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1、摘要本设计由1.8Mt/a选煤厂常规设计和专题论文两部分内容组成。 常规设计是根据生产大样分析,可知原煤为极难选煤,因此采用重介选选煤方法,并制定了重介-浮选联合的工艺流程。同时,为了更好地回收和净化介质,对介质量、水量和数质量分别进行了平衡计算。并编制了最终产品平衡表。此外,根据选煤厂投产后达到设计所要求的生产指标,进行了设备选型和计算。根据所选设备和制定的工艺流程,进行了车间工艺布置和总平面布置,并进行了经济概算,使得所设计的选煤厂具备新工艺、新设备和新的管理理念。根据在七台河新兴选煤厂实习情况写了新兴选煤厂降低介质消耗 的探讨,根据新兴选煤厂介质实际消耗,从介质质量、脱介设备、工艺环节逐
2、一做了分析,也相应的提出了降低介耗的方法。关键字:选煤厂 重介-浮选联合 重介质旋流器 工艺流程 AbstractThis design from 1.8 Mt / a conventional coal preparation plant design and thematic content of the two papers.Conventional design is based on the kind of production; coal preparation is very difficult to know for coal, therefore re-election by
3、 coal preparation methods and to develop a joint dense media and flotation floation. At the same time, in order to better recovery and purification media, referred to the quality, water quality and several were conducted balance calculation. And the preparation of the final product balance.In additi
4、on, under the coal preparation plant put into operation after a request by the design of the production indicators, the selection of equipment and computing. According to the selected equipment and the development of the process, a workshop of layout and general layout, and the economic budget, desi
5、gned to make preparation plant with new technology, new equipment and new management ideasThis paper tells about discussion on reducing the medium consumption in the xin-xing coal preparation plant, according to xin-xing coal preparation plant medium actual consumption, medium quality, from referral
6、 equipment, technology links oneby one to do the analysis, corresponding to the lower-consumption method.Keyword: Coal preparation plant; Dense media and flotation floation process; Dedium medium cyclone; Process目录摘要IABSTRACTII第1章 绪论11.1 选题意义11.2 选题目的11.3 地理位置及自然状况11.3.1矿区位置11.3.2地理概况11.3.3气象与地震11.4
7、 供水供电情况21.4.1 供水情况21.4.2供电情况21.5 设计能力与工作制度21.5.1选煤厂工作制度21.6 产品21.6.1产品2第2章 煤质资料的审查与分析32.1 煤质资料的审查分析32.1.1煤质资料的审查32.1.2煤质资料的分析32.2 原煤煤的可选性及可浮性42.2.1原煤可选性42.2.2煤泥可浮性5第3章 选煤工艺63.1 选煤方法的确定63.2 入洗方式的确定63.3 工艺流程的确定63.3.1准备车间工艺流程63.3.2重介工艺流程的确定73.3.3脱水作业和精煤回收系统工艺确定73.3.4煤泥水系统73.3.5悬浮液循环、净化、回收流程83.4 产品种类8第4
8、章 工艺流程计算104.1 介质流程的计算104.1.1给料中煤泥水的计算104.1.2计算补加浓介质的性质104.1.3确定工作介质的性质114.1.4分选作业计算114.1.5 精煤脱介作业的计算144.1.6中煤脱介作业的计算164.1.7矸石脱介作业的计算184.1.8磁选作业的计算及分流作业的计算194.1.9补加新介质及补加水量214.2 数质量流程计算224.2.1准备作业计算224.2.2重介分选作业的计算224.2.3 浮选浓缩作业计算254.2.4最终精煤数质量计算264.3水量流程的计算264.3.1 主洗重介作业的计算264.3.2 精煤脱介作业的计算264.3.3 中
