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文档简介

3.00Mt/a矿区型炼焦煤选煤厂目录全套图纸加V信153893706或扣3346389411第一部分总论 1第一节项目背景 1第二节工程设计简述 2第三节结论和建议 7第一章厂区概况及原料煤基地 8第一节厂区(矿区)概况 8第二节原料煤基地 9第二章厂型、厂址及工作制度 10第一节建设规模 10第二节厂址选择 10第三节工作制度、生产能力及服务年限 10第三章选煤工艺 11第一节煤质特征及其可选性 113.1.1煤质资料的审查 113.1.2煤质资料的校正 133.1.3煤质资料的分析 143.1.4两矿原煤可选性研究及分组讨论 193.1.5两矿煤质资料综合及分级讨论 253.2选煤工艺的初定和技术经济比较 313.2.1初步选定的方案分析 313.2.2方案的产品预测 323.2.3方案的技术经济比较 413.3选定流程的介绍及流程计算 463.3.1辅助工艺的确定 463.3.2设计工艺流程的整体描述 473.4流程计算 493.4.1数质量流程计算 493.4.2介质流程计算 493.4.3工艺流程计算结果汇总 552.5设备选型及计算 572.5.1选型与计算的原则和规定 572.5.2主要设备选型与计算 573.6选煤工艺布置 663.6.1工艺布置原则 663.6.2总平面布置 663.6.3原煤受煤、配煤 663.6.4主厂房 673.6.5产品仓 683.6.6尾煤系统 683.7生产技术检查 683.7.1检查的内容与项目 693.7.2技术检查取样设置 713.7.3检查室 71第四章给水排水 72第一节水源 72第二节用水量及水压 72一、用水量 72二、水压 72第三节给水系统 72一、生活给水系统 72二、消防给水系统 72三、生产给水系统 72四、冲洗给水系统 72五、管材 72六、管网 73第四节排水系统 73一、生产排水系统 73二、生活排水系统 73三、管材 73第五章采暖、通风及供热 74第一节设计资料 74第二节采暖 74第三节通风除尘 75第四节供热管网 76第五节锅炉房 76第六章电气 77第一节供配电 77一、电源及供电方式 77二、设备容量 77三、负荷估算及变压器选择 77四、设备选型 78第二节照明、防雷及接地 78第三节工艺系统设备控制 79一、控制系统组成 79二、集控系统 79三、控制设备的选型 80第四节自动化 80一、自动化项目 80二、监控内容及仪表设置 81三、管理监控系统 82第五节通信及生产管理系统 83一、生产调度管理系统 83二、火灾自动报警系统 84三、设备点检系统 84四、有害气体检测系统 85第七章辅助生产设施 86第一节空气压缩机房 86第二节介质制备及存储 86第三节药剂站、油脂库 86第四节机修车间及材料库 86第八章建筑物与构筑物 87第一节设计资料 87一、设计依据 87二、设计原则 87第二节建筑材料及施工条件 87一、厂址地理位置及周围环境 87二、水文、气象 87三、建筑材料及构配件 88第三节建筑物和构筑物设计 88一、主要生产建筑物 88二、主要受煤系统建(构)筑物 89三、主要煤泥水系统建(构)筑物 89四、主要储煤(矸)系统建(构)筑物 89五、主要输煤系统建(构)筑物 89六、主要电气建(构)筑物 90第九章运输 91一、技术条件 91二、股道设置 91第十章工业场地总平面 92第一节原始资料 92第二节总平面布置 92一、布置原则 92二、场地功能区分 92三、总平面布置 92四、辅助车间的布置 93五、行政、生活福利设施的布置 93六、运输 93七、场地利用系数及绿化 94第十一章环境保护 95第一节概述 95一、环境保护设计依据 95二、采用的环境保护标准 95第二节主要污染源及其控制措施 95第三节厂区绿化 95第十二章劳动安全 96第一节预防自然灾害措施 96第二节防火防爆措施 96第三节防机械伤害和人身安全措施 96第四节防触电伤害措施 96第十三章组织机构和人力资源 97第一节组织机构 97第二节人力资源配置 97第三节劳动生产率 99第二部分第十四章概算投资 100一、工程概况及投资范围 100二、编制依据 100三、概算指标 100四、价格 100五、取费标准 100六、基本预备费 101七、概算总投资 101八、概算结果汇总 101第三部分煤用重介质旋流器的发展历史与现状 1100前言 1101重介质旋流器的发展历史 1101、1国外重介质旋流器发展历史 1101、2我国重介质旋流器发展历史 1112重介质旋流器的现状 1113总结 112第四部分翻译原文 114译文 123附录图纸列表 127参考书目 128致谢 130总论第一节项目背景一、项目名称、隶属关系及所在位置项目名称:公司3.00Mt/a矿区型选煤厂。隶属关系:公司。所在位置:二、编制依据和设计范围1、编制依据:(1)《公司3.00Mt/a矿区型选煤厂设计委托书》(2)《境内煤炭开发及综合利用项目建设规划》(3)《公司3.00Mt/a矿区型选煤厂可行性研究报告》草稿版(4)公司提供的有关煤源、煤质及工程地质资料;(5)《公司3.00Mt/a矿区型选煤厂初步设计》(6)《公司3.00Mt/a矿区型选煤厂初步设计审查会议纪要》2、设计范围 公司3.00Mt/a矿区型选煤厂工程的设计范围从铁路来煤卸煤环节开始至产品储存、外运的所有生产环节及必须的生产辅助设施,主要包括受煤坑、准备车间、原煤仓、主厂房、浓缩车间、压滤车间、精中煤仓、铁路快速装车站、煤泥晾干场、矸石地销仓、带式输送机栈桥、压风机房、浮选药剂库、介质制备车间以及供配电、集控、通讯、给排水、采暖通风除尘、地面运输等设施。三、项目建设的必要性第一、符合总体规划的要求。第二、符合调整产品结构、提高经济效益的要求。发展煤炭洗选加工,可以实现调整优化煤炭产业结构、拓展市场空间、提高企业综合经济效益和社会效益、增强抗风险能力的目的。第三、符合延伸产业链的要求。公司为加快矿区资源开发,发挥煤种优势,延伸煤炭产业链。第四、矿区内铁路交通发达,矿区自营铁路网络覆盖面广,已联通各厂矿,按照公司铁路运输发展规划,新建及拟建矿井也将陆续连通矿区铁路,而且属自营管理方式,为选煤厂的建设提供了便利的交通运输条件。第二节工程设计简述一、原料煤基地根据公司的矿区总体规划,公司3.00Mt/a矿区型选煤厂入选原煤一矿、二矿矿井来煤。公司3.00Mt/a矿区型选煤厂入选原煤煤种主要为1/3焦煤。二、建设规模、工作制度选煤厂设计规模为年入选原煤3.00Mt。工程一次设计。选煤厂工作制度为每年工作330d,每天工作16h,两班生产,一班检修。三、厂址及建设条件公司3.00Mt/a矿区型选煤厂位于现北矿井选煤车间的东侧(东围墙外),与现有北矿井紧邻,其东侧为阳-永城公路,公路东侧为规划的综合利用电厂,北侧为北矿井铁路站场,南侧为北矿井进场公路。选煤厂建设地点位于淮北矿区的阳区内,淮北矿区地处经济高度发达和工业实力雄厚的华东地区。区内经济发展速度和煤炭需求量均居全国之首,是我国主要用煤大区,且水路交通发达,沿海港口众多,矿区有自营铁路专用线连接各厂矿,可北接陇海线,东连京沪线,西入京九线,合徐高速公路穿境而过,矿区煤炭产品可经陆路交通直达华东及南部各省市,同时,还可通过铁路和长江水运抵达沿海各港口进入国际市场,交通运输条件十分优越。选煤厂生产补水利用北矿塌陷区水库积水,到2013年,预计北矿塌陷区面积1平方公里,平均积水深度2米,容量200万立方米,补给水源为大气降水和武家河上游来水,可以满足100万立方米/年的取水要求;生活用水与现有北矿井相同,采用打井取地下水作为生活给水水源;热源通过新建一座锅炉房解决。