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文档简介
1、150 万吨选煤厂主厂房初步设计优秀设计一 设计任务书 -1 -1.1 设计任务 -1-1.2 作业内容 -1-1.3 注意事项 -1-2 煤质资料及分析 - 3 -2.1 筛分资料的综合 -3-2.2 浮沉资料的综合 73 工艺流程的计算 133.1 工艺流程计算的依据 133.2 准备作业的计算 错误!未定义书签。3.3 跳汰选作业的计算 错误!未定义书签。3.4 煤泥处理及浮选作业的计算 173.5 水量流程的计算 203.6 工艺流程数据的综合 错误!未定义书签。4 工艺流程的评述 245 设备选型与计算 265.1 设备选型原则 265.2 筛分设备的选型计算 275.3 破碎设备的
2、选型计算 275.4 分选设备的选型计算 275.5 脱水设备的选型计算 286 工艺布置 错误!未定义书签。6.1 工艺布置原则 错误!未定义书签。6.2 重选车间工艺布置 错误!未定义书签。6.3 浮选车间工艺布置 337 工艺设计评述 348 结束语 35附录:设备清单 36参考文献 37一设计任务书本作业是在给定原料煤资料、工艺流程和其他一些已知条件的基础上,为设 计某矿井选煤厂而进行的原料煤资料综合与分析、工艺流程计算及主要工艺设备 选型等工作。通过本作业,加深对所学知识的理解,对整个选煤系统的有一个整体认识。 因此要求同学们在老师的指导下,参考有关资料,独立认真地完成本设计。1.1
3、 设计任务处理能力为150万吨/年的矿井选煤厂,服务年限为40年以上,工作制度每 年工作330天,每天工作16小时(即两班生产、一班检修),原煤牌号为气煤, 入厂的原料煤为该矿 A、B两层煤,其中A层占入厂原煤39%、B层占入厂原 煤61%。有关原料煤资料详见后表,工艺流程图见后图。最终产品质量要求:精煤灰分 10.00%10.50%,精煤水分Mt<12%01.2 作业内容1 .对入厂原煤资料进行分析,了解入厂原煤性质;根据给定的工艺流程、选 煤方法及入选粒度上下限等进行资料综合,并进行校正;求得入选原煤的粒度组成和密度组成,由此绘制出原煤可选性曲线,分析入选原煤的性质。2 .按照给定的
4、工艺流程,对各工艺作业进行数质量和水量的计算,跳汰产品 计算表附后,并绘制出数质量流程图。3 .根据流程计算的结果编制出选煤产品设计平衡表、最终产品平衡表和水量平衡表。相关计算表格附后。4 .根据流程计算的结果,对准备、跳汰、浮选和浓缩等车间的主要设备进行 计算与选型,并按工艺作业顺序列出主要设备选型计算指标表。相关表格附后。1.3注意事项1 .原煤资料综合和流程计算时,对于丫和Ad要求小数后面两位有效数字;对于Q、M t及W等要求小数后面一位有效数字。2 .再选机入料密度组成即为主选中煤产品的密度组成;在计算时要注意占本级和占全样的百分数问题;不完善度取I主=0.16, I再=0.18,边界
5、平均密度-1.3 密度级取1.20, +1.8密度级的6 e,什石段取2.0,中煤段取1.9,分配指标由近 似公式法计算出t值,查t-F(t)表得出 再选机中煤段分选密度按“等人原则” 确定,并编写在说明书的“工艺流程的计算”章节中。3 .由于煤泥量不大,灰分不高,所以流程计算中可酌情考虑将全部煤泥并入溢流精煤。4 .因缺乏浮选试验资料,计算浮选作业时取浮选精煤Ad=10% ,浮选精煤占本级产率的78%,浮选精煤和浮选尾煤丫按数质量平衡原则计算。5 .说明书文字叙述与图表应很好配合,文字编写到哪里,图表就附在哪里,并要求书写工整,字迹清晰。二 煤质资料及分析煤质资料的综合,要根据工艺流程的特点
6、(本作业为混合入选)进行,目的是借此评定煤的可选性,绘制可选性曲线和进行工艺流程的计算。本作业是混合该矿 A 、 B 两层原煤进行分选,其中 A 层占入厂原煤 39%, B层占入厂原煤61%, 原煤的筛分、 浮沉组成都应按这个选煤量的比例分项综合在一起。2.1 筛分资料的综合1 .入厂混合原煤筛分资料的综合首先应根据设计任务书确定各层煤在入厂混合原煤中所占的比例, 然后将各层煤各粒级分别换算成占入厂混合原煤的百分数。 综合上述换算的各数值 (即将各层煤的同一粒级数量加到一起) ,得出入厂原煤的综合数量。再用加权平均的方法计算综合后各粒级原煤的灰分。归纳上述计算结果,得出入厂混合原煤筛分组成综合
