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1、第四章 工艺流程计算4.1 工艺流程计算的目的、依据和原则4.1.1 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，是在已确定的工艺流程和工作制度下进行的。工艺流程计算应达到以下目的：（1） 计算出各作业入料和排料的数量和质量。（2） 使整个工艺流程的煤、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的依据。（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。4.1.2 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字的可靠性，在工艺流程计算时必须依据：
2、（1） 已经科学合理地选择确定的工艺流程。（2） 已经整理合格的入选原料煤的筛分、浮沉及可选性试验资料。（3） 设计规范规定选择并符合实际的各种技术参数。（4） 设计委托书中规定的选煤厂年生产能力和工作制度。由此推算出的小时处理量： （4-1）式中：选煤厂小时处理量，t/h；选煤厂年生产能力，t/a；T 选煤厂年工作日数，d/a；t 选煤厂日工作小时数，h/d非用户型选煤厂年工作日数可选为330天,每日两班生产，工作按16小时计，即T=330，t=16。用户型选煤厂的年工作制度可以与所服务的用户厂一致。4.1.3 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。
3、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的事项： 对于灰分、硫分等指标必须用加权平均的方法进行计算。 水分指标采用水量平衡原理进行计算。 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。例如，计算各作业的质量百分数时，必须以入选原煤100%为基数；又例如，水量必须均采用t/h或m3/h同一计量单位方可进行运算。 计算固体物料数量平衡时，应采用干燥基进行。 进行工艺流程计算时，必须按照作业顺序进行。4.2 准备作业的计算4.2.1 入料数、质量的计算根据给定的厂型年处理量240万吨（原煤），可计算出选煤厂的小时
4、处理量。把240万吨/年代入公式4-1得： (t/h)现规定入选原煤的水分为5%，则可以计算出原煤含水量和干煤量（不含水）： W=5%=22.73（m3/h） (t/h)式中：W原煤含水量，m3/h；Q原煤中除去水后的干煤量，t/h4.2.2 预先筛分作业的计算预先筛分的筛孔尺寸为50mm，筛分效率直接取100%计算即可。检查性手选只拣出木块、铁器和少量的大块矸石，因此经过检查性手选，认为在数量和质量指标方面不变。本流程采用开路破碎流程（只有对入料的粒度有严格要求的时候才采取闭路破碎），经过破碎作业认为只有粒度上的变化，而破碎前后的数、质量不变。经过准备作业原煤的水分不变。查原煤筛分资料综合表
5、得：筛下物，（1） 筛下物数、质量计算筛下=100%80.76%=80.76%Q筛下= Q=80.76%431.82=358.67 （t/h）A1=25.05%（2） 筛上物数、质量计算Q筛上=Q-Q筛下=431.82-358.67=73.15 （t/h）筛上=100-筛下=100%-80.76%=19.24% A2=34.56% 4.2.3 破碎作业的计算本流程采用开路破碎作业。经破碎后，认为只有粒度的变化，而破碎前后数、质量不变。4.2.4 选矸作业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、质量方面的指标不变。经过准备作业原煤的水分不变。由上述计算可得
6、如下计算表4-1：4-1 准备作业计算选煤厂年生产能力 =240Mt/a原煤Q，t/h，%A，%431.821000026.88预先筛分筛上73.1519.2434.56筛下358.6780.7625.054.3 主选作业的计算主选作业指的是重介旋流器分选的有关计算，它是选煤过程中最重要的一个环节，也是流程计算中的一个重点。4.3.1旋流器入料及产品预测的计算（1） 入料组成的计算三产品无压旋流器的入料为准备作业完成后的煤流，可以看做与毛煤的数质量不变。其入料组成为50-0mm粒级煤以及入料中的50-0.5粒级含量的7%的次生煤泥。因为在旋流器的分选过程中0.5mm粒级的煤泥是不参与分选而作为
