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文檔簡介
1、<p> 1.2Mt/a礦井型選煤廠設計</p><p><b> 摘 要</b></p><p> 摘 要:本文主要敘述了1.2Mt/a礦井型選煤廠初步設計。入洗的原煤為四六兩礦按6:4的比例混合后的煤。原煤的灰分為28.18%,是強粘結性的良好的煉焦配煤。設計任務要求精煤產(chǎn)品灰分小于9.0%,水分小于12%。精煤產(chǎn)品作為煉焦煤,中煤銷售,矸石外運
2、。</p><p> 根據(jù)原煤的性質及精煤質量要求等,在進行選煤方案比較的基礎上,確定出最佳的工藝流程和產(chǎn)品結構。即該廠為重介質選煤廠。經(jīng)過工藝流程計算、設備選型等,對主廠房和總平面進行布置。同時做出了該廠的經(jīng)濟技術分析。</p><p> 關鍵詞:選煤廠設計 重介質分選 技術經(jīng)濟 </p><p> 關鍵詞:工藝流程,重介質分選,技術經(jīng)濟,選煤廠設計<
3、/p><p><b> abstract</b></p><p> The design of 1.5Mt/a pithed coal preparation plant</p><p> abstract: The thesis mainly states the course of primer designing on pithed c
4、oal preparation plant which produces 2.4 million tons per year. The feeding raw coal was A mixed with B by the proportion 6:4. The ash content of raw coal is 28.18%, its viscosity is strong, it is a good coal for coking
5、 manufacture .The designing task of the ash content of the clean coal no more than 9.0% and its moisture is less than 12%.</p><p> According to the nature of raw coal and the quality request of clean coal,
6、on the basis of the comparison of coal preparation plan, It confirms the optimal technological process and the structure of products. That’s to say, it is the dense medium separation plant. By the calculation of processi
7、on and the equipments selection. It arranges the main workshop and the total flat, then analysis on technology and economy. </p><p> key words:the coal preparation plant design , dense medium separation ,
8、 the analysis on technology and economy, the coal preparation plant design</p><p><b> 前 言</b></p><p> 本次設計的選煤廠是一座年處理量為1.2萬噸的礦井型選煤廠。遵循選煤廠有關規(guī)范,條例等國家各項方針政策。</p><p> 產(chǎn)
9、品要求精煤灰分小于9%,做為煉焦用煤,中煤就地代銷,矸石外運。其中精煤水分不超過12%,硫分不超過0.5%。設計力求達到工藝先進,技術合理,工程量省,投資少的效果。選煤工藝采用50——0mm原煤不分級,不脫泥進入無壓三產(chǎn)品重介旋流器,煤泥采用浮選的聯(lián)合流程。設備選型盡量考慮采用國內(nèi)技術成熟,處理能力大,效率高的設備。工藝布置按單系統(tǒng)布置,充分考慮系統(tǒng)的靈活性,在滿足工藝要求的前提下,簡化生產(chǎn)環(huán)境,減少占地面積,在方便檢修的前提下,盡量壓
10、縮主廠房建筑體積。實現(xiàn)洗水閉路循環(huán),宜采用洗水凈化再生系統(tǒng)。</p><p><b> 目 錄</b></p><p><b> 摘 要I</b></p><p> abstractII</p><p> 前 言III</p><p> 第一章
11、設計概要1</p><p> 1.1 項目背景1</p><p> 1.2 可行性研究概要1</p><p> 1.2.1 原煤資料分析1</p><p> 1.2.2 選煤產(chǎn)品組成1</p><p> 1.2.3 選煤廠設計生產(chǎn)能力1</p><p> 1.2
12、.4 選煤廠位置與交通1</p><p> 1.2.5 選煤方案的擬定1</p><p> 1.2.6 工藝流程1</p><p> 1.2.7 設備選擇2</p><p> 第二章 設計前提條件及規(guī)模3</p><p> 第三章 煤源及煤制特征4</p><p>
13、; 3.1 煤源概況4</p><p> 3.1.1 原料煤供應情況4</p><p> 3.1.2 主要煤源4</p><p> 3.2 煤質特征4</p><p> 3.2.1煤的物理性質:4</p><p> 3.2.2煤的化學性質4</p><p> 3
