矿物加工选煤厂毕业设计范本.docx

6 工艺流程数质量计算本设计选煤厂生产能力为3.0 Mt/a，每年工作330 d，8 h三班工作制，两班半生产，半班检修，日工作16 h，由此可以计算小时处理量： (6-1)式中：选煤厂小时处理量，t/h；选煤厂年处理能力，t/a；选煤厂年工作日数，d/a； 选煤厂日工作时间，h/d。故单位小时处理量6.1 原煤准备作业数质量计算6.1.1 预先分级筛分作业计算本设计采用0.5200 mm粒级原煤分级入选，+200 mm粒级原煤需要预先分级筛分(50mm)，筛分效率。入料：筛上：；筛下：6.2 块煤重介质分选作业数质量计算根据方案A不分级入选和方案B分级入选的经济效益比较，块、跳汰煤分级入选经济效益最佳。6.2.1 块煤重介质分选指标计算经原煤可选性评定，当块精煤理论精煤灰分为14.0 %时属较难选选。由可选形曲线3-6确定精煤与中煤理论分选密度为=1.65 ，中煤和矸石的分选密度为=1.90。故确定精煤与中煤的实际分选密度为=1.62 ，精煤与中煤的实际分选密度为=1.96。立轮重介分选机选煤取，根据正态分布近似法，重介质分选见公式(6-2)： 2 (6-2)用公式(6-2)求出值，查值表，得到分配率。具体计算如下：矸石段将取=1.62 g/cm3，代入公式(6-2)得密度级-1.30 g/cm3(取1.20 g/cm3)， 查表；密度级1.301.40 g/cm3(取1.35 g/cm3)， 查表；密度级1.401.50 g/cm3(取1.45 g/cm3)，查表；密度级1.501.60 g/cm3(取1.55 g/cm3)，查表；密度级1.601.70 g/cm3(取1.65 g/cm3)，查表；密度级1.701.80 g/cm3(取1.75 g/cm3)，查表；密度级1.801.90 g/cm3(取1.85 g/cm3)，查表；密度级1.902.00 g/cm3(取1.95 g/cm3)，查表；密度级2.00 g/cm3(取2.10 g/cm3)，查表。中煤段将取=1.96g/cm3，由于值和分选密度的改变无关，于是取得中煤段得代入公式(6-2)得密度级-1.30 g/cm3(取1.20 g/cm3)， 查表；密度级1.301.40 g/cm3(取1.35 g/cm3)， 查表；密度级1.401.50 g/cm3(取1.45 g/cm3)，查表；密度级1.501.60 g/cm3(取1.55 g/cm3)，查表；密度级1.601.70 g/cm3(取1.65 g/cm3)，查表；密度级1.701.80 g/cm3(取1.75 g/cm3)，查表；密度级1.801.90 g/cm3(取1.85g/cm3)，查表；密度级1.902.00 g/cm3(取1.95g/cm3)，查表；密度级2.00 g/cm3(取2.10 g/cm3)，查表。用分配率计算设计指标，重介质分选产品设计计算指标见表6-1。表6-1 块煤重介产品设计计算指标Tab.6-1 The calculation indicators of dense medium product of lump coal密度级/g-3入料矸石段中煤段入料中煤段精煤/%Ad/%/%/%Ad/%/%Ad/%/%/%Ad/%/%Ad/%12345=2467=2-58910=791112=7-1013-1.33.495.92005.923.495.92005.923.495.921.31.427.119.22009.2227.119.22009.2227.119.221.41.513.3116.110.210.0316.1113.2816.110016.1113.2816.111.51.611.7621.2211.881.421.2210.3621.220021.2210.3621.221.61.74.9833.4869.363.4533.481.5333.480033.481.5333.481.71.83.3938.0998.593.3438.090.0538.090038.090.0538.091.81.93.1149.4599.993.149.450.0149.450.6711.6849.450.00349.451.92.02.8249.451002.8249.45049.4558.9049.45049.45230.0258.3610030.0258.36058.3699.92058.36058.36合计10031.3044.1655.1855.8314.9411.6832.5557.0213.47从而得到13200 mm粒级原煤理论与设计产品指标表。