7、悬浮液组成的一部分，所以必须计算出2020-1515-1010不分级选煤肥、焦、瘦10-129-107-85-7其他煤种7-86-75-63-4旋流器入料组成计算见表4-3：表 Error! No text of specified style in document.3 旋流器入料的组成计算Q, t/h占全样, %Ad, %旋流器入料431.82 100.00 26.88入料中带入煤泥57.9913.4323.51次生煤泥27.086.2727.84其中入料中煤泥数质量见表4-4：表 44 旋流器入料中煤泥数质量煤泥名称原生煤泥10.4218.74浮沉煤泥3.0131.08次生煤泥6.272
8、7.84总计19.7123.52参与分选分选物料煤是除去表4-3中的煤泥的量，数量上用旋流器入料的总量减去0.5mm含量即可，灰分可通过加权平均的办法求得。结果见表4-5：表 45 旋流器入料中50-0.5mm含量旋流器入料组成Q，t/h占全样，%灰分，%50-0.5mm364.9680.2927.71（2）分选指标的选取分选指标的选取的目的是使得全厂的精煤产率最大。根据等灰分原则，根据要生产精煤的等级（即精煤的灰分）在全部原煤即50-0mm粒级的可选性曲线上取得基元灰分即边界灰分，然后根据等灰分原则在重介旋流器的入料的实际参与分选的50-0.5mm粒级可选性曲线上可取得一系列指标。此时可保证
9、全厂精煤产率的最大化。（3）原煤50-0mm可选性曲线的绘制及边界灰分的选取原煤50-0的浮沉综合可以由原始资料中50-0.5mm的浮沉组成、原生煤泥的浮沉组成和浮沉煤泥浮沉组成三个表综合而来。而原始资料中没有给出浮沉煤泥的浮沉组成，认为其密度组成和原生煤泥的煤泥的组成相同，然后通过校正灰分的方法进行调整。校正方法同表2-17中的校正办法。原生和浮沉煤泥校正浮沉表见表4-6：表 Error! No text of specified style in document.6 原生煤泥和浮沉煤泥综合浮沉校正表密度级/kg/L校正前/%产率校正值/%校正后/%产率灰分产率灰分1.8010.3664.
10、404.8115.1864.40合计100.0017.940.00100.0021.02将表4-6和表4-7综合可得到原煤50-0mm粒级的浮沉表，结果见表4-7：表4-7 50-0mm浮沉实验综合表密度级kg/L煤一（K=25）煤二(K=10)煤三(K=65)综合（K=100）占本层灰分占本层灰分占本层灰分占全样灰分1.81.2967.400.5274.941.6952.461.4756.52合计12.9016.966.8618.0810.0219.6910.4218.74根据表4-7可得原煤50-0mm粒级可选性曲线，并在该表上根据所需生产的精煤的灰分可以得出整个作业的分选的边界灰分。曲线
11、见图4-1：图4-1 50-0mm粒级可选曲线因为生产中的要求为9级精煤，故灰分取9%，然后从图4-1可得边界灰分为16.00%。（2）旋流器入料的可选性曲线的绘制及分选指标的选取旋流器入料量除去其中所有煤泥后可得参与分选的50-0.5mm粒级的数质量，并通过原煤50-0.5mm的浮沉表校正可得该入料中50-0.5mm粒级的浮沉组成。根据表2-9可得旋流器入料50-0.5mm的可选性曲线，并通过等边界灰分原则可以选取一系列指标，见图4-2：图4-2 50-0.5mm粒级可选性曲线本次设计生产灰分要求9.00 %。从Error! Reference source not found.2可以确定理
12、论分选密度为=1.390g/cm3，又0.140%可选性评定为极难选。根据表4-8可以确定实际分选密度为p1=1.35 g/cm3，p2=2.20g/cm3。表4-8 实际与理论分选密度差值含量10.010.1-20.020.1-30.030.1-40.040.0可选性等级易选中等可选稍难选难选极难选密度差值范围/ gcm-30-0.040-0.050-0.060.02-0.080.04-0.10为了计算的方便，本设计中旋流器产品预测采用公式法计算产品的份分配率，见公式4-2:式中：分配率实际分选密度每一密度级的平均密度可能偏差又根据资料，重介质旋流器一段分选的可能偏差取0.03，二段分选的可