7、表,表1 所示。通过对入厂原煤筛分试验数据的综合可以分析出该入厂原煤有如下特性:(1)该矿 A 层原煤灰分为25.18%,属中等灰分煤,其中>50mm 级含量为31.49%,灰分为32.41%;可见矸含量为8.06%,属高含矸量煤;原煤中各粒级的产率随粒度减小而减小, 说明煤的硬度大, 煤质较硬; 原煤中各粒级煤的灰分随粒度的减少而降低,说明煤的质地较脆,易碎,而矸石的质地较硬。( 2)该矿 B 层原煤灰分为14.38%,属低中灰分煤,其中>50mm 级含量为27.74%,灰分为13.34%;可见矸含量为0.52%,属低含矸量煤;原煤中各粒度级产率比较接近, 说明原煤的粒度分散均匀
8、; 原煤中各粒级煤的灰分与该层原煤总灰分比较接近,说明该层原煤煤质均匀。( 3)入厂综合原煤灰分为18.59 %,属低中灰分煤,其中>50mm 级含量为29.20%,灰分为21.36%;可见矸含量为3.47%,属中等含矸量煤;原煤中各粒级的产率随粒度减小而减小, 说明煤的硬度大, 煤质较硬; 原煤中各粒级煤的灰分随粒度的减少而降低,说明煤的质地较脆,易碎,而矸石的质地较硬。2.入厂原煤破碎级筛分资料的综合根据入厂原煤中各层煤大于入选上限的原煤破碎到小于入选上限的粒度组然后用加权2 所示。成, 按各层煤大于入选上限的数量占入厂混合原煤的比例进行综合。平均的方法求各粒级的灰分,即得入厂原煤破
9、碎级筛分综合表,表表1入厂原煤筛分试验综合表级别(mm)产品 名称A层(丫 a=39%)B 层(丫 b =61%)综合数量丫(为灰分Ad (%数量丫( %灰分Ad (%数量丫(衿灰分Ad (衿占本层占全样占本层占全样12345678910100煤14.335.5914.5017.4110.6211.5816.2112.59夹什煤0.680.2743.660.000.2743.66什后5.162.0179.470.120.0783.402.0979.61小计20.177.8732.1017.5310.6912.0718.5620.56100-50煤8.183.1916.749.765.9512.
10、599.1414.04夹什煤0.240.0945.820.050.0346.600.1246.01什后2.901.1377.620.400.2483.281.3878.62小计11.324.4132.9510.216.2315.5310.6422.7550-2512.684.9527.3612.307.5015.8812.4520.4425-13煤10.994.2924.248.024.8916.279.1819.99136煤15.456.0323.0014.038.5616.1014.5818.956 3煤14.785.7618.8115.599.5114.0315.2715.833-0.5
11、煤7.983.1117.5111.326.9112.7410.0214.22-0.5煤6.632.5916.7811.006.7113.939.3014.72总计煤100.0039.0025.18100.0061.0014.38100.0018.59表2原煤破碎级筛分试验综合表级别(mm)A层(丫 a=12.28%)B 层(丫 b=16.92%)综合数量丫( %灰分Ad (%数量丫( )灰分Ad (衿数量丫(为灰分Ad (衿占本层占全样占本层占全样12345678950-2533.144.0737.4831.935.4015.379.4724.8725-1319.892.4432.8420.5
12、13.4713.705.9121.6113620.742.5529.0720.073.4012.265.9419.466 311.731.4423.9010.461.7710.963.2116.773-0.57.420.9119.668.631.469.632.3713.48-0.57.080.8718.408.401.4210.512.2913.50总计100.0012.2830.55100.0016.9213.0429.2020.403.入厂原煤自然级筛分资料的综合根据入厂原煤各层煤小于入选上限的自然级筛分资料, 各粒级占混合原煤的 百分数,按同粒级相加,即得入厂混合原煤自然级中该粒级的百
13、分数。 然后用加 权平均的方法求各粒级的灰分,即得入厂原煤自然级筛分综合表,表 3所示。表3原煤自然级筛分试验综合表级别(mm)A层B层综合占全样 (衿Ad (%占全样 (衿Ad (为数量丫(为灰分Ad (衿123456750-254.9527.367.5015.8812.4520.4425-134.2924.244.8916.279.1819.9913-66.0323.008.5616.1014.5818.95635.7618.819.5114.0315.2715.833-0.53.1117.516.9112.7410.0214.22-0.52.5916.786.7113.939.3014.