原料煤运输和产品外运利用现有北矿井铁路站场,并对铁路站场进行改扩建。在选煤厂东南角处设110/10kV变电站,变电所两路110kV电源引自焦楼220/110kV变电站的110kV不同母线段。四、产品结构依据公司委托书的要求,选煤厂为矿区型炼焦煤选煤厂,选后产品分为精煤、中煤、矸石、煤泥。精煤产品主要用于炼焦配煤和气化用煤,亦可广泛用于冶金、化工、铸造等行业。中煤供附近的电厂,矸石主要用于附近的矸石砖厂或者其他建筑、公路行业等,煤泥主要销售给附近居民或供场内锅炉房使用。为此,确定产品结构如下:1、精煤:精煤灰分9.51%≤Ad≤10.0%,Mt≤12.00%。2、副产品:选煤厂生产的中煤、煤泥、矸石等副产品,地销、回填或配成低热值燃料供工业区内电厂。五、选煤工艺选煤厂拟采用一矿与二矿原煤,并以60.1%:39.9%的比例入洗,据原始煤质资料及用户的要求灰分级别,原煤可选性属中等可选煤。经过四种入洗工艺的方案比较,本选煤厂采用0.5mm预先脱泥—+0.5mm三产品重介质旋流器—-0.5mm直接浮选联合工艺。具体工艺为:原煤经过0.5mm预先脱泥,筛上物进入大直径无压三产品重介质旋流器进行分选并产出精煤、中煤及矸石,筛下物和精煤磁尾一起进入0.25mm水力分级旋流器进行分级,>0.25mm粗煤泥采用振动弧形筛进行+0.5mm隔粗,+0.5mm返回脱泥筛重新进入重介系统分选,弧形筛筛下和分级旋流器溢流采用浮选柱进行分选。浮选精煤经过加压过滤机脱水得到最终浮选精煤;浮选尾煤则经浓缩机浓缩后压滤,并经煤泥晾干场晾干后作为尾煤泥产品。实现洗水闭路循环。最终产品平衡表见表1.2-1。表1.2-1选煤产品最终平衡表产品名称数量灰分/%水分/%产率/%小时产量/t日产量/t年产量/Mt精煤精煤精煤40.22228.543656.671.219.396.00煤泥0.010.050.800.0020.15小计40.23228.593657.471.219.39浮选精煤34.13193.923102.761.0210.2517.00合计74.36422.5167911.39中煤中煤中煤6.9739.59633.450.2131.728.00煤泥0.000.000.030.0031.34小计6.9739.59633.480.2131.72矸石矸石矸石12.4070.471127.520.3780.8416.00煤泥0.000.000.010.0065.00小计12.4070.471127.530.3780.84压滤尾煤泥6.2735.64570.320.1963.8823.00补加介质带入煤泥0.010.040.640.0020.74总计100.00568.189090.913.0023.52原煤100.00568.189090.913.0023.523.00差额0.000.000.000.000.00六、供配电及控制1、电源及供电方式在选煤厂东南角处设110/10kV变电站,变电所两路110kV电源引自焦楼220/110kV变电站的110kV不同母线段,架空线路长15km。该110/10kV变电站所带负荷除选煤厂以外,还负责为整个工业园区其它设施供电,根据甲方提供数据,其它负荷按照补偿后12000kVA考虑,该110/10kV变电站选用两台50000kVA的室内主变。正常情况下两回110kV线路及主变同时供电、分段运行,在一回出现故障或检修时,另一回可满足全厂100%的负荷。2、本厂选用在线式和离线式两种点检仪,对全厂主要设备及易于发生故障位置进行巡检。3、本设计对所有的高、低压配电室、电缆桥架、电缆沟、部分直埋电缆设置火灾自动监测报警系统,包括有关SensaDTS200型光纤分布式温度监测系统、配电室、集中控制室火灾监测探头、有关信号传输和自动报警、控制、记录和显示系统。以及所有电缆桥架、电缆沟、配电室、集中控制室的防火封堵、阻燃涂料粉刷等。4、在选煤厂有害气体检测位置主要是在相对封闭场所(暗道)处加装有害气体探测仪,将探测仪报警信号与排风系统风机连接起来,当瓦斯含量高于安全值时启动风机,低于安全值时,停止风机。同时将甲烷探测仪检测到信号连接到PLC,在上位机上显示,并传输到上级管理系统,供领导查询。七、建筑物和构筑物1、主厂房:采用钢筋砼框架结构,钢筋砼独立基础,楼(屋)面采用梁板式现浇钢筋混凝土结构。屋面采用钢网架结构,70mm厚双面保温彩钢板,彩钢板基板的厚度均为0.6mm,保温材料芯材采用聚苯板。围护结构:墙体采用370厚矸石实心砖外贴面砖。2、压滤车间:钢筋砼框架结构,钢筋砼独立基础,屋面SBS卷材保温防水。外围护墙采用240厚矸石实心砖外刷涂料。3、受煤坑:采用壁式框架结构体系,其中地面以下为钢筋砼箱形结构;地面以上为钢筋砼框架结构。屋面采用梁板式现浇钢筋混凝土结构,围护结构:采用240厚矸石实心砖外刷涂料。4、浓缩车间:3Φ18m半地上式预应力、架空式钢筋砼池,其中架空式钢筋砼池采用240厚矸石实心砖外围护。泵房地面以下部分及循环水池为钢筋混凝土结构;地面以上部分为砖砌体结构。5、原煤仓:钢筋混凝土筒体结构,钢筋砼筏板基础。仓上为钢筋砼框架结构,屋面SBS卷材保温防水。外围护墙采用240厚矸石实心砖外刷涂料。6、精煤仓(3Φ18m):钢筋混凝土筒体结构,钢筋砼筏板基础。仓上为钢筋砼框架结构,屋面SBS卷材保温防水。外围护墙采用240厚矸石实心砖外刷涂料。7、中矸地销仓(1Φ18m,1Φ12m):钢筋混凝土筒体结构,钢筋砼筏板基础。仓上为钢筋砼框架结构,屋面SBS卷材保温防水。外围护墙采用240厚矸石实心砖外刷涂料。8、栈桥转载点为现浇钢筋混凝土框架结构体系;大跨度输煤栈桥采用钢桁架结构体系,栈桥楼面采用预制钢筋混凝土槽形板,屋面及两侧墙面为70mm厚聚苯乙烯荚心彩色压型钢板围护。一般较低的小跨度栈桥采用钢筋混凝土现浇框架结构,屋面及两侧墙面为70mm厚聚苯乙烯夹心彩色压型钢板围护。输煤地下通廊均采用现浇钢筋砼箱形框架结构。八、主要技术经济指标1、劳动定员表1.2-2劳动定员汇总表定员名称出勤人数在籍人数一班二班三班合计生产工人555520130173管理人员101010服务人员101010其他人员222合计7755201521952、选煤厂各项工艺、经济指标表1.2-3技术经济指标表序号指标名称单位指标备注1选煤厂类型矿区型2处理能力(1)年处理能力万t300.00(2)日处理能力t9090.91(3)小时处理能力t568.183设计工作制度(1)年工作天数d330(2)日工作小时h164原煤质量牌号1/3焦煤灰分%23.525原煤的可选性中等可选6选煤方法重介-浮选联合工艺7选后产品质量(灰分/水分)(1)精煤%9.79/11.39(2)中煤%31.72/8.00(3)矸石%80.84/16.00(4)煤泥%63.88/23.008选后产品产率(1)精煤%74.36(2)中煤%6.97(3)矸石%12.40(4)煤泥%6.279选后产品年产量(1)精煤万t223.09(2)中煤万t20.90(3)矸石万t37.21(4)煤泥万t18.8210全厂在籍人数人195其中:生产工人17311劳动生产率(1)全员效率t/工70.00(2)生产工效率t/工75.6012吨煤用水量(1)清水m3/t0.14(2)循环水m3/t3.3613吨煤电耗kw.h7.5014重介系统吨煤介耗Kg/t1.2815建设项目静态总投资万元23524.44其中:土建工程万元16721.17设备购置万元3564.03安装工程万元532.14其他费用万元2707.10工程预备费万元1331.5716吨原煤基建投资元78.4117吨原煤加工费元14.7818选后产品单位成本(1)精煤元/t587.58(2)中煤元/t276.16(3)矸石元/t3.26(4)煤泥元/t130.5719年平均税后利润万元/年49672.1520静态投资回收期年0.47九、设计特点1、全面深入分析和总结了原煤煤质资料,掌握各煤种的变化规律。