矿物加工课程设计课程大作业说明书

矿物加工课程设计课程大作业说明书学院（部）：材料科学与工程学院专业班级：矿加学生姓名：指导教师：张文利讲师2013年12 月 2 日目录1设计任务 (1)2煤质资料分析 (1)3工艺流程的计算 (4)4工艺流程的评述 (9)5主要工艺设备的选型与计算 (9)6结束语 (12)参考文献 (12)1设计任务处理能力为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76%、B层占入厂原煤24%。

有关原料煤资料见表1、2、5、6，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%.2煤质资料分析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；求的入选原煤的力度组成，由此绘制出原煤可选性曲线，分析入厂原煤的性质。

计算表格见表1、2、3、4、5、6、7、8。

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进行综合得表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11lg 553.1--=p e I t δδ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1.5理论精煤产率72.4%，δ±0.1含量为25%，属于稍难选。

3工艺流程的计算3.1 跳汰机选后产品设计数质量指标的预测跳汰选产品设计指标计算的近似公式求得对应分配率来预测产品产率。

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对主再选产品的预测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133.2 数质量流程的计算0、入厂原煤 （Q 0，γ0，A 0） 1、入料Q 1=Q 0 A 1=A 0 γ1=100% Q 0----原煤小时处理量（t/h ） A 0----原煤灰分γ0----原煤产率，γ1=100% 2、筛下物γ2=γ-d ·η Q 2=Q 1·γ 2 A 2=A -dγ-d ----筛孔为dmm 时，理论筛下物产率 η----筛分效率 3、筛上物γ3=γ1-γ2=100-γ 2 Q 3=Q 1-Q 2 A 3=A +d 4、检查性手选γ4=η 3 Q 4=Q 3 A 4=A 3 5、破碎作业γ5=γ 4 Q 5=Q 4 A 5=A 46、入选原煤的计算（主选跳汰作业入料量） η6=γ5+γ2=γ1=100% Q 6=Q 5+Q 2=Q 1 A 6=12255Q A Q A Q ⋅+⋅=A 17、主选精煤溢流 γ7=γ精+γ泥A 7=7A A γγγ泥泥精精⋅⋅+ Q 7=γ7·Q 6=γ7·Q 08、主选中间产物——主选中煤γ8=γ中 A 8=A 中 Q 8=γ8·Q 6=γ8·Q 0 9、主选矸石γ9=γ6-γ7-γ8=100-γ7-γ8 A 9=A 矸 Q 9=Q 6-Q 7-Q 8=Q 0-Q 7-Q 8 10、再选精煤溢流 γ10=γ精+γ次泥A10=10A A γγγ次泥次泥精精⋅⋅+ Q 10=γ10·Q 011、再选中煤 12、再选矸石13、溢流精煤入料 γ13=γ精+γ泥A 13=13γγγ泥泥精精A A ⋅+⋅ Q 13=γ13·Q 原14、再选中煤（含矸石）γ14=γ8-γ10 A 14=14101088λγγA A ⋅-⋅ Q 14=Q 8-Q 1015、筛上物 γ15=γ13+精γ13+精=γ5.0+总精·0.5~5013γγ原煤原煤+ A 15=A 13+精 A 13+精=A 5.0+总精 Q 15=γ15·Q 原16、筛下物（13-0mm ） γ16=γ13-γ15 A 3=1615151313γA γ-A γ Q 16=Q 13-Q 15（末精煤脱水作业）γ5.0~1316=γ总精-γ13+精A5.0~1316=5.0~13161313γγγ++⋅-⋅精精总精总精A A 17、斗子捞取物 γ17=γ5.0~1316+γ5.016-·（100-60） A 17=2-0.516-0.5160.5~13160.5~1316γA 60)-100(γA γ⋅⋅+⋅Q 17=γ17·Q 原18、斗子捞坑的溢流γ18=（γ16+γ18）-γ17=（γ16+γ20+γ22）-γ17A18加权平均计算求得 Q 18=（Q 16+Q 20+Q 22）-Q 17 19、（末精煤脱水作业）筛上物按数质量平衡原则，可求出γ19、A 19和Q 19 20、筛下物 γ20=γ5.017-·65% A 20=A 5.0-泥 Q 20=γ20·Q 原21、离心脱水后的末精煤 γ21=γ19-γ22A 21=2122221919γγγA A ⋅⋅- Q 21=Q 19-Q 2222、离心液γ22=γ19·8% A 22=225.05.0225.05.022γγγ--++⋅+⋅泥泥A A Q 22=γ22·Q 原式中：γ5.022-=γ5.019-×50% γ5.022+=γ22-γ5.022- A 5.0+泥=A 13~0.5+2%23、循环物料量24、煤泥浮选作业γ24=γ18·γ本 A 24=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 γ26=γ24 A 26=A 24 Q 26=Q 2427、滤液 γ27，A 27、Q 27均为零。