14、72总计26.7221.8644.0814.7870.8017.454.自然级和破碎级混合原煤筛分资料的综合根据以上求得的混合原煤自然级和破碎级的筛分资料, 各粒级占混合原煤的 百分数,按同粒级相加,即得混合原煤中该粒级的百分数。 然后用加权平均的方 法求各粒级的灰分,即得破碎级和自然级混合原煤筛分组成综合表,表 4所示。原煤的筛分试验结果综合时会产生误差,使得试验前后的数量百分数和灰分 百分数不一致,所以筛分试验综合结果应进行综合灰分的校正。筛分试验结果灰分的校正方法是利用筛分资料综合前的灰分为基准校正综 合后的灰分,使综合前后的总计灰分数值相一致。首先应计算灰分的校正化 A =Ad前-Ad
15、后=18.59%-18.31%=0.23%;然后分 别在筛分后的每一粒级的加权平均灰分值上加灰分校正值A ; 最后加权平均计算 出各粒级的合计灰分,如表4中各粒级合计灰分为18.59%,与综合前的总计灰 分相一致。表4原煤自然级和破碎级筛分试验综合表级别(mm)自然级破碎级综合校正后灰分Ad(%)产率 (%灰分Ad (为产率 (%灰分Ad (衿产率丫(为灰分Ad (衿灰分累计12345678950-2512.4520.449.4724.8721.9222.3522.6322.6325-139.1819.995.9121.6115.0920.6220.9021.9313614.5818.955.
16、9419.4620.5319.1019.3821.026315.2715.833.2116.7718.4816.0016.2819.873-0.510.0214.222.3713.4812.3914.0814.3619.09-0.59.3014.722.2913.5011.5914.4814.7618.59总计70.8017.4529.2020.40100.0018.3118.5918.592.2浮沉资料的综合1 .入厂原煤各层煤自然级与破碎级 50-0.5mm浮沉资料的综合根据各层煤自然级、破碎级50-0.5mm的浮沉资料和各层煤中自然级、破碎 级所占的重量百分数进行综合。也就是先将本层煤自
17、然级及破碎级50-0.5mm中各浮沉级占本级的重量百分数换算成占全样自然级与破碎级混合煤的百分数,相应的灰分按加权平均法求出,表 5、表6所示。各层煤自然级和破碎级占全样的重量百分数可以从两层原煤自然级、破碎级筛分试验综合表中查得。表5 A层煤自然级和破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表密度级自然级破碎级综 合数量% ( %灰分Ad (衿数量丫( %)灰分Ad (为数量丫( %)灰分Ad (%占本级占全样占本级占全样占本级占全样12345678910<1.35.941.394.284.230.485.105.381.874.491.3-1.445.6110.698.7938.514.37
18、9.6143.2915.069.031.4-1.520.824.8815.3816.381.8616.2819.376.7415.631.5-1.66.431.5126.017.020.8025.816.622.3025.941.6-1.85.851.3739.016.380.7238.506.022.1038.83>1.815.353.6073.2227.483.1280.1819.316.7276.45小计100.0023.4322.66100.0011.3532.88100.0034.7826.00煤泥2.910.7022.060.510.0624.202.140.7622.22总
19、计100.0024.1322.64100.0011.4132.84100.0035.5425.922 .入选原煤浮沉资料的综合入选原煤是原煤中各层煤自然级与破碎级的总和。 因此,可根据各层煤自然 级与破碎级的综合浮沉资料及各层煤在其中所占的重量百分数进行综合。 方法同 前,表7所示。表6 B层煤自然级和破碎级50-0.5mm浮沉试验综合表密度级自然级破碎级综 合数量丫( %灰分Ad (衿数量丫( )灰分Ad (为数量丫( )灰分Ad (%占本级占全样占本级占全样占本级占全样12345678910<1.316.285.865.534.200.644.7412.676.515.451.3-1
