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中文题目:钱家营煤矿5.0Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计外文题目: PRELIMINARY DESIGN OF 5.0 Mt/a COOKING COAL PREPARATION PLANT FOR QIANJIAYING MINE全套图纸加扣 3012250582毕业设计(论文)共 146页(其中:外文文献及译文17页) 图纸共6张完成日期 2014年6月 答辩日期 2014年6月 辽宁工程技术大学本科毕业设计(论文)学生诚信承诺保证书本人郑重承诺:毕业设计(论文)的内容真实、可靠,系本人在 指导教师的指导下,独立完成。如果存在弄虚作假、抄袭的情况,本人承担全部责任。学生签名:年月日辽宁工程技术大学本科毕业设计(论文)指导教师诚信承诺保证书本人郑重承诺:我已按学校相关规定对 同学的毕业设计(论文)的选题与内容进行了指导和审核,确认由该生独立完成。如果存在弄虚作假、抄袭的情况,本人承担指导教师相关责任。指导教师签名:年 月 日摘要本设计为钱家营煤矿炼焦煤选煤厂初步设计,主要产品是炼焦用煤以及副产品中煤、粗煤泥、细煤泥。年产量为5.0Mt,年工作时间为330天,日工作班时为8小时,两班生产一班检修。设计基于钱家营煤矿提供的原煤数据,对原煤数据进行整理,按比例综合两层煤数据,利用综合数据绘制可选性曲线,原煤的可选性为难选。选煤方案最终定为混合入选,选煤方法为重介质选煤、TBS粗煤泥分选和细煤泥浮选三段联合选煤法,选前经预先排矸、脱泥工艺。主选采用三产品重介旋流器,重介系统精煤产品采用离心脱水处理;重介回收系统采用两段磁选工艺,回收重介质。煤泥分级,粗煤泥利用TBS分选机分选,细煤泥浮选。浮选精煤利用快开压滤机脱水,加快精煤脱水速度,浮选尾煤采用厢式压滤机进行回收。流程制定后,依次进行数质量计算,设备选型,主厂房安装布置图绘制,厂区平面图绘制。关键词:选煤厂;重介系统;TBS;浮选AbstractThis design is for Qianjiaying ore group ore coking coal coal dressing plant preliminary design. Main products are coking coal and coal and fine coal slime, coarse coal slime. Do fuel with coal for power plants, also can be used for steelmaking. Annual output of 5.0 Mt , working time is 330 days, daily working class is eight hours, two class production maintenance class.The design is based on the original data provided by Qianjiaying. finishing the raw coal of coal sorts through the data, according to the proportion of comprehensive data, two layers of coal, using the data from comprehensive washability curve, the raw coal washability difficult choice.Mixed coal preparation plan ultimately selected. Heavy medium coal preparation, coal preparation method of TBS coarse coal slime separation and the three sections of fine coal slime flotation combined coal preparation method, the conveyor, desliming process in advance before the election. select the three products heavy medium cyclone, dense medium system use centrifugal dehydration processing plant products; Dense media