14、.3 煤的可選性5</p><p> 3.3.1資料分析6</p><p> 3.3.2浮沉資料分析:6</p><p> 第四章 選煤工藝27</p><p> 4.1 選煤方法的確定27</p><p> 4.1.1煤的可選性27</p><p> 4.1.2入選方
15、式27</p><p> 4.1.3 選煤方法的比較27</p><p> 4.1.4 工藝流程的確定40</p><p> 4.2 工藝流程的簡述41</p><p> 4.2.1 工藝流程說明41</p><p> 4.2.2工藝流程的特點41</p><p>
16、4.3 工藝流程的計算42</p><p> 4.3.1準備作業(yè)的計算42</p><p> 4.3.2分選作業(yè)的計算:44</p><p> 4.4 工藝設備的選型與計算63</p><p> 4.4.1工藝設備選型與計算的原則和規(guī)定63</p><p> 4.4.2篩分設備的選型與計算63&
17、lt;/p><p> 4.4.3破碎設備的選型與計算64</p><p> 4.4.4 分選設備選型與計算64</p><p> 4.4.5脫水設備65</p><p> 4.4.6.分級和濃縮設備67</p><p> 4.4.7.輔助設備69</p><p> 4 .5
18、工藝布置圖71</p><p> 4.6主廠房工藝布置圖72</p><p> 4.6.1主廠房結構特點72</p><p> 4.6.2產(chǎn)品倉74</p><p> 4.6.3煤泥壓濾車間74</p><p> 第五章 生產(chǎn)輔助設施75</p><p> 5.1 設施概
19、況75</p><p> 5.1.1機電修理車間75</p><p> 5.1.2空壓機車間76</p><p> 5.1.3浮選藥劑站76</p><p> 5.1.4介質庫76</p><p> 5.1.5材料庫76</p><p> 5.2 生產(chǎn)技術檢查76<
20、;/p><p> 5.3 給排水77</p><p> 5.3.1用水量及水壓78</p><p> 5.3.2給水系統(tǒng)78</p><p> 5.3.3排水系統(tǒng)79</p><p> 5.3.4濃縮機79</p><p> 5.4 電氣80</p><
21、p> 5.4.1供配電80</p><p> 5.4.2供配電系統(tǒng)81</p><p> 5.4.3主要電氣設備選型82</p><p> 5.4.4防雷及接地82</p><p> 5.4.5工藝系統(tǒng)設備的控制82</p><p> 5.4.6自動化83</p><p
22、> 5.5 檢測、計量、保護裝置84</p><p> 5.5.1檢測84</p><p> 5.5.2計量84</p><p> 5.5.3保護裝置85</p><p> 5.6 生產(chǎn)管理系統(tǒng)及通信85</p><p> 5.6.1行政電話85</p><p>
23、 5.6.2生產(chǎn)調(diào)度電話85</p><p> 5.6.3直通電話85</p><p> 5.6.4微機監(jiān)控與管理85</p><p> 5.7 采暖、通風及供熱86</p><p> 5.7.1采暖86</p><p> 5.7.2通風除塵86</p><p> 5.
24、7.3熱水及開水87</p><p> 5.7.4鍋爐房87</p><p> 5.7.5供熱管網(wǎng)87</p><p> 第六章 環(huán)境保護88</p><p> 6.1 環(huán)境保護88</p><p> 6.1.1主要污染源和污染物88</p><p> 6.1.2防治
25、措施89</p><p> 6.1.3污染防治措施的預期效果90</p><p> 6.2 消防 工業(yè)衛(wèi)生90</p><p> 6.2.1消防90</p><p> 6.2.2電器設備防火措施91</p><p> 6.2.3勞動安全91</p><p> 6.2.
26、4工業(yè)衛(wèi)生93</p><p> 第七章 節(jié)能措施綜述94</p><p> 7.1 耗能指標及分析94</p><p> 7.1.1項目耗能指標:94</p><p> 7.1.2節(jié)能分析94</p><p> 7.2 節(jié)能措施綜述94</p><p> 第八章生
27、產(chǎn)組織和勞動定員95</p><p> 8.1勞動定員95</p><p> 第九章 職業(yè)安全與工業(yè)衛(wèi)生97</p><p> 第十章 技術經(jīng)濟98</p><p> 10.1 勞動定員及勞動生產(chǎn)率98</p><p> 10.2 透支估算及投資籌措98</p><p>
28、 10.2.1投資估算98</p><p> 10.2.2 選煤廠設計主要技術經(jīng)濟指標101</p><p><b> 致 謝103</b></p><p> 主要參考文獻104</p><p> 第一章 設計概要</p><p><b> 1.1 項目背景
29、</b></p><p> 近年來,市場對煤質要求越來越高,焦炭的形勢看好,該公司的焦炭生產(chǎn)規(guī)模擴大,原選煤廠生產(chǎn)能力已不能滿足焦炭生產(chǎn)需要,直接購買精煤不利于企業(yè)在市場的競爭和經(jīng)濟效益的提高,因此需要新建一座年處理量為120萬噸的選煤煤廠,建設選煤廠,可以提高煤質,增強企業(yè)的競爭能力,提高企業(yè)的經(jīng)濟效益這已是勢在必行。</p><p> 1.2 可行性研究概要</
30、p><p> 1.2.1 原煤資料分析</p><p> 選煤廠主要入洗沙曲離柳礦區(qū)的北翼四號和南翼四號原煤,資源可靠,穩(wěn)定。所產(chǎn)煤種為極低硫煉焦煤,為國家環(huán)保型奇缺煤種。精煤灰分要求為9%時,其可選性為中等選煤。</p><p> 1.2.2 選煤產(chǎn)品組成</p><p> 推薦的產(chǎn)品結構為精煤、中煤、矸石、煤泥。</p>