20、.454.7619.728.6766.5510.218.5458.2829.938.631.4-1.515.605.6215.4316.692.5615.8815.938.1815.571.5-1.64.481.6125.214.350.6724.384.442.2824.971.6-1.83.451.2435.694.010.6231.283.621.8634.23>1.85.431.9669.614.200.6469.185.062.6069.50小计100.0036.0114.20100.0015.3413.75100.0051.3514.06煤泥3.631.3620.101.04
21、0.1619.812.871.5220.07总计100.0037.3714.41100.0015.5013.82100.0052.8714.24原煤的浮沉试验结果综合时会产生误差,使得试验前后的数量百分数和灰分 百分数不一致,所以浮沉试验综合结果应进行校正。浮沉试验结果的校正有两种方法,一种是灰分校正值法,另一种是数量百分 数(产率)调整法。具体利用哪种方法进行校正,主要取决于灰分校正值的大小。首先应计算灰分的校正值: A =Ad筛-Ad浮=17.64%-17.45%=0.19%<0.2%,所 以应采用灰分校正值法进行浮沉试验资料的校正。灰分校正值法即以浮沉前+0.5mm级灰分为基准,校
22、正浮沉后+0.5mm粒级 灰分,不需要校正浮沉煤泥的灰分。此方法与前面的筛分资料的灰分校正法基本 相同。首先通过前面的计算知道灰分的校正值A =0.19%;然后分别在入选原煤浮 沉试验结果综合表的各密度级灰分值上分别加灰分校正值A ; 最后重新加权平均 计算出校正后的小计灰分和总计灰分,如表7中浮沉后+0.5mm总计灰分为17.64%,与浮沉前+0.5mm粒度级的总计灰分相一致。表7 A B层煤50-0.5毫米浮沉试验结果综合表密度级A层B层综 合数量% ( %灰分Ad (%数量丫( %灰分Ad (为数量丫( %灰分Ad (衿占本级占全样占本级占全样占本级占全样12345678910<1
23、.312.207.255.294.211.124.899.738.385.241.3-1.451.1530.418.7154.6214.588.8652.2344.998.761.4-1.517.6610.5015.4116.564.4216.0517.3214.9215.601.5-1.65.253.1225.605.491.4625.165.324.5825.461.6-1.84.402.6137.435.021.3435.184.593.9536.67>1.89.345.5571.9514.103.7678.3010.829.3274.51小计100.0059.4417.53100
24、.0026.6921.89100.0086.1418.88煤泥3.352.0620.770.820.2220.972.582.2820.79总计100.0061.5017.64100.0026.9121.88100.0088.4118.93表8 A、B层煤50-0.5mm入选密度组成表密度级密度组成浮物累计沉物累计邻近物含量校止前校正后产率(%)Ad(%)产率(%)Ad(%)密度产率(%)产率(%)Ad(%)产率(%)Ad(%)1234567891011<1.39.735.249.735.409.735.40100.0019.051.3061.961.3-1.452.238.7652.2
25、38.9361.968.3790.2720.521.4069.551.4-1.517.3215.6017.3215.7679.279.9938.0436.441.5022.641.5-1.65.3225.465.3225.6284.6010.9720.7353.711.607.621.6-1.84.5936.674.5936.8489.1812.3015.4063.411.704.59>1.810.8274.5110.8274.68100.0019.0510.8274.681.804.10小计100.0018.88100.0019.05煤泥2.5820.792.5820.96总计100.
