煤矿实现50~0毫米原煤全入洗选煤厂工艺及设备概况

煤矿实现50~0毫米原煤全入洗选煤厂工艺及设备概况煤矿实现50~0毫米原煤全入洗选煤厂工艺及设备概况根据市场对喷吹煤需求，公司计划将煤矿原煤全部入洗生产喷吹煤。下面结合煤矿井下生产情况及选煤厂现状对选煤设备进行初步概算，以供领导决策参考。一、设备概况选煤主要设备概况一览表设备名称型号数量（台）单价总价备注脱泥筛36751   旋流器1200/8501  分选弧形筛弧度角60°，曲率半径2米，长2米，宽3米。1  精煤弧形筛弧度角60°，曲率半径2米，长2米，宽3米。1  矸石弧形筛弧度角60°，曲率半径2米，长2米，宽1.2米。1  中煤脱介筛30601  精煤脱介筛30601  矸石脱介筛12241  中煤脱水机WZY11001  重介精煤脱水机 1  煤泥磁选机1500*40001  精煤稀介磁选机1500*40001  中煤—矸石稀介旋流器Φ500*99  分级弧形筛 1  脱水浮选机5室12米32   浓缩机Φ241  浮选尾煤压滤机500米25  浮选精煤压滤机500米25  浮选尾煤合计 34   二、计算过程1、基础资料（以煤矿12煤为基准）煤矿自然级（12煤）筛分试验报告报告日期：2008年6月粒级（毫米）产率（%）Ad（%）筛上累计（%）产率Ad50~2519.7070.9219.7070.9225~1313.0666.6732.7669.2313~610.9554.0343.7165.426~312.5346.4656.2461.193~0.519.4829.2675.7252.980.5~024.2823.7010045.87合计10045.87  注：＋50毫米粒级占全级16.52%。煤矿原煤（12煤）50~0.5毫米粒级浮沉试验报告（校正后）报告日期：2008年6月密级产率（%）Ad（%）浮物累计（%）产率Ad－1.32.102.982.102.981.3~1.423.864.6525.964.511.4~1.58.4710.5834.436.011.5~1.62.2717.4136.706.711.6~1.82.9828.8639.688.38＋1.860.3284.5010054.30小计10054.30  带煤泥95.8054.30  煤泥4.2022.83  合计10052.98  煤矿原煤（12煤）小筛分试验报告报告日期：2008年6月网目产率（%）Ad（%）浮物累计（%）产率Ad＋8068.5424.6468.5424.6480~10012.8123.7181.3524.50100~1201.6121.2582.9624.43120~2002.5421.4385.5024.34－20014.5019.9110023.70合计10023.70  其主要工艺流程：原煤分级，＋1毫米粒级进入三产品旋流器分选，生产精煤、中煤、矸石三种产品；－1毫米粒级经分级旋流器分级，＋0.25毫米粒级进入TBS分选，生产TBS精煤和矸石，视总精煤灰分情况可分出部分或全部入料脱水后直接作为精煤；－0.25毫米粒级进入浮选机分选，生产浮选精煤和浮选尾煤。选煤原则流程见上图。（一）、数质量流程计算1、选煤厂工作制度由于不设原煤缓冲仓，选煤厂工作制度与井下同步，年工作330天，每天工作20小时。原煤量按最高6000吨/天计算，小时处理量300吨/小时。2、脱泥筛（筛缝0.5毫米）由筛分资料得出：入料中－0.5毫米粒级含量24.28%，脱泥效率取85%，筛下物产率：24.28%×85%＝20.64%小时筛下物：300×20.64%＝61.92（吨）筛上物小时量：300－61.92＝238.08（吨）。3、重介分选专业计算三产品旋流器入料中－0.5毫米煤泥占本级含量：（24.28-20.64）÷（100－20.64）×100%＝4.59%入料中煤泥含量小于6%，符合设计要求。三产品旋流器一段可能偏差0.025，分选密度1.65g/cm3；二段可能偏差0.035，分选密度1.90g/cm3。三产品旋流器产品计算表及选后产品平衡表见表1—1、表1—2。