31、;<p> 1.2.3 選煤廠設計生產(chǎn)能力</p><p> 選煤廠設計規(guī)模與焦化廠生產(chǎn)能力相配套,為年處理原煤120萬噸。</p><p> 1.2.4 選煤廠位置與交通</p><p> 選煤廠水源取自地下水,電源自設變電所,交通運輸便利。</p><p> 1.2.5 選煤方案的擬定</p>
32、<p> 為了確定適合本廠入洗原煤的合理洗選加工,本次設計分別對不同的選煤方法進行比較,為了保證生產(chǎn)出高質量的精煤,使精煤的產(chǎn)量達到最大的回收率,滿足產(chǎn)品結構多元化的要求,確定本次設計推薦的選煤方法為50-0mm三產(chǎn)品重介旋流器分選,洗煤泥浮選聯(lián)合工藝。</p><p> 1.2.6 工藝流程</p><p> 工藝流程共包括50-0mm不脫泥、不分級無壓三產(chǎn)品重介旋流器
33、分選及洗煤泥浮選和煤泥水處理環(huán)節(jié)四大部分。該工藝流程系統(tǒng)簡單靈活適應性強,效率高。產(chǎn)品滿足設計的要求,洗水閉路循環(huán)。</p><p> 1.2.7 設備選擇</p><p> 設備選型全采用國內(nèi)設備。全廠集控和自動化程度高,介質密度控制手段先進,調(diào)節(jié)快捷,精確度高。</p><p> 第二章 設計前提條件及規(guī)模</p><p>
34、1、選煤廠生產(chǎn)小時能力為227.27噸,當工作制度為年工作330天;每天工作16小時,選煤廠年處理能力為120萬噸。</p><p> 2、產(chǎn)品方案為:精煤、中煤、矸石、煤泥。</p><p> 3、原煤采用直接礦井給煤,精煤運至精煤倉,中煤和尾煤運至混煤倉,矸石進裝車倉,裝車外運。</p><p> 4、精煤產(chǎn)率按50%~70%計算,精煤水分≤12。<
35、/p><p> 噸原煤生產(chǎn)介耗≤2.5kg。</p><p> 5、新建選煤廠,包括膠帶機走廊、準備車間、主廠房和濃縮機。</p><p> 第三章 煤源及煤制特征</p><p><b> 3.1 煤源概況</b></p><p> 3.1.1 原料煤供應情況</p>&
36、lt;p> 原煤均是從礦井直接運到選煤廠的,選煤廠的交通便利,運輸方便,有可靠穩(wěn)定的原煤</p><p> 3.1.2 主要煤源</p><p> 本廠入選煤層為北區(qū)4號、南區(qū)4號煤層,北區(qū)4號、南區(qū)4號煤層都屬于低灰,低硫,低磷,高發(fā)熱量,為很好的煉焦配煤。</p><p><b> 3.2 煤質特征</b></p&g
37、t;<p> 3.2.1煤的物理性質:</p><p> 該礦北區(qū)4#、北區(qū)5#煤層的顏色均呈黑色,玻璃光澤斷口處為階梯狀,條帶結構,及層裝結構。</p><p> 3-1 原煤的物理性質</p><p> 3.2.2煤的化學性質</p><p> 1、灰分分析:北區(qū)4#煤灰分為23.1%,南區(qū)4#煤灰分為21.65%
38、,均屬于中灰煤,一般生產(chǎn)8-10級精煤。</p><p> 2、揮發(fā)分:北區(qū)4#煤的揮發(fā)分平均為23.58%屬中揮發(fā)分煤。南區(qū)4#煤的揮發(fā)分平均為17.42%屬低揮發(fā)分煤。</p><p> 3、有害物質和元素分析:</p><p> 硫分分析:北區(qū)4#煤硫分平均為0.4%,為特低硫煤。南區(qū)4#煤硫分平均為0.5%,按比例6:4混合入洗,原煤為特低硫煤。<
39、;/p><p> 元素分系:北區(qū)4#煤內(nèi)固定碳含量平均值為66.15%含量較高, 南區(qū)4#內(nèi)固定碳含量穩(wěn)定,平均值為60.93%含量較高。</p><p> 3-2 篩分總樣工業(yè)分析結果</p><p> 3-3結焦特性分析結果</p><p> 按中國煤炭分類標準(GB5751-86)劃分,一精煤揮發(fā)分(900℃Vdaf%)和粘結指數(shù)(
40、GR。I。)為主要分類指標,嬌質層厚度(Ymm)、奧亞膨脹度(b%)為輔助指標進行。</p><p> 選煤廠入選的南、北區(qū)4#煤層都屬主焦煤。</p><p><b> 3.3 煤的可選性</b></p><p> 煤質資料主要是篩分、浮沉試驗資料,應用在工藝流程設計之前,經(jīng)過審查、考證、調(diào)整和綜合。</p><p&
41、gt;<b> 3.3.1資料分析</b></p><p> 該選煤廠設計資料為華晉焦煤有限責任公司沙曲選煤廠提供,資料內(nèi)容如下:</p><p> 華晉沙曲北區(qū)4#煤原煤篩分浮沉實驗報告1-1——1-6</p><p> 華晉沙曲南區(qū)4#煤原煤篩分浮沉實驗報告2-1——2-6</p><p> 北區(qū)4#、南區(qū)
42、4#原煤篩分資料分析篩分試驗綜合表</p><p> 將兩煤層校正后的生產(chǎn)大樣篩分試驗報告表中 產(chǎn)率分別按配比9:1相加得到綜合產(chǎn)率,灰分加權平均,得到篩分試驗綜合表。</p><p> 自然級,破碎級,自然級與破碎級綜合煤篩分綜合表</p><p> 將兩種煤的自然級+破碎級占50-0.5的數(shù)量表中各粒級占50-0.5的產(chǎn)率換算為占50-0.0mm的產(chǎn)率后與
43、各種的-0.5mm小篩分 試驗報告表綜合,產(chǎn)率分別按配比想加,灰分加權平均,分別計算自然級和破碎級,最后兩級相加,得到自然級與破碎級50-0mm篩分綜合表,且灰分按大篩分表中灰分校正。見表1-2,2-2,3-2</p><p><b> 小篩分試驗綜合表</b></p><p> 將兩層的“-0.5mm小篩分試驗報告表”中自然級和破碎級的各網(wǎng)目的占全樣產(chǎn)率按配比