26、0018.93100.0019.10由以上的入厂原煤筛分试验数据以及50-0.5mm 浮沉试验综合数据可以分析出入选原煤的性质如下:( 1)由表7 可以看出,入选 A 层煤低密度含量较大, <1.50kg/L 密度级含量达62.28%,累计灰分为11.53%,其中<1.40kg/L 密度级含量高达53.37%,灰分为8.21%,说明有条件生产低灰精煤。>1.80kg/L 密度级含量为 9.32%,灰分为 74.51%,说明矸石含量较高,浮沉煤泥含量为2.28%,灰分为20.79%,较原生煤泥灰分高 6.07%,说明矸石有轻度的泥化现象。( 2)入选B 层煤低密度含量较大, &
27、lt;1.50kg/L 密度级含量达82.88%,累计灰分为9.44%,其中<1.40kg/L 密度级含量高达70.95%,灰分为8.06%,说明有条件生产低灰精煤。 >1.80kg/L 密度级含量为5.06%,灰分为69.50%,说明矸石含量较低,浮沉煤泥含量为 2.87%,灰分为20.07%,较原生煤泥灰分高6.14%,说明矸石产生了泥化的现象。( 3)由表7、表8 中综合校正后的数据可以看出,混合入选原煤低密度含量较大, <1.50kg/L 密度级含量占全样的81.19%,累计灰分为9.91%,其中<1.40kg/L 密度级含量高达64.22%,灰分为8.36%,
28、说明有条件生产低灰精煤的可能。 >1.80kg/L 密度级含量为9.37%,灰分为74.03%,说明矸石含量较高,浮沉煤泥含量为2.65%, 灰分为20.79%, 较原生煤泥灰分高6.30%, 说明入选原煤的矸石产生了泥化现象。3.可选性曲线的绘制灰分2.302.101.901.701.501.301.10% 率 产 物 浮一系歹T - S曲线*浮物 曲线T-沉物曲线T-基元灰分 曲线-J系列% 率 产 物 讥密度S 土0.1曲图1入选原煤可选性曲线三工艺流程的计算3.1工艺流程计算的依据表3-150-0.5毫米级主选跳汰产品计算表密度原煤什后中煤精煤丫Ad£ 1丫本丫产Ad丫
29、入£ 2丫本丫产Ad丫本丫产Ad<1.39.735.400.000.000.005.409.730.000.000.005.4013.879.735.401.3-1.452.238.930.000.000.008.9352.237.8029.254.088.9368.6748.158.931.4-1.517.3215.760.000.000.0015.7617.3235.9844.716.2315.7615.8111.0915.761.5-1.65.3225.6235.6911.911.9025.623.4268.6816.872.3525.621.531.0725.621.6
30、-1.84.5936.8474.2121.353.4136.841.1893.367.931.1036.840.110.0836.84>1.810.8274.6898.3966.7410.6474.680.1799.581.240.1774.680.000.0074.68小计100.0019.050.00100.0015.9560.760.000.00100.0013.9417.83100.0070.129.81表3-250-0.5毫米级再选跳汰产品计算表密度原煤什后中煤精煤YAdE1丫本丫产AdY入E2丫本丫产Ad丫本丫产Ad<1.30.005.400.000.000.005.4
31、00.000.000.000.005.400.000.005.401.3-1.429.258.930.000.000.008.9329.2510.3710.493.038.9345.2926.228.931.4-1.544.7115.760.000.000.0015.7644.7137.4857.9416.7615.7648.2827.9515.761.5-1.616.8725.6237.2247.646.2825.6210.5966.7424.447.0725.626.083.5225.621.6-1.87.9336.8471.8243.215.6936.842.2390.937.022.0
32、336.840.350.2036.84>1.81.2474.6897.219.151.2174.680.0398.810.120.0374.680.000.0074.68小计100.0017.830.00100.0013.1834.960.000.00100.0028.9319.01100.0057.8913.34表3-350-0.5毫米级主选跳汰产品实际平衡表产品名称数量灰分Ad%丫产Y全精煤70.1256.689.81中煤13.9411.2617.83肝后15.9512.8960.76小计100.0080.8319.05次生煤泥6.005.3019.05浮沉煤泥2.582.2820.