recovery system uses two magnetic separation process, recycling of heavy medium. Grade of coal slurry, coarse coal slime by teetered bed separator, fine coal slime flotation. Flotation plant using the quick opening filter press dehydration, speed up the plant dehydration, coal flotation tail using box pressure filter for recycling. Several quality of process, formulate, in turn, equipment type selection, main workshop installation layout drawing, the factory layout drawing.Keywords: preparation plant ;equipment of heavy media separation; teetered bed separatorII目录前言11 厂区概况21.1 地理位置、行政区域及交通情况21.1.1 地理位置及行政管理21.1.2 交通情况21.2 厂区地理概况31.3 气象及地震31.4 水源和电源32 原料煤基地概况42.1 自然概况42.2 煤层及可采煤层42.3 煤的物理性质52.4 煤岩特征53. 煤质资料分析及可选性评定73.1 煤样工业分析指标及筛分浮沉结果73.1.1 煤样工业分析指标73.1.2 煤样筛分浮沉结果表73.2 煤样筛分资料整理分析与综合103.2.1 筛分资料的综合113.2.2 浮沉资料综合133.2.3 筛分浮沉资料的灰分校正133.3 可选性曲线的绘制及可选性评定163.3.1 绘制可选性曲线163.3.2 原煤的可选性评定174 入选方式的对比与分析184.1 入选方式的对比与确定综述184.2 混合入选方案的理论分析184.2.1 混合入选原煤的筛分资料综合184.2.2 原煤可选性曲线194.2.3 选煤产品预测204.2.4 产品利润计算方法224.3 分级方案的理论分析234.3.1 分级方案的原煤筛分资料综合234.3.2 选煤产品预测284.3.3 产品利润计算方法314.3 两种方案的理论对比与方案确定324.3.1 混合入选方案选煤数据整理324.3.2 分级入选方案选煤数据整理324.4 选煤方案的确定335 选煤方法与工艺流程的制定345.1 选煤方法与入选方式345.2 动筛跳汰分选指标计算345.3 重介质分选指标计算365.4 选煤工艺流程的最终确定406 工艺流程数质量计算426.1 选煤厂每小时处理能力计算426.2 准备作业数质量计算426.2.1 筛分作业的计算426.2.2 选矸作业的计算436.2.3 破碎作业计算436.2.4 脱泥作业的计算436.3 分选作业的计算446.4 煤泥水处理作业流程计算756.4.1煤泥分级的计算756.4.2 TBS分选作业计算766.4.3浮选作业计算776.5 水量平衡计算786.6 产品、介质、水量平衡一览表796.7 数质量流程图817 设备选型与计算827.1 筛分设备的选型与计算827.1.1 预选筛分设备的选型与计算827.1.2 预先脱泥设备837.1.3 重介选精煤脱介筛837.1.4 重介选中煤脱介筛847.1.5重介选矸石脱介筛867.1.6 精煤分级脱水筛877.1.7 中煤分级脱水筛877.2 破碎设备的选型与计算887.3 分选设备的选型与计算897.3.1 预先排矸设备的选型与计算897.3.2 重介分选机907.3.3 浮选设备选型907.3.4 TBS设备选型927.4 介质回收设备的选型与计算937.4.1 精煤重介质回收设备937.4.2 中煤矸石重介质回收设备947.5 脱水设备的选型与计算957.5.1 精煤段脱水设备957.5.2 中煤段脱水设备957.5.3 TBS精煤脱水设备967.5.4 TBS尾煤脱水设备977.5.5 浮选精煤脱水设备987.5.6浮选尾煤脱水设备997.6 水力分级和浓缩设备的选型与计算1007.6.1 倾斜板沉淀池1007.6.2 浮选前浓缩设备1017.6.3 尾煤压滤前浓缩设备1027.6.4 精煤二次磁选前浓缩1027.7 辅助设备的选型与计算1037.7.1 胶带输送机1037.7.2 链板输送机1047.8 