设计资料依据充分,代表性强。2、选煤方法、工艺流程和工艺布置,先进、可靠、简单、高效、灵活可调,完全满足要求。3、主要设备引进当今国际最先进的设备,保证了系统的可靠性和高效性,体现了现代化选煤厂的要求。4、总平面布置简洁,煤流顺畅,占地少,功能分区明确,节约投资,有效降低了生产运营费。5、主厂房采用钢筋混凝土框架结构,并吸取了模块式布置的优点,建设工期短,设备检修维护方便。6、环保措施健全,煤泥水处理系统完善可靠,能有效全部回收煤泥,实现洗水闭路循环和零排放,满足环保要求。7、设计进度、建设工期安排合理,技术可行,经济合理。8、控制及监测监控设备先进,系统完善。采取综合的、全面的措施实现选煤厂生产高度自动化,用工少、效率高、成本低。第三节结论和建议1、本项目在技术上是合理的,在财务上是可行的,能为企业带来显著的经济效益。2、建议加快项目的前期工作,尽快开工建设。第一章厂区概况及原料煤基地第一节厂区(矿区)概况一、厂区位置公司矿区型选煤厂位于淮北矿区阳区内北矿井工业场地旁,行政区划分属省市阳县管辖,南距阳县城4km。国铁青阜铁路从井田东南约3km处通过,该线往东北经符离集可接入津沪线,往西南经阜阳可接入京九线。北矿井铁路专用线在青阜铁路上的天齐庙站接轨。公司选煤厂位于现北矿井现有选煤车间的东侧(东围墙外),与现有北矿井紧邻,其东侧为阳-永城公路,公路东侧为规划的综合利用电厂,北侧为北矿井铁路站场,南侧为北矿井进场公路。二、厂区地理概况本区地势平坦,地面标高+29.49~+31.80m,地势西北高东南低。地貌类型单一,基岩大部分隐伏于新生界松散层之下,岩土工程地质条件较好,地质灾害发育中等。三、气象及地震情况区内河及其支流武家河为长年性河流,由西北向东南流径井田西南部,阳县城关河节制闸上游最高洪水位(1963年8月7日)标高为+30.45m。区内沟渠纵横,均为人工开挖的灌溉沟渠,较大的新河长年有水。本区属季风暖温带半湿润气候,气候温和,四季分明。年平均气温14.6℃,最高气温41.2℃,最低气温-24℃。最早冻结期为11月,最迟解冻为翌年3月,最大冻土深度为0.19m。年平均风速为3.2m/s,平均降雨量811.8mm,雨季集中在7~8月份。春秋季多东北风,夏季多东~东南风,冬季多北~西北风。根据《中国地震动参数区划图》(GBl8306—2001),本区地震烈度为7度。四、区域经济概况\o"亳州市"市位于\o"安徽省"省西北边陲,三面与\o"河南省"河南省接壤。市是座古城,有3700多年的历史。\o"商"商汤建都于亳;\o"三国"三国时是\o"曹魏"曹魏的陪都;\o"元"元末小明王韩林儿称帝于此。因而以“三朝古都”而名扬天下。\o"西周"西周时称焦,\o"战国"战国时称\o"谯"谯,北周时始称。1948年解放,成立市,1949年市县合并为亳县。1986年经国务院批准撤县建市,同年又被国务院批准为对外开放和国家历史文化名城。是一座资源丰富,产业突出的特色新城,素有\o"药都"药都、\o"酒乡"酒乡、\o"黄牛金"黄牛金三角之美誉。市拥有廉价的劳动力资源,为投资、建设奠定了坚实的基础。2008年实现生产总值增长12%左右,连续3年保持两位数增长,经济总量达400亿元左右。人均生产总值7800元左右,突破1000美元大关。全年财政收入24亿元,增长25.8%。其中地方财政收入12.6亿元,增长27%。工业经济快速发展。工业化水平进一步提高,全年实现工业增加值96.5亿元,增长22%,占生产总值份额由上年的22.2%,提高到24.1%。工业对经济增长的贡献率达64.4%。第二节原料煤基地根据公司的总体规划,本选煤厂入选原煤一矿、二矿矿井来煤。1、一矿矿井:紧邻本选煤厂西部,距离约0.5km。矿井设计能力2.40Mt/a。井田南北向长约6km,东西宽约3.2km,面积约19km2。主要煤种为1/3焦煤,全井田共有地质储量15233.9万吨,-800m以浅保有资源储量8925.3万吨,可采储量3625.4万吨,-800m~-1200m可采储量2322.6万吨。矿井核定生产能力1.20Mt/a,服务年限35.4年(-1200m以浅)。2、二矿矿井:位于本选煤厂东北部,距离约13km,主采煤层7、10,采用立井开拓,走向长壁和倾斜长壁相结合的采煤方法,全部冒落法管理顶板,箕斗提升方式。设计矿井年工作日330d,每天井下四班作业,地面三班作业,每天净提升时间为16h。该矿位于阳区东北角,阳向斜东翼,南北走向长13km,东西倾斜宽3.5~5.5km,面积约为57.9km2。主要煤种为1/3焦煤,-800m以浅保有资源储量11638.3万吨,可采储量7316.2万吨,-800m~-1200m可采储量5293.4万吨。矿井核定生产能力1.80Mt/a,服务年限36年(-1200m以浅)。第二章厂型、厂址及工作制度第一节建设规模根据矿区总体规划和“十二·五”规划中的原料煤矿井总规模及委托书的要求,选煤厂总规模为3.00Mt/a。第二节厂址选择根据总体规划,公司矿区型选煤厂厂址位于现北矿井选煤车间的东侧(东围墙外),与现有北矿井紧邻,其东侧为阳-永城公路,公路东侧为规划的综合利用电厂,北侧为北矿井铁路站场,南侧为北矿井进场公路。选煤厂厂址可以充分利用北矿井现有设施,尤其利用了铁路站场,可以节省购地,生产管理方便。第三节工作制度、生产能力及服务年限一、工作制度选煤厂工作制度为每年工作330d,每天工作16h,两班生产,一班检修。二、原煤处理能力选煤厂总规模年处理原煤3.0Mt,日处理9090.91t,小时处理568.18t。三、服务年限选煤厂服务年限与原料煤矿井服务年限相同。第三章选煤工艺第一节煤质特征及其可选性 煤炭赋存状况的差异由成煤条件以及环境造成。由于复杂多样的因素,各煤田、各矿区的煤质存在不同方面、不同程度的差异,甚至即便同一煤田,但井田、采区、层位不同,其煤质差异也非常大。对入选原煤资料进行准确的分析,是进行选煤工艺设计所要考虑的最根本的问题。因此,建设一座标准化的选煤厂,保证设计的选煤工艺符合不同煤质特性是至关重要的。3.1.1煤质资料的审查煤质资料是拟定选煤工艺流程、流程计算以及设备选型的根本依据,因此要满足代表性要求。用不满足条件的筛分资料和浮沉资料进行设计,设计结果将产生偏颇,后果非常严重。由此可见,煤质资料代表性的重要程度毋庸置疑。煤质资料是否可靠对流程的制定和设备选型起着决定性作用。原煤资料的可靠性分析如下所示:1、本设计所用煤质资料来自于本厂入洗的一矿和二矿的建井煤质资料,而非相邻矿井和其它地质资料,故该矿样具有高度的代表性。2、该煤样是通过采样,试验,制样,化验,计算等系列工序完成的,各工序都可能产生误差。如果误差超过一定限度,不仅影响资料的准确性和可靠性,甚至判定该资料不能使用,所以筛分、浮沉试验都要按国家标准GB/T477-1998《煤炭筛分试验方法》、GB478-87《煤炭浮沉试验方法》和行业标准MT-93《煤粉筛分试验方法》、MT57-93《煤粉浮沉试验方法》进行审查。1)试验过程中试样重量损失的审查:对于筛分、浮沉试验资料,试验前后煤样的重量差比率不得超过2%。即Δ1=(煤样总质量-毛煤质量)/煤样总质量=(G1-G2)/G1≤2%式中G1—筛分或者浮沉试验前煤样总重G2—筛分或者浮沉试验后各产品重量之和。