44、相加得到綜合產(chǎn)率,灰分加權平均。灰分按各表2中-0.5mm級的校正后得到小篩分綜合試驗表。見表1-6,2-6,3-6。</p><p> 綜合煤樣篩分資料分析:</p><p> 根據(jù)優(yōu)化計算結果,方案選取比較有代表性的配煤比例,北煤/南煤=4/6,作為最終配比。綜合煤樣篩分資料見表3-1,3-2。</p><p> 3.3.2浮沉資料分析:</p>
45、;<p> 將兩礦的“原煤50-0.5mm 級浮沉實驗綜合報告表”中各粒級。各密度占50-0.5mm的產(chǎn)率分別與各層50-0.5mm占50-0.5mm的產(chǎn)率,各級占帶煤泥的產(chǎn)率,配比三個參數(shù)相乘后得到綜合產(chǎn)率,灰分加權平均,并且按表2中50-0.5mm級的校正后灰分校正。并計算各密度級占50-0.5MM去煤泥后的產(chǎn)率,得到浮物累計,和±0.1含量。依次作出可選性曲線,分別見:表1-(3、4、5、8),2-(3、
46、4、5、8),3-(3、4、5、8)。</p><p> 北區(qū)煤泥小浮沉試驗資料見表1-7。</p><p> 南區(qū)曲煤泥小浮沉試驗資料見表2-7。</p><p> 配煤比例4/6時,-0.5mm綜合煤樣小浮沉試驗報告表見表3-7。</p><p> 總之,配煤比例4/6時,50-0.5mm綜合級煤樣浮沉試驗報告表見表3-5。<
47、;/p><p> 3.3.3可選性分析:</p><p> 從表3-8可以看出,煤綜合煤樣的分選密度大于1.50時可選性為中等可選,分選密度在1.40左右時為難選煤,所以此煤應用重介質分選比較好。</p><p> 附表格1(1—8),2(1—8),3(1—8)</p><p> 表1—1四號北翼原煤篩分表</p><
48、p> 表1—2四號北翼自然級與破碎級篩分綜合表</p><p> 表1—3四號北翼篩分浮沉實驗綜合報告表</p><p> 表1—4四號北翼小篩分實驗表</p><p> 表1-5四號北翼小浮沉實驗表</p><p> 表1-6四號北翼浮沉實驗綜合表</p><p> 表2—1四號南翼原煤篩分表表2—
49、2四號南翼自級與破碎級篩分綜合表</p><p> 表2—3四號南翼篩分浮沉實驗綜合報告表</p><p> 表2—4 四號南翼小篩分實驗表</p><p> 表2-5四號南翼煤泥小浮沉實驗表</p><p> 表2-6四號南翼浮沉實驗綜合表</p><p> 表 3—1南翼北翼兩礦原煤篩分表</p&g
50、t;<p> 表3—2南翼北翼兩礦自然級與破碎級綜合篩分表</p><p> 表3—3南翼北翼兩礦綜合篩分浮沉實驗表</p><p> 表3-4南翼北翼兩礦小浮沉綜合實驗表</p><p> 表3—5南翼北翼兩礦小篩分綜合實驗表</p><p> 表3—6南翼北翼兩礦浮沉實驗綜合表</p><p&g
51、t;<b> 第四章 選煤工藝</b></p><p> 4.1 選煤方法的確定</p><p> 4.1.1煤的可選性</p><p> 給定灰分9%,水分12%,根據(jù)甲乙兩礦50—0.5粒級浮沉資料綜合繪制的可選性曲線得出當要求精煤灰分為9%時,其分選密度為1.50<1.7g/ cm3,即要以扣除沉矸(+2.00g/cm3)
52、為100%計算δ±0.1含量,根據(jù)可選性曲線查得δ±0.1=19.80 根據(jù)中國煤炭可選性評定標準8(GB/T16147-1996)對照可得出此混合煤為中等選煤。</p><p><b> 4.1.2入選方式</b></p><p> 在混合礦的H-R曲線上查得 γ總 =68.8 λ=21.5據(jù)精煤高產(chǎn)率原則選其元灰分為時21.5,甲、乙兩
53、礦的H-R曲線上查得:δ甲=1.52,δ乙=1., f=|δ甲-δ乙|=0.03<0.05所以可以混合入選。</p><p> 4.1.3 選煤方法的比較</p><p> 一、跳汰分選指標計算 </p><p><b> 1.方案(1)</b></p><p> 由可選性確定理論分選密度δp1°
54、;=1.70,δp2°=1.50。可選性評定為中等選,確定實際分選密度δp1=1.80,δp2=1.55。按不分級跳汰選煤取矸石段I1=0.17,I2=0.19。每個密度級取密度的平均值。用跳汰近似公式計算t值,并查附表,得到分配率ε%。</p><p> 1.跳汰分選指標計算</p><p> a. 矸石段將δp1=1.80,I1=0.17代入 查表得ε值<
55、/p><p> 密度級-1.3(取1.25) t= ==- 4.613 ε=0</p><p> 密度級1.3-1.4(取1.35) t= ==-3.280 ε=0.02</p><p> 密度級1.4-1.5 t= ==-2.283 ε=1.12</p><p> 密度級1.5-1
56、.6 t= ==-1.487 ε=6.84</p><p> 密度級1.6-1.7 t= ==-0.824 ε=20.50</p><p> 密度級1.7-1.8 t= ==-0.256 ε=39.90</p><p> 密度級1.8-2.0
57、 t= ==0.467 ε=69.97</p><p> 密度級 +2.0 (取2.2) t= ==1.609 ε=94.61</p><p> 中煤段將δp1=1.55,I1=0.19代入</p><p> 密度級-1.3 t= =-2.799 ε=0.25</p>
58、;<p> 密度級1.3-1.4 t= =-1.605 ε=5.43</p><p> 密度級1.4-1.5 t= =-0.712 ε=23.83</p><p> 密度級1.5-1.6 t= =0 ε=50.00</p><p> 密度級1.6-1.7
59、 t= =0.593 ε=72.34</p><p> 密度級1.7-1.8 t= =1.101 ε=86.45</p><p> 密度級1.8-2.0 t ==1.748 ε=95.98</p><p> 密度級 +2.0 (取2.2) t ==2.770 ε=99.