13、能偏差取0.06。精煤段将p1=1.35g/cm3，E1=0.03带入公式4-2：密度级-1.30g/cm3（取1.20g/cm3），密度级1.30-1.40 g/cm3（取1.35 g/cm3），密度级1.40-1.50 g/cm3（取1.45 g/cm3），密度级1.50-1.60 g/cm3（取1.55 g/cm3），密度级1.60-1.80 g/cm3（取1.70 g/cm3），密度级1.80 g/cm3（取2.10 g/cm3），中煤段将p2=2.20 g/cm3，E2=0.06带入公式4-2：密度级-1.30g/cm3（取1.20g/cm3），密度级1.30-1.40 g/cm3（
14、取1.35 g/cm3），密度级1.40-1.50 g/cm3（取1.45 g/cm3），密度级1.50-1.60 g/cm3（取1.55 g/cm3），密度级1.60-1.80 g/cm3（取1.70 g/cm3），密度级1.80 g/cm3（取2.10 g/cm3），根据计算得分配率的指标可以得到旋流器分选出的精、中、矸的数质量的大小，计算结果见表4-9：表4-9 无压给料三产品重介质旋流器产品设计指标计算表密度入料二段入料精煤矸石中煤密度级，%Ad，%，%，%Ad，%，%Ad，%，%，%Ad，%，%Ad，%123456789101112131.814.53 74.27 100.00 14
15、.53 72.10 0.00 74.27 13.81 2.47 74.27 15.44 74.27 合计100.00 27.73 45.72 40.37 31.98 8.94 2.48 74.25 65.54 35.14 根据表4-9可得旋流器入料中500.5mm 粒级在产品中的分配，结果见表4-10（均为干燥基）：表4-10 三产品无压旋流器入料500.5mm 在产品中的分配产品占本级AdQ占全样一段产品精煤31.988.94110.8680.29二段产品中煤65.5435.14227.25矸石2.4874.258.58总计100.0026.64346.704.3.2 工作悬浮液的各项指标的
16、计算（1） 工作悬浮液指标的确定工作悬浮液的密度取决于分选密度，对于块煤重介不存在强烈的上升或是下降液流的影响，可以认为工作悬浮液的密度等同于分选密度；对于重介旋流器工作悬浮液的密度低于分选密度。可从图4-3关系曲线上查出。图4-3由上表可查的工作悬浮液的密度为=1.33g/工作悬浮液是由入选原煤带入悬浮液（煤泥和水）和循环悬浮液共同组成的，其中循环悬浮液的量可根据经验指标进行选取，本次设计选取4.0m3/t煤，并根据旋流器入料中的500.5mm 粒级的干燥基量确定最终的循环悬浮液的量。入料带入的煤泥量和水量由预先脱泥筛的筛上物即旋流器入料的数质量和水分的大小进行确定。并根据经验选取悬浮液固体
17、中煤泥的含量为58%，磁性物的含量为42%时，即可保证悬浮液的稳定性。（2） 悬浮液指标的计算工作悬浮液中的磁性物的密度为4.50 g/ml，煤泥的密度需根据煤泥的组成，即根据旋流器入料中的煤泥的数质量再由原煤原生煤泥的浮沉组成表校正该煤泥的密度组成，然后经过各密度级加权平均的方法即可得到该煤泥的密度。通过计算可知，悬浮液中煤泥的平均密度为1.47 g/ml。悬浮液总量的计算见公式（4-3）： （4-3）式中：旋流器入料的水分，%；旋流器入料，t/h；旋流器入料干原煤量，t/h；旋流器入料带入水的体积，m3/h；旋流器入料带入煤泥，t/h；旋流器入料带入煤泥水体积，m3；旋流器入料中-0.5m
18、m煤泥含量；非磁性物煤泥的真密度，g/c根据公式（4-3）可以计算出工作悬浮液的总量，结果见表4-11：表4-11 悬浮液总量的计算5.00454.55431.8222.7357.781.4713.381727.2780.621807.90工作悬浮液中固体物的密度计算公式： （4-4）式中： 工作悬浮液中固体物密度，g/cm3； 悬浮液中非磁性物煤泥真密度，g/cm3；悬浮液中磁性物密度，g/cm3；悬浮液中磁性物煤泥含量，%； 悬浮液中非磁性物煤泥含量，%；其中，与可先取50%，然后计算出值，根据工作悬浮液的密度计算公式，解得固体容积浓度，由于值最大不得超过35%，根据比较适当选取与。悬浮液
