0/V0==t/m3。

C(2)计算外加浓介质性质

设浓介质比重为x=，f=，c=，浓介质中磁性物和非磁性物含量为：fx=95%，3x1x=**+*=t/m gx=

x=(2-1)*= t/m3 x1g3cx=gx*=*= t/m3 gfx=gx*=*= t/m wx=x-gx==t/m3

cx=5%。

(3)工作悬浮液的计算

先确定循环介质量，三产品重介质旋流器的循环悬浮液用量取 m3/t，因此，循环介质总用量为： V31=*= m/h 故工作悬浮液体积为： VV0V1=+ = m3/h

设计要求分选密度分=，从该图中查得工作悬浮液密度=t/m3，取工作悬浮液中磁性物和非磁性物的含量为f=60%，c=40%。

δ=δc*f/(f*c+δc*f)=**+*=t/m3 g=

11=*= t/m3

gc=gc=*= t/m3， gf=gf=*= t/m3， w0=-g= 。 GgV=*=h GcgcV=*= t/h

GfgfV=*= t/h Ww0V=*=h

（4）工作悬浮液在产品中的分配

三产品重介质旋流器中的溢流悬浮液密度比工作悬浮液密度一般低g/cm3，底流悬浮液密度一般比工作悬浮液密度高g/cm3。设溢流悬浮液密度比工作悬浮液低g/cm3，底流悬浮液密度比工作悬浮液密度高g/cm3。

6= g/cm3 中矸=+= g/cm3

V中矸6V=*m3/hV6VV中矸 m3/h

中矸6设底流悬浮液中的磁性物含量比工作悬浮液高5%-15%，取10%，则：

f中矸=+=，c中矸==；

中矸=δc*f/(f*c+δc*f)=

4.51.45=t/m3；

4.50.31.450.7g中矸=

中矸1中矸=（）*=t/m3;

中矸1gc中矸=*=t/m3, gf中矸g中矸gc中矸=t/m3 w中矸=-g=t/m3G中矸g中矸V中矸 h,同理： Gf中矸=*= t/h Gc中矸=*=h

W中矸=w中矸V=*= t/h G6GG中矸=

Gf6GfGf中矸= h Gc6GcGc中矸= h

W6WW中矸= = t/h g6G6/V6==t/m3

gc6Gc6/V6= = t/m3 gf6g6gc6=t/m3w6W6/V6t/m3中矸进入二段悬浮液，设旋流器溢流的密度比工作悬浮液的密度低，底流的密度比工作悬浮液的密度高g/cm3。

二段分选密度分=，从图4-9中查得工作悬浮液密度为'=g/cm3。

5=g/cm3，4=+=g/cm3。 V4中矸5453V中矸=*=m/h

V5V中矸V4=m3/h设底流中的磁性物含量比工作介质高10%，则：

f4=+=,c4=；

4=δc*f/(f*c+δc*f)=

g4=

14.51.45=g/cm3；

4.50.21.450.81=（）*=t/m3； G4g4V4=*= h

Gf4gf4V4=**= t/h Gc4gc4V4=**= t/h

W4w4V4(4g4)V4=（）*= h G5G中矸G4= h

Gf5Gf中矸Gf4= t/h Gc5Gc中矸Gc4= t/h

W5W中矸W4= h g5G5/V5== gc5Gc5/V5== gf5g5gc5= w5W5/V5==

脱介作业计算

（1）精煤脱介作业的计算

取弧形筛脱介的效率为70%，即弧形筛脱下来的合格介质为精煤介质的70%。

V870%V6=*=m3/h G8g6V8=*= t/h Gc8gc6V8= *= t/h Gf8G8Gc8= = t/h

W8w6V8=*= t/h 进入脱介筛的悬浮液为：

V7V6V8= m3/h G7G6G8= t/h Gc7Gc6Gc8= t/h Gf7G7Gc7= = t/h

W7W6W8=按照经验指标计算法，物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，该物料表面所带走磁性物数量N的经验指标为： 块煤N=20 kg/t，末煤N=50 kg/t 。