三产品旋流器产品计算表表1—1密度原煤精煤中煤矸石γ(%)Ad(%)ε1(%)γ1(%)Ad（%）γ入(%)ε1(%)γ2(%)Ad（%）γ3(%)Ad（%）-1.32.102.981002.102.980     1.3~1.423.864.6510023.864.650     1.4~1.58.4710.581008.4710.580     1.5~1.62.2717.4199.652.2617.410.011000.0117.410 1.6~1.82.9828.868.850.2628.862.7299.992.7228.860 +1.860.3284.500084.5060.322.681.6284.5058.7084.50合计10054.30—36.956.8763.05—4.3549.5558.7084.50三产品旋流器选后产品实际平衡表表1—2产品名称产率（%）Ad（%）占本级占全级精煤36.9525.636.87中煤4.353.0249.55矸石58.7040.7184.50小计10069.3654.30带煤泥87.4069.3654.30入料煤泥4.593.6423.70浮沉煤泥4.013.1822.83次生煤泥4.003.1854.30合计10079.3651.64三产品旋流器精煤产率：25.63%＋3.64%＋3.18%＋3.18%＝35.63%精煤量：300×35.63%＝106.89（吨/时）精煤灰分：（25.63×6.87＋3.64×23.70＋3.18×22.83＋3.18×54.30）÷35.63＝14.25%中煤产率：3.02%  中煤量：300×3.02%＝9.06（吨/时）矸石产率：40.71%  矸石量：300×40.71%＝122.13（吨/时）4、重介精煤脱水机脱水机入料占全级35.63%，小时入料量106.89吨。－0.5毫米煤泥全部进入离心液，精煤产率：25.63%，产量：300×25.63%＝76.89（吨/时）离心液中煤泥产率：35.63%－25.63%＝10%煤泥量：300×10%＝30（吨/时）煤泥灰分：（3.64×23.70＋3.18×22.83＋3.18×54.30）÷10＝33.15%5、分级旋流器分级旋流器入料占全级：20.64%＋10%＝30.64%灰分：（20.64×23.70＋10×33.15）÷30.64＝26.78%分级旋流器分级粒度0.25毫米，分级效率取80%，＋0.25毫米粒级全部进入底流，根据煤泥小筛分资料，溢流产率：57.60%×30.64%×80%＝14.12%，灰分28.44%溢流中煤泥量：300×14.12%＝42.36（吨/时）底流产率：30.64%－14.12%＝16.52%，灰分25.36%。底流中煤泥量：300×16.52%＝49.56（吨/时）。6、煤泥弧形筛暂不考虑TBS分选机，分级旋流器底流脱水后直接作为精煤回收。煤泥弧形筛入料占全级16.52%，小时入料量49.56吨。弧形筛脱泥效率60%，筛下煤泥产率：（17.65%－14.12%）×60%＝2.12%煤泥量：300×2.12%＝6.36（吨/时）筛上物产率：16.52%－2.12%＝14.40%煤泥量：49.56－6.36＝43.20（吨/时）7、煤泥离心脱水机－0.25毫米煤泥全部进入离心液。产品产率：12.99%，产量：300×12.99＝38.97（吨/时），灰分24.53%。8、浮选机分选作业浮选机入料占全级17.65%，入料量：300×17.65%＝52.95（吨/时），灰分28.44%。由于没有－0.25毫米煤泥小浮选试验资料，本计算参照现场生产实际数据，浮选精煤灰分9%，浮选尾煤灰分60%，浮选精煤产率：（60－28.44）÷（60－9）×17.65%＝10.92%浮选精煤量：300×10.92%＝32.76（吨/时）浮选尾煤产率：17.65%－10.92%＝6.73%浮选尾煤量：300×6.73%＝20.19（吨/时）。9、浓缩机浓缩机入料占全级6.73%，底流产率等于入料。10、浮选精煤压滤机浮选精煤压滤机产品产率等于浮选精煤量。11、浓缩底流压滤机浓缩底流压滤机产品产率等于浓缩机入料量。（二）、水量循环系统计算1、脱泥筛脱泥筛一吨原煤需水量1.5米3，总用水量：300×1.5＝450（米3/时）取筛上物水分12%，筛上物带走的水分量：238.08×12÷（100－12）＝32.47（米3/时）筛下水量450－32.47＝417.53（米3/时）2、脱介筛脱介筛吨煤喷水量均取2米3。