19、中非磁性物与磁性物体积含量的计算见公式（4-5）： （4-5）式中：悬浮液中水的体积含量，%；悬浮液中非磁性物体积含量，%；悬浮液中磁性物体积含量，%；工作悬浮液中各项指标的计算见公式（4-6）： （4-6）式中的、分别为工作悬浮液单位体积中固体、磁性物、非磁性物和水的含量，t/m3。根据上述的悬浮液指标的计算方法，可计算得工作悬浮液的各项指标，结果见表4-12：表4-12 工作悬浮液各项指标2.051.47 4.50 58.00 42.00 31.441.3326.196.2067.610.640.270.370.691165.00489.30675.701239.504.3.3 工作悬浮液
20、在产品中的分配的计算在分选过程中工作悬浮液要不断地随着产品的排出而排出，计算悬浮液在产品中的分配是介质计算中的重要环节。（1） 计算说明密度选取原则：关于实际分选密度与工作悬浮液密度的区别：对于三产品无压给料旋流器，已知其分选密度，可根据分选密度与工作悬浮液密度的关系，查出工作悬浮液的密度。对于三产品无压给料旋流器来说，随精煤产物排出的悬浮液密度比入料悬浮液低0.10.2，根据随精、中、矸各产品排出排出的悬浮液的体积比为6:3:1可计算出第二段悬浮液的密度。由“磁性加重质悬浮液的密度与底流和溢流密度之间的关系”曲线图，查得随中煤排出悬浮液的密度。根据随中、矸各产品排出的悬浮液的体积比为3:1可
21、计算出随矸石排出的悬浮液密度。（2） 根据以上叙述可有如下计算过程：W1+Gc1+Gf1=M1W2+Gc2+Gf2=M2 W3+Gc3+Gf3=M3 （4-7）Gc1:Gc2:Gc3=0.5:0.35:0.15V1:V2:V3=6:3:1W1:W2+W3=0.55:0.45 注：对于末煤重介选，底流悬浮液中的磁性物含量比入料高5%15%。式中：随精煤排出悬浮液中水的量，t/h；随中煤排出悬浮液中水的量，t/h；随矸石排出悬浮液中水的量，t/h；随精煤排出悬浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；随中煤排出悬浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；随矸石排出悬浮液中非磁性物煤泥的量，t/h；随精煤排出悬浮液中磁
22、性物煤泥的量，t/h；随中煤排出悬浮液中磁性物煤泥的量，t/h；随矸石排出悬浮液中磁性物煤泥的量，t/h；随精煤排出悬浮液的体积，m3/h；随中煤排出悬浮液的体积，m3/h；随矸石排出悬浮液的体积，m3/h；随精煤排出悬浮液的质量，t；随中煤排出悬浮液的质量，t；随矸石排出悬浮液的质量，t；上述公式建立在煤泥质量平衡、水量平衡和介质平衡的基础上，只有这样才能达到悬浮液的平衡。根据上述计算方法得出计算结果见表4-13：表4-13 悬浮液在产品中的分配一段精煤1.27681.73439.20256.691084.741377.62二段中煤1.19354.85202.7189.66542.37647
23、.23矸石2.10202.9233.78142.95180.79379.66小计1.42557.78236.49232.61723.161026.88总计1.331239.50675.70489.301807.902404.504.3.4 产品脱介的计算（1） 根据已确定的流程，第一次脱介为预先脱介，采用弧形筛，由经验取精煤段脱介量为入料悬浮液的80%，中煤段为70%，矸石段为60%。经过弧形筛的工作悬浮液的性质不变。第二次脱介采用直线振动筛，前1/3段脱除的是合格介质，悬浮液的性质不变；后2/3段脱出的为稀介质，全部进入磁选机进行磁选回收精矿，要加两道喷水，第一道用循环水，第二道用清水或澄清
24、水，两者的用量比为2:1.脱除的介质量一般用经验指标法。指标的选取见表4-14：表4-14 脱介筛产品进入稀介段带磁性物数量指标品种粒度，mm磁性物数量，kg/t大块煤5010中块煤13（25）5020末煤13（25）50按照经验指标的计算方法，物料由脱介筛合格介质段进入喷水的稀介质段时，该物料表面所带走的磁性数量N的经验指标见表4-13,。根据经验，对于500.5mm粒级入选的作业，一般取40kg/t。产品带入稀介质段悬浮液的体积为： （4-8）式中：产品带入稀介段的悬浮液的体积，m3；脱介筛产品进入稀介段所带磁性物数量指标，kg/t；产品的数量，t；进入直线振动筛的悬浮液的单位体积的固体重