桶的选型与计算1047.8.1 重介系统循环介质桶1047.8.2 重介系统浓介质桶1057.8.3 重介系统精煤稀介质桶1057.8.4 重介系统中煤、矸石稀介质桶1067.8.5 循环水桶1077.8.6 清水水桶1078 厂房内工作条件的该善1088.1 噪音的预防与治理1088.2 粉尘的清除与治理1098.3 厂区内环境的保护1099 选煤厂技术经济指标1109.1 劳动定员的编制1109.1.1 商品煤总产值1109.1.2 劳动定员1109.1.3 劳动定员汇总表1119.2 总投资的计算1119.2.1 设备投资1119.2.2 基建投资的计算1129.2.3 营运投资的计算1139.3 经济评价1149.3.1 税前利润计算1149.3.2 税后利润的计算1159.3.3 投资利润率1159.3.4 投资收益率1169.3.5 投资回收期11610 结论117致谢118参考文献119附录A 译文120附录B外文文献126辽宁工程技术大学毕业设计(论文)前言中国是一个煤炭储量和产量都很大的国家,煤炭是中国的基础能源,所以,一次能源消费必然以煤炭为主。在未来相当长的时期内,以煤为主的能源供应格局将不会改变,煤炭的基础能源地位也不会改变,预计到2050年煤炭的消费比例不低于50%。中国的煤炭资源丰富、品种齐全,能满足国民经济各行各业长期的、战略性的发展要求。中国煤炭资源储量的基本特征是:1、北多南少,西多东少,分布不均。2、动力煤丰富,而优质炼焦煤和优质无烟煤相对不足。3、开采条件较好,但适宜露天开采的储量较少。针对我们的煤炭现状,对原煤进行洗选加工的重要性便日趋上升。煤炭洗选加工是合理利用煤炭资源、保护环境的最经济和最有效的技术,是发展洁净技术的基础和重要环节。通过洗选加工可以提高商品煤的质量,增加品种以适销对路,提高煤炭产品的市场竞争力,达到合理利用资源的目的;可以节约运输能力,减少矸石的无效运输;可以显著增加煤炭产品的附加值, 提高煤炭企业的经济效益;可以提高煤炭的开采率,使伴生劣质煤炭得以开采,经洗选后得以利用;可以在降灰的同时能有效地脱除煤中的黄铁矿,减轻煤炭燃烧对SO2的排放量,大大减少环境污染;可以解决大量劳动力就业,增加税收,促进地方经济发展和社会稳定。 目前我国的大型煤矿基本上都建有配套的选煤厂,因此,要保证煤炭洗选加工的健康发展,规范大中型选煤厂市场就十分重要。本次设计的任务是:开滦集团钱家营煤矿5.0Mt/a炼焦煤选煤厂初步设计。该厂属于矿井型选煤厂。矿井设计规模为年产5.0Mt,故选煤厂年处理原煤亦为5.0Mt。选煤厂服务年限与矿井相同。工作制度与矿井相同。原料煤来自井下的1125号和2072号,属于亮型煤,结构较复杂,稳定性差。根据煤质特征确定煤的用途为炼焦煤。本次设计的主要内容是对原煤的煤质资料进行分析和综合,评定原煤的可选性。制定原煤分选工艺流程,进行流程计算以及工艺设备的选型与计算。对厂房进行工艺布置。绘制主要生产车间的剖面图。最终对本次设计进行技术经济评价。1 厂区概况1.1 地理位置、行政区域及交通情况1.1.1 地理位置及行政管理钱家营矿业分公司选煤厂是隶属于开滦(集团)有限责任公司钱家营矿业分公司的一座矿井型选煤厂,钱家营矿业分公司位于河北省丰南市钱家营镇,与范各庄矿相邻。选煤厂与矿井在同一工业广场内,东部为选煤厂厂区,西部为矿井区。1.1.2 交通情况矿区西北有京山铁路经过,矿井距唐山站14.5km,距古冶站16km。厂区有铁路支线与吕家坨、古冶及陡河电厂相接。井田西北有京山、京秦铁路经过,矿区与邻近市县公路网纵横交错,有公路直达京唐港、塘沽港和秦皇岛港煤码头,交通十分便利。新崛起的京唐港建有开滦公司煤码头,煤炭可直销华东、华南市场。地理位置非常优越,在国家能源格局中占有重要地位。具体见图1-1。图1-1 钱家营矿区交通位置图Fig. 1-1 Chart of Qianjiaying areas transportation1.2 厂区地理概况井田内地势平坦,略向南倾斜,地形呈东北高西南低。沙河从采区地表流过,厂区排水沟均由厂房向四周道路降坡5,雨水沟多南北向,东西向水沟与矿井雨水沟相接。最高洪水位为29.57 m。1.3 气象及地震本区气候属于大陆性气候,最高气温为37.6,风向多为东风,冬季为偏北风,年最大风速20m/s,冰冻期由每年12月初至翌年3月初,土壤冻结深度为0.8m。年平均降雨量630mm,年最大降雨量1007.7mm,最热月份平均湿度79%,最大冻结深度为0.80m。按国家地震局地震地质大队提供资料,本区处于强烈地震活动地带,地震基本烈度为8级。本设计亦按8级地震设防烈度设计。1.4 水源和电源该选煤厂用水统一由矿井供给。