精煤脱介筛喷水量：106.89×2＝213.78（米3/时）精煤带进水量：106.89×12÷（100－12）＝14.58（米3/时）取筛上物水分14%，筛上物带走的水量：106.89×14÷（100－14）＝17.40（米3/时）筛下水量：213.78＋14.58－17.40＝210.96（米3/时）中煤脱介筛喷水量：9.06×2＝18.12（米3/时）中煤水分取14%，其带走水分：9.06×14÷（100－14）＝1.47（米3/时）筛下水量：18.12＋1.24－1.47＝17.89（米3/时）矸石脱介筛喷水量：122.13×2＝244.26（米3/时）矸石水分取14%，其带走水分量：122.13×14÷（100－14）＝19.88（米3/时）筛下水量：244.26＋16.65－19.88＝241.03（米3/时）。3、重介精煤离心脱水机脱水后精煤水分取8%，产品带走的水量：76.89×8÷（100－8）＝6.69（米3/时）离心液水量：17.40－6.69＝10.71（米3/时）。4、分级旋流器进入分级旋流器水量：417.53＋210.96＋10.71＝639.2（米3/时）。旋流器底流液固比取1.5，底流中水量：49.56×1.5＝74.34（米3/时）溢流中水量：639.20－74.34＝564.86（米3/时）5、煤泥弧形筛弧形筛脱水效率60%，筛下水量：74.34×60%＝44.60（米3/时），筛上水量：74.34－44.60＝29.74（米3/时）。6、煤泥离心脱水机其产品水分16%，产品带走水量：38.97×16÷（100－16）＝7.42（米3/时）离心液水量：29.74－7.42＝22.32（米3/时）。7、浮选机进入浮选水量：564.86＋44.60＋22.32＝631.78（米3/时）。煤泥比重1.25，浮选入料浓度：52.95÷（631.78＋52.95÷1.25）＝78.54（克/升），符合－0.25毫米煤泥浮选入料浓度要求。浮选精煤泡沫液固比取1.8，泡沫带走的水量：32.76×1.8＝58.97（米3/时），浮选尾矿水量：631.78－58.97＝572.81（米3/时）。8、精煤压滤机精煤压滤机产品水分24%，产品带走水分量：32.76×24÷（100－24）＝10.35（米3/时）滤液水量：58.97－10.35＝48.62（米3/时）9、浓缩机进入浮选尾煤浓缩机水量：572.81＋17.89＋241.03＋48.62＝880.35（米3/时）底流液固比1.8，底流带走水量：20.19×1.8＝36.34（米3/时），溢流水量：880.35－36.34＝844.01（米3/时）。10、尾煤压滤机尾煤压滤机产品水分24%，其产品带走水量：20.19×24÷（100－24）＝6.38（米3/时）滤液水量：36.34－6.38＝29.96（米3/时）。（三）、选煤产品平衡表见表3—1、水量平衡表见表3—2.选煤产品平衡表表3—1产品名称数量质量产率，%吨/时吨/天万吨/年灰分,%水分,%重介精煤25.6376.89153850.756.8780.25~0.5（TBS）精煤12.9938.9777925.7224.5316浮选精煤10.9232.7665521.629.0024精煤小计49.54148.62297298.0911.9713.62重介中煤3.029.061815.9849.5514浮选尾煤6.7320.1940413.336024中煤小计9.7529.2558519.3156.76—重介矸石40.71122.13244380.6184.5014产品合计100300600019845.87—水量平衡表表3—2选煤过程中用水量水量，m3/h选煤过程中排出水量水量，m3/h循环水脱泥筛用水450.00损失水精煤带走水量24.46脱介筛用水476.16中煤带走水量7.85小计926.16矸石带走水量19.88清水  小计52.19  澄清返回水浓缩机溢流返回水量844.01  尾煤压滤返回水量29.96小计 小计873.97全部用水量926.16排出总水量926.16从水量平衡表中可以看出，产品带走水量52.19米3/时，原煤全水分按6%计算，带入水量：300×6÷（100－6）＝19.15（米3/时），吨原煤清水耗量：（52.19－19.15）÷300＝0.11（米3）。（四）、介质量计算设计分选密度一段旋流器1.65，相应介质密度1.56。