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文档简介
300万吨/年炼焦煤选煤厂
工艺初步设计答辩人:赵辉指导教师:崔广文专业班级:矿物加工工程2008-2
设计任务厂型为年产300万吨的矿井型炼焦煤选煤厂工作制度为年工作330d,每天工作16h;两班生产,一班检修,即三班工作制。主要产品为8级冶炼精煤,灰分小于9.0%;矸石灰分大于75%。设计资料来源于新汶矿业集团有限责任公司孙村选煤厂的原煤综合资料。本次设计的任务是建造一座隶属于新汶矿业集团孙村煤矿的大型矿井型炼焦煤选煤厂。主要内容煤质资料分析工艺流程确定工艺流程计算设备选型工业广场总平面布置和车间工艺布置经济概算1.煤质资料分析1.1原煤资料分析项目MadAdVdafSt,dQgr,d胶质层粘结指数煤样%%%%Mj\kgX/mmY/mm毛煤1.9526.3534.500.1627.82净煤0.648.5132.040.37371380通过对原煤筛分总样化验结果分析,可知:1、毛煤灰分为26.35%属于中灰分煤;2、毛煤硫分为0.16%属于特低硫煤,可以不考虑脱硫3、净煤挥发分为32.04%,属于中高挥发分煤;4、净煤粘结指数为80,属于强粘煤;5、由净煤的最大胶质层厚度Y为13mm,挥发分为32.04%以及粘结指数为80,可判断该煤种为1/3焦煤。筛分总样化验结果
原煤筛分试验表(1)>50mm粒级情况:该矿矸石占全样的1.881%,属于中矸等级。可考虑进行机械排矸,以减轻工人劳动强度、提高排矸效率。(2)各粒级含量分析:各粒级的质量百分数相近,原煤的粒度分布均匀;13mm以下末煤含量为61.258%,3mm以下粉煤的含量为32.031%,说明细粒级中含煤较多,原煤易碎。1.煤质资料分析粒级/mm产品数量灰分M,kgR,%Ad,%校正123456100煤301.593.65815.4916.78夹矸煤27.4030.33239.0940.38矸石33.7120.40980.6281.91小计362.7054.39923.32724.62100-50煤459.0155.56718.0219.31夹矸煤47.290.57442.5643.85矸石121.3651.47280.6781.96小计627.677.61331.98433.28+50小计990.37512.01228.81330.10+50去矸后小计835.29810.13119.18720.48矸石小计155.0771.88180.65981.9550-25煤1078.45913.08031.2532.5425-13煤1125.45213.65030.9232.2113-6煤1258.91615.26926.9428.236-3煤1150.84413.95821.5622.853-0.5煤1917.26323.25319.8521.140.5—0煤723.7968.77817.6718.9650—0小计7254.7387.98824.54625.84总计8245.105100.00025.05926.351.2筛分资料分析1.煤质资料分析1.煤质资料分析1.3浮沉资料分析1.煤质资料分析50~0mm粒级原煤浮沉试验综合表
密度级/kg·L-1产率/%灰分/%累计分选密度±0.1浮物沉物产率/%灰分/%产率/%灰分/%密度级/kg·L-1产率/%123456789<1.314.0013.0714.0013.07100.00024.991.3055.8281.3~1.441.82711.0255.8289.0286.00028.561.4061.2451.4~1.519.41823.7675.24612.8344.17345.171.5025.4751.5~1.66.05733.9281.30314.4024.75561.961.607.8541.6~1.83.49445.0684.79715.6618.69871.041.703.494>1.815.20477.01100.00024.9915.20477.01小计100.00024.99将原煤筛分试验和浮沉试验结果综合并校正后,作出浮沉试验综合表,并绘制出50-0mm、50-0.5mm和0-0.5mm可选性曲线,然后根据最大产率原则(等λ原则)确定出重选和浮选的精煤灰分。