由表3.1-1可知,审查结果小于规定的重量损失百分比,从而资料可用。2)试验结果的灰分差值:筛分试验前总样灰分与试验后各粒级产物灰分的加权平均值的差值,以及浮沉试验前煤样灰分与试验后各密度级产物灰分的加权平均值的差值,根据其灰分不同、粒度不同有不同的规定。3)筛分试验的审查:对于筛分试验,煤样灰分<20%,相对差值不超过10%;煤样灰分≥20%,绝对差值不超过2%。即:Δ2=筛分试验前总样灰分-试验后各粒级产物灰分的加权平均值由表3.1-1可知,审查结果小于规定的重量损失百分数,从而资料可用。一矿和二矿筛分试验重量与灰分误差审查的结果,详见表3.1-1。4)浮沉资料的审查:对于浮沉资料,粒度大于或等于25mm时,煤样灰分<20%,相对差值不超过10%;煤样灰分≥20%,绝对差值不超过2%;最大粒度小于25mm时,煤样灰分<15%,相对差值不超过10%;煤样灰分≥15%,绝对差值不超过1.5%。一矿和二矿浮沉资料的灰分审查结果分别参见表3.1-2与表3.1-3。表3.1-1两矿原煤大筛分资料重量与灰分的审查·审查项目一矿二矿筛分前煤样的总重量G1,Kg5870.35061.0筛分后煤样的重量之和G2,Kg5852.14997.0筛分试验前后重量误差,%0.311.26筛分前煤样的灰分Ad,%23.1924.19筛分后各产品的加权平均灰分Ad,%23.0624.20筛分试验前后灰分误差,%0.13-0.01表3.1-2一矿浮沉资料灰分的审查粒度mm自然级浮沉前灰分浮沉后灰分误差%%%50-2342.7644.271.5113-625.6724.611.066-320.6720.730.063-0.516.6716.700.03表3.1-3二矿浮沉资料灰分的审查粒度mm自然级浮沉前灰分浮沉后灰分误差%%%50-1359.5758.431.1413-623.9024.280.386-317.9317.050.883-0.514.3115.321.01从表2.1-1和2.1-2、2.1-3的数据中可以看出,所用一矿和二矿两矿的各项数据全部符合相应标准。这就说明两矿原煤的筛分及浮沉数据可以用来进行后续的分析计算及数据处理。3.1.2煤质资料的校正拿到资料之后,便要对之进行分析。在进行分析之前,首先要对资料进行校正,使试验前后结果一致。其主要校正方法为:1)筛分资料的校正△=Ado-Ad(公式3-1)式中:△灰分校正系数,%Ado筛分试样的灰分,%Ad筛后各粒度级的加权平均灰分,%将D值与各粒级灰分分别相加,校正后各粒级综合灰分为An=Ado=Adn+D(公式3-2)式中:n--粒级数Ado筛分试样的灰分,%Ad--筛分后总灰分,%2)浮沉资料的校正|△|<0.2时,采用△=Ads-Adf(公式3-3)式中:△—灰分校正系数,%Ads—筛分表中参加浮沉实验各粒度级的平均灰分,%Adf—浮沉表中各级累计灰分,%其方法与筛分资料的校正相同,将浮沉表中各级的灰分加减△值得校正后各级的灰分。当|△|>0.2时,采用调整各密度级的数量,各密度级的灰分不变,使其实验前后的灰分相等。△χ=100(A后-A前)/(A+1.8-A-1.8)(公式3-4)式中:△χ—为调整的数量,% A前—校正前灰分,%A后—校正后灰分,%A+1.8—+1.8密度级灰分,%A-1.8—-1.8密度级灰分,%在A后〈A前的情况,△χ为负值,即+1.8密度级减量,而-1.8累计的密度级增量。在计算出△χ以后,还应该用比例关系分别计算出-1.8每一个密度级调整后的数量百分数τn=γn(1-△χ/γ-1.8)(公式3-5)式中:τn—-1.8中的某密度级n调整后的数量百分数,%γn—-1.8中的某密度级n调整前的数量百分数,%γ-1.8—-1.8所有密度级数量百分数的累计数,%3.1.3煤质资料的分析为了采用合理正确的工艺方法,将煤质资料的数据规律和分析内容与选煤方法的选择、工艺环节的设置、流程的制定、甚至与产品的定向定位结合起来,为下一步工艺设计做基础,现将煤质特征分析如下(说明:以下所分析的煤质资料均为校正后的资料):1、原煤的工业分析 本设计的一矿二矿原煤均为1/3焦煤,低灰低硫,所以初步确定不进行脱硫。2、原煤的筛分资料分析a、一矿原煤的筛分资料分析:表3.1-4一矿原煤筛分试验报告表粒级/mm占本级/%灰分12350-1319.6942.7613-611.6625.676-39.7020.673-0.534.2316.67-0.524.7215.92合计100.0023.06从原煤筛分表中可以看出:(1)入场原煤没有大块,故不设块煤系统。(2)原煤主导粒级为3-0.5mm,占总量的34.23%。(3)原煤灰分随粒度减小而逐渐降低,小粒级含量较多且灰分较低,说明煤质较脆,分选过程中要注意防破碎。(4)原生煤泥灰分较临近粒度灰分低,故原煤不易泥化。b、二矿原煤的筛分资料分析:表3.1-5二矿筛分试验报告表粒级/mm占本级/%灰分/%12350-1319.7159.5713-610.4923.906-312.7417.933-0.530.8614.31-0.526.2012.42合计100.0024.20从原煤筛分表可以看出:(1)入场原煤没有大块,故不设块煤系统。(2)原煤主导粒级为3-0.5mm,占总量的30.86%。(3)原煤灰分随粒度减小而逐渐降低,小粒级含量较多且灰分较低,说明煤质较脆,分选过程中要注意防破碎。(4)原生煤泥灰分较临近粒度灰分低,故原煤不易泥化。综合所述,两矿原煤牌号相同,都属于1/3焦煤。根据目前煤炭工业对煤炭的综合利用,该煤种既能作为气化用煤,也是良好的配煤炼焦的基础煤,故主要用作炼焦配煤;且两矿煤性质基本相近,为混合入洗提供了先决条件(最终确定根据分组分析)。3、原煤浮沉资料分析根据前面所述的原煤浮沉资料的审查,该资料准确可信,对指导设计有很大的作用,下面将两矿的浮沉资料分析如下:a、一矿原煤的浮沉资料分析:一矿原煤自然级50-0.5mm浮沉资料见表3.1-6所示。由表3.1-6分析可以看出:(1)原煤主导密度级为1.3-1.4kg/l,占总量的25.61%。(2)低密度级产率较大,且灰分随着密度的减小而减小,则说明煤质较好,具有生产低灰精煤的可能。(3)中间密度级煤含量为7.30%,含量较低,说明原煤可选性较好。(4)浮沉煤泥含量为5.56%,远小于原生煤泥的24.72%,而灰分差异相对较小,故可判断原煤不易泥化。b、二矿原煤的浮沉资料分析:二矿原煤自然级50-0.5mm浮沉资料见表3.1-7所示。由表3.1-7可以看出:(1)原煤主导密度级为-1.3kg/l,占总量的26.57%。(2)低密度级产率较大,且灰分随着密度的减小而减小,则说明煤质较好,具有生产低灰精煤的可能。(3)中间密度级煤含量为6.05%,含量较低,说明原煤可选性较好。(4)浮沉煤泥含量为4.40%,远小于原生煤泥的26.20%,而灰分差异相对较小,故可判断原煤不易泥化。