60、72</p><p> 4-1跳汰產(chǎn)品設計指標計算表</p><p><b> 2.方案(2)</b></p><p> 由可選性確定理論分選密度δp1°=1.70,δp2°=1.50??蛇x性評定為中等選,確定實際分選密度δp1=1.80,δp2=1.52。按不分級跳汰選煤取矸石段I1=0.17,I2=0.19。每個密
61、度級取密度的平均值。用跳汰近似公式計算t值,并查附表,得到分配率ε%。</p><p> 1.跳汰分選指標計算</p><p> a. 矸石段將δp1=1.80,I1=0.17代入 查表得ε值</p><p> 密度級-1.3(取1.25) t= ==- 4.613 ε=0</p><p> 密度級1.3-1.4(取1.3
62、5) t= ==-3.280 ε=0.02</p><p> 密度級1.4-1.5 t= ==-2.283 ε=1.12</p><p> 密度級1.5-1.6 t= ==-1.487 ε=6.84</p><p> 密度級1.6-1.7 t= ==-0.
63、824 ε=20.50</p><p> 密度級1.7-1.8 t= ==-0.256 ε=39.90</p><p> 密度級1.8-2.0 t= ==0.467 ε=69.97</p><p> 密度級 +2.0 (取2.2) t= ==1.609
64、 ε=94.61</p><p> 中煤段將δp1=1.52,I1=0.19代入</p><p> 密度級-1.3 t= =-2.600 ε=0.47</p><p> 密度級1.3-1.4 t= =-1.405 ε=8.01</p><p> 密度級1.4-1.5
65、 t= =-0.513 ε=30.40</p><p> 密度級1.5-1.6 t= =0.199 ε=57.89</p><p> 密度級1.6-1.7 t= =0.792 ε=78.58</p><p> 密度級1.7-1.8 t= =1.300 ε=90
66、.32</p><p> 密度級1.8-2.0 t= ==1.947 ε=97.42</p><p> 密度級 +2.0 (取2.2) t= ==3.027 ε=99.87</p><p> 4-2跳汰產(chǎn)品設計指標計算表</p><p> 二.重介(三產(chǎn)品)分選指標計算</p><p
67、><b> 1.方案(1)</b></p><p> 由可選性曲線確定理論分選密度δp1°=1.50,δp2°=1.70,可選性評定為較難選,確定實際分選密度δp1=1.55,δp2=1.80。按三產(chǎn)品重介分選設備取可能偏差E1=0.05,E2=0.08,每個密度級取密度的平均值,用重介選近似公式計算t 值</p><p> a. 主選
68、段將δp1=1.55,E1=0.05代入</p><p> 密度級-1.3 t ===-4.050 ε=0</p><p> 密度級1.3-1.4 t ==-2.700 ε=0.35</p><p> 密度級1.4-1.5 t ==-1.350 ε=8.8
69、5</p><p> 密度級1.5-1.6 t ==0.00 ε=50.00</p><p> 密度級1.6-1.7 t ==1.35 ε=91.15</p><p> 密度級1.7-1.8 t ==2.70 ε=99.65&l
70、t;/p><p> 密度級1.8-2.0 t ==4.725 ε=100</p><p> 密度級+2.0 t ==8.775 ε=100</p><p> b. 再選段δp2=1.80,E2=0.08代入</p><p> 密度級-1.3
71、 t ==-4.641 ε=0</p><p> 密度級1.3-1.4 t ==-3.797 ε=0.01</p><p> 密度級1.4-1.5 t ==-2.953 ε=0.16</p><p> 密度級1.5-1.6 t ==-2.109
72、 ε=1.75</p><p> 密度級1.6-1.7 t ==-1.266 ε=10.27</p><p> 密度級1.7-1.8 t ==-0.422 ε=33.65</p><p> 密度級1.7-1.8 t ==0.844
73、 ε=80.06</p><p> 密度級+2.0 (取2.2) t ==3.375 ε=99.96</p><p> 4-3重介旋流器三產(chǎn)品設計指標計算表</p><p><b> 2.方案(2)</b></p><p> 由可選性曲線確定理論分選密度δp1°=1.50,δp
74、2°=1.70,可選性評定為較難選,確定實際分選密度δp1=1.52,δp2=1.80。按三產(chǎn)品重介分選設備取可能偏差E1=0.05,E2=0.08,每個密度級取密度的平均值,用重介選近似公式計算t 值</p><p> a. 主選段將δp1=1.52,E1=0.05代入</p><p> 密度級-1.3 t ===-4.320 ε=0</p>
75、;<p> 密度級1.3-1.4 t ==-2.295 ε=0.16</p><p> 密度級1.4-1.5 t ==-0.945 ε=17.23</p><p> 密度級1.5-1.6 t ==0.405 ε=65.72</p>&l
76、t;p> 密度級1.6-1.7 t ==1.755 ε=96.83</p><p> 密度級1.7-1.8 t ==3.105 ε=99.90</p><p> 密度級1.8-2.0 t ==5.13 ε=100</p><p>
77、; 密度級+2.0 t ==9.18 ε=100</p><p> b. 再選段δp2=1.80,E2=0.08代入</p><p> 密度級-1.3 t ==-4.641 ε=0</p><p> 密度級1.3-1.4 t ==-3.797
