矿物加工本科毕业论文

选煤工艺设计课程设计摘要本设计是洪洞县南村2.4Mt/a矿井型选煤厂初步设计。入洗原煤来自矿区矿井，煤种为肥气煤。设计要求精煤产品满足灰分Ad<10.00%，水分Mt<10.00%。选煤厂工作制度为每年生产330天，每天16小时，两班生产，一班检修。设计先对煤质资料进行审查、分析、校正、计算，然后分析原煤的可选性,确定原煤是否分级入选。在此基础上，通过对比几个可能的选煤工艺流程，对其进行产品预测和技术、经济比较，选出最佳方案：<50mm无压不脱泥三产品重介旋流器+<0.5mm直接浮选。方案确定后，进行水量、介质及数质量平衡计算。依据计算结果，进行设备选型。最后画出设备联系图，对各个车间进行布置，并对总的工业场地进行总体规划。另外，本设计还对生产辅助设施、环保等方面进行了简单阐述。关键词：选煤；无压三产品重介旋流器；直接浮选

目录TOC\o"1-3"\h\u32447目录 第三章流程计算工艺流程计算时必须遵守数量、质量平衡的原则。内容包括：数质量流程计算、水量流程计算、介质流程计算以及编制产品最终平衡表，介质平衡和消耗指标表等。3.选煤工艺流程的计算目的在选煤设计过程中，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选煤厂工作制度下进行的，工艺流程计算达到以下目的：计算出各作业入料和排料的数量和质量。计算工艺流程的煤、水数量和质量的平衡，为绘制数质量工艺流程图提供可靠的依据。计算所需各工艺设备的数量提供资料和依据。为投资概算提供分析的依据。投产后的生产技术管理，生产指标分析对比提供依据。以下流程计算，用R表示该作业产率，Q表示该作业产量，A表示该作业产品灰分。4.数质量流程计算选煤厂小时处理能力：入选原煤：原煤预先分级作业：筛孔直径为50mm，取筛分效率为100%，入料为入选原煤。筛上物：筛下物：手选作业认为拣出>50mm可见矸石效率为100%，破碎作业认为只有粒度的变化，数质量不发生改变。无压不脱泥三产品重介旋流器分选所得精煤、中煤和矸石的产率见表3-17所示。粗煤泥及煤泥水系统所得产品的计算和水量及介质流程计算一起。4.1.水量及介质流程的计算4.2.给料中的煤泥及水的计算原煤带入水分由工业分析结果可知为，水分小于5%，忽略不计。即：入料中含水量为：入料中煤泥水的体积为：其中：δc=1.50，即为煤泥的真密度。悬浮液中单位体积的固体量：入料悬浮液的浓度为：式中：—煤泥水的水量，m/h；—煤泥水中干煤泥量,t/h；—煤泥水的体积，m/h；—入选原煤量,t/h；—入选原煤的水分,%；—入选原煤中的煤泥含量,%；—非磁性物煤泥的真密度，t/m；—原煤带入悬浮液的密度，t/m；—原煤带入悬浮液单位体积固体重量，t/m。4.3.补加浓介质性质的计算分选计算中，设定非磁性物料真密度为：，磁性物料的真密度为：=4.4—5.2t/m3，可取。那么补加浓介质的指标计算如下：取=2.0t/m3，=5.0t/m3，t/m3，，。固体混合物的真密度：悬浮液单位体积中固体物含量为：其中非磁性物含量为：其中磁性物含量为：水的重量为：式中：、—分别为磁性物和非磁性物的真密度，t/m；、—分别为磁性物和非磁性物的含量，%。4.4.工作介质的性质的计算因为t/m3，无压旋流器的实际分选密度与理论分选密度的差值为0（《选煤工艺设计使用技术手册》P257表5-19），为1.45t/m3，所以去工作介质的分选密度为t/m3。取验证λ=34.41%式中：λ—悬浮液中固体的体积浓度。因为15%＜λ＜35%，符合要求，则有：式中：—分别为工作悬浮液单位体积中固体、磁性物、非磁性物、水的重量，t/m3。4.5.工作介质总量的计算查《选煤工艺设计实用技术手册》P245表5-20可知，使用三产品重介旋流器时，指标为4.0—4.5m3/t，可取4.2m3/t。