表3.1-650~0.5mm自然级筛分浮沉试验结果综合报告表(一矿)筛分50~13mm13~6mm6~3mm3~0.5mm50~0.5mm浮沉产率%灰分%产率%灰分%产率%灰分%产率%灰分%产率%灰分%密度级校正后校正后校正后校正后校正后Kg/L占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%<1.311.942.297.2426.702.926.1437.193.305.6727.138.333.5924.2116.884.931.3~1.424.104.6310.9034.173.7410.2033.472.9713.0646.5214.288.7436.7325.619.841.4~1.59.221.7720.5610.681.1720.9211.160.9921.2111.633.5720.9410.747.4920.891.5~1.69.561.8432.326.410.7030.963.730.3330.963.881.1931.965.774.0231.861.6~1.86.841.3144.824.270.4743.383.720.3342.553.881.1942.194.703.2843.42>1.838.347.3782.4717.761.9481.0910.750.9579.376.952.1374.1817.8412.4480.53小计(去煤泥)100.0019.2143.16100.0010.9525.60100.008.8820.11100.0030.6915.51100.0069.7325.30小计占总计97.5693.8891.5389.6692.62煤泥2.440.4826.716.120.7126.718.470.8226.7110.343.5426.717.385.5626.71总计100.0019.6942.76100.0011.6625.67100.009.7020.67100.0034.2316.67100.0075.2825.40

表3.1-750~0.5mm自然级筛分浮沉试验结果综合报告表(二矿)筛分50~13mm13~6mm6~3mm3~0.5mm50~0.5mm浮沉产率%灰分%产率%灰分%产率%灰分%产率%灰分%产率%灰分%密度级校正后校正后校正后校正后校正后Kg/L占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%占本级%占本矿%灰分%<1.39.931.896.4439.403.805.9253.076.085.5750.8414.894.7338.2926.575.201.3~1.410.131.9310.9126.272.5411.8122.112.5312.7529.058.5111.7222.3015.4711.781.4~1.56.661.2720.658.760.8523.277.740.8923.279.082.66823.991.5~1.66.761.2826.894.380.4233.143.320.3833.173.631.0636.464.603.1931.581.6~1.84.570.8745.055.470.5345.823.320.3844.883.631.0648.844.132.8646.53>1.861.9411.7787.4715.721.5284.5510.441.2079.033.771.1178.9822.5015.6285.74小计(去煤泥)100.0019.0061.18100.009.6524.73100.0011.4518.41100.0029.2914.27100.0069.4029.25小计占总计96.4092.0089.9094.9294.03煤泥3.600.7116.548.000.8414.4110.101.2913.625.081.5715.145.974.4014.78总计100.0019.7159.57100.0010.4923.90100.0012.7417.93100.0030.8614.31100.0073.8028.394、小筛分试验资料分析: 各矿煤的小筛分的试验资料分别如表3.1-8和表3.1-9所示。对小筛分表分析可知,两矿煤泥特性较为相似,分析如下:(1)煤泥各个粒级的分布十分不均匀,65-120网目含量较多,此粒度两边含量越来越低。(2)各矿煤泥各个粒级的灰分非常接近,变化幅度小,但是两矿煤泥的总灰分差异较大。表3.1-8一矿自然级0.5-0mm筛分试验表粒级产率灰分网目%%-351.9120.4135~6522.0416.7565~12052.9115.62120~20018.7216.76200~3204.4216.85+320合计100.0016.23表3.1-9二矿自然级0.5-0mm筛分试验表粒级产率灰分网目%%-351.6013.0835~6518.5613.6065~12039.6212.19120~20033.6512.78200~3206.5713.87+320合计100.0012.77通过以上对两矿的原煤资料分析,可知两矿原煤密度组成接近,原煤牌号相同,此外,两矿粒度组成的分布、小筛分和小浮沉所表现出来的性质也十分相似,灰分随着密度、粒度变化的规律是一致的,说明两矿煤种具备混合入洗的先决条件。要确定是否需要分组或可以混合入洗,则要通过分组讨论来确定。3.1.4两矿原煤可选性研究及分组讨论一、两矿浮沉资料的整理及可选性研究表3.1-10一矿原煤自然级50-0.5mm浮沉试验综合表筛分50~0.5mm浮沉产率/%灰分/%密度级75.2825.40/Kg/L占本级/%占全样/%灰分/%<1.324.2116.884.931.3~1.436.7325.619.841.4~1.510.747.4920.891.5~1.65.774.0231.861.6~1.84.703.2843.42>1.817.8412.4480.53小计(去煤泥)100.0069.7325.30小计占总计92.62煤泥7.385.5626.71总计100.0075.2825.40表3.1-11一矿煤浮沉实验综合报告表浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度数量灰分数量灰分分选密度数量占本级/%灰分/%r/%A/%r/%A/%/g/cm³+-0.1含量123456789-1.324.214.9324.214.93100.0025.301.3060.951.3-1.436.739.8460.957.8975.7931.811.4047.471.4-1.510.7420.8971.699.8439.0552.471.5016.511.5-1.65.7731.8677.4611.4828.3164.451.606.101.6-1.84.7043.4282.1613.3122.5472.791.704.70+1.817.8480.53100.0025.3017.8480.532.20小计100.0025.30小计占总计92.62煤泥7.3826.71总计100.0025.40根据以上两表制得一矿可选性曲线坐标计算表如下:表3.1-12一矿煤可选性曲线坐标数据计算表基元灰分浮物累计沉物累计密度沉物产率/%密度±0.1产量产率/%灰分/%产率/%灰分/%产率/%灰分/%kg/l0.004.210.004.210.0025.301.3075.7939.0512.114.9324.214.9324.2131.811.4039.0552.5342.589.8460.957.8960.9552.471.5028.3183.4966.3220.8971.699.8471.6964.451.6022.5493.9074.5731.8677.4611.4877.4672.791.7017.8495.3079.8143.4282.1613.3182.1680.5391.0880.53100.0025.30100.0093.60100.0093.60由此表画出一矿煤的可选性曲线如下图3.1-1所示:图3.1-1一矿原煤可选性曲线分析表2.1-13浮沉试验结果综合表及图2.1-1可选性曲线可知:(1)该矿的主导密度级为1.3~1.4kg/L,其产率为36.73%,灰分为9.84%。