28、（细煤泥浓缩作业）底流γ28=γ25·100% A 28=A 25 Q 28=Q 2529、溢流 γ29、A 29、Q 29为零 30、（浮选尾煤压滤）产品 γ30=γ28 A 30=A 28 Q 30=Q 28 31、滤液 γ31、A 31、Q 31为零 32、精煤 通过加权平均求得 33、循环水34、煤泥浓缩机的底流 35、煤泥浓缩机的溢流 36、矿浆准备器入料用A3纸绘制出数质量流程图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），m 3/h ；各产物的水分（%）或含水量（m 3/h ）；全厂工艺用水总量（包括循环水和清水补加量），m 3/h 。

计算公式： M t =W Q W +×100% W=ttM QM -100 V m =W+c t Q δ=Q(R+c δ1) P=W Q Q +×100% q=cR δ11000+R=q 1000-c δ1式中：W ——水量（计算时不考虑其中的悬浮物），m 3/h 或t/h M t ——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/hV m ——矿浆（即煤泥水）体积，m 3/h R ——液固比（R=W/Q ） δc ——煤泥的真密度，t/m 3P ——固体质量百分比浓度（P+M t =100%） q ——煤泥水的体积浓度，g/L 或kg/m 3根据上述流程计算得到表154工艺流程的评述从表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30%，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收回来，提高了精煤的回收。

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。

沉淀在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回收。

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。

5主要工艺设备的选型与计算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=q Q K ⋅ 需用台数：n=f F 式中：F ——根据入料量计算得出的所需总面积，m 2K ——负荷不均衡系数Q ——入料负荷，t/hq ——单位负荷定额指标，t/m 2·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=q 1（K 1W+K 2δQ ） 式中：F ——所需沉淀面积，m 2K 1——煤泥水系统的不均衡系数K 2——干煤泥的不均衡系数W ——进入设备的水量，m 3/hQ ——进入设备干煤泥量，t/hδ——煤泥密度，t/m 3，取1.5~1.6Q ——单位沉淀面积处理能力，m 3/m 2h台数的确定： n='F F 式中：F ’——单台设备的沉淀面积，m 2离心脱水机所需台数计算（需备用一台）： n=cQ Q K ⋅ 式中：K ——入料不均衡系数Q ——入料量，（t/h ）Q c ——单台处理能力（t/台·h ）浮选机所需台数的计算确定方法（1）采用单位容积负荷定额指标计算当采用浓缩浮选流程时，或入浮矿浆浓度>80g/L 时，按单位容积的干煤泥处理量计算台数。

即：需要总容积：V=q K Q K v ⋅⋅ 需要总槽数：i=1V V 需用浮选机台数：n=1i i 个各中：K ——入料不均衡系数Q ——入料干煤泥量，t/hK v ——容积有效利用系数，取0.85q ——单位容积干煤泥处理量，t/m 3·hV 1——单槽容积，m 3 （容积下限最低8m 3）i 1——单台浮选机槽数（取4）6结束语通过本作业，加深对矿物加工工程设计这门课程的理解，在给定原煤资料、工艺流程和其他一些已知条件的基础上，完成本作业的相关计算，为设计某矿井选煤厂而进行的原料煤资料综合与分析、工艺流程计算及主要工艺设备选型等工作，为以后的毕业设计打下良好的基础。