由此可计算工作悬浮液的各项指标：式中：—分别为工作悬浮液中固体、磁性物、非磁性物、水的重量，t/h。4.6.循环悬浮液的其它参数的计算循环悬浮液的其它参数为：4.7.分选作业的计算分选为三产品重介旋流器，由《选煤工艺设计与管理》P120可知，底流悬浮液的密度比工作悬浮液的密度高0.4—0.7g/cm3，而溢流悬浮液的密度要低0.07—0.17g/cm3。设旋流器中的悬浮液密度比工作介质密度低0.1g/cm3，底流悬浮液密度比工作介质密度高0.4g/cm3，有：《选煤工艺设计与管理》P120有叙述：设底流悬浮液中磁性物含量比工作悬浮液高5%—15%，当加重质粒度粗时取大值。设底流中磁性物含量比工作介质高10%，即：继而可得到溢流悬浮液的参数：与原假定值相同，证明以上计算无误。那么有：一段旋流器底流进入第二段旋流器，设旋流器中的悬浮液密度比工作介质密度低0.1g/cm3，底流悬浮液密度比工作介质密度高0.4g/cm3，即：同样，设底流中磁性物含量比工作介质高10%，即得二段旋流器底流参数：与原假定值相同，证明以上计算无误，即：4.8.精煤脱介作业的计算精煤脱介作业中多选取弧形筛的脱介率为入料的75%，筛下为合格介质。那么进入精煤脱介筛的悬浮液为：由精煤带入脱介筛稀介段的悬浮液，按经验公式计算，当物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，中块煤（13～25mm）所带的磁性物数量由经验指标取kg/t;末煤（<13mm）所带的磁性物数量取kg/t。由综合筛分资料表可知，物料中块煤的含量为：而且由上述可知给料悬浮液单位体积中的固体含量为t/m3，给料悬浮液中磁性物含量为：。取喷水为每吨产品1.5m3，其中一段占总用水量2/3，二段和三段占总用水量的1/3，三段为清水。那么，精煤脱介筛喷水：取中块精煤（13～25mm）产品带走的磁性介质量kg/t，末精煤（<13mm）带走的磁性物数量为kg/t,则可以计算出各产物带走的磁性物数量，其中块精煤带走悬浮液的各参数如下：取块精煤产品水分为8%，则带走的水量为：末精煤带走悬浮液的各参数值为：脱水筛上末精煤水分取16%，则带走的水量为：精煤脱介筛下稀介质为：精煤脱介筛下合格介质为：末精煤采用立式刮刀卸料离心脱水机，产品水分为5—7%，取6%，离心液中含有+0.5mm和-0.5mm的粗煤泥，一般占入料的5—10%，取7.0%，假设磁性物和非磁性物在离心液中的分配率为50%。末精煤离心液中物料的计算：产品末精煤：4.9.中煤脱介作业的计算取弧型筛脱出的介质量占入料介质量的65%，则弧型筛下合格介质为：进入脱介筛的悬浮液为：由中煤带入脱介筛稀介段的悬浮液，按经验公式计算，当物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，中块煤（13～25mm）所带的磁性物数量由经验指标取kg/t;末煤（<13mm）所带的磁性物数量取kg/t。而且由上述可知给料悬浮液单位体积中的固体含量为t/m3，给料悬浮液中磁性物含量为：。取喷水为每吨产品1.5m3，其中一段2/3循环水，二段1/3循环水：那么，精煤脱介筛喷水：取中块中煤（13～25mm）产品带走的磁性介质量kg/t，末中煤（<13mm）带走的磁性物数量为kg/t,则可以计算出各产物带走的磁性物数量，其中块中煤带走悬浮液的各参数如下：取块中煤产品水分为9%，则带走的水量为：末中煤带走悬浮液的各参数值为：脱水筛上末中煤水分取16%，则带走的水量为：精煤脱介筛下稀介质为：精煤脱介筛下合格介质为：末中煤采用立式刮刀卸料离心脱水机，产品水分为5—8%，取8%，离心液中含有+0.5mm和-0.5mm的粗煤泥，一般占入料的5—10%，取7.0%，假设磁性物和非磁性物在离心液中的分配率为50%。末中煤离心液中物料的计算：产品末精煤：4.10.