(2)该矿中<1.5kg/L密度级含量为71.69%,灰分为9.84%,未超过精煤灰分要求,说明要将精煤灰分控制到10%左右,分选密度应该在1.5kg/L左右。(3)该矿中>1.8kg/L密度级含量为22.54%,灰分为72.79%,这表明该煤综合样的高密度物含量并不是太高,因此该粒级煤的总灰分中等,为25.30%。(4)由于>1.8kg/L密度级的灰分为72.79%,假设排除的矸石全部为+1.8kg/L的高密度物,该矸石的灰分较高,换句话来说,想排除高灰矸石是比较容易的。(5)当要求精煤灰分为9.51-10.0%时,取精煤灰分为10.0%,则理论精煤产率73.9%,理论分选密度为1.52kg/L,邻近密度物含量为13.00%,扣除沉矸后的δ±0.1含量为14.4%。根据中国煤炭可选性等级评定标准(GB/T16417-1996),该煤的可选性等级为中等可选煤,初步判断这样的煤用重介法可选出合格产品。2、由表3.1-7整理得表3.1-13,如下:表3.1-13二矿原煤自然级与破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表筛分50~0.5mm浮沉产率/%灰分/%密度级73.828.39Kg/L占本级/%占全样/%灰分/%<1.338.2926.575.201.3~1.422.3015.4711.781.4~823.991.5~1.64.603.1931.581.6~646.53>1.822.5015.6285.74小计(去煤泥)100.0069.4029.25小计占总计94.03煤泥5.974.4014.78总计100.0073.8028.39由表3.1-13可将二矿浮沉资料整理综合如下:表3.1-14二矿煤浮沉实验综合报告表浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度数量灰分数量灰分分选密度数量占本级灰分R/%A/%r/%A/%/g/cm³±0.1含量123456789-1.338.295.2038.295.20100.0029.251.3060.581.3-1.422.3011.7860.587.6261.7144.171.4030.481.4-1.58.1823.9968.779.5739.4262.491.5012.781.5-1.64.6031.5873.3710.9531.2372.581.605.401.6-1.84.1346.5377.5012.8426.6379.671.704.13+1.822.5085.74100.0029.2522.5085.742.20小计100.0029.25小计占总计94.03煤泥5.9714.78总计100.0028.39根据以上两表制得二矿可选性曲线坐标计算表如下:表3.1-15二矿煤可选性曲线坐标数据计算表基元灰分浮物累计沉物累计密度产物累沉%密度±0.1产量产率%灰分%产率%灰分%产率%灰分%kg/l0.004.350.004.350.0029.251.3061.7139.4219.145.2038.295.2038.2944.171.4039.4269.5249.4411.7860.587.6260.5862.491.5031.2387.2264.6823.9968.779.5768.7772.581.6026.6394.6071.0731.5873.3710.9573.3779.671.7022.5095.8775.4346.5377.5012.8477.5085.7488.7585.74100.0029.25100.0094.60100.0094.60由此表画出二矿煤的可选性曲线如图3.1-2所示:图3.1-2二矿原煤可选性曲线分析表3.1-14浮沉试验结果综合表及图3.1-2可选性曲线可知:(1)该矿的主导密度级为-1.3kg/L,其产率为38.29%,灰分为5.20%。(2)该矿中<1.5kg/L密度级含量为68.77%,灰分为9.57%,未超过精煤灰分要求,说明要将精煤灰分控制到10%左右,分选密度应该略大于1.5kg/L。(3)该矿中>1.8kg/L密度级含量为26.63%,灰分为79.67%,这表明该煤综合样的高密度物含量并不是太高,因此该粒级煤的总灰分中等,为29.25%。(4)由于>1.8kg/L密度级的灰分为79.67%,假设排除的矸石全部为+1.8kg/L的高密度物,该矸石的灰分较高,换句话来说,想排除高灰矸石是比较容易的。(5)当要求精煤灰分为9.51-10.0%时,取精煤灰分为10.0%,则理论精煤产率71.8%,理论分选密度为1.54kg/L,邻近密度物含量为9.5%,扣除沉矸后的δ±0.1含量为11.0%。根据中国煤炭可选性等级评定标准(GB/T16417-1996),该煤的可选性等级为中等可选煤,初步判断这样的煤用重介法可选出合格产品。二、分组分析本设计为矿区型选煤厂,设计入洗原煤是来自两个矿井的煤,原煤是否能够混合入洗,是我们设计时需要重点考虑的,如果两矿原煤可以混合入洗,能够大大降低基建投资、简化工艺环节、减少加工费用、利于操作管理。分组入选则是指将可采、可运的不同原煤,从入厂开始到产品出厂全都分系统进行处理,此时选煤厂就要建立几个完全独立的系统,流程复杂,投资巨大,对于管理也较困难。判断原煤是否需要分组的条件为:(1)原煤牌号不同;(2)选后产品有特殊要求;(3)精煤硫分相差悬殊;(4)用密度—基元灰分曲线判断,根据原煤的可选性曲线,在同一坐标中,画出各自的密度—基元灰分曲线:若当δ一定,△λ>5%时,考虑分组;若当λ一定,△δ>0.05时,考虑分组。由以上条件,判断本厂原煤是否需要分组,分析如下:(1)一矿二矿均为1/3焦煤,牌号完全相同,都属于炼焦煤配煤品种,故具备不需分组的先决条件;(2)选后产品主要做炼焦配煤,用户相同,且用户对该品种煤的质量要求一致,故可以考虑不必分组;(3)由前面对煤质的分析讨论可知,两矿硫分含量均较低,无需分组;(4)以一矿浮沉可选性研究数据表3.1-10、3.1-11及二矿浮沉可选性数据表3.1-13、3.1-14及两矿的可选性曲线图3.1-1及图3.1-2分析整理,可得两矿的δ-λ曲线分析数据,见表3.1-16所示:表3.1-16两矿δ-λ曲线分析数据一矿二矿密度g/cm³浮物产率%基元灰分%密度g/cm³浮物产率%基元灰分%1.3024.216.211.3038.298.241.4060.9517.451.4060.5819.771.5071.6925.811.5068.7727.621.6077.4635.341.6073.3737.551.7082.1650.141.7077.5051.02由表3.1-16画出δ-λ曲线图,见图3.1-3所示:从δ-λ曲线图分析可知,当取理论分选密度δp=1.52时,△λ<5%,且当密度在1.30-1.70kg/L之间,△λ均小于5%。综上所述,一矿二矿原煤满足混合入洗的条件,当采用混合入洗方法时,完全能够遵循最大产率的原则,因此在本厂工艺设计时采用的是混合入洗方法。图3.1-3两矿δ-λ曲线图3.1.5两矿煤质资料综合及分级讨论 通过对两矿原煤资料的分析,和在入洗时是否需要进行分组的讨论,得出两矿原煤不需要分组的结论。本设计要求两矿入洗比例为一矿:二矿=60.1%:39.9%,下面按该比例将上述煤质资料进行数据综合。