矿物加工课程设计课程大作业说明书。
学院：材料科学与工程学院
专业班级： 矿加11-2
学生姓名： 王泽阳
学号： 2011303004
指导教师： 张文利
2023年 12 月 1 日。
目录。1设计任务 3
2煤质资料分析 3
3工艺流程的计算 9
4工艺流程的评述 14
5主要工艺设备的选型与计算 14
6结束语 17
参考文献 17
处理能力为150万吨/年的矿井选煤厂，浮物年限为40年以上，工作制度每年工作330天，每天工作16小时（即两班生产、一班检修），原煤牌号为气煤，入厂的原料煤为该矿a、b两层煤，其中a层占入厂原煤54%、b层占入厂原煤46%。有关原料煤资料见表，工艺流程见附图。
最终产品质量要求：精煤灰分10.01～10.50%，精煤水分mt≤12%
根据给定的工艺流程、选煤方法及入选粒度上下限等进行资料综合，并进行校正；求的入选原煤的粒度组成，由此绘制出原煤可选性曲线，分析入厂原煤的性质。计算**见表。
根据各层煤数量占入厂原煤总量的百分数将两层原煤筛分试验结果综合的表1
将原煤中大于50mm粒级的破碎后的筛分试验结果综合。
将原煤中小于50mm粒级的筛分试验结果综合。
根据表2、表3的结果，将表2、表3综合得表4
根据a层煤自然级和破碎级所占本级数量将50～0.5毫米浮沉试验综合得表5
根据b层煤自然级和破碎级所占本级数量将50～0.5毫米浮沉试验综合得表6
根据各层煤数量占入厂原煤总量的百分数将两层原煤浮沉试验结果综合的表7
根据表7各密度占本级的产率得到a、b层混合煤50~0.5毫米级入选密度组成表8
原煤可选性曲线。
根据产品要求灰分10.01～10.50%查得理论分选密度为1.49-1.53，理论精煤产率75%-77%，±0.1含量为23%-24% ，为较难选。
分选密度±0.1含量评定可选性方法。
3.1 跳汰机选后产品设计数质量指标的**。
跳汰选产品设计指标计算的近似公式。
求得对应分配率来**产品产率。
主再选跳汰作业的计算：根据等λ原则确定主再选矸石段中煤段的分选密度，获得最高的精煤产率。
根据表9、表10对主再选产品的**得到主再选跳汰产品设计平衡表。
根据表11、表12综合得到表13
3.2 数质量流程的计算。
0、入厂原煤 （q0，γ0，a0）
1、入料 q1=q0 a1=a0 γ1=100%
q0---原煤小时处理量（t/h）
a0---原煤灰分。
0---原煤产率，γ1=100%
2、筛上物。
2=γ1-γ4=100-γ4 q2=q1-q4 a3=a+
3、筛下物。
3=γ-d·η q3=q1·γ3 a3=a-d
-d---筛孔为dmm时，理论筛下物产率。
---筛分效率。
4、检查性手选。
4=η3 q4=q2 a4=a2
5、破碎作业。
5=γ4 q5=q4 a5=a4
6、入选原煤的计算（主选跳汰作业入料量）
6=γ5+γ2=γ1=100% q6=q5+q2=q1 a6==a1
7、主选精煤溢流。
7=γ精+γ泥 a7= q7=γ7·q6=γ7·q0
8、主选中间产物——主选中煤。
8=γ中 a8=a中 q8=γ8·q6=γ8·q0
9、主选矸石。
9=γ6-γ7-γ8=100-γ7-γ8a9=a矸q9=q6-q7-q8=q0-q7-q8
10、再选精煤溢流。
10=γ精+γ次泥a10= q10=γ10·q0
11、再选中煤。
12、再选矸石。
13、溢流精煤入料。
13=γ精+γ泥a13= q13=γ13·q原。
14、再选中煤（含矸石）
14=γ8-γ10a14q14=q8-q10
15、筛上物。
15a15=a a=a q15=γ15·q原。
16、筛下物（13-0mm）
16=γ13-γ15a3= q16=q13-q15
末精煤脱水作业）γ=总精-γ a=
17、斗子捞取物。
17=γ+100-60） a17=
q17=γ17·q原。
18、斗子捞坑的溢流。
a18加权平均计算求得。