矸石脱介作业的计算取弧型筛脱出的介质量占入料介质量的65%，则弧型筛下合格介质为：进入脱介筛的悬浮液为：由矸石带入脱介筛稀介段的悬浮液，按经验公式计算，当物料由脱介筛浓介段进入喷水的稀介段时，中块煤（13～25mm）所带的磁性物数量由经验指标取kg/t;末煤（<13mm）所带的磁性物数量取kg/t。取喷水为每吨产品1，其中1/3清水，2/3循环水。取中块矸石（13～25mm）产品带走的磁性介质量kg/t，末中矸石（<13mm）带走的磁性物数量为kg/t,则可以计算出各产物带走的磁性物数量，矸石带走悬浮液的各参数如下：取矸石水分为14.0%，则带走的水量为：矸石脱介筛下的稀介质量为：矸石脱介筛下合格介质为：4.11.所需分流量、补充水量及补加浓介质量的计算先求出所需浓介质补加体积：其中：，，，，，，，，。分流悬浮液体积：分流确定后，可进一步求出分流中其它参数：同时可求出精煤脱介所得合格介质经分流以后返回合格介质桶的悬浮液为：补加浓介质的其它各项参数：进入精煤稀介桶的悬浮液：精煤稀介桶中悬浮液的固体质量百分数为：符合磁选机入料的要求，故可以不设浓缩机。进入中矸稀介桶的悬浮液：中矸稀介桶中悬浮液的固体质量百分数为：入料的浓度太低，需要进行浓缩。取浓缩机底流固体质量百分数为P=22%，为计算方便，假设固体物全部进入底流，则底流悬浮液参数计算如下：溢流中只有水，固体物含量为零。4.12.磁选作业的计算磁选作业均采用两段磁选，悬浮液密度，磁性物含量，有关性质：，。精煤磁选作业的计算，一段磁选：进一步求出磁选尾矿的参数：二段磁选精矿：磁选尾矿：中矸磁选作业的计算，一段磁选精矿：进一步求出磁选尾矿的参数：二段磁选精矿：磁选尾矿：计算补加新介质及稀释用水：4.13.磁选尾煤的计算取精煤磁选机尾煤中煤泥的灰分为,其固体物含量中<0.5mm产量为：中矸磁选机尾煤：入料中煤泥的灰分值为：则中矸尾煤的灰分值为：精煤泥分选旋流器分级计算，入料中含有+0.5mm的粗粒煤泥和-0.5mm的细粒煤泥，则有：取-0.5mm固体物在底流中的分配率为40%，+0.5mm的全部进入底流，则有：旋流器底流粗煤泥进入弧形筛预先脱泥，然后进入煤泥离心机脱水。设预先分级时脱水效率为75%，-0.5mm脱泥效率为65%，+0.5mm全部留在筛上。则有：粗精煤经离心脱水机脱水后水分取18%，取离心液中-0.5mm含量为8%。粗精煤脱水的计算如下，离心液：粗精煤：粗精煤水量：离心液中水量：中矸磁选尾煤泥经旋流器分级后，用弧形筛预先脱水，然后再用高频筛二次脱水，得到的煤泥掺入中煤。则有：取-0.5mm固体物在底流中的分配率为40%，+0.5mm的全部进入底流，则有：旋流器底流粗煤泥进入弧形筛预先脱泥，然后进入煤泥离心机脱水。设预先分级时脱水效率为75%，-0.5mm脱泥效率为65%，+0.5mm全部留在筛上。那么：粗精煤经高频筛脱水后水分取23%，取筛下水中-0.5mm含量为85%。粗精煤脱水的计算如下：筛下水：中矸煤泥：中矸粗煤泥水量：筛下物中水量：4.14.浮选的计算浮选机入料：取浮选的精煤抽出率为65％，浮选精煤灰分为10%。故可知浮选精煤和浮选尾煤的产率：取浮选泡沫的液固比为R=3，则有：浮选精煤脱水，取精煤水分为20%，则有：滤液：浮选尾煤的浓缩的计算如下：取煤泥浓缩机底流的液固比R=1.3，则有：浮选尾煤的压滤的计算如下：取浮选尾煤水分为24%，则带走的水量为：介质系最终产品平衡表统平衡表、循环介质系统平衡表、重介系统水及介质消耗、水量平衡表、最终产品平衡表如表4-SEQ表_4-\*ARABIC1、表4-2、表4-3、表4-4、表4-5。