水源位于井田东北约15km处的钱家营一带,该水源提供地下水允许开采量为5052m3/d。根据上述水文气象条件,本设计充分考虑洗水闭路循环,节约用水,防止环境污染。电源:取自矿井的工业场地内的自行发电厂。通过两条6kv电缆线路供给选煤厂用电。2 原料煤基地概况2.1 自然概况钱家营矿井地质构造总体特征比较复杂,构造形式以断裂为主,其次为褶皱。钱家营井田走向长17.2km,倾斜宽1.96.2km,面积约60.2km2。南部与钱营镇相邻,北部与王各庄相接。煤系地层属古生代石炭二迭系,基层为奥陶纪石灰岩,煤系总厚度约为500m,地层煤特征与开平煤田的其它井田基本相同。井田采用竖井分水平阶段石门集中大巷的开拓方式,第一水平标高-600m,回风水平标高-300m,井田东翼煤层赋存倾角小,斜长大,故增加-450m中间主要运输水平,矿井初期集中开采东翼,以后再向西翼拓展,第二水平标高-850m。主井装备一对32.5t箕斗,矿井设计能力为5.0Mt/a,工作制度300d/a,每天提升14h。实际日产能力为16667t,矿井服务年限为60a。2.2 煤层及可采煤层本矿井随深度的增加地质构造比上巷变得简单。主要表现在:地层倾角随深度的增加越来越缓,即缓倾斜倾斜区范围增大,急正区及倒转区范围减小,构造的作用强度将相对减弱。十水平以浅的主要地质构造对深部的影响有所减弱,部分断层在向深部发展中逐渐尖灭。井田A+B+C+D级地质储量为1109.2734Mt,其中A+B+C级为1002.472 Mt,D级为106.7962Mt。煤系地层共含煤十八层,可采煤层八层,分别为5、6.5、7、8、9、11、12-1和12-2煤层,矿井现开采5、7、9、12四个煤层。五煤层为薄至中厚煤层,七、九煤层为中厚至厚煤层,十二煤层为局部可采煤层。(1) 第5煤层:粉末-鳞片状,以亮煤为主,夹暗煤条带,质软,沥青光泽。一般分两层,中间被一层厚0.25米的夹石分开,上层煤质优于下层,煤中含黄铁矿。当夹石软、薄时,煤和夹石可一次采出;当夹石较厚时一般采夹石下的煤层,但顶板管理困难。煤层厚度0.121.91米,平均0.95米。(2) 第7煤层:块状或粉末状,以亮煤为主,沥青光泽,间夹镜煤及亮煤条带,内生裂隙较发育。有时可见1-2层厚度为0.2-2.5米泥岩夹石,当夹石较薄时,煤和夹石一次采出;夹石较厚时,采夹石下的煤层,但顶板管理困难。煤层厚度0.2-5.51米,平均2.35米。(3) 第8煤层:块状,以亮煤为主,沥青光泽,属光亮型煤。煤层厚度0-2.30米,平均0.65米,属局部可采煤层。(4) 第9煤层:碎块状、粉末状,以亮、镜煤为主,间夹少量暗煤条带,沥青光泽属光亮型煤。有时可见1-4层泥岩夹石,如2199、1599掌。井口附近及东翼局部顶板侵蚀(俗称板舌头)发育。煤层厚度0.439.50米,平均4.15米。(5) 第11煤层:块煤,以亮煤为主,夹暗煤层纹,沥青光泽,属光亮型煤。含层状分布的黄铁矿结核。煤层0.112.36米,平均1.16米。(6) 第121煤层:粉末状及碎块状,有时可见13层炭质夜宴夹石。煤层厚度0.83.54米,平均2.29米,井田范围内,东翼1道半石门以西与122煤层合区地段厚度为12.12米左右。(7) 第122煤层:块状,以亮、镜煤为主,间夹少量暗煤条带,沥青光泽,内生裂隙发育。东翼煤层厚度05.19米,平均2.91米,西翼6.2419.9米,平均12.12米。2.3 煤的物理性质井田内各种煤层均为深黑色,条痕为棕黑色。玻璃、强玻璃光泽。中、细条带状结构,层状结构。内生裂隙发育,性脆易破碎,大多呈粉末状及细粒状,块状较少,煤层偶见弱细光泽,木质结构。在近顶板附近,常含有团状及侵染状黄铁矿和透明体。2.4 煤岩特征 井田内个煤层属高等植物所形成的。各煤层多由半亮型和光亮型组成。镜下:各煤层凝胶化组分较少,丝炭化组分次之,稳定组分少见。矿物质主要是呈大小不一的侵染或结核状粘土和黄铁矿,石英次之,方解石更少。主要煤层煤岩组分百分含量见表2-1。表2-1 主要煤层煤岩组分百分含量表Table 2-1 The main seam of coal or rock component percentage table煤层有机显微组分无机组凝胶化组半凝胶化组丝炭化组稳定组112564.982.04.88.17.923.50.910.71.57.370.876.5714.974.0747207250.182.13.89.53.632.20.14.53.97.763.887.0821.381.986.08(1) 煤质牌号:按中国煤质分类国家标准(GB5751-86)依东煤公司地质局化验室提供的化验成果,本井田煤层可划分出气煤、肥煤、焦煤三个煤种。