78、 ε=0.01 </p><p> 密度級1.4-1.5 t ==-2.953 ε=0.16</p><p> 密度級1.5-1.6 t ==-2.109 ε=1.75</p><p> 密度級1.6-1.7 t ==-1.266 ε=
79、10.27</p><p> 密度級1.7-1.8 t ==-0.422 ε=33.65</p><p> 密度級1.7-1.8 t ==0.844 ε=80.06</p><p> 密度級+2.0 (取2.2) t ==3.375 ε=99.96</p&g
80、t;<p> 4-4重介旋流器三產(chǎn)品設計指標計算表</p><p> 三. 根據(jù)分選指標計算結果比較兩中方案:</p><p> 精煤的灰分指標要求為9%,從計算結果可以看出,跳汰灰分指標為9.34%時,精煤產(chǎn)率為62.68%;而重介灰分指標為8.97%時,精煤產(chǎn)率為65.60%。不僅重介灰分指標更符合要求,灰分低產(chǎn)率比跳汰更高,所以采用重介三產(chǎn)品分選本煤是最佳方案。說
81、明在生產(chǎn)低灰精煤時采用重介法分選的效果比用跳汰法的分選效果好。重介洗煤用水少,煤泥水系統(tǒng)規(guī)模小,采用無壓三產(chǎn)品重介旋流器分選工藝可以最大限度地減少次生煤泥的產(chǎn)生。</p><p> 綜上所述,本煤采用無壓三產(chǎn)品重介旋流器法分選是最好的。其產(chǎn)品設計平衡表如下表:</p><p> 4-5重介選煤產(chǎn)品設計平衡表</p><p> 4.1.4 工藝流程的確定<
82、;/p><p> 分析原煤資料原煤中>50mm粒級含矸量較少,采用人工的方式揀矸。因為采用不脫泥分選,因此選用無壓三產(chǎn)品重介旋流器,產(chǎn)品分選后先經(jīng)弧形篩脫介,然后脫介篩脫介,二段噴水,出精、中、矸三種產(chǎn)品??紤]到矸石,中煤稀介中煤泥含量少且灰分較高,磁選后,磁選尾煤去尾煤濃縮機。因為旋流器分選下限能低于0.5mm粒級,所以精煤稀介中煤泥含量高,且灰分低磁選后磁選尾煤去浮選。因為采用的脫介篩篩孔為0.5mm,為
83、了防止跑粗,浮選之前先用分級旋流器回收粗煤泥,然后浮選,經(jīng)計算,煤泥含量超過100g/L,因此采用直接浮選。浮選精煤和回收粗煤泥摻到快精煤中,浮選尾煤進尾煤濃縮機,尾煤經(jīng)壓濾脫水后作為產(chǎn)品銷售。</p><p> 4.2 工藝流程的簡述</p><p> 4.2.1 工藝流程說明
84、 </p><p><b> 原煤準備</b></p><p> 原煤經(jīng)受煤坑下給料機給入膠帶輸送機運支援煤準備車間,先經(jīng)分級篩50mm分級,+50mm原煤經(jīng)手選后破碎,與分級篩下50—0mm原煤混合,運至主廠房分選。</p><p><b> 原煤分選</b>&
85、lt;/p><p> 50—0mm原煤直接給入大直徑無壓給料三產(chǎn)品重介旋流器進行分選,以單一低密度懸浮液一次性分選出精煤、中煤和矸石三種產(chǎn)品。精煤產(chǎn)品脫介脫水后,由膠帶輸送機運至精煤儲煤廠;中煤精脫介脫水后由膠帶輸送機運至廠外落地;矸石經(jīng)脫介脫水后由汽車外運。</p><p><b> 3、介質回收</b></p><p> 合格介質用泵打至
86、旋流器作為分選介質。精煤與中、矸稀介系統(tǒng)彼此獨立,兩部分稀介質分別進入各自的磁選機,選出的磁選精礦返回合格介質桶。廠內(nèi)跑、冒、滴、漏的介質收集后,由掃地泵打入中、矸稀介系統(tǒng)進行回收處理。</p><p> 4、介質補加 補加介質采用合格磁鐵粉,不設分級和磨礦作業(yè)。補加磁鐵粉直接進入合格介質桶。</p><p><b> 5、粗煤泥回收</b></p>
87、<p> 精煤磁選尾礦由精煤磁選尾礦桶收集后,用泵打至水力分級旋流器組,溢流進入浮選入料桶,底流經(jīng)高頻篩分級,篩下物進入浮選入料桶,篩上物經(jīng)煤泥離心機脫水后摻入精煤。離心液進入浮選入料桶。</p><p><b> 6、煤泥水處理</b></p><p> 煤泥經(jīng)浮選機分選出精煤和尾煤,浮選精煤采用壓濾機脫水回收,尾煤經(jīng)濃縮機濃縮,底流經(jīng)尾煤壓濾機脫
88、水回收尾煤,溢流和壓濾機濾液作為循環(huán)水使用。</p><p> 4.2.2工藝流程的特點 </p><p> 1、系統(tǒng)簡單:原煤不脫泥,直接進入三產(chǎn)品重介旋流器分選,使系統(tǒng)相對簡化。</p><p> 2、適應性強:重介分選精度高,對煤質變化適應性強,尤其對于極難選煤,更加適合,適當選密度,可生產(chǎn)多級別灰分的精煤,適應市場多樣化的變化。</p&g
89、t;<p> 3、由于采用重介分選,煤泥水量少,選用直接浮選工藝,減少了占地和投資。利用流水凈化,再生系統(tǒng),可確保流水閉路循環(huán),更加容易清足環(huán)保要求。</p><p> 4.3 工藝流程的計算</p><p> 4.3.1準備作業(yè)的計算</p><p> 1、入料數(shù)質量的計算:</p><p> 采用國家新發(fā)布的工作制
90、度:T=330天,t=16小時。選煤廠年生產(chǎn)能力Q0=120萬噸/年。選煤廠小時處理量Q=Q0/(T×t)=120×104/330×16 =227.27t/h;</p><p> 根據(jù)原煤篩分試驗查出入料灰份:A0=23.41% </p><p> 2、篩下物數(shù)質量計算:</p><p> 本流程定為混合入選,預先篩分取η=100