当介质密度1.56时，一段旋流器溢流密度1.40，底流或二段介质密度1.79；二段旋流器分选密度1.90，其溢流密度1.56，底流密度2.13。根据原煤筛分试验报告，计算出50~0.5毫米粒级原煤平均粒度4.65毫米。根据表1—1用加权平均法计算出精煤、中煤、矸石平均密度分别为1.38、1.85和2.11。磁铁矿真密度取4.80。1、三产品旋流器介质量计算三产品旋流器入料量238.08吨/时，带入水量32.47米3/时。选用一台1200/850三产品旋流器，单机入料量体积1100米3/时。入料煤真密度取1.45，入料煤体积：238.08÷1.45＝164.19（米3/时）还需要介质量：1100－164.19＝935.01（米3/时）。介质体积与煤量比：935.01÷238.08＝3.93（米3/吨）介质密度1.56，磁铁矿密度4.80，介质中磁铁矿量：935.01×（1.56－1）×4.80÷（4.8－1）＝661.40（吨/时）水量：935.01－661.40÷4.80＝797.22（米3/时）入料中带入水量32.47米3/时，介质中实际加入水量：797.22－32.47＝764.75（米3/时）一段旋流器底流量：935.01×（1.56－1.40）÷（1.79－1.40）＝383.59（米3/时）溢流量：935.01－383.59＝551.42（米3/时）进入二段旋流器介质量383.59（米3/时），介质密度1.79，溢流密度1.56，底流密度2.13，二段旋流器底流量：383.59×（1.79－1.56）÷（2.13－1.56）＝154.78（米3/时）溢流量：383.59－154.78＝228.81（米3/时）2、精煤脱介（1）精煤脱介弧形筛弧形筛脱介效率取80%，筛下介质量：551.42×80%＝441.14（米3/时）筛上介质量：551.42－441.14＝110.28（米3/时）（2）精煤脱介筛合介段：精煤平均粒度与原煤相同为4.65，吨精煤在脱介筛合格介质段附着的介质量：950÷（4.65×1.40）＝146（分米3/吨精煤）合格介质段全部精煤附着的介质量：76.89×0.146＝11.23（米3/时）其中磁铁矿量5.67吨/时，水量10.05米3/时，悬浮液中固体物含量0.505吨/米3。合格介质段筛下介质量：110.28－11.23＝99.05（米3/时）稀介段：稀介段经喷水后，筛上吨精煤带走磁铁矿粉按400克计算，精煤带走磁铁矿量：76.89×400＝30.76（公斤/吨）筛下介质量：5.67－0.031＝5.639（吨/时）稀介段喷水量213.78米3/时，稀介中水量：213.78＋10.05－17.40＝206.43（米3/时）2、中煤脱介（1）中煤脱介弧形筛弧形筛脱介效率取75%，筛下介质量：228.81×75%＝171.61（米3/时）筛上介质量：228.81－171.61＝57.20（米3/时）（2）脱介筛中煤合介段：中煤平均粒度与原煤相同为4.65，吨中煤在脱介筛合格介质段附着的介质量：950÷（4.65×1.56）＝131（分米3/吨中煤）合格介质段全部中煤附着的介质量：9.06×0.131＝1.19（米3/时）其中磁铁矿量0.84吨/时，水量1.02米3/时，悬浮液中固体物含量0.707吨/米3。合格介质段筛下介质量：57.20－1.19＝56.01（米3/时）稀介段：稀介段经喷水后，筛上吨中煤带走磁铁矿粉按400克计算，中煤带走磁铁矿量：9.06×400＝3.62（公斤/时）筛下介质量：0.84－0.004＝0.836（吨/时）稀介段喷水量18.12米3/时，稀介中水量：18.12＋1.02－1.47＝17.67（米3/时）3、矸石脱介（1）矸石脱介弧形筛弧形筛脱介效率取70%，筛下介质量：154.78×70%＝108.35（米3/时）筛上介质量：154.78－108.35＝46.43（米3/时）（2）矸石脱介筛合介段：矸石平均粒度与原煤相同为4.65，吨矸石在脱介筛合格介质段附着的介质量：950÷（4.65×2.13）＝96（分米3/吨矸石）合格介质段全部矸石附着的介质量：122.13×0.096＝11.72（米3/时）其中磁铁矿量16.73吨/时，水量8.23米3/时，悬浮液中固体物含量1.427吨/米3。