其中气煤挥发分(Vr)含量在32.7334.73%之间,一般为34.72%,胶质层最大厚度(Y)在17.0022.66,一般为19.79,计201.36万吨,占总储量的1.627%;肥煤挥发分(Vr)含量在22.7438.19%,一般为30.81%,胶质层最大厚度(Y)在25.1048.00之间,一般为33.65,计10952.86万吨,占总储量的88.515%;焦煤挥发分(Vr)含量为18.8529.97%之间,一般为26.01%,胶质层最大厚度在9.0025.00%之间,一般为20.97,计1219.86万吨,占总储量的9.858%。(2) 煤质变化规律:赵各庄煤田煤质分类主要指标X及Y值。在走向上有北东南西向、在垂向上由浅向深X值逐渐增高,在倾向上变化甚微,局部由于火成岩侵入致使煤变质程度增高或焦化。由此可见,本井田煤层变质程度受区域变质控制,变质因素以区域变质为主,接触变质次之,从原煤灰分等值线图上可以显示出,井田内受火成岩的烘烤,近天然焦化地段灰分有逐渐增设的趋势。3. 煤质资料分析及可选性评定3.1 煤样工业分析指标及筛分浮沉结果3.1.1 煤样工业分析指标该选煤厂煤样的工业分析指标见表3-1。表3-1 工业分析指标表Tab.3-1 Table of industry analysis indicators煤层牌号内在水分Wf/%挥发分Vdc/%硫分St,d/%发热量Qgr,d/MJkg-1粘结性GX值mmY值mm1125焦煤20.971.7924.719923.5302072焦煤23.490.3924.479223分析表3-1,可知挥发分及发热量符合普通炼焦煤要求,初步判定,可用来炼焦,但还需进一步分析。3.1.2 煤样筛分浮沉结果表本选煤厂的原料煤来自钱家营矿井的两层煤。煤样的筛分试验结果分别见表3-2和表3-3。原料煤煤样经浮沉试验得到的浮沉试验结果见表3-4、表3-5、表3-6和表3-7。取编号1125煤层为一层煤,编号2072煤层为二层煤。一层煤占全样为60%,表3-2的第四列中的灰分为加权平均值,以50mm的灰分为例,表3-2的其他灰分同理计算可得。表3-2 一煤层筛分试验结果表Tab. 3-2 Table of first coal bed natural grade screen test results粒级(mm)产物名称占全样(%)灰分Ad(%) 50煤2.79 13.25 夹矸煤0.000.00矸 石11.03 67.91 硫铁矿0.000.00小 计13.82 56.88 5013煤15.82 37.90 13.00.5煤49.71 21.61 0.50.0煤20.65 21.21 500合计86.18 24.51 总计100.00 28.98 分析上表,可知一层煤中,主导粒级为粒度13-0.5mm,次主导粒级为粒度小于0.5mm,煤质易碎,矸石含量大于5%,属于高矸煤,设计中应考虑预先排矸,此外,煤泥较多,对于煤泥处理部分也应注意。表3-3计算原理和表3-2一致。计算结果如下。表3-3 二煤层筛分试验结果表Tab. 3-3 Table of twice coal bed natural grade screen test results粒级(mm)产物名称占全样(%)灰分Ad(%) 50煤17.68 21.13 夹矸煤0.00 0.00 矸 石6.37 82.73 硫铁矿0.00 0.00 小 计24.05 37.44 5013煤27.06 29.13 13.00.5煤38.32 23.06 0.50.0煤10.58 22.13 500合计75.95 25.09 总计100.00 28.06 分析上表,可知二层煤中,主导粒级为粒度13-0.5mm,次主导粒级为粒度50-13mm,细粒煤占比例大,矸石含量大于5%,属于高矸煤,设计中应考虑预先排矸,此外,煤泥较多,对于煤泥处理部分应加以注意。对原始资料整理,即可得到初步浮沉试验综合表,见表3-4,3-6。表3-4 一层煤自然级浮沉试验综合表 Tab. 3-4 Table of 1th coal bed natural grade float-and-sink test results筛分特性1350mm0.513mm0.550mm产率/%灰分/%产率/%灰分/%产率/%灰分/%15.82 37.90 49.71 21.61 65.53 25.54 密度级/kgL-1占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%占入选全样/%灰分/%1234567 8 9 10 11 1.847.40 7.29 69.72 16.10 7.90 69.17 23.57 15.20 9.12 69.43 小计100.00 15.39 38.96 100.00 49.09 20.49 100.00 64.48 38.69 24.89 煤泥2.74 0.43 34.82 1.24 0.62 37.35 1.60 1.05 0.63 36.31 总计100.00 15.82 38.85 100.00 49.71 20.70 100.00 65.53 39.32 25.08 由于缺乏破碎后的数据,因此认为破碎过程只影响粒级的变化,对煤质量影响不大。