q18=（q16+q20+q22）-q17
19、（末精煤脱水作业）筛上物。
按数质量平衡原则，可求出γ19、a19和q19
20、筛下物。
20=γ·65% a20=a q20=γ20·q原。
21、离心脱水后的末精煤。
21=γ19-γ22 a21= q 21=q19-q22
22、离心液。
22=γ19·8% a22= q22=γ22·q原。
式中：γ=50% γ22-γ a=a13~0.5+2%
23、循环物料量。
24、煤泥浮选作业。
24=γ18·γ本a24=a精q 24=γ18·q 原。
25、尾煤的γ25、a25和q25按数质量平衡原则求出。
26、（浮选精煤过滤）产品。
26=γ24a26=a24 q26=q24
27、滤液 γ27，a27、q27均为零。
28、（细煤泥浓缩作业）底流。
28=γ25·100% a28=a25q28=q25
29、溢流 γ29、a29、q 29为零。
30、（浮选尾煤压滤）产品。
31=γ28 a31=a28q31=q28
32、滤液 γ31、a31、q31为零。
36、矿浆准备器入料。
用a3纸绘制出数质量流程图（见附表）
3.3 水量的计算。
计算内容：有关的工艺作业的用水量（循环水、清水），m3/h；各产物的水分（%）或含水量（m3/h）；全厂工艺用水总量（包括循环水和清水补加量），m3/h。
计算公式：mt=×100% w= vm=w+=q(r+)
p=×100% q= r=-
式中：w——水量（计算时不考虑其中的悬浮物），m3/h或t/h
mt——水分，即含水百分数，%
q——煤的绝对数量（计算时不考虑水的问题，按绝对干燥计算），t/h
vm——矿浆（即煤泥水）体积，m3/h
r——液固比（r=w/q）
δc——煤泥的真密度，t/m3
p——固体质量百分比浓度（p+mt=100%）
q——煤泥水的体积浓度，g/l或kg/m3
根据上述流程计算得到表15
从表1入厂原煤筛分试验综合表看出粒度大于50mm的产率很高，达29.77%
不宜采用常规性手选，宜采用检查性手选。
重力分选作业采用不分级跳汰主选+跳汰再选流程设置再选的意图是为了将由于人工操作不当造成损失在主选中煤里的精煤，通过再一次的分选**回来，提高了精煤的**。
跳汰机选后最终中煤和矸石的脱水采用斗提机利用重力实现固液分离。对跳汰溢流精煤，先进入脱水分级筛，筛孔尺寸为13mm，筛上物块精煤水分以满足要求，筛下物进入斗子捞坑进行沉淀分级，溢流进入煤泥水处理系统。沉在淀底部的末精煤和粗煤泥由斗。
式提升机提升出捞坑并在提升过程中初步脱水，然后进入脱泥筛喷水脱泥，脱出混杂在末精煤中的细泥。在采用离心脱水机进一步脱水。脱泥筛的筛下水和离心机的离心液返回斗子捞坑构成煤泥水局部循环，返回斗子捞坑的原因是可能由于脱泥筛筛孔磨损、离心机筛篮磨损部分粗煤泥跑粗，故返回斗子捞坑沉淀节流**。
捞坑的溢流先经浓缩机进行浓缩后进入浮选机，可以保证足够的入料浓度，减少浮选机台数，减少投资，同时由于存在煤泥浓缩机，有足够的缓冲余地，便于选煤厂的生产管理。精煤真空过滤机滤液由于含有浮选药剂故作为入浮稀释水。将煤泥浓缩机溢流、尾煤浓缩机溢流与尾煤压滤机滤液作为循环水。
单位负荷定额计算法就是按单位容积、或单位面积、或单位长度或单位时间等单位负荷指标来计算设备的生产能力。
筛分设备、跳汰机及真空过滤机的选型计算。
有单位负荷定额指标可查时。
所需筛面总面积：f=
需用台数：n=
式中：f——根据入料量计算得出的所需总面积，m2
k——负荷不均衡系数。
q——入料负荷，t/h
q——单位负荷定额指标，t/m2·h
斗子捞坑的沉淀面积计算。
粗煤泥分级时，，分级粒度一般取0.3~0.5mm，计算时，取溢流量等于入料量，则所需沉淀面积：
f=（k1w+k2）
式中：f——所需沉淀面积，m2
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