表6-2 块煤理论与设计产品指标表Tab.6-2 The product index table of theory and design of lump coal产品名称理论指标设计指标/%Ad/%/%Ad/%12345块精煤58.171457.0213.47块中煤11.1925.8011.6828.55块矸石30.6458.3631.3057.18小计100.0028.91100.0028.916.2.2 块煤分选产品平衡表在表6-1中所计算的指标是以50200 mm粒级不带浮沉煤泥时为100 %，而浮沉综合表中浮沉煤泥的占本级产率为0.09 %，灰分为24.52% 是从50200 mm粒级产生的，仍应加到50200 mm粒级中。在此粒级以外，有0.5 mm原生煤泥，从两层原煤自然级筛分试验综合表中查出占总样产率为13.41%，灰分为23.17%，由于分级入选，进入50200 mm粒级的原生煤泥要小于13.41 %，加之50200mm粒级中0.5 mm产率不好计算，故估算为；对于次生煤泥，本设计原煤牌号为老年褐煤，块煤分选采用重介质立轮分选工艺，次生煤泥占块煤全样产率选择4 %。计算结果见表6-3。表6-3 选煤产品设计平衡表Tab.6-3 The balance table of coal preparation product名 称产 率灰分/%占本级/%占块煤全样/%占全样/%12345块精煤57.0256.7611.1013.47块中煤11.6811.632.2732.55块矸石31.3031.166.0955.18小计10099.5519.4629.91占浮沉入料99.5599.550.0129.91浮沉煤泥0.450.450.0930.42合 计10095.8019.5628.956.3 块煤选后产品处理作业计算6.3.1 精煤脱介作业计算(1) 精煤一次脱介脱水的计算精煤一次脱介脱水筛为单层筛，筛孔尺寸为0.5 mm。入料： 筛下：取筛分效率，筛上：(2) 精煤二次脱介脱水作业计算精煤脱介脱水筛为双层筛，筛孔分别为100 mm、0.5 mm，计算如下：入料： 第一层筛：筛孔100 mm，筛分效率取，筛下：值取表6-3中块精煤灰分，则筛上：第二层筛：筛孔0.5 mm，筛分效率取，筛下：本设计采用国外进口设备，第二层筛上物中-0.5 mm粒级物料透筛率很高，取，则由于-0.5 mm粒级物料含量(0.40%)与0.5100 mm粒级物料含量(19.46%)相比小得多，且-0.5mm粒级物料灰分(29.91 %)与0.5100 mm粒级物料相同(29.91 %)，故有筛上：由以上计算可以得到：6.3.2 中煤脱介作业计算(1) 中煤一次脱介脱水的计算中煤一次脱介脱水筛为单层筛，筛孔尺寸为0.5 mm。入料： 筛下：取筛分效率，筛上：(2)、中煤二次脱介计算筛下：取筛分效率筛上：6.3.3 块矸石脱介脱水作业的计算(1)、矸石一次脱介计算：矸石脱介脱水筛筛缝为0.5 mm，取筛分效率。采用进口重介分选槽，分选效率很高，且设定重介分选时煤泥全部进入溢流，所以矸石筛入料中不含-0.5 mm粒级物料。入料：筛下：筛上：(2)、矸石二次脱介计算入料：筛下：取筛分效率为，故筛下没有-0.5以下物料。筛上：6.4 块煤介质循环与净化回收处理计算介质流程计算是为了确定各有关作业悬浮液的性质及数量、耗水量和介质消耗量，为设备选型提供依据。块煤立轮重介分选处理量，主选要求分选密度，由于块原煤入料不经过脱泥过程，故其中无水分。加重剂中磁性物密度，固体中非磁性物(煤泥)密度7。6.4.1 产品平均粒度及平均密度计算取块煤产品的粒度特性与13200 mm粒级块原煤相同，根据原煤筛分实验综合表可以得到块煤入料粒度组成(见表6-4)：表6-4 块煤入料粒度组成表Tab. 6-4 The composition table of feed size of lump coal粒度/mm占本级/%占全样/%15020021.874.2810015016.153.165010061.9812.1350200合计100.0019.57入洗块煤平均粒径为：表6-5 块煤重介产品设计粒度计算指标Tab.6-5 The calculation indicators of dense medium product of lump