得出表3-5,3-7。当确定入选原煤粒度上限时,假如确定50mm为入选上限,则表3-2和表3-3中+50mm级便被破碎,两层煤破碎级破碎后浮沉资料见表3-5,3-7。表3-5 一层煤破碎级浮沉试验综合表Tab. 3-5 Table of 1th coal bed crash grade float-and-sink test results筛分特性1350mm0.513mm0.550mm产率/%灰分/%产率/%灰分/%产率/%灰分/%2.54 70.27 7.97 53.98 10.51 57.92 密度级/kgL-1占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%占入选全样/%灰分/%1234567 8 9 10 11 1.880.70 2.05 82.33 80.70 6.26 64.80 80.70 8.46 5.08 67.86 小计100.00 2.53 69.40 100.00 7.76 54.62 100.00 10.49 6.29 57.20 煤泥0.21 0.01 43.85 0.21 0.21 2.68 0.21 0.02 0.01 36.14 总计100.00 2.54 69.35 100.00 7.97 53.27 100.00 10.51 6.31 57.16 分析表3-5,可知,一层煤破碎级中,主导密度级为密度大于1.8g/cm3的煤,灰分为67.86%,矸石含量高,且此密度级所占比例大,设计中应考虑机械排矸。表3-6 二层煤自然级浮沉试验综合表 Tab. 3-6 Table of 2th coal bed natural grade float-and-sink test results筛分特性1350mm0.513mm0.550mm产率/%灰分/%产率/%灰分/%产率/%灰分/%27.06 29.13 38.32 23.06 65.38 25.57 密度级/kgL-1占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%占入选全样/%灰分/%12345678 9 10 11 1.815.04 4.02 68.00 8.92 3.37 65.62 11.46 7.39 2.96 66.91 小计100.00 26.73 28.87 100.00 37.78 22.80 100.00 64.51 25.80 25.31 煤泥1.20 0.33 38.67 1.42 0.54 34.31 1.33 0.87 0.35 35.94 总计100.00 27.06 28.99 100.00 38.32 22.96 100.00 65.38 26.15 25.45 分析表3-6,可知二层煤自然级中,主导密度级为1.31.4g/cm3,次主导密度级为1.41.5g/cm3,灰分低,可出优质精煤。表3-7 二层煤破碎级浮沉试验综合表Tab. 3-7 Table of 2th coal bed crash grade float-and-sink test results筛分特性1350mm0.513mm0.550mm产率/%灰分/%产率/%灰分/%产率/%灰分/%8.57 41.48 12.13 35.41 20.70 37.92 密度级/kgL-1占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%灰分/%占本级/%占本层/%占入选全样/%灰分/%1234567 8 9 10 11 1.831.80 2.72 74.64 31.80 3.85 63.72 31.80 6.57 2.63 68.24 小计100.00 8.55 41.02 100.00 12.10 35.02 100.00 20.65 8.26 37.50 煤泥0.25 0.02 36.40 0.25 0.03 31.07 0.25 0.05 0.02 33.28 总计100.00 8.57 41.01 100.00 12.13 35.01 100.00 20.70 8.28 37.49 分析表3-7,可知,二层煤破碎级中,主导密度级为密度大于1.8g/cm3的煤,灰分为68.24%,矸石含量高,且此密度级所占比例大,设计中应考虑机械排矸。