合格介质段筛下介质量：46.43－11.72＝34.71（米3/时）稀介段：稀介段经喷水后，筛上吨矸石带走磁铁矿粉按500克计算，矸石带走磁铁矿量：122.13×500＝61.07（公斤/时）筛下介质量：16.73－0.611＝16.118（吨/时）稀介段喷水量244.26米3/时，稀介中水量：244.26＋8.23－19.88＝232.31（米3/时）4、分流分流按循环介质量10%计算，分流量：935.01×10%＝93.50（米3/时）其中磁铁矿量47.24吨/时，水量83.66米3/时，悬浮液中固体物含量0.505吨/米3。5、介质回收（1）精煤稀介质磁选机进入一段磁选机磁铁矿量：5.639＋47.24＝52.879（吨/时）水量：206.43＋83.66＝290.09（米3/时）磁选效率取99%，磁选机精矿：52.879×99%＝52.35（吨/时）精矿密度取2.1，精矿矿浆中水量：52.35×（4.8－1）÷4.8÷2.1＝19.74（米3/时）磁选尾矿中磁铁矿量：52.879－52.35＝529（公斤/时）磁选尾矿中水量：290.09－19.74＝270.35（米3/时）二段磁选机磁选效率98.5%，磁选精矿量：529×98.5%＝521.07（公斤/时）精矿密度取2.1，精矿矿浆中水量：0.521×（4.8－1）÷4.8÷2.1＝0.20（米3/时）磁选尾矿中磁铁矿量：529－521.07＝7.93（公斤/时）磁选尾矿中水量：270.35－0.20＝270.15（米3/时）（2）中煤—矸石稀介质磁选机进入磁选机磁铁矿量：0.836＋16.118＝16.954（吨/时）水量：17.67＋232.31＝249.98（米3/时）磁选效率取99%，磁选机精矿：16.954×99%＝16.784（吨/时）精矿密度取2.1，精矿矿浆中水量：16.78×（4.8－1）÷4.8÷2.1＝6.33（米3/时）磁选尾矿中磁铁矿量：16.954－16.784＝170（公斤/时）磁选尾矿中水量：249.98－6.33＝243.65（米3/时）二段磁选机磁选效率98.5%，磁选精矿量：170×98.5%＝167.45（公斤/时）精矿密度取2.1，精矿矿浆中水量：0.16745×（4.8－1）÷4.8÷2.1＝0.06（米3/时）磁选尾矿中磁铁矿量：170－167.45＝2.55（公斤/时）磁选尾矿中水量：243.65－0.06＝243.59（米3/时）6、介质耗量介质消耗量：2.55＋7.93＋30.76＋3.62＋61.07＝105.93（公斤/时）吨煤介质消耗量：105.93×1000÷238.08＝445（克/时）符合设计要求。三、设备选型1、脱泥筛脱泥筛选用筛缝0.5毫米香蕉筛。入料中＋0.5毫米原煤平均粒度4.65毫米，密度取1.45，每米筛宽处理能力：19×（4.652×1.452）1/3＝67.81（吨/时·米）＋0.5毫米入料量：300×75.72%＝227.16（吨/时）所需脱泥筛筛宽：227.16÷67.81＝3.35（米），取3.6米。筛子长：3.6×2＝7.20（米），筛分面积25.92米2。2、三产品旋流器选用1200/850无压给料三产品旋流器,入料压力0.20~0.25MPa。3、脱介设备（1）精煤脱介筛选直线震动筛，筛缝0.5毫米。精煤平均粒度与原煤相同为4.65毫米，平均密度1.38。每米脱介筛宽处理能力：12×（4.652×1.382）1/3＝41.44（吨/时·米）由于本次浮沉试验原煤灰分45.87%，不具有代表性，所以精煤筛不均衡系数取1.60，精煤筛入料量：76.89×1.60＝123.02（吨/时）精煤筛筛宽：123.02÷41.44＝2.97（米），取3米。筛子长：3×2＝6（米），筛分面积18米2。（2）精煤脱介弧形筛弧形筛筛宽与脱介筛相适应为3米。旋流器溢流矿浆量（煤＋水）582.52米3/时，设弧形筛曲率半径2米，弧度角60°，长2米，孔径1毫米，每米筛宽处理量196.7米3/时,所需筛宽：582.52÷196.7＝2.96（米）符合要求。（3）中煤脱介筛选直线震动筛，筛缝0.5毫米。中煤平均粒度与原煤相同为4.65毫米，平均密度1.85。每米脱介筛宽处理能力：12×（4.652×1.852）1/3＝50.38（吨/时·米）考虑井下煤质变化及脱介因素，筛宽暂设1.2米。（4）中煤脱介弧形筛弧形筛筛宽1.2米。