91、%,從篩分資料中查出理論篩下物產(chǎn)率:γ2 = γ- 50 = 9 2 .0 6 % </p><p> Q 2 = γ2 Q = 227.27×92.06% = 209.22t/h;</p><p> 從篩分資料中查出篩下物灰份:A2 = A-50 =20.43%</p><p> 3、篩上物數(shù)質量計算:&l
92、t;/p><p> Q1 = Q-Q2 = 18.05t/h;</p><p> γ1 = γ0 - γ 2 = 7.9 4 %;</p><p> A1 =(100 A - γ2 A 2 )/(100-γ 2 )= 57.96%;</p><p><b> 4. 手選:</b
93、></p><p> 設檢查性手選,不計矸石損失,認為數(shù)質量不變。</p><p> γ3 = γ1 Q3 = Q1 A3 = A1</p><p><b> 5. 破碎:</b></p><p> 采用開路破碎作業(yè),經(jīng)破碎后,認為只有粒度的變化,而破碎前后數(shù)質量不變。</p>&l
94、t;p> γ4=γ3 Q4 = Q3 A4= A3</p><p> 最終得出入選物數(shù)質量</p><p> γ5 = γ0=100% Q5 = Q0= 227.27t/h A5 = A0 = 23.41%</p><p><b> 準備作業(yè)流程圖</b></p><p> 4.3.2分選
95、作業(yè)的計算:</p><p> 1.計算給料中的煤泥水:</p><p> 煤泥的比重:δc=1.5 γc = 100%</p><p> 煤泥產(chǎn)率=7+13.97+4.76=25.73%</p><p> 干煤泥量 Gn =25.73 %×227.27=58.48t/h</p><p> 原煤
96、含水指標 Mt=2.36%</p><p><b> 原煤中的水量 </b></p><p><b> m3/h</b></p><p><b> 煤泥水體積</b></p><p><b> m3/h</b></p><p&g
97、t;<b> 單位體積中煤泥含量</b></p><p><b> t/m3</b></p><p><b> 煤泥水密度 </b></p><p><b> 各產(chǎn)品的量:</b></p><p> Q精 =γ精×Q0 = 48.72%
98、×227.27= 110.73 t/h</p><p> Q中 =γ中×Q0 = 11.50%×227.27 = 26.14t/h</p><p> Q矸=γ矸×Q0 = 14.05 %×227.27 = 31.93t/h</p><p> 2.計算產(chǎn)品的平均粒度及比重:</p><
99、;p><b> 平均粒度為 mm</b></p><p><b> 精煤的平均比重 </b></p><p><b> 中煤的平均比重 </b></p><p><b> 矸石的平均比重 </b></p><p> 3.計算外加濃介質、
100、性質:</p><p><b> 設濃介質比重,</b></p><p><b> 濃介質中磁性物含量</b></p><p><b> (t/m3)</b></p><p><b> ?。╰/m3)</b></p><p>
101、<b> ?。╰/m3)</b></p><p><b> ?。╰/m3)</b></p><p> 4.確定工作介質性質:</p><p> 要求分選密度δp =1.52 工作介質懸浮液的比值Δ1 =1.50</p><p> 取工作介質中非磁性物含量 </p><
102、p><b> t/m3</b></p><p><b> t/m3</b></p><p><b> t/m3</b></p><p><b> t/m3</b></p><p><b> t/m3</b></p
103、><p> 5.分選作業(yè)的計算:</p><p> 先確定循環(huán)介質量,旋流器循環(huán)懸浮液取3.7m3/t原煤,因此循環(huán)介質總需用量</p><p> V2=227.27×3.7=840.899m3/h</p><p><b> 工作介質總量為</b></p><p> V1=Vn+V
104、2=44.48+840.899=885.38 m3/h</p><p> G1=g1V1=0.815×885.38 =721.585t/h</p><p> Gc1= G1γc1=721.585 ×0.4=288.634t/h</p><p> Gf1=G1γf1=721.585×0.6=432.951 t/h</p>
105、<p> W1=(Δ1-g1)V1=(1.50-0.815)×885.38=606.485m3/h</p><p> 求循環(huán)介質的其他參數(shù)</p><p> G2=G1-Gn =721.585 – 58.48 = 663.105t/h</p><p> Gc2=Gc1-Gn =288.634 – 58.48= 230.154 t/h&
106、lt;/p><p> Gf2=Gf1=432.951 t/h</p><p> W2=W1-Wn=606.485-5.495=600.990 m3/h</p><p> Δ2=(G2+W2)/V2=(663.105+600.99)/840.899=1.50</p><p> γc2=Gc2/G2=230.154/663.105=34.71
107、%</p><p> 設旋流器溢流中的懸浮液密度比工作介質低0.1,底流密度比工作介質密度高0.4,即</p><p> Δ4=Δ1-0.1=1.50-0.1=1.40</p><p> Δ3=Δ1+0.4=1.50+0.4=1.90</p><p> V3=(Δ1-Δ4)V1/(Δ3-Δ4)=(1.50-1.40)×885