当指定精煤灰分为9%时,从图中查得基元灰分λ为18.92%,精煤理论产率为55.72%。1.煤质资料分析1.3浮沉资料分析1.煤质资料分析1.3浮沉资料分析50~0.5mm粒级原煤浮沉试验综合表密度级/kg·L-1产率/%灰分/%累计分选密度±0.1浮物沉物产率/%灰分/%产率/%灰分/%密度级/kg·L-1产率/%123456789<1.314.5213.0314.5213.03100.00025.641.3055.8411.3~1.441.32011.4655.8419.2785.47929.481.4061.2371.4~1.519.91624.2075.75813.1944.15946.341.5025.5371.5~1.65.62135.2481.37814.7224.24264.531.607.3321.6~1.83.33046.7384.70915.9718.62273.371.703.330>1.815.29179.18100.00025.6415.29179.18小计100.00025.64当基元灰分λ为18.92%时,50-0.5mm重选的精煤灰分为9.20%,理论产率为55.45%,δ±0.1含量为61.22%,属于极难选煤;当洗矸灰分要求>75.00%时,洗矸的理论产率为17.74%;由此求出中煤的理论产率为26.81%,理论灰分为26.97%。1.煤质资料分析1.3浮沉资料分析1.煤质资料分析1.煤质资料分析1.3浮沉资料分析
0.5~0mm粒级原煤浮沉试验综合表密度级/kg·L-1产率/%灰分/%累计分选密度±0.1浮物沉物产率/%灰分/%产率/%灰分/%密度级/kg·L-1产率/%123456789<1.39.1063.779.1063.77100.00018.911.3055.4081.3~1.446.3027.3655.4086.7790.90220.421.4061.0011.4~1.514.69918.2370.1079.1744.60033.981.5024.7721.5~1.610.07327.1080.18011.4229.90241.721.6012.6131.6~1.84.98834.7485.16812.7919.82949.151.704.988>1.814.84054.00100.00018.9114.84054.00总计100.00018.901.煤质资料分析1.煤质资料分析当基元灰分λ为18.92%时,0-0.5mm浮选的精煤灰分为8.03%,理论产率为63.92%。1.煤质资料分析1.3浮沉资料分析2.工艺流程确定
工艺流程选择的原则1)根据原料煤性质采用相适应的具有先进技术和生产可靠的分选方法;2)根据用户的要求能分选出不同质量规格的产品;3)在满足产品质量要求的前提下获得最大精煤产率,同时力求最高的经济效益和社会效益。
本次设计中入洗原料煤为炼焦煤,对于粒度要求不严格,且为极难选煤,同时考虑技术设备的状况,采用动筛跳汰法进行排矸,重介质选煤法和煤泥浮选法进行分选。2.工艺流程确定2.1选煤方法的确定
由于所设计选厂为矿井型选煤厂,且入洗原煤来自同一煤层,因此不考虑分组入选。由等λ原则可知,λ在18.92%时产率最大,结合不同粒级λ与δ的关系图分析,当λ=18.92%时,各粒级基本符合粒度越细,分选密度越高的规律,因此采用混合入洗的方法。2.工艺流程确定2.2入选方式——混合与分组、分级问题
结合对原煤煤质资料的分析和用户对产品的要求,现选择四种主要的选煤方案进行分析评价:跳汰主选-中煤重介再选、跳汰粗选(排矸)-精煤重介精选、跳汰粗选-精煤重介精选和三产品重介旋流器分选。2.工艺流程确定2.3方案技术经济比较2.工艺流程确定2.3方案技术经济比较选煤方法精煤理论灰分/%精煤理论产率/%精煤产率/%精煤灰分/%中煤产率/%中煤灰分%数量效率/%三产品重介旋流器9.2044.1337.679.2128.0323.2585.36跳汰粗选(排矸)+精煤重介精选9.2044.1335.989.2127.4023.9381.53主选跳汰+再选重介9.2044.1335.409.2126.8824.2780.21跳汰粗选+高灰精煤重介精选9.2044.1335.569.2127.2324.4980.57四种方案的技术比较四种方案的经济比较选煤方案精煤产率/%中煤产率/%精煤售价元/吨中煤售价元/吨原煤售价元/吨加工费元/吨利润