V稀块煤NNQ6块=20*(1000**= m3/h ,V稀末煤Q6末=50*(1000**=m3/h

1000g6f61000g6f6V稀V稀块煤V稀末煤=+= m3/h G稀g6V稀=* =h

Gf稀gf6V稀=*= t/h Gc稀gc6V稀=*= t/h

W稀w6V稀=* = t/h

取稀介质段的喷水量为块精煤为m3/t，取m3/t，末精煤用水量为m3/t，取m3/t。

V喷块W喷块=*= m3/h V喷末W喷末=*= m3/h

计算产品带走的磁性物含量，取精煤中，块煤产品带走的磁性物数量为，取M=，末煤产品带走的磁性物数量指标为

，取M=。

Gf9MMQ6块Gf末Q6末=*1000= t/h =*1000= t/h 10001000G9Gf9f6f6== t/h Gc9G9Gf9= t/h

G末Gf末== t/h Gc末G末Gf末= t/h

取精煤产品的水分分别为：块精煤为8-10%，取w9=9%，末精煤为13-18%，取w末=15%。 所以产品带走的水量为：

W9Gf9Gc9w9=++= m3/h Q9=9*(100-9)= t/h V9W9f9c9100w9Gf末Gc末w末Q末=15*(100-15)= t/h V末W末=++= m3/h f末c末100w末W末因此第二段筛下稀介质悬浮液各项指标：

V14V稀V喷块V喷末V9V末=++ m3/h G14G稀G9G末= t/h

Gf14Gf稀Gf9Gf末= t/h

Gc14Gc稀Gc9Gc末= t/h

W14W稀W喷块W喷末W9W末=++ = t/h

精煤脱介筛筛下的第一段合格介质数质量为：

V13V7V稀= m3/h G13G7G稀= t/h

Gf13Gf7Gf稀= t/h Gc13Gc7Gc稀= t/h

W13W7W稀= t/h

（2）中煤脱介作业的计算

取弧形筛脱介的效率为70%，即弧形筛脱下来的合格介质为精煤介质的70%。

V2570%V5=*= m3/h G25g5V25=*= t/h Gc25gc5V25=*= t/h Gf25G25Gc25= t/h W25w5V25=*= t/h

进入脱介筛的悬浮液为：

V24V5V25= m3/h G24G5G25= t/h Gc24Gc5Gc25= t/h Gf24G24Gc24= = t/h

W24W5W25= t/h

按照经验指标计算法，中煤由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，中煤表面所带走磁性物数量N的经验指标为：N=50。

V稀中NQ中=50* (1000*= m3/h G稀中g5V稀中=*= t/h

1000g5f5Gf稀中gf5V稀中=*= t/h Gc稀中gc5V稀中=*= t/h

W稀中w5V稀中=*= t/h

取稀介质段的喷水量为块中煤m3/t。

33V喷一W喷一=*27*2/3=18 m/h V喷二W喷二=*27/3=9 m/h

计算产品带走的磁性物含量，取中煤中，中煤产品带走的磁性物数量M=。

Gf26MGf26Q26=*27/1000= t/h G26=*= t/h 1000f5Gc26G26Gf26= t/h

取中煤产品的水分为：w24=15%。 所以中煤带走的水量为：

W26Gf26Gc26w26=++= m3/h Q26=15*(100-15)= t/h V26W26f26c26100w26因此中煤脱介筛筛下稀介质为：

3V27V稀中V喷一V喷二V26=+18+= m/h G27G稀中G26= t/h

Gf27Gf稀中Gf26= t/h Gc27G27Gf27= t/h

W27W稀中W喷一W喷二W26=++ t/h

中煤脱介筛筛下的一段合格介质数质量为：

V28V24V稀中= m3/h G28G24G稀中= t/h

Gf28Gf24Gf稀中= t/h Gc28Gc24Gc稀中= t/h

W28W24W稀中= t/h

（3）矸石脱介作业的计算

取弧形筛脱介的效率为70%，即弧形筛脱下来的合格介质为精煤介质的70%。

V3070%V4=*= m3/h G30g4V30=*= t/h Gc30gc4V30=**= t/h Gf30G30Gc30= t/h W30w4V30=（）*= t/h

进入脱介筛的悬浮液为：

V31V4V30= m3/h G31G4G30= t/h Gc31Gc4Gc30= t/h Gf31G31Gc31= t/h W31W4W30= t/h

按照经验指标计算法，矸石由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，矸石表面所带走磁性物数量N的经验指标为：N=20。