coal密度级/g-3入料矸石段中煤段入料中煤段精煤/%Ad/%/%/%Ad/%/%Ad/%/%/%Ad/%/%Ad/%12345=2467=2-58910=791112=7-1013-1.33.495.92005.923.495.92005.923.495.921.31.427.119.22009.2227.119.22009.2227.119.221.41.513.3116.110.210.0316.1113.2816.110016.1113.2816.111.51.611.7621.2211.881.421.2210.3621.220021.2210.3621.221.61.74.9833.4869.363.4533.481.5333.480033.481.5333.481.71.83.3938.0998.593.3438.090.0538.090038.090.0538.091.81.93.1149.4599.993.149.450.0149.450.6711.6849.450.00349.451.92.02.8249.451002.8249.45049.4558.9049.45049.45230.0258.3610030.0258.36058.3699.92058.36058.36合计10031.3044.1655.1855.8314.9411.6832.5557.0213.47精煤平均密度为：中煤平均密度为：矸石平均密度为：6.4.2 补加浓介质性质计算设浓介质密度，磁性物密度，煤泥密度，浓介质中磁性物含量为。6.4.3 块煤工作介质性质计算重介立轮分选所要求第一实际分选密度，取工作介质悬浮液密度，则，取，则有重介立轮分选所要求第二实际分选密度，取工作介质悬浮液密度，则，取，则有6.4.4 分选作业计算按处理量要求，选择2台块煤重介质分选槽，槽宽，所需介质循环量按单位槽宽计，则循环介质总量：。精煤工作介质量：中煤工作介质量循环稀介质其他参数计算：本设计块煤分选采用重介质立轮分选机，产品带走悬浮液的性质与工作介质的相同8，由于中煤产率(2.27%)矸石产率(6.09 %)远低于精煤产率(11.10 %)，故设矸精煤带走85 %，中煤带走5%矸石带走10%悬浮液。精煤带走悬浮液：中煤带走稀介悬浮液：中煤带走浓介悬浮液：矸石带走的悬浮液：6.4.5 精煤脱介作业计算(1) 块精煤一次脱介块精煤一次脱介采用0.5mm条缝筛，筛脱出的介质量占入料的80 %，条缝筛下合格介质性质为：则进入脱介脱水筛的悬浮液为：(2) 块精煤二次脱介块精煤脱介筛筛孔0.5 mm，一段脱出合格介质，二段脱出稀介质，由块精煤带入脱介脱水筛稀介段的悬浮液量按经验公式计算7，取，则块精煤二次脱介的喷水取为1 m3/t产品7，其中1/3为清水，2/3为循环水，块精煤脱介脱水筛既是脱介脱水设备，同时也是块精煤分级设备，第一层筛为100 mm分级筛，取100200 mm块精煤产品带走磁性物质量7，则取100200 mm粒级块精煤产品水分为2，则产品带走水量为：取10050 mm块精煤产品带走磁性物质量7，则取10050 mm粒级块精煤产品水分为2，则产品带走水量为：因而，块精煤脱介脱水筛下稀介质为：块精煤脱介脱水筛下合格介质为：6.4.6 中煤脱介作业计算(1) 块中煤一次脱介块中煤一次脱介采用0.5mm条缝筛，筛脱出的介质量占入料的80 %，条缝筛下合格介质性质为：则进入脱介脱水筛的悬浮液为：(2) 块中煤二次脱介块中煤脱介筛筛孔0.5 mm，一段脱出合格介质，二段脱出稀介质，由块中煤带入脱介脱水筛稀介段的悬浮液量按经验公式计算7，取，则块中煤二次脱介的喷水取为1 m3/t产品7，其中1/3为清水，2/3为循环水，取块中煤带走磁性物质量，则取块中煤产品水分为2，则产品带走水量为：因而，块中煤脱介脱水筛下稀介质为：块中煤脱介脱水筛下合格介质为：6.4.7 矸石脱介作业计算(1) 块矸石一次脱介块矸石一次脱介采用0.5mm条缝筛，筛脱出的介质量占入料的80 %，条缝筛下合格介质性质为：则进入脱介脱水筛的悬浮液为：(2) 块矸石二次脱介块矸石脱介筛筛孔0.5 mm，一段脱出合格介质，二段脱出稀介质，由块矸石带入脱介脱水筛稀介段的悬浮液量按经验公式计算7，取，则块矸石二次脱介的喷水取为1 m3/t产品7，其中1/3为清水，2/3为循环水，取块矸石带走磁性物质量，则取块矸石产品水分为2，则产品带走水量为：因而，块矸石脱介脱水筛下稀介质为：块矸石脱介脱水筛下合格介质为：6.4.8 计算所需分流量、补充水量及补加浓介质量所需浓介质补加体积为：分流量为：故分流量补加水体积为：则补加水量为由已计算的分流量和补加水量可进一步求出分流中其它参数：则精煤脱介筛和矸石脱介筛脱出的合格介质经分流后返回合格介质桶悬浮液指标为：因而，浓介质其它参数计算为：6.4.9 磁选作业计算重介分选后进入磁选机的悬浮液由精煤所脱合格介质分流、矸石脱介筛所脱合格介质及精煤和矸石所脱稀介质三部分组成，具体计算为：根据实习和参考资料，磁选效率取，磁选精矿悬浮液密度取，磁性物含量，则磁选精矿中磁性物量为：根据质量平衡原理，磁选尾矿中各指标为：6.4.10 补加新介质及稀释水量计算块煤重介分选所需新介质是补加循环浓介质与磁选所得精矿之差，取新介质中的磁性物含量，则补加新介质量为补加稀释水量为6.4.11 块煤介质流程平衡表表6-6 块煤重介分选介质平衡表Tab. 