元/吨重介三产品37.6728.031500.00550.00600.0013.00106.22二段跳汰中煤重介35.9827.401500.00550.00600.0013.0077.43一段跳汰精煤重介35.4026.881500.00550.00600.0014.0064.82二段跳汰精煤重介35.5627.231500.00550.00600.0014.0069.152.工艺流程确定2.3方案技术经济比较
根据以上全面的技术经济分析,以及各个流程的优缺点分析,对于本厂的入洗原煤来说,选用三产品重介是比较经济合理,符合当前选煤工艺向全重介转变的大方向。同时,该工艺还适合于当煤种向更差方向变化的适应,选择此工艺是既现实又长远的选择。因此,最终确定选用三产品重介旋流器选煤方案。2.工艺流程确定2.3方案技术经济比较2.工艺流程确定2.4工艺流程的描述3.工艺流程计算项目各项指标G/(t/h)Gc/(t/h)Gf/(t/h)W/(m3/h)进
入原煤带入煤泥水105.2763105.2763-29.3419脱介用水---678.3257补加水---509.6184补加新介质0.43450.00000.4345-合
计105.7108105.27630.43451217.2860排
出精煤产品带走0.13470.06770.067032.4837中煤产品带走0.07640.02660.049824.1672矸石产品带走0.02960.00590.02375.0381磁选精煤尾矿82.316582.14500.1715805.5919磁选中煤尾矿18.640718.56340.0772239.2661磁选矸石尾矿4.51294.46760.0452110.7391合计105.7108105.27630.43451217.2860差
额0.00000.00000.00000.00003.1重介系统平衡表项
目各项指标V(m3/h)G(t/h)Gc(t/h)Gf(t/h)W(m3/h)进入循环介质桶精煤磁选返回合格介质69.963190.08124.504185.577249.8449中煤脱介返回388.1671335.9918116.8396219.1521266.4436矸石脱介返回106.7460160.421132.0842128.336859.6891分流返回1475.4456396.6196199.3455197.27401303.0938中煤磁选返回合格介质31.513740.57562.028838.546822.4518矸石磁选返回合格介质18.459123.76711.188422.578813.1511补加介质0.08690.43450.00000.43450.0000补加水509.61840.00000.00000.0000509.6184合计2600.00001047.8908355.9906691.90032224.2929排出2600.00001047.8908355.9906691.90032224.2929差额0.00000.00000.00000.00000.00003.工艺流程计算3.2循环重介系统平衡表项
目总耗量/(t/h)每吨原煤消耗/kg水量消耗补加清水77.8035136.9341消泡用水33.622959.1763介质消耗精煤带走量0.06700.1179中煤带走量0.04980.0877矸石带走量0.02370.0417小计0.14050.2473磁选尾矿合计0.29400.5174总计0.43450.76473.工艺流程计算3.3重介系统水耗及介耗选煤过程用水量m3/h选煤过程排出水量m3/h循环水合介桶补加循环水509.6184损失水精煤产品带走水量36.6096中煤产品带走水量24.1672脱介筛喷水663.4870矸石产品带走水量5.0381滤饼带走水量11.9887小计1173.1054小计77.8035清水脱介筛喷水14.8387澄清返回水浓缩机溢流911.7544原煤带入清水29.3419精矿压滤机溢流216.3934消泡清水33.6229尾矿压滤机溢流44.9576小计77.8035小计1173.1054全部用水1250.9089排出水量1250.90893.工艺流程计算3.4水量计算产品名称数
量灰分/%水分Mt/%产率/%