1、两矿原煤大筛分资料的综合根据表3.1-4、表3.1-5将筛分资料按一矿煤60.1%,二矿煤39.9%的比例综合,得到两矿原煤筛分综合表,见表3.1-17所示:表3.1-17两矿原煤筛分实验综合报告表级别一矿煤K1=60.1%B层煤K2=39.9%K1+K2=100%占本级占全样灰分占本级占全样灰分占全样灰分1234567891050-1319.6911.8342.7619.717.8659.5719.7049.4713-611.667.0125.6710.494.1923.9011.1925.016-39.705.8320.6712.745.0817.9310.9119.393-0.534.2320.5716.6730.8612.3114.3132.8915.79-0.524.7214.8615.9226.2010.4512.4225.3114.47合计100.0060.1023.06100.0039.9024.20100.0023.523、两矿煤浮沉资料的综合 将表3.1-6和表3.1-7综合,得到两矿煤浮沉试验综合表,见表3.1-18所示:表3.1-18两矿煤50-0.5mm浮沉试验综合表密度级一矿比例60.10%二矿比例39.90%两矿综合Kg/L占本矿%灰分%占本矿%灰分%占全样%灰分%<1.316.884.9326.575.2020.755.071.3~1.425.619.8415.4711.7821.5710.401.4~1.57.4920.895.6823.996.7721.931.5~1.64.0231.863.1931.583.6931.761.6~1.83.2843.422.8646.533.1144.56>1.812.4480.5315.6285.7413.7182.90小计(去煤泥)69.7325.3069.4029.2569.5926.87煤泥5.5626.714.4014.785.1022.60总计75.2825.4073.8028.3974.6926.58由表3.1-18可将两矿浮沉资料整理综合为表3.1-19所示:表3.1-19两矿混合煤50-0.5mm浮沉试验综合表浮沉组成浮煤累计沉煤累计邻近密度物含量密度数量灰分数量±0.1含量分选密度数量占全样%占本级%灰分%r/%Ad/%r/%Ad/%g/cm³%1223456789-1.320.7529.815.0729.815.07100.0026.871.3060.801.3-1.421.5730.9910.4060.807.7870.1936.131.4040.711.4-1.56.779.7221.9370.539.7339.2056.481.5015.031.5-1.63.695.3131.7675.8311.2829.4767.881.606.101.6-744.5680.3113.1324.1775.811.704.47+1.813.7119.6982.90100.0026.8719.6982.902.20小计(去煤泥)69.59100.0026.87煤泥5.105.1022.60总计74.69100.0026.58由此表画出两矿煤的可选性曲线如下图3.1-4:图3.1-4两矿混煤可选性曲线分析表3.1-19浮沉试验结果综合表及图3.1-4可选性曲线可知:当要求精煤灰分为9.51-10.0%时,取精煤灰分为10.0%,则理论精煤产率72.00%,理论分选密度为1.52kg/L,邻近密度物含量为12.0%,扣除沉矸后的δ±0.1含量为14.0%。根据中国煤炭可选性等级评定标准(GB/T16417-1996),该煤的可选性等级为中等可选煤。4、分级分析分级入选指不同粒级煤分别用不同的分选方法,也作分别入洗。判断是否分级入洗主要与分选工艺有关,当然,也要考虑到不同粒度级的性质的差异。是否需要分级入选,由以下因素决定:(1)各个粒级煤的性质。一般在正常分选条件下,不同粒级煤有如下特征:在同一分选条件下,粒度越细,分选密度越高,否则应考虑分级入洗。(2)分选的工艺和设备限制。若采用斜立轮分选、动筛排矸必须按设备允许的入料粒级分级。(3)用密度-基元灰分曲线判断,根据原煤的可选性曲线,在同一坐标中,画出各自的密度─基元灰分曲线:当δ一定时,△λ>5%时,需要分级;当λ一定时,△δ>0.05时,需要分级。由以上条件,判断本厂原煤是否需要分级,分析如下:(1)因为本厂来煤全是-50mm粒级煤,故不用考虑排矸工艺。(2)针对-0.5mm以下的煤泥分选,一般采用细粒度重选和浮选工艺,故先不考虑-0.5mm粒级原煤泥。(3)设计选煤工艺时,入洗煤的粒度应满足相应设备的粒度限制。本设计入洗的两矿煤样,在用户对产品质量的要求范围内分选(即理论分选密度下分选),均属于中等可选煤,故初步考虑跳汰分选,当然也不排除使用分选精度较高的重介选。无论是跳汰选还是重介,其入料上限均可达到50mm,所以这些工艺在设备的选择上是较为宽松的。(4)根据设计要求,该厂入洗原煤主要出炼焦煤,对产品粒度的无要求。所以对于产品来说,可以不分级。(5)各粒级煤的性质对分级入洗的影响一般在正常分选条件下,不同粒级煤有如下分选特征:粒度越细,分选密度越高,则各粒级的δ-λ曲线应有如下形式(见图2.1-5),否则应考虑分级入选。图3.1-5各粒级的δ-λ曲线根据以上条件判断本厂入选的原煤是否要分级。在此之前,需要将两矿煤各粒级的自然级浮沉试验数据综合起来,如表3.1-20所示:表3.1-20两矿混合后各粒级的筛分浮沉实验综合报告表密度级50-13mm13-6mm6-3mm3-0.5mmKg/L占全样%灰分%占全样%灰分%占全样%灰分%占全样%灰分%<63.276.044.415.6210.954.211.3~1.43.5510.903.2610.702.8012.9511.989.581.4~1.51.5720.591.0421.680.9521.983.2122.681.5~1.61.6230.600.5931.580.3531.921.1433.631.6~1.81.1444.890.4944.420.3543.561.1444.66>1.89.1285.041.7782.271.0579.221.7275.41小计(去煤泥)19.1350.3010.4325.289.9119.3330.1315.03小计占总计煤泥0.5721.680.7621.321.0120.042.7524.08总计19.7049.4711.1925.0110.9119.3932.8915.79将上表整理得到两矿各粒级的密度-灰分曲线讨论分级的数据,见表3.1-21所示:表3.1-21两矿混合后自然级综合的各粒级密度-灰分曲线分级数据50-13mm13-6mm6-3mm3-0.5mm密度g/cm³基元灰分%密度g/cm³基元灰分%密度g/cm³基元灰分%密度g/cm³基元灰分%1.206.961.206.041.205.621.204.211.3510.901.3510.701.3512.951.359.581.4520.591.4521.681.4521.981.4522.681.5530.601.5531.581.5531.921.5533.631.7044.891.7044.421.7043.561.7044.662.2085.042.2082.272.2079.222.2075.41由上表绘出两矿混合后各粒级自然级的δ-λ曲线,见图3.1-6所示:图3.1-6两矿混合煤各粒级的δ-λ曲线由上图分析可知,a、四条曲线相隔很近,当δ=1.52时,△λ均<5%,故不分级入选。且在小于1.35-1.95kg/L的范围都符合上述规律。b、虽然上图各粒级δ-λ曲线的位置关系不符合各粒度级分布规律,但这却影响不大,故不考虑分级问题。经过上面的分析,两矿原煤满足不分级的条件。所以可以得出结论,本厂设计可以让两矿原煤全粒度级入洗。但最终是否分级入选还是需要根据后面的各种方案预测和经济与技术比较来判断。