6-6 The dense separating medium balance table of lump coal项目各项指标G/t.h-1Gc/t.h-1Gf/t.h-1W/m3.h-1进入原煤带入7.597.5900脱介用循环水73.09脱介用清水36.54稀释用水100.77补加新介质0.640.030.61合计8.237.620.61210.40排出精煤产品带走0.0220.0020.026.80中煤产品带走0.00430.00040.00392.46矸石产品带走0.0120.0010.0116.60磁选尾煤8.207.560.64171.14合计8.23837.56340.6749210.40差额-0.0083-0.008300表6-7 块煤循环介质系统平衡表Tab. 6-7 Table of circulation medium system balance of lump coal项目各项指标V/m3.h-1G/t.h-1Gc/t.h-1Gf/t.h-1W/m3.h-1进入循环介质桶精煤脱介返回合格介质220.52181.0617.2098.87176.20中煤脱介返回合格介质23.3319.151.8219.6618.64矸石脱介返回合格介质46.6138.263.6439.2837.24补加浓介质164.08145.1711.70156.65155.06补加清水13.0413.04合计467.58383.6434.36314.46400.18排出循环介质467.58383.6434.36314.46400.18差额00000表6-8 块煤重介质系统水耗及介耗表Tab. 6-8 The consumption of water and medium table of dense medium system of lump coal项目总耗量/t.h-1每吨原煤消耗/kg水量消耗循环水330.07330.07清水166.13166.13合计496.20496.20介质消耗洗大块带走量0.0270.027洗混中块带走量0.0960.096块矸石带走量0.0110.011小计0.1340.134磁选尾矿损失0.370.37合计0.5040.5046.5 跳汰煤跳汰分选作业计算6.5.1 跳汰分选指标的计算根据经济方案比较，当精煤灰分为11%时，利润最大。经原煤可选性评定，当精煤灰分为11%时，原煤可选性为中等可选。由可选形曲线确定中煤理论分选密度，矸石理论分选密度。故确定中煤的实际分选密度为，矸石的实际分选密度为。根据选用跳汰机类型、作业条件确定不完善度1。则通过公式6-2： (6-2)将t值算出查t-F(t)表，即算出各密度级在跳汰分选产物中的分配率。矸石段：已知：，。密度级-1.30g/cm3时（取1.20 g/cm3），查表得；密度级1.301.40g/cm3时（取1.35 g/cm3），查表得；密度级1.401.50g/cm3时（取1.45 g/cm3），查表得；密度级1.501.60g/cm3时（取1.55 g/cm3），查表得；密度级1.601.70g/cm3时（取1.65 g/cm3），查表得；密度级1.701.80g/cm3时（取1.75 g/cm3），查表得；密度级1.801.90g/cm3时（取1.85 g/cm3），查表得；密度级1.902.00g/cm3时（取1.95 g/cm3），查表得；密度级+2.00g/cm3时（取2.10 g/cm3），查表得；根据选用跳汰机类型、作业条件确定不完善度1。将t值算出查t-F(t)表，即算出各密度级在跳汰分选产物中的分配率。中煤段：已知：，。密度级-1.30 g/cm3时（取1.20 g/cm3）， ，查表得；密度级1.301.40g/cm3时（取1.35 g/cm3），查表得；密度级1.401.50g/cm3时（取1.45 g/cm3），查表得；密度级1.501.60g/cm3时（取1.55 g/cm3），查表得；密度级1.601.70g/cm3时（取1.65 g/cm3），查表得；密度级1.701.80g/cm3时（取1.75 g/cm3），查表得；密度级1.801.90g/cm3时（取1.85 g/cm3），查表得；密度级1.902.00g/cm3时（取1.95 g/cm3），查表得；密度级+2.00 g/cm3时（取2.10 g/cm3），查表得。由以上计算得出跳汰分选结果，见表6-1。6.5.2 选煤产品平衡表的编制 由可选性曲线图以及表6-1、6-2、6-3的计算结果可以看出理论与设计指标的对比情况,比较结果见表6-9。该厂原煤采用不分级跳汰主再选，由于原煤中煤泥含量13.41%，故次生煤泥含量取6.0%1，灰分取24.73%。