表4-1介质系统平衡表Table4-1Thebalancetableofmediumsystem项目各项指标G(吨/时)Gc(吨/时)Gf(吨/时)W(米3/时)进入原煤带入悬浮液89.1889.180.000.00脱介用循环水652.41补充清水60.22补加新介质0.140.010.130.08合计89.3289.190.13712.71排出精煤带走0.210.110.0920.00中煤带走0.020.010.012.78矸石带走0.050.010.0310.48磁选尾矿89.0589.050.00572.24浓缩机溢流0.000.000.00107.20合计89.3289.190.13712.71差额0.000.000.000.00表4-2循环介质系统平衡表Table4-2Thebalancetableofcyclemediumsystem项目各项指标V(米3/时)G(吨/时)Gc(吨/时)Gf(吨/时)W(米3/时)进入合格介质桶分流1278.59826.20457.40368.80899.90矸石弧形筛下49.8494.3928.3266.0817.75矸石脱介合介24.9447.2314.1733.068.88中煤弧形筛下199.36250.96109.82141.1497.91中煤脱介合介105.59132.9258.1774.7551.86补加浓介质63.2081.374.0777.3045.02补充清水135.95135.95合计1857.461433.07671.95761.131257.27排出循环介质1857.461433.07671.95761.131257.27差额0.000.000.000.000.00

表4-3重介系统水及介质消耗Table4-3Theconsumptionofdensemediumandwatersystem项目总耗量/t.h-1每吨原煤消耗/kg水量消耗循环水652.411435.30清水60.30132.66合计712.711567.96介质消耗精煤带走量0.090.20中煤带走量0.010.02矸石带走量0.030.07小计0.130.30磁选尾矿损失0.000.00合计0.130.30表4-4水量平衡表Table4-4Thebanlancetableofwater选煤过程中用水项目水量/m3.h-1选煤过程中排水项目水量/m3.h-2循环水精煤脱介筛一段喷水288.23产品

带走

水量精煤带水量25.29中煤脱介筛一段喷水31.85中煤带水量3.28矸石脱介筛一段喷水64.38矸石带水量10.48合格介质桶补加水量135.95浮选精煤带水量12.35精煤脱介筛二段喷水83.89煤泥带走水量8.90中煤脱介筛二段喷水15.92小计60.30矸石脱介筛二段喷水32.19返回

澄清

水中矸稀介浓缩机107.20小计652.41尾煤浓缩机溢流381.63清水补加新介带入水0.08尾煤压滤机滤液27.75补加清水60.22精煤压滤机滤液135.83小计60.30小计652.41全部用水量712.71总排出水量712.71

表4-5最终产品平衡表Table4-5Thebanlancetableoffinalproducts产品种类产率/%小时产量/t/h日产量/t/d年产量/Mt/a灰分/%水分/%原煤100.00454.557272.73240.0026.041.96块精煤23.03104.671674.6755.2611.478.00末精煤37.58170.812732.9490.1911.326.00粗精煤5.3024.09385.3912.7216.9818.00浮选精煤10.8749.39790.2826.0810.0020.00合计精煤76.77348.955583.28184.2511.579.41块中煤2.5411.56185.016.1132.309.00末中煤4.1518.87301.959.9632.158.00中矸粗煤泥0.361.6626.490.8741.1623.00尾煤泥6.2028.19451.0514.8843.7524.00合计中煤13.2660.28964.5031.8337.8516.09分选矸石14.1764.391030.3034.0076.8714.00手捡矸石2.7012.29196.706.4982.09总计矸石16.8776.691227.0040.4977.7111.76补加新介质0.0020.010.110.0037合计106.90485.937774.89256.5725.2710.61