3.2选煤工艺的初定和技术经济比较由于缺乏初步设计经验,不能对煤质的分析以及对各种工艺的评定做到完善,故采取多种预选方案,以弥补不足。因此,在接下来的分选工艺的选择上,初步做了五个方案进行技术和经济比较,从而得到最能适应本厂入洗原煤的工艺方法。3.2.1初步选定的方案分析综合前面对原煤资料的分析和对资料综合及按比例综合后入洗原煤的可选性得的研究,初步设计了:1、原煤直接三产品重介质旋流器;2、13mm以上浅漕分选,13-0.5mm三产品重介旋流器;3、跳汰主再选;4、+13mm跳汰洗,13-0.5mm三产品重介旋流器这四个分选工艺。具体介绍如下:一、原煤直接三产品重介质旋流器原则流程图如右。此流程常用于难选或极难选煤,实际上它也适合中等可选煤的分选。三产品重介旋流器的一段溢流出精煤,二段溢流出中煤,底流出矸石。目前,三产品重介旋流器的入料的粒度已经达到80mm,最大直径也已达到1400mm,处理能力较大。该工艺的优点是流程简单,方便布置设备,同时基建费及生产费都不算高,并且有管理便捷、分选精度高、效率高、具有较低的分选下限的特点。但该流程也有一些缺点:1、第二段分选密度的很难实现在线调节;2、选型时不能简单的按流量或干煤泥量来计算,要根据三产品旋流器的每个产品的比例来选择设备的参数;3、介质消耗成本较大。二、13mm以上浅漕分选,13-0.5mm三产品重介旋流器块煤浅漕-末煤三产品旋流器流程适合难选和极难选煤,不过同样适用于中等可选煤。浅漕出块精煤和块矸石,三产品出末精煤、末中煤和末矸石。该流程的优点是:分选精度高,效率也高,经济效益好。但是缺点也很明显:有两台介质系统,不便管理,介质成本高,设备安装和布置较为复杂,日常维护费用高。而本厂入洗原煤不含+50mm粒级煤,故浅漕的排矸优势得不到体现。因此在技术上不优先考虑此方案。原则流程图如右。三、跳汰主再选此流程主要适用于中等可选煤和易选煤。它的优点十分明显,工艺简单,入料粒度范围很宽,布置方便,管理便捷,生产成本很低。缺点是分选精度低,基建投资费用也不低,经济效益很难达到最优化,用水量极大,不适合干旱地区使用。考虑到本厂入洗原煤为中等可选煤,产品作为炼焦煤对粒度没有要求,因此可以优先考虑此方案。该工艺原则流程图如右。四、+13mm跳汰洗,13-0.5mm三产品重介旋流器+13mm跳汰洗,13-0.5mm三产品重介旋流器的流程适用于块煤为中等可选或易选的原煤。其优点是灵活的进行了分级分选,有效降低了生产成本,同时能很好的满足用户对产品的要求。它只有一套介质系统,在管理上较为方便。缺点是厂房布置较为复杂,基建投资费用大,两套完全不同的生产系统在日常管理,设备检修等方面有诸多不便。而本厂入洗原煤满足不分级入洗条件,故一般而言不要设置两套不同的生产系统。此流程原则流程图如右。3.2.2方案的产品预测重介选煤产品的计算,在条件允许时可以通过实际分配率来计算,不具备条件时则可采用正态分布近似的方法计算。产品预测的主要方法有:Ⅰ.两产品平衡法两产品平衡法多用于浮选等简单的两产品作业,根据产率、灰分量平衡的原则列出如下公式:解之式中分别为入料、精煤、尾煤产率,%分别为入料、精煤、尾煤灰分,%Ⅱ.分配曲线法分配曲线法应用于设计的前提,必须有实际生产的精煤、中煤和矸石的浮沉资料,用最小二乘法(格氏法)计算实际的精煤、中煤和洗矸石产率,再用产品的实际产率与浮沉试验资料计算出分配率,并绘制出分选机的分配曲线,找到实际的分选密度和可能偏差E。设计时,依据这些资料,或用改变分选密度、平移分配曲线的方法,找到分配率并计算出设计指标。分配曲线法使用的局限性在于资料的来源。如果是老厂改扩建,有充足的生产资料可供设计使用,或者设计选煤厂时有工业性试验或者半工业性试验资料供设计使用时可应用此法。Ⅲ.正态分布近似法用正态分布近似法计算选煤产品的数质量,是目前设计部门应用较为普遍的一种方法。经过长期研究和生产实践表明,重力选煤过程中,各密度物在选后产品中的分配率,和各密度物在分选过程中进入该产品中的概率在数值上是相等的,也就是近似于正态分布规律。虽不是典型的正态分布,但将分配曲线经过适当转换后,利用正态分布累积曲线的数据,可以计算出各密度物在选后产品中的分配率,然后用原煤浮沉资料和各段分配率,计算出产品数、质量指标。跳汰选近似公式为,重介选近似公式为计算得到t后,利用公式求出x值,带入下式,求的分配率。。由于这是初步设计选煤厂,没有工业生产资料,亦没有工业性、半工业性试验资料,所以采用常用的且具代表性的正态分布近似法来对各种不同方案进行产品预测,以便于选出适合该厂入洗原煤的最佳流程。一、原煤直接三产品重介质旋流器根据《选煤工艺设计与管理》P103表4-3可知,根据《选煤工艺设计与管理》P103表4-3可知,三产品重介旋流器一段(主选)分选粒级>0.5mm时,E取值范围为0.03-0.05;二段(再选)分选粒级>0.5mm时,E为0.05-0.07。根据指导老师的意见,三产品旋流器一、二段的可能偏差均取0.05,根据平均密度求得各个密度级的分配率,预测过程见表3.2-1~3.2-3,产品实际平衡表见表3.2-4。表3.2-1三产品重介旋流器一段分配率计算表E=0.0500D50=1.5020密度平均密度T值X值分配率%12345<1.31.20-4.077-2.8830.0001.3~1.41.35-2.052-1.4512.0361.4~1.51.45-0.702-0.49624.1341.5~1.61.550.6480.45874.1511.6~1.81.702.6731.890100.000>236.663100.000表3.2-2三产品重介旋流器二段分配率计算表E=0.0500D50=1.7000密度平均密度T值X值分配率%12345<1.31.20-6.750-4.7730.0001.3~1.41.35-4.725-3.3410.0001.4~1.51.45-3.375-2.3860.0001.5~1.61.55-2.025-1.4322.1681.6~1.81.700.0000.00050.000>1.82.206.7504.773100.000表3.2-350-0.5mm级三产品重介旋流器实际产率及灰分计算表密度级入料一段分选密度=1.5020二段分选密度=1.7000矸石产率%灰分%分配率%精煤入料产率%分配率%中煤产率%灰分%Kg/L产率%灰分%产率%灰分%123456789101112<1.329.815.070.00029.815.070.000.0000.005.070.005.071.3~1.430.9910.402.03630.3610.400.630.0000.6310.400.0010.401.4~1.59.7221.9324.1347.3821.932.350.0002.3521.930.0021.931.5~1.65.3131.7674.1511.3731.763.932.1683.8531.760.0931.761.6~1.84.4744.56100.0000.0044.564.4750.0002.2444.562.2444.56>1.819.6982.90100.0000.0082.9019.69100.0000.0082.9019.6982.90合计100.0026.8768.929.7531.089.0630.8922.0278.81表3.2-4选煤综合产品设计平衡表产品名称占全样灰分γ%Ad%精煤41.079.75中煤5.4030.89矸石13.1278.81煤泥原生煤

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