108、.38/(1.90-1.40)=177.076m3/h</p><p> V4=V1-V3=885.38 –177.076=708.304 m3/h</p><p> 設底流中磁性物含量比工作介質高0.1,即</p><p> γf3=γf+0.1=0.6+0.1=0.7</p><p> γc3=1-0.7=0.3</p>
109、;<p><b> t/m3</b></p><p> gc3 = g3γc3 = 1.364×0.3 = 0.409t/m3</p><p> gf3 = g3-gc3 = 1.364-0.409 = 0.955 t/m3</p><p> ω3 = Δ3-g3 = 1.90-1.364 = 0.536 t/m
110、3</p><p> G3 = g3V3 = 1.364×177.076= 241.532 t/h</p><p> Gc3 = G3γc3 = 241.532 ×0.3 = 72.460 t/h</p><p> Gf3 = G3 - Gc3 = 241.532 – 72.460 =169.072t/h</p><p&
111、gt; W3 = ω3V3 = 0 .536 ×177.076= 94.913 m3/h</p><p> G4 = G1 - G3 = 721.585 – 241.532= 480.053t/h</p><p> Gc4 = Gc1 - Gc3 =288.634- 72.46 =216.174t/h</p><p> Gf4 = Gf1-Gf3
112、=432.951-169.072= 263.879 t/h</p><p> W4 = W1 - W3 =606.485 –94.913 = 511.572 m3/h</p><p> g4 = G4/V4 =480.053/708.304= 0.678 t/m3</p><p> gc4 = Gc4/V4 =216.174/708.304 = 0.305t/
113、m3</p><p> gf4 = Gf4/V4 = 263.879/708.304= 0.373t/m3</p><p> ω4 = W4/V4 =511.572/708.304 = 0.722t/m3</p><p> Δ4=g4+ω4=0.678+0.722=1.40</p><p> 與原假定值相同,證明以上計算無誤</
114、p><p> γc4=Gc4/G4=216.174/480.053 = 45.03%</p><p> γf4=100-γc4=100-45.03=54.97%</p><p> 進入二段的懸浮液:設旋流器溢流的懸浮液比工作密度低0.1,底流密度比工作密度高0.4</p><p> 設底流中磁性物含量比工作介質高 10%</p>
115、;<p> γ 'f3 = 0.7+0.1=0.8 γ 'c3 = 0.2</p><p> δ'3 =δfδc /(δ'f3δc3+δ'c3δf3) = 5×1.5/(5×0.2+1.5×0.8) = 3.409</p><p> g '3 =(Δ'3 –1)/(δ'3
116、-1)×δ'3 = (2.30-1)/(3.409-1) ×3.409 = 1.840t/m3</p><p> g 'c3 = g '3γ 'c3 =1.840×0.2 = 0.368 t/m3</p><p> g 'f3 = g '3γ 'f3 = 1.840×0.8 = 1.472
117、t/m3</p><p> ω'3 = Δ'3 – g '3 = 2.30-1.840 = 0.46t/m3</p><p> G '3 = g '3 V '3 = 1.840×35.415= 65.164t/h</p><p> G 'c3 = G '3γ 'c3 = 65
118、.164×20% = 13.033t/h</p><p> G 'f3 = G '3γ 'f3 = 65.164×80% =52.131 t/h</p><p> W '3 =ω'3V '3 = 0.46×35.415 =16.291 m3/h </p><p> G '
119、4 = G 3 - G '3 = 241.532 – 65.164= 176.368t/h</p><p> G 'c4 = Gc3 - G 'c3 = 72.46-13.033 =59.427 t/h</p><p> G 'f4 = Gf3 - G 'f3 = 169.072- 52.131 = 116.941 t/h</p>
120、<p> W '4 = W 3 -W '3 = 94.913 – 16.291 = 78.622 m3/h</p><p> g'4 = G '4/V '4 =176.368/141.661= 1.2450t/m3</p><p> g'c4 = G 'c4/V '4 = 59.427/141.661= 0.4
121、195t/m3</p><p> g'f4 = G 'f4/V '4 = 116.9417/141.661=0.8255t/m3</p><p> ω'4 =W '4 /V '4 =78.622/141.661= 0.5550t/m3</p><p> Δ'4 =ω'4 + g'4 =
122、0.5550+1.2450= 1.80</p><p> 與原假定值相同,證明以上計算無誤</p><p> γ'c4 = G 'c4/G '4 = 59.427/176.368 = 33.69%</p><p> γ'f4 =100% – 33.69% = 66.31%</p><p> 6.精煤脫
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