第四章设备选型1.选型与计算的原则和规定1.1.设备选型原则所选设备的型号和台数，应与设计厂型相匹配，尽量采用大型设备，充分估计到机组间的配合与厂房布置的紧凑，便于生产操作。所选设备的类型应适合原煤特性与产品质量要求。应选用高效率、低消耗、成熟可靠的产品。尽可能选用同类型，同系列的设备产品，便于检修和备件的更换。优先选用具有“兼容性”的系列设备，便于新型设备对老型设备的更换，也便于更新和改扩建。在设备选用的过程中，贯彻国家当前的技术经济政策，考虑长远规划。设备招标应考虑性能价格比，切忌一味追求低价格。1.2.不均匀系数在选煤厂生产过程中，原煤的数量和质量具有不均衡性，随时都可能产生波动。为保证选煤厂均衡生产，在确定设备的型号和台数时，需要用各作业的处理量乘以不均衡系数。按设计规范，各车间设备选型的不均衡系数取值如下：由矿井直接来煤，从受煤仓至配（原）煤仓的各环节，设备的处理能力不均衡系数取1.20—1.30。由标准轨距车辆来煤，从受煤仓至配（原）煤仓的各环节，设备的处理能力不均衡系数应不大于1.5，当采用翻车机或浅受煤槽等方式卸煤和受煤时，配（原）煤仓前各环节设备的处理能力应与翻车机或浅受煤槽的卸车能力相适应。在配（原）煤仓以后，设备的处理能力不均衡系数，对煤流系统取1.15；对煤泥水系统、重介质悬浮液系统取1.25；矸石系统取1.5。2.主要设备选型与计算2.1.筛分设备筛分设备的选型计算是依据筛分机的单位符合定额计算。先计算出分级产品所需要的筛分机面积，再根据面积选择筛分机。计算公式如下式中：F—所需筛面面积，m2；Q—入料量，t/h；k—不均衡系数；q—单位负荷定额,t/(m2·h)。确定了所需的筛分面积后，可使用下式确定所需的筛分机台数式中：F—所需筛面面积，m2；n—所需的筛分机台数；—筛分机单台有效面积。2.1.1.原煤预先筛分：所需预先分级筛为50mm分级，选用振动轨迹为圆，查《选煤工艺设计与管理》表5-1，取q=50t·m-2·h-1，在煤流系统中取k=1.15，所以选取设备型号为ZD1740的圆振筛，选取的设备台数为取整：n=2(台)2.1.2.脱介直线振动筛和弧型筛精煤直线振动筛选型所需脱介直线振动筛为0.5mm分级脱介，查《选煤工艺设计与管理》表5-3，取单位面积处理量q=6t·m-2·h-1，选取ZKS3660直线振动筛，在煤流系统中取k=1.15,所以取整：n=3(台)中煤直线振动筛选型查《选煤工艺设计与管理》表5-3，取单位面积处理量q=6t·m-1·h-1，选择ZKS3675直线振动筛，在煤流系统中取k=1.15,所以取整：n=1(台)矸石直线振动筛选型查《选煤工艺设计与管理》表5-3，取单位面积处理量q=6t·m-1·h-1，选取ZKS2460，在煤流系统中取k=1.5,所以取整：n=1(台)2.2.破碎设备破碎设备的选型计算一般采用单台设备处理能力，所需设备台数按下式计算式中：n—所需的筛分机台数,台；Q—入料量，t/h；k—不均衡系数；Qe—破碎机单台处理量，t/（h·台）。其计算如下：根据单位小时处理能力选取破碎机机型为2PGC-600×750，处理能力80t/h,所以取整：n=1（台）2.3.分选设备重介质旋流器采用泵给料的三产品旋流器，重介质旋流器采用单台处理能力来计算。计算公式如下式中：n—所需的旋流器台数；Q—入料量，t/h；k—不均衡系数；Qe—单台设备处理量，t/(h·台)。