33、79总计100.0088.4119.09表3-450-0.5毫米级再选跳汰产品实际平衡表产品名称数量%灰分Ad%丫产Y全精煤57.896.1313.34中煤28.933.0619.01肝后13.181.4034.96小计100.0010.5917.83次生煤泥6.000.6817.83总计100.0011.2617.83表3-550-0.5毫米级主、再选跳汰产品实际平衡表产品名称产率丫原灰分Ad%精煤|主选精煤56.689.81再选精煤6.1313.34合计62.8110.15中煤4.4624.00肝石12.8960.76煤泥次生煤泥5.9818.91浮沉煤泥2.2820.79原生煤泥11.5
34、914.76合计19.8516.70合计100.0018.593.2 准备作业的计算1 .小时处理量Qi= QTa =1500000/(330*16)=284.1t/h由表1-1入厂原煤分组综合表中,求第 9,第10两列加权平均可得选煤厂 入料灰分Ad=21.62 %(1)预先筛分作业由表1可知,预先筛分作业的入料:T 1=100%, Ad, 1=21.62 %, Q1 = Qi=284.1t/h。由于500mm不分级跳汰选,预先筛分和破碎作业的产物最终混 合进入跳汰作业,故设筛分效率4=100%。设筛孔为50mm,由入厂原煤精度组成 资料易得:筛上物: 丫 3 = 丫 +50= T +100
35、 + 丫 100-50=70.80%Ad3=(Y+100X Ad+100 + T 100-50XAd100-50) /丫 3=29.20 %Q3= Qi y 3=284.1 70.80%=201.14t/h筛下物:Y 2= Y 0- Y 3=29.20%Ad2= ( T 1 X Ad , 1-T2XAd3) /T 2 =21.36%Q2=Q1-Q3=82.96t/h(2)检查性手选作业由于是检查性手选,只选出铁块、木等杂物,所以手选前后原煤数质量不变, 根据数质量平衡原则有:y 4=0,A4=0, Q4=0, T 5= T 2=29.20% ,Ad,5= Ad,2=21.36 %Q5= Q2=
36、82.96t/h(3)破碎作业由于在开路破碎流程中,破碎后原煤仅改变粒度组成,其数质量部发 生改变,筛分试验破碎级的粒度特性,代表本作业的结果。可得:Y 6= T 5=29.20%Ad , 6= Ad , 5=21.36 %Q6=Q5=82.96t/h3.3 跳汰选作业计算(1)主选跳汰机产品数质量计算:入料:丫7=丫 3+丫6=100%,Ad, 7=(y3XA3+y6XA6)/y 7=18.59%Q7= Q3+ Q6=284.1t/h由于煤泥量不大,灰分也不高,所以流程计算中,可设全部煤泥进入精煤溢 流,则溢流精煤:丫8=丫精+ 丫泥=丫精+ ( y原泥+ y浮泥+ y次泥)=75.85%A
37、d, 8 =11.54%Q8= Qi 丫 8=284.1 75.85%=215.48t/h中煤:丫 9=丫中二11.26%Ad, 9= Ad,中=17.83%Q9= Qi - T 9=284.1 11.26%=32t/h什石: T 10= 丫什=12.89%Ad, 10= Ad,什=60.76%Q10= Qi- Q8- Q9=36.62t/h( 2)再选作业:再选机入料以主选中煤为入料,则丫9=丫中二11.26% Ad, 9= Ad,中=17.83% Q9= Q 中=32t/h设次生煤泥全部进入溢流,则溢流精煤:丫 11二丫 精 + 丫 次泥=6.81%Ad, 11= ( 丫 精 Ad,精+
38、丫 次泥 A 次泥)/丫 11 =13.79%Q11= Qi - T 11=284.1 6.81%=19.34t/h中煤(包括矸石) :T 15二丫 9-Y 11=4.46%Ad, 15=(T9XAd,9-T 11XAd,11)/T 15 =24.00%Q15= Q9-Q11=12.67t/h最后根据主再选产品平衡表,编制出主再选数质量综合平衡表3-5( 3) 跳汰精煤脱水分级作业计算:设筛孔为13mm,主选再选溢流精煤合并进入单层筛,筛分效率刀=100%, 则入料为:T 14= T 11 +丫 8=82.65%Ad, 14=( 丫 11XAd,11+T 8X Ad,8)/y 14= 11.7