吨/时吨/天万吨/年精煤块精煤14.0980.051280.7642.279.278.00末精煤22.18126.022016.3266.549.186.00精煤泥1.418.01128.164.239.1821.00浮选精煤11.8467.251075.9335.518.0322.00小计49.51281.324501.17148.548.9310.82中煤28.03159.272548.3284.0923.2513.17浮选尾煤6.6837.96607.4320.0551.6324.00矸石主选矸石13.8978.941262.9741.6875.016.00动筛排矸1.8810.69170.995.6481.95-小计15.7789.621433.9647.3275.83-总计100.00568.189090.88300.0026.35-3.工艺流程计算3.5选后产品平衡表4.设备选型(1)先进、可靠、高效、低耗。(2)处理量大,台数少。(3)同一厂家、同一系列。(4)优选国产设备。4.1选型原则4.设备选型(1)矿井来煤时,从井口或受煤仓到配(原)煤仓的设备处理能力应与矿井最大提升能力一致,一般K=1.30;(2)由标准轨距车辆来煤,受煤坑到配(原)煤仓设备处理能力的不均衡系数应不大于1.50。当采用翻车机卸煤时,配(原)煤仓前设备的处理能力应与翻车机能力相适应;(3)在配(原)煤仓以后,设备的处理能力不均衡系数,在额定小时能力的基础上,煤流系统取1.15,矸石系统取1.50,煤泥系统和重介质悬浮液系统取1.25。4.2各环节的不平衡系数4.设备选型设备名称设备特征计算台数选用台数圆振动筛DYS33730.75371动筛跳汰机TD14/2.80.73941分级式破碎机2PLF501500.74831三产品重介质旋流器3GDMC1300/9301.54862精煤脱介筛ZK30732.45113中煤脱介筛ZK30731.53592矸石脱介筛ZK30730.76201立式刮刀卸料离心机TLL9001.67582精煤磁选机CTN-1230(S)2.90743中煤磁选机CTN-1230(S)0.88491矸石磁选机CTN-1024(S)0.66091精煤泥旋流器组NNX350×160.76821中煤泥旋流器组NNX350×60.62911精煤泥高频筛GPS1431D0.79031中煤泥高频筛GPS12330.03511矿浆预处理器XK-16000.89601浮选机XJM-G20(5槽)1.68672精煤压滤机KZG2000-U1.68112耙式浓缩机NT-450.79641尾煤压滤机KZG1500-U1.581824.3设备选型表5.工业广场总平面布置和车间工艺布置5.1工业广场总平面布置5.工业广场总平面布置和车间工艺布置5.2车间工艺布置5.工业广场总平面布置和车间工艺布置5.2车间工艺布置5.工业广场总平面布置和车间工艺布置5.2车间工艺布置6.经济概算经济概算包括劳动定员、选煤成本、工程概算。定员名称每日出勤人数在籍人数一班二班三班合计生产工人515130132179管理人员151515服务人员111111其他人员222合计7951301602076.1劳动定员成本项目单位成本,元/t总成本/万元原材料600180000辅助材料2.25675工资41200电力2.2660福利基金0.56168折旧基金2600大修理基金1.55465其它支出1.88564管理费3.25975总成本617.691853076.2选煤成本序号费用名称建筑工程设备购置安装工程总价1准备车间411.84665.9826.851104.672主厂房1776.845113.00206.577096.413尾煤浓缩1099.2810.2832.171941.654仓10592.6473.4819.1011085.225皮带走廊984
984.006铁路1002008.8308.807生产辅助519
519.008生活辅助4747.2
4747.209其他
563.2521.69584.94小计20230.77825.99315.1728371.88未能预见费
1418.59总投资
29790.486.经济概算6.3总概算6.经济概算由以上各表可知,年累计=总收入-总成本-税金
=(产品价格×产量)-总成本-(总收入-总成本)×税率
=270864-185307-(270864-185307)×33%=57323万元该选煤厂的投资回收期=总投资/年积累=29790/57323=0.52
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