V稀矸NQ矸=20*(1000**= m3/h G稀矸g4V稀矸=*= t/h

1000g4f4Gf稀矸gf4V稀矸=**= t/h Gc稀矸gc4V稀矸=**= t/h

W稀矸w4V稀矸= t/h

取稀介质段的喷水量为矸石喷水量m3/t。

33V喷一W喷一=**2/3= m/h V喷二W喷二=*3= m/h

计算产品带走的磁性物含量，取矸石中，矸石带走的磁性物数量M=。

Gf33MGf33Q矸石=*1000= t/h G33== t/h 1000f4Gc33G33Gf33= t/h

取矸石产品的水分为：w33=14%。 所以矸石带走的水量为：

Gf33Gc33w333m/h VW=14*(100-14)= t/h =++= W33Q333333f33c33100w33因此矸石脱介筛筛下稀介质为：

3V34V稀矸V喷一V喷二V33=++ m/h G34G稀矸G33= t/h

Gf34Gf稀矸Gf33= t/h Gc34G34Gf34= = t/h

W34W稀矸W喷一W喷二W33=++ t/h

矸石脱介筛筛下的一段合格介质数质量为：

V32V31V稀矸= m3/h G32G31G稀矸= t/h

Gf32Gf31Gf稀矸= t/h Gc32G32Gf32= t/h

W32W31W稀矸= = t/h

浓介质补加量Vx、补加水量Vw、分流量Vp的确定 （1） 分流量的计算

介质流程必须考虑分流，原因是入料中不断带来煤泥，使介质系统的非磁性物逐渐增加，造成工作悬浮液的

性质改变。

悬浮液体积的平衡式： V0+Vx+Vw=Vdf+Vds+Vp 悬浮液重量的平衡式： V0△0+Vx△x+Vw=(Vdf+Vp)△f+Vds△s 悬浮液中固体重量的平衡式： V0g0+Vxgx=(Vdf+Vp)gf+Vdsgs 悬浮液中非磁性物的平衡式： V0g0c0+Vxgxcx=（Vdf+Vp）gfcf+Vdsgscs

V0、Vx、Vw、Vp —分别为原煤带入的悬浮液、浓介 质悬浮液、补加水和分流悬浮液的体积，m3/h

Vds、Vp —分别为浮物和沉物产品带入稀介段的悬浮液体积 m3/h △0、△x、△f、△s—分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、 浮物及沉物带入稀介段的悬浮液的密度，t/m3 g0、gx、gf、gs—分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、 浮物及沉物带入稀介段的悬浮液的固体重量，t/m3

c0、cx、cf、cs—分别为原煤带入的悬浮液、浓介质悬浮液、

浮物及沉物带入稀介段的悬浮液中非磁性物含量 x=**+*=t/m3 gx=

x1x=(2-1)*= t/m3 x1gcx=gx*=*= t/m3 gfx=gx*=*= t/m3 wx=x-gx==t/m3

对于三产品旋流器，此时可以把中煤和矸石看做是沉物，精煤看作是浮物，则有：

G中矸G中G矸 = += t/h cs=Gc中矸/G中矸== cf= /= Gc中矸Gc中Gc矸= + = t/h V中矸=V中V矸=+= m3/h f=

Gf中矸Gf中Gf矸= + = t/h 中矸= g中矸 = G中矸/V中矸==

Vx=[V0g0(c0cf)+V中矸g中矸(cfcs)]/[gx(cfcx)]=**+**/*= m3/h

Vw=[Vx(x-f)-V0(f-0)-V中矸(中矸-f)]/(f-1)=* m3/h Vp=[V0(0-1)+Vx(x-1)-V中矸(中矸-1)]/(f-1)-V稀精=*+**/+= m3/h

故分流率X=Vp/V精=+= %

故浓介质悬浮液的体积为Vx= m3/h，循环介质的补加水量为Vw= m3/h

Gp=gp*Vp=*= t/h Gcp =gc*Vp=*= t/h Gfp =gf*Vp=*= t/h Wp=*= t/h

G15=G13+G8-Gp=+ = t/h Gc15 =+ t/h Gf15= + = t/h V15=+ m3/h W15= + = m3/h

（2）磁选作业的计算 精煤离心机指标的计算

卧脱离心机末精煤水分=7%,离心液非磁性物煤泥含量=50%，离心液磁性物煤泥 含量=100%， Gf末= t/h，G末= t/h， Gc末= t/h W末 = t/h V末= m3/h

此时末精煤即Gf11=0t/h，Gc11=*=h，G11=Gc11+Gf11=h W11=Q*7%/（1-7%）=*7/93= t/h

V11W11Gf11fGc11c=+=m3/h

离心液为 Gf12=h， Gc12= t/h，G12=+= t/h ,W12= t/h V12=m3/h 磁选效率一般可达到η=%，磁选精矿中的磁性物的数量γf=95%，磁选精矿悬浮液的密度Δ=g/cm3，非磁性物真密度δc= t·m-3,磁性物δf= t·m-3,工作悬浮液中固体物的真密度δ= t·m-3,