25、量，t/m3；进入直线振动筛的悬浮液的磁性物含量，t/m3；注：磁性物与非磁性物的含量之和为1.根据上述公式，可计算出各产品脱除悬浮液的各个指标，见表4-15：表4-15 重选后脱介各项指标计算表弧形筛段脱介精煤556.71205.35351.36545.38867.79中煤204.6662.76141.90248.40379.66矸石106.0485.7720.27121.75108.47脱介筛前1/3脱介精煤127.1646.9080.25124.57198.21中煤58.0717.8140.2670.48107.73矸石70.2756.8413.4380.6871.88脱介筛后2/3脱介
26、精煤11.874.387.49163.34170.22中煤29.278.9820.29336.74355.55矸石0.420.340.0811.7311.67(3)要计算脱介筛第二段脱除的介质的量即稀介质量必须要求得经过脱介筛后产品带走的悬浮液的量，产品带走磁性物数量的指标可按表4-16选取：表4-16 产品带走磁性物数量指标品种粒度，mm磁性物数量，kg/t大块煤500.20.3中块煤13（25）500.30.4末煤13（25）0.50.7对于500.5mm粒级的原煤，认为产品带走磁性物数量为0.5kg/t。通过表4-15中关于产品带走磁性物的量，可以计算出其他指标，计算公式见（4-9）：
27、（4-9）式中产品带走的磁性物重量，t/h；产品带走的非磁性物重量，t/h；产品带走的磁性物和非磁性物之和，t/h；品带走的磁性物的数量指标，kg/t；产品数量，t；悬浮液磁性物含量，t/m3。注：磁性物与非磁性物的含量之和为1。经稀介段脱介后产品所带走的磁性物数量M可按经验数据进行选取，对于500.5粒级进行入选的作业一般取0.5kg/t左右。经过脱介的产品的水量指标为：经过脱水筛的精煤水分为11%，中煤15%，矸石16%。其他过程按水量、煤泥和介质量的平衡计算即可。根据以上的叙述方法，可得产品带走的悬浮液的各个指标，结果见表4-17：表4-17 产品带走悬浮液的各项指标块精煤36.150.
28、010.030.023.583.590.309.00末精煤74.710.040.120.0811.1611.230.6013.00中煤227.250.110.370.2640.1040.300.5015.00矸石8.580.000.010.001.631.640.5016.004.3.5 精煤离心机的1计算由于筛面磨损等原因，离心机不仅脱除0.5mm的煤泥，还脱除了一些稍大于0.5mm的粗煤泥，为了计算方便，认为离心液中只含有0.5mm的煤泥，进入离心液的煤泥占入料中煤泥的50%，而且精煤所带走的磁性物全部进入离心液。经离心机脱水后的产品水量取7%，计算结果见表4-18：表4-18 精煤离心机
29、产品各项指标入料74.7111.1617.318.950.040.08末精煤69.525.2316.108.800.000.04溢流5.195.931.2011.030.040.044.3.6 分流量的计算介质过程必须考虑分流，因为入料中不断的带入煤泥，使介质的非磁性物的数量不断的增加，有时入料带来过多的水分，还有时因为介质流程的缺点，使细煤泥的加重质逐渐流失，造成工作悬浮液的性质改变。为了保持稳定的分选密度，必须严格控制补加浓介质量和补加水量，合理调整分流量，保持悬浮液处于稳定的平衡状态。本设计中只在精煤弧形筛脱除的悬浮液下设分流。重介质选煤过程中，进入悬浮液系统中的煤泥有两部分：由原料煤带
30、入的原生煤泥和在分选过程中产生的次生煤泥。从悬浮液系统中排出的煤泥有：产品带走的煤泥，稀介质和分流进入磁选机以尾矿形式排出的煤泥。按照数质量进出平衡原则，二者应达到一种动态平衡。即入选原煤带入的煤泥+产生的次生煤泥=产品带走的煤泥+磁选尾矿排出的煤泥。根据煤泥平衡的原理建立公式（4-10）： (4-10)式中：分流悬浮液的固体量，t/h；入选原煤带入的煤泥，t/h；分选过程中产生的次生煤泥，t/h；精煤脱介筛下稀介质和精煤离心机离心液中的磁性物量，t/h；中煤脱介筛下稀介质中的磁性物量，t/h；矸石脱介筛下稀介质中的磁性物量，t/h；精煤脱介筛下稀介质和精煤离心液中的煤泥量，t/h；中煤脱介筛