根据单位小时处理能力选取3GDMC1400/1000的三产品重介旋流器，处理能力为550t/h，所需旋流器台数取整n=1（台）浮选采用机械搅拌式浮选机，其选型和计算方法主要根据单位容积负荷定额和单台处理能力计算。根据流程计算中的数据可知，煤泥水经过矿浆处理器后进入浮选机，对于该直接浮选的矿浆的浓度为137.83g/l>80g/l，应采用单位容积所能处理干煤泥量来计算式中：n—所需的浮选机台数；k—物料的不均衡系数；Q—干煤量，t/h；q—单位面积处理的干煤泥量；V—浮选机单槽容积；kv—有效容积利用系数（一般取0.85）。首先根据工艺设备的选型与计算表5-18，选取浮选机总容积计算的单位负荷q=0.8t·m-3·h-1，选取XJM-S16型4槽浮选机取整，n=3（台）2.4.磁选机介质流程采用的筛下稀介直接磁选，为了保证磁选效果，采用磁选机为逆流式双滚筒永磁式磁选机。所需磁选机台数可以按下式计算式中：n—所需的磁选机的台数；Q—入料量，t/h；k—不均衡系数；Qe—单台设备处理量，t/(h·台)。2.4.1.精煤磁选机选取型号2CTXN-1030双筒永磁筒式磁选机，其单台处理量为=250m3·（h·台）-1的，在煤泥水系统中取k=1.25,所以取整：n=3（台)2.4.2.中矸磁选机选取型号2CTXN-1007的双筒永磁筒式磁选机，单台处理量=80m3·（h·台）-1，在煤泥水系统中取k=1.25,所以取整：n=1(台)2.5.分级和浓缩设备用威海海王公司生产的FX350分级旋流器，采用新颖的旋流器内部构造以及较高的内部表面光洁度要求，提高了分级旋流器分级效率和分选精度，采用聚氨酯弹性体制作，具有轻便、使用寿命长的优点，直径350mm，锥角20°，分级粒度0.1—0.5mm，单体处理能力600—100m3/h，取处理量为80m3/h。粗煤泥水力分级旋流器需要台数计算如下取整：n=10(台)中矸粗煤泥分级旋流器所需台数取整：n=1(台)中矸稀介质浓缩设备根据沉淀所需的面积来计算的，其计算公式如下式中：F—所需沉淀面积，m2；Q—进入设备的干物料，t/h；R1—给料液固比；R2—浓缩产品的液固比；k—悬浮液的不均衡系数；Φ—沉淀面积利用系数（取0.9）；q—单位面积处理能力，m3/(m2·h)。选取NNTX350*4浓缩旋流器，需要设备台数为取整：n=1（台）2.6.脱水设备离心机选型是根据单台处理能力进行计算的。计算公式如下式中：n—所需的台数；Q—入料量，t/h；k—不均衡系数；—单台设备处理量，t/(h·台)。2.6.1.末精煤离心机的计算：选取TLL1100型立式螺旋刮刀卸料离心脱水机，其单台处理量，所需台数为取整：n=2(台)2.6.2.末中煤离心机的计算：选取TLL900型立式螺旋刮刀卸料离心脱水机，其单台处理量，所需台数为取整：n=1(台)2.6.3.煤泥离心机选取LLL1200-650型立式螺旋刮刀卸料离心脱水机，其单台处理量，所需台数为取整：n=1(台)2.6.4.高频筛的选型选取GPS1031型高频筛，单台设备处理量为，所需台数为取整：n=1台加压过滤机的选型计算时根据单位面积处理能力进行计算的。不均衡系数k=1.25。对于加压过滤机，用处理煤泥时单位面积处理能力为0.4—0.8t/(m2·h)，计算公式如下式中：n—所需压滤机台数，台：F—所需过滤面积，m2；Q—入料量，t/h；k—不均衡系数；q—单位负荷定额，t/(m2·h)。取GPJ-96型加压过滤机，每台处理面积96m2，所需台数为取整：n=2（台）2.6.5.尾煤压滤机的选型：取不均衡系数k=1.25，查《选煤工艺设计与管理》表5-35，选取单位面积的处理能力0.06t/(m2·h)。所需台数取整：n=2（台）2.6.6.尾煤浓缩机浓缩机的计算选型有两种方法根据煤泥沉淀所需的面积来