39、3%Q14= Q11+ Q8=234.81t/h因无精煤粒度组成资料, 故假设其粒度组成与入选原煤粒度组成相同, 根据原煤自然级和破碎级综合表,设其筛孔为13mm,筛分效率刀=100%,则有:筛上物:丫 16二精精 Y +13/Y 500.5 4=9.99%设其灰分与入选原煤密度组成资料中+13mm粒级的-1.40s-1.50密度级煤的 灰分相同,则有:Ad , 16=Ad , +14 精 =9.99%Q16= Qi - T 16=284.1 28.36%=74.70t/h筛下物:Y 17=t 14- 16=56.36%Ad, 17=( 丫 14XAd,14-T 16*Ad,16)/ 丫 17
40、=12.54% Q17= Q14- Q16=160.12t/h3.4 煤泥处理及浮选作业的计算1. 末精脱水回收作业的计算( 1) 水力分级(斗子捞坑)本作业入料中有一部分是尚未计算出的脱泥筛筛下煤泥水和离心液煤泥水。计算时,暂不考虑这部分循环量,按开路流程计算。设 130.5mm级末精煤全部被斗子老坑捞起,-0.5mm级煤泥的分级效率刀=60%,则斗子捞起物:Y 19= Y 17130.5+T 17 -0.5(1-4)=丫 17-丫 17 -0.5+丫 17 -0.5*40%= 44.45%Y 17.13 0.5= 丫 17-丫 17-0.5=56.36-19.85%=36.51%Ad ,
41、17, 13 0.5=( T 17*Ad,17- 丫 17-0.5*Ad,-0.5)/ 丫 1713 0.5=12.54%Ad, 19= T 17130.5*Ad17130.5+丫 17-0.5*40%*Ad,17)/ 丫 19=12.54% Q19= Qi T 19=126.29t/h( 2) 脱泥设脱泥筛筛孔为0.5mm,脱泥效率4=65%,则:筛下物:丫22=丫 19-0.5 4=丫 19*40% 4=11.56%Ad, 22= Ad, -0.5=16.70%Q22= Qi T 22=32.83t/h筛上物:丫21 = 丫 19-丫 22=32.89%Ad, 21= (T19*Ad,19
42、- T 22*Ad,22)/ T 21=11.07% Q21= Q19- Q22=93.45 t/h( 3) 心脱水设离心脱水作业中离心液的固体量占入料量的6%, -0.5mm煤泥量占入料中 -0.5mm 煤泥量的 50%。则 离心液:丫24=丫21 6%=1.64%Q24= Qi - T 24=284.1 X 1.64%=4.67t/h脱水后末精煤:丫23=丫 21-y 24=31.25%Ad , 23=( T 21*Ad,21- 丫 24*Ad,24)/ 丫 23 =10.77%Q23= Qi T 23=284.1 X31.25%=88.78t/h( 4) 捞坑溢流设脱泥筛筛下物和离心液中
43、的煤泥返回捞坑后全部进入老坑溢流, 且 仅一次循环,则有:T 18= Y 22+Y 24=13.20%T 20= T 17-T 19+丫 18=25.11%Ad , 20= (T 17Ad,17- 丫 19Ad,19+ 丫 22Ad,22+ 丫 24Ad,24)/ 丫 20 =14.73%Q20= Q17- Q19+ Q22+ Q24=71.34 t/h2. 浮选作业的计算因缺少浮选试验资料,取浮选精煤产率丫0=78%,灰分Ad, 0=10%,则入料:Y 27= T 26= T 25= T 20=25.11%A27= Ad , 20=14.73%Q27= Q20=71.34t/h浮选精煤:Y