表3-4至表3-7浮沉试验资料综合的原则见文献1,按等密度级综合的原则进行。综合表中占本层为各粒级占本层之和,将占本层按第二层比例系数40%换算成占入选全样,综合的密度级的灰分用加权平均法求出。综合分析初始原煤资料,得出:(1) 粒度级50mm以下的原煤中,细粒级物料含量明显高于粗粒级,煤质易碎,设计中制定流程部分应适当考虑煤的泥化现象,而且经浮沉试验后,可知低密度物料所占比例较高,灰分较低,有可能出优质精煤。(2) 粒度级50mm以上的原煤在总煤样中所占比例小,而且在粒度50mm以上的原煤中,煤含量少,因此,设计不用过多考虑以粒度50mm进行分级入选,但矸石含量高,属于高矸煤,原则上应对其作预先处理,设计中应考虑进行机械排矸。(3) 由于煤泥占原煤比例大,且灰分不高,说明粒度0.5mm以下煤泥中含低灰煤较多,因此粒度0.5mm以下的原煤也应是选煤工艺制定中主要考虑的粒级,从而使煤-泥分离最大化,提高精煤回收率。3.2 煤样筛分资料整理分析与综合3.2.1 筛分资料的综合对原始大筛分资料的数据和结果进行审查,将错误的数据和结果改正过来,然后根据入选比例将所有入选煤层大筛分资料综合成一个结果。当原煤最大粒度大于入选上限,对大于入选上限的煤需要进行破碎后入选时,须对破碎级那部分煤的筛分试验资料进行综合。对于缺少大于入选上限煤的破碎筛分资料时,则假设破碎后的粒度组成与同煤层原煤自然级粒度组成相同,各粒度级灰分用大于入选上限灰分进行校正。综合过程简单叙述如下:(1) 对于自然级来说,确定各层煤在入厂(选)原煤中所占的百分数。如表3-8中, 。(2) 将各层煤占本层煤的粒度级别分别换算成占入厂(选)原煤的百分数 (3-1)式中:入选的各层煤中某一粒级换算成占入选原煤的百分数,%; 某层煤占入厂原煤的百分数,%;各层煤某一粒级占本层煤的百分数,%。如表3-8中第4栏和第7栏的各行数据按公式3-1进行计算。(3) 将占全样各个数值按等粒级相加,即得原煤各粒级的含量。如表3-8中第10栏各行数据为。(4) 综合后各粒度级的灰分用加权平均法计算。如表3-8中第11栏各行数据的依照公式3-2进行计算。 (3-2)(5) 对于破碎级来说,从表3-8中,可以确定破碎级各煤层在入厂原煤中所占的百分数。如表3-9中,。然后,将两层原煤的破碎级资料用上述方法进行煤质资料的综合。(6) 将自然级和破碎级的数量和灰分进行综合,计算后的结果填入表3-10中。两层原煤筛分试验综合结果见表3-8、两层原煤+50mm破碎级筛分试验综合结果见表3-9、入选原煤破碎级与自然级筛分试验综合结果见表3-10。表3-8 两层原煤自然级筛分试验结果综合表Tab. 3-8 Table of the raw coal natural grade screen test results粒级/mm产物名称一层(K1=60%)二层(K2=40%)综合(K=100%)占本层/%占全样/%Ad/%占本层/%占全样/%Ad/%占本层/%占全样/%Ad/%123456789101150煤2.79 1.67 13.25 17.68 7.07 21.13 8.75 8.75 19.62 夹矸煤0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 矸 石11.03 6.62 67.91 6.37 2.55 82.73 9.17 9.17 72.03 硫铁矿0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 小 计13.82 8.29 56.88 24.05 9.62 37.44 17.91 17.91 46.44 5013未分离煤15.82 9.49 37.90 27.06 10.82 29.13 20.32 20.32 33.23 13.00.5未分离煤49.71 29.82 21.61 38.32 15.33 23.06 45.15 45.15 22.10 0.50.0未分离煤20.65 12.39 21.21 10.58 4.23 22.13 16.62 16.62 21.44 500合计86.18 51.71 24.51 75.95 30.38 25.09 82.09 82.09 24.72 毛煤总计100.00 60.00 28.98 100.00 40.00 28.06 100

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