取精煤灰分为11%，矸石灰分为76.65%，通过可选性曲线可得，精煤产率为82.58%，矸石产率为10.35%，则中煤产率为100%-82.58%-10.35%=7.07%，理论分选密度为1.67 g/cm3，中煤灰分为51.51%，精煤和中煤分界灰分为37.04%，通过0.1曲线可知分选密度邻近物的产率为6.07%，说明原煤在这个分选密度下易选。表6-9 跳汰煤入料粒度组成表Tab. 6-4 The composition table of feed size of jigging coal产品名称理论指标设计指标/%Ad/%/%Ad/%1 2 3 4 5 跳汰精煤82.5811 81.110.97中煤7.0751.5111.5954.95矸石10.3576.657.3173.48小计100.0020.66 100.00 20.66 表6-10跳汰产品设计指标计算表Tab. 6-10 Table of the design product balance results of jig名称产率/%灰分/%占本级占跳汰煤全样占全样粗精煤81.163.8254.3510.97中煤11.599.127.7754.95 矸石7.315.754.9073.48小计100.00 78.69 67.0220.64占浮沉入料97.6478.6965.4420.64 浮沉煤泥2.361.901.5831.54 合计100.00 80.59 67.0220.89占全样80.59 80.59 67.0220.89 原生煤泥13.41 10.41 7.4223.17次生煤泥6.00 6.00 6.0020.66合计100.00 100.00 80.4321.18 6.5.3跳汰分选作业计算入料：从产品平衡表可知，全部的煤泥源生煤泥、次生煤泥和浮沉煤泥之和。为了计算方便，假定全部进入粗精煤溢流煤泥总量:% =23.05%结合选煤产品设计平衡表，得出主选产物：矸石：中煤：粗精煤： =13.58 (%)6.5.4粗精煤双层分级筛脱水分级的计算上层筛筛孔为25 mm,脱泥效率为100 %。入料：=80.43% =394.03 t/h =21.18 %上层筛筛下物： 上层筛筛上物：=10.97%下层筛筛孔为0.5mm,取脱泥效率为70 %。下层筛筛下物：下层筛筛上物：6.5.5中煤脱水作业计算取脱水筛的筛孔为0.5mm，取筛分效率为100% 。入料：筛下：筛上： 6.5.6分级作业计算上层筛筛孔为13 mm，取筛分效率为100 % 。入料第一层筛：筛下：筛上：第二层筛：筛下：筛上：6.5.7煤泥浓缩作业计算进入浓缩池的来自煤泥沉淀池的底流，斗子捞坑溢流和脱水筛筛下物则：入料：溢流：底流：6.5.8加压过滤作业计算加压过滤机的入料为浓缩池的底流，经压滤后出产品滤饼，滤液作循环水使用。取加压过滤机效率为100 %，即滤液滤饼6.5.9分选结果综合表6-11分选产品最终平衡表Table 6-11 Table of the final balance sheet of coal cleaning products名称产率/%灰分/%占本级占全样跳汰精煤81.1054.3510.97跳汰中煤11.597.7754.95 块矸石7.314.9073.48小计100.00 67.0220.64占浮沉入料97.6465.4420.64 浮沉煤泥2.361.5831.54 合计100.00 67.0220.89占全样80.59 67.0220.89 块精煤57.0211.1013.47块中煤11.682.2732.55块矸石31.306.0955.18小计10019.4629.91占浮沉入料99.550.0129.91浮沉煤泥0.450.0930.42合 计10019.5628.95原生煤泥13.41 7.4223.17次生煤泥6.00 6.0020.66合计100.00 10022.626.6 水量流程计算6.6.1 产品带走水量计算(1) 重介块精煤带走水量取100200 mm粒级块精煤，则取10050 mm粒级块精煤含水，则 (2)重介块中煤带走水量取20050 mm粒级块精煤含水，则(3) 跳汰精煤带走水量取2550 mm粒级块精煤含水，则取2513 mm粒级块精煤含水，则取0.513 mm粒级跳汰精煤含水，则(4)中煤带走水量取0.550 mm粒级跳汰精煤含水，则(5) 煤泥带走水量取加压过滤煤泥含水，则(6) 矸石带走水量取块矸石含水，则取跳汰矸石含水，则6.6.2跳汰作业水量计算采用分级入选，设需水量，所以跳汰机总需水量 实际需加水量矸石：脱水筛脱水，取 中煤：采用斗式提升机脱水，取 粗精煤：煤泥水：跳汰补循环水：6.6.3中煤脱水作业计算6.6.4煤泥浓缩作业计算入料： 煤泥浓缩机底流