δ = = Δ=λδ+(1-λ) g= λδ V= G/g

工作悬浮液中固体体积浓度λ=%, 工作悬浮液单位体积中固体重量g= t/m3

精煤磁选机：

入料：Gf17=Gf16+Gf14+Gf12=++= t/h Gc17=Gc16+Gc14+Gc12=++= t/h G17=G16+G14+G12=++= t/h V17=V16+V14+V12=++= m3/h W17=W16+W14+W12=++= t/h

合格介质：Gf18=Gf17*%=*= t/h G18=Gf18/f18== t/h Gc18 =G18-Gf18= t/h V18=G18/g== m3/h W18=V18Gf18fGc18c= t/h

磁选尾矿：G19=G17-G18= = t/h Gf19=Gf17-Gf18= = t/h Gc19=Gc17-Gc18= = t/h V19= V17- V18= m3/h

W19=W17-W18= t/h

中矸磁选机：

入料：G35=G27+G34=+= t/h Gc35=Gc27+Gc34= += t/h Gf35=Gf27+Gf34= += t/h V35=V27+V34=+= m3/h W35=W27+W34=+= t/h

合格介质：Gf37=Gf35*%=*= t/h G37=Gf37/f37== t/h

Gc37 =G37-Gf37= t/h V37=G37/g== m3/h W37=V37Gf37fGc37c= /= m3/h

磁选尾矿:G36=G35-G37= t/h Gf36=Gf35-Gf37= = t/h Gc36=Gc35-Gc37= t/h V36= V35- V37= = m3/h W36=W35-W37= = m3/h

（3）介质系统补加介质的计算

把进入合介桶的悬浮液的磁性物量和磁选精矿中的磁性物含量之和与工作悬浮液中的磁性物含量的差值为要补加的介质量，水

量的计算与此相同

Gfx =Gf18+Gf37+Gf15+(Gf25+Gf28)+(Gf30+Gf32)-Gf=++++ t/h

Gcx =Gc18+Gc37+Gc15+(Gc25+Gc28)+(Gc30+Gc32)-Gc=++ ++++- = t/h Gx=Gfx+Gcx= t/h 故补加介质的量为 t/h

（4）浮选量的计算

浮选机入料水量的计算，高频筛筛上物带走的水量为W23=Q23*32/（100-32）=*32/68= m3/h 故进入浮选的水量为W38=W19-W23= = m3/h

浮选泡沫精煤液固比R= ,故 W39=Q39*R=*= m3/h W40=W38-W39= m3/h

浮选精煤带走的水量为W48=Q48*17/(100-17)=*17/83= m3/h W47 =W39-W48= = m3/h 浮选尾煤，W41=W36+W40=+= m3/h 一次浓缩机底流液固比R= 故W42=Q42*R=*3= m3/h W43=W41- W42= m3/h

浮选煤泥带走的水量W44=Q44*25/(100-25)=*25/75= m3/h W45= m3/h 故循环水量为W46=W47+W45+W43=++ = m3/h

水量平衡的验算：

① 进入某作业的水量应与该作业排出的水量相等

② 实现洗水闭路循环时，加入系统的总清水量应等于产品带走的总水量

③ 各作业所用的循环水量应与生产循环水的设备和作业返回的水量相等。

水量平衡表

选煤过程用水项目 精煤脱介筛喷水 循环水 中煤脱介筛喷水 矸石脱介晒喷水 介质系统补加水 原煤带入煤泥水 小计 精煤脱介筛喷水 清水 中煤脱介筛喷水 矸石脱介筛喷水 小计 全部用水量 水量，m3/h 选煤过程排水项目 精煤产品带水量 中煤产品带水量 产品带水量 矸石产品带水量 粗精煤带水量 浮选精煤带水量 浓缩物带水量 小计 浓缩机溢流水 返回循环水 浮选尾煤压滤机滤液 小计 排出总水量 浮选精煤压滤机滤液 水量，m3/h 循环介质系统平衡表

项目 原煤带入煤泥水 脱介用循环水 进入 脱介用清水 补充水 补加新介质 合计 精煤产品带走 中煤产品带走 排出 矸石产品带走 磁尾矿排出 各项指标 G,t/h Gf，t/h 0 Gc,t/h W,t/h 0 合计 差额