旋流器溢流矿浆量（中煤＋水）200米3/时，设弧形筛曲率半径2米，弧度角60°，长2米，孔径1毫米，每米筛宽处理量196.7米3/时,所需筛宽：199.99÷196.7＝1.02（米）符合要求。（5）矸石脱介筛选直线震动筛，筛缝0.5毫米。矸石平均粒度与原煤相同为4.65毫米，平均密度2.11。每米脱介筛宽处理能力：12×（4.652×2.112）1/3＝55.00（吨/时·米）矸石筛不均衡系数取1.15，矸石筛入料量：122.13×1.15＝140.45（吨/时）矸石筛筛宽：140.45÷55.00＝2.55（米），取3米。筛子长：3×2＝6（米），筛分面积18米2。（6）矸石脱介弧形筛弧形筛筛宽与脱介筛相适应为3米。考虑二段溢流部分进入矸石筛处理，矿浆量199.99＋175.31＝375.3米3/时，设弧形筛曲率半径2米，弧度角60°，长2米，孔径0.625毫米，每米筛宽处理量134.1米3/时,所需筛宽：375.3÷134.1＝2.80（米）符合要求。4、重介精煤脱水机重介精煤脱水机选用卧式震动离心脱水机。小时入料量123.02吨，选用WZY1100的脱水机。5、磁选机（1）精煤稀介段磁选机精煤稀介段磁选机矿浆量301.11米3/时，磁铁矿量52.88吨/时。不均衡系数1.15，矿浆量346米3/时，磁铁矿量60.81吨/时。选用圆筒1500×4000磁选机。如果磁选效率99%，选两台串联；磁选效率99.9%以上，选一台。（2）中煤—矸石稀介段磁选机中煤—矸石稀介段磁选机矿浆量253.51米3/时，磁铁矿量16.95吨/时。不均衡系数1.15，矿浆量292米3/时，磁铁矿量19.49吨/时。选用圆筒1500×4000磁选机。如果磁选效率99%，选两台串联；磁选效率99.9%以上，选一台。6、分级旋流器分级旋流器选用Φ500旋流器组。旋流器入料矿浆量712.74米3/时。旋流器入口压力2Kg/cm2，一台Φ500旋流器处理能力80米3/时，选用旋流器台数：712.74÷80＝8.91（台）选9台Φ500旋流器组。7、煤泥弧形筛弧形筛宽选1.8米。煤泥弧形筛入料量：114米3/时。不均衡系数1.15，入料量131.1米3/时。弧形筛曲率半径1.02米，弧度角45°，长0.8米，孔径0.50毫米，每米筛宽处理量85.7米3/时,所需筛宽：131.1÷85.7＝1.53（米）符合要求。8、煤泥脱水机选用卧式震动煤泥脱水机。脱水机入料38.97吨/时，考虑1~0.5毫米部分，不均衡系数1.45，入料量56.51吨/时，选用筛蓝直径1000毫米的脱水机两台。？9、浮选机浮选机入料干煤泥量52.95吨/时，水量631.78米3/时，矿浆通过量：631.78＋52.95÷1.25＝674.14（米3/时）选用12米3浮选机，矿浆在浮选机停留时间9分钟，有效容积利用系数0.85，所需浮选机室数：9×674.14÷60÷0.85÷12＝9.91（室）选用五室一组12米3浮选机两组。10、浮选精煤压滤机选用快开压滤机。浮选精煤处理32.76吨/时，入料粒度0.25－0毫米，浮选精煤压滤机入料浓度38.46%，一个循环取30分钟，单位面积小时处理量取14公斤，一个循环单位面积处理：14×30÷60＝7（公斤）一天工作20小时，一天循环次数：20×60÷30＝40（次）所需压滤机面积：1000×32.76×20÷40÷7＝2340（米3）选500米2压滤机，所需台数：2340÷500＝4.68（台）选5台500米2精煤压滤机。11、尾煤压滤机选用快开压滤机。浮选尾煤处理20.19吨/时，入料粒度0.5－0毫米，浮选尾煤压滤机入料浓度35.72%，一个循环取40分钟，单位面积小时处理量取12公斤，一个循环单位面积处理：12×30÷60＝6（公斤）一天工作20小时，一天循环次数：20×60÷40＝30（次）所需压滤机面积：1000×20.19×20÷30÷6＝2243（米3）选500米2压滤机，所需台数：2243÷500＝4.49（台）选5台500米2精煤压滤机。12、浓缩机进入浓缩机煤泥量20.19吨/时，入料煤泥水液固比43.60，浓缩机底流液固3.5，单位面积处理能力2.5m3/h·m2，沉淀面积利用系数0.9，所需浓缩机面积：20.19×（43.60－3.5）÷2.5÷0.9＝360（米2），选用Φ24米浓缩机一台。