44、28= T 27* T 0=19.59%, Ad , 28= Ad , 0=10.00%,Q28= Qi - 丫28=55.64t/h浮选尾煤:Y 29= T 27-T 28=5.52%,Ad , 29= ( 丫 27Ad,27- 丫 28Ad,28)/ 丫 29=31.49%Q29= Q27- Q28=15.69t/h3. 浮选精煤过滤作业的计算浮选精煤过滤后,滤液返回缓冲池,设滤液中固体含量为零,则滤液:丫31=0, Ad, 31=0,Q31=0滤饼:T 30= y 28=19.59%,Ad, 30= Ad, 28=10.00% ,Q30=Q28=55.64t/h4. 浮选尾煤浓缩作业计算
45、设加入絮凝剂后,溢流中固体含量为零,则 底流:丫 32= 丫 29=5.52%,Ad, 32= Ad, 29=31.49%, Q32= Q29=15.69t/hY 33=0,A33=0,Q33=05. 浮选尾煤压滤作业的计算尾煤采用压滤脱水时,设滤液中固体含量为零,则Y 35=0,A35=0,Q35=0滤饼:Y 34= 丫 32=5.52%, Ad, 34= Ad, 32=31.49%,Q34=Q32=15.69t/h6. 最终精煤数质量平衡计算丫 36= 丫 16+ 丫 23+ T 30=77.13%Ad, 36=( 丫 16Ad,16+丫 23Ad,23+Y30Ad,30)/Y 36=10
46、.31%Q36= Q16+ Q23+ Q30=219.12t/h3.5 水量流程计算1. 主选跳汰机作业水量流程的计算根据每吨煤入料用水量参考指标表,选出跳汰机入选每吨煤用水量,设为2.5m3/t则主选机总用水量为:W ±=Q7X2.5 m3=284.1 X 2.5=710.2m3/h这里不考虑从总用水量中扣除入洗煤带走水量, 设主洗中煤水分为 20%, 矸石水分为 22%则主选中煤带出水分为:W9=Q9*Mt,9/(1- Mt,9)=31.8 X20%/(1-20%)=8.0 m3/hW10=Q10*Mt,10/(1- Mt,10)=36.62 X 22%/(1-22%)=10.3
47、3 m3/h则溢流精煤中水量: W8= W 主 ( W 9 W10) =710.2( 8.0+4.1) =691.92m3/h2. 再选跳汰机作业水量流程的计算设再选跳汰机入选每吨煤需用水量为 3.0m3/t则再选机总用水量:W M =Q9*3.0=32.00 X 3.0=63.01 m3/h设中煤(包括再选矸石)水分为 20%则中煤带走水量:W15=Q15*Mt,15/(1-Mt,15)=12.67 乂 20%/(1-20%)=3.17m3/h则溢流精煤中水量:W11=W 再+W9-W15=100.84 m3/h3. 精煤脱水作业水量流程的计算入筛水量为: W14=W8+W11=792.76
48、 m3/h设脱水后块精煤的水分为8%,则 块精煤带走水量: W16=Q16*Mt,16/(1 Mt,16)=74.70 X 8%/(1 8%)=6.50 m3/h脱水筛筛下水量: W17=W14-W16=786.27m3/h4. 斗子捞坑水力分级作业水量流程的计算设末精煤(斗子提升物)的水分为 20%,则:W19=Q19*Mt,19/(1 Mt,19)=126.29 乂 20%/(1 20%)=31.57 m3/h5. 脱泥作业水量流程的计算设末精煤脱泥筛的喷水量为0.3m3/h,则总喷水量:W 喷=Q19*0.3=126.29X 0.3=37.89 m3/h设脱泥后末精煤水分为16%则 末精煤带出水量: W21=Q21*Mt,21/(1-Mt,21)= 93.45 X 16%/(1 16%)=17.80 m3/h筛下水量: W22=W19+W 喷 W21=51.66 m3/h6. 离心脱水作业水量流程的计算设离心脱水后末精煤水分为 7%则末精煤带出水量: W23=Q23*Mt,23/(1-Mt,23)=88.78 乂 7%/(1 7%)=6.68 m3/h离心液水量: W24=W21-W23=11.12 m3/h则捞
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