31、下稀介质中的煤泥量，t/h；矸石脱介筛下稀介质中的煤泥量，t/h；精煤带走的煤泥量，t/h；中煤带走的煤泥量，t/h；矸石带走的煤泥量，t/h；磁选精矿中的磁性物含量，%；分流悬浮液的煤泥含量，%；磁选效率，取99.80%。公式4-10中的指标可从本章中对应的表格中查取，其结果见表4-19：表4-19 分流计算数据431.8258.0327.0813.446.2795.0063.114.388.980.347.4920.290.080.100.260.0099.805.2594.16把表4-19中数据带入公式（4-10），可计算出分流的悬浮液固体量，又可算出分流悬浮液的各个指标（分流悬浮液和精
32、煤段合格介质性质相同），计算结果见表4-20：表4-20 分流悬浮液的指标94.160.6434.7359.4392.25146.78867.790.17表4-20中为精煤段弧形筛所脱除的悬浮液的体积，为分流率即分流的体积占精煤弧形筛脱除的介质的体积的大小。从表4-20中可以看出，分流率很小，也就说分流的悬浮液的量也很小，原因是原煤进入旋流器分选前已经预先脱泥，带入的煤泥的量相对要小，导致分流的量较小。4.3.7 磁选作业的计算磁选的目的是保证悬浮液中的非磁性物即煤泥的含量稳定，将带入煤泥量按相同的速度不断地排出，达到净化悬浮液的目的。一般净化悬浮液的量占工作悬浮液量的比例不大于10%20%，
33、在正常的情况下磁选效率一般可达到=99.80%，故磁选物在磁选精矿中的重量为Gf=Gf，通常磁选精矿中的磁性物的数量和磁选精矿悬浮液的密度在设计中是预先确定的，一般取=2.0g/cm3，=95%。计算公式见（4-11）： （4-11）式中：单位体积悬浮液的水量，t/m3。 磁选精矿单位体积固体含量，t/m3。其余符号意义与公式（4-6）相同。磁选尾矿的量由悬浮液数质量平衡原理计算出来即可。经磁选机磁选后的悬浮液的性质是相同的，直接综合计算即可，磁选机入料见表4-21。表4-21 磁选机入料的计算Adc精煤95.98 50.63 45.35 331.95 260.37 22.37 2.00 1.
34、47 中煤112.70 67.16 45.53 395.99 369.36 24.67 2.00 1.47 矸石0.42 0.34 0.08 11.67 11.73 23.52 2.00 1.47 根据表4-21及公式（4-11），可计算得经过磁选后的精矿和尾矿的指标，结果见表4-22：表4-22 磁选精矿和尾矿数质量表Adff精煤段精矿53.1950.532.6640.1527.1123.5299.8095.004.50尾矿42.790.1042.69291.80233.2522.30中煤段精矿70.5667.033.5353.2635.9723.5299.8095.004.50尾矿42.1
35、40.1342.00342.73333.3924.77矸石段精矿0.360.340.020.270.1823.5299.8095.004.50尾矿0.060.000.0611.4011.5523.524.3.8 介质系统补加水和介质的计算把进入合格介质桶的悬浮液的磁性物含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作为要补加的介质量，水量的计算与此相同。所需补加的非磁性物的量即煤泥的量一定是和原煤入料所带入的煤泥量相同的，这才能维持悬浮液性质的稳定。此计算过程自诩将脱介和磁选环节悬浮液数质量相综合即可。要计算补加到合格介质桶的水和介质的量，必须计算出整个作业环节中返回到合格介
36、质桶的悬浮液的数质量，根据流程，返回合格介质桶的悬浮液有弧形筛、脱介筛晒下的合格介质以及磁选精矿，综合结果见表4-23：表4-23 返回合格介质桶的悬浮液各项指标1079.47488.89590.591124.88返回到合格介质桶的悬浮液的各项指标，与工作悬浮液的各项指标的差值即可求得需补加的水、介质及煤泥的量，其中补加介质的量为产品带走和损失在磁选尾矿中的煤泥量的综合，补加煤泥的量即为旋流器入料中带入的煤泥量。4.4 粗煤泥回收作业的计算根据流程，粗煤泥回收作业主要有煤泥重介质旋流器、精煤泥脱水回收、中煤泥脱水回收等环节。4.4.1 煤泥重介质分选的计算利用两产品重介质旋流器对粗煤泥进行回收是当前比较成熟的煤泥回收技术，也是在选煤厂中应用较为广泛的煤泥回收流程之一。（1） 0.50mm可选性曲线的绘制及边界灰分的选取原生和浮沉煤泥校正浮沉表见表4-24：表4-24 原生煤泥和浮沉煤泥综合浮沉校正表密度级校正前产率校正校正后占本级灰分占本级灰分1.317.02