9、煤、矸石脱水作业274.3.4 浮选作业284.3.5 循环水294.4 产品平衡表30第5章 设备选型355.1 准备作业设备355.1.1预选筛分355.1.2破碎355.2 分选作业设备355.2.1三产品旋流器355.2.2脱介筛365.2.3 弧形筛365.2.4 末精煤离心机365.2.5 磁选机365.2.6 粗煤泥回收375.2.7 原矿浓缩机375.2.8矿浆预处理器375.2.9浮选机375.2.10加压过滤机385.2.11 尾煤浓缩机385.2.12 尾煤压滤机385.2.13 介质桶385.2.14混料桶385.3 运输设备395.4 储煤设备415.4.1 原煤仓4
10、25.4.2 精煤仓425.4.3 中煤仓425.4.4矸石仓42第6章 选煤厂工艺布置436.1 工业广场布置436.2 主要车间布置436.2.1矿区来煤436.2.2筛分破碎车间的工艺布置436.2.3重介车间的工艺布置436.2.4浮选车间工艺布置436.2.5尾煤压滤车间的工艺布置446.2.6浓缩车间446.2.7原煤仓、产品仓的工艺布置446.3 总平面图设计的任务和内容446.3.1总平面图设计的任务446.3.2总面积设计的内容446.4 选煤厂总平面布置情况45第7章 选煤厂经济概算467.1 劳动定员467.1.1劳动定员的编制467.2 生产成本计算497.3 概算书的
11、编制517.4 选煤厂主要生产技术经济指标60结束语61致 谢62附录1 专题论文63附录 2 英文翻译68附录3 大样原始资料及筛分试验表81附录4 可选性曲线95VIII第1章 绪论1.1 选题意义能源是国民经济发展和人类赖以生存的物质基础。煤炭是我国的主要能源,其生产量和消费量一直占能源的70%左右。我国是能源的生产和消费大国,每年生产和消费煤炭都在十几亿吨以上,大量生产和消费煤炭,无论对区域环境,还是对全球气候都造成很大影响。为此,国家鼓励和提倡发展洁净煤技术。但是,我国我国煤炭加工相对落后,原煤入洗率不足30%,商品煤质量差,因此煤炭利用率低,燃煤引起的污染严重。为了合理利用煤炭资源
12、提高利用效率,降低铁路运输量,减少燃煤对大气的污染,有必要大力发展煤炭洗选加。选煤作业是煤炭加工的第一步作业,能排除原煤中存在的大部分矸石、硫分等成分,能有效地减少煤炭运输负担,降低铁路运输量,减少燃煤对大气的污染,提高煤炭资源利用率和经济效益。因此,发展煤炭洗选加工是有必要的。1.2 选题目的选煤厂设计其目的是为适应国民经济发展需要,提高煤炭资源的利率,合理利用资源、降低环境污染。有计划的解决新建厂和扩建厂的建筑、设备安装、合理设置生产所需劳动定员,以及原材料供应等一系列问题,并在保证建筑速度、节约基建投资的基础上,使选煤厂投产后能在最短的时间内获得最佳的经济效益和社会效益。结合原料煤的性质
13、和用户对产品的要求,确定一个简单高效、合理可行并且能够满足技术经济要求的工艺流程,本设计完成年处理原煤能力为1.8Mt/a矿井型选煤厂。设计将完成煤质分析、选煤方法的确定、流程确定与计算、设备选型、车间工艺布置和经济概算等内容。1.3 地理位置及自然状况1.3.1矿区位置七台河矿务局坐落在黑龙江省七台河市,新兴选煤厂在七台河市桃山区境内,是设计能力180万吨的矿区型洗煤厂。1.3.2地理概况本区地貌为近东西走向的丘陵地形,地势为西+北高,东南抵。1.3.3气象与地震 本地区属寒温大陆性气候。据邻近北兴农场气象观测资料:最高气温: 31(7. 8月)最低气温: -34(12. 1月)年平均气温:
14、0.5年降雨量:370-631(多集中8. 9月)风向:冬季主要风向 西北风 夏季主要风向 西南风风力:一般2-3级,最大7-8级冻结深度:2-2.2m根据东北地震办公室提供的桃山水库设计资料,东区地震热度为6.1.4 供水供电情况1.4.1 供水情况本厂为矿区型选煤厂,故供水单独设置供水系统。1.4.2供电情况本厂为矿区型选煤厂,单独设置供电系统。1.5 设计能力与工作制度1.5.1选煤厂工作制度厂型:大型矿曲型炼焦煤选煤厂年设计能力为:1.8Mt/a,工作日数为:330天 ,每日两班生产,一班检修;每天工作16小时。1.6 产品1.6.1产品主要产品:精煤、中煤、洗混块副产品:煤泥、矸石精
15、煤灰分为:8.77% 中煤灰分为:23.39%煤泥灰分为:57.36% 矸石灰分为:79.55%本厂所生产的精煤主要供销往鞍本钢,部分出口日本、巴西等国。中煤供发电厂及本厂锅炉房使用。煤泥可供当地居民使用,矸石可供本地区建筑、道桥建设的原料或矸石发电厂使用。第2章 煤质资料的审查与分析2.1 煤质资料的审查分析2.1.1煤质资料的审查因为煤质资料是制定选煤工艺流程、进行流程计算和设备选型的基本依据。煤质资料的可靠性,所以对设计流程和选用设备的合理性起着决定性作用。为确保设计的可靠性、合理性,必须对煤质资料进行审查。本次设计所有的资料都经过了校正,是准确可靠的数据。煤质资料主要是筛分浮沉试验资料
16、、应用在工艺流和计算之前,应经过审查、考证、调整和综合;是制定选煤工艺流程、进行流程计算和设备选型的基本依据。煤质资料的可靠性,对设计流程和选用设备的合理性起着决定性作用。为确保设计的可靠性、合理性,首先对煤质资料进行审查所有的资料均经过校正,为准确可靠的数据。煤质资料是经过采样、试验、制样、化验、计算等工序而完成的,各工序都可能产生误差。对筛分或浮沉试验资料、试验后煤样重量的比的差值不得超过2%。试验结果的灰分差值有不同的限度,筛分试验总样灰分与试验后各料级产物灰分的加权平均值,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。按其灰分不同、粒度不同有不同规定。在计算的所有表
17、纵向与横向累计灰分的加权平均值的绝对差小于0.2%。并对绝对值大于0.2%的进行了产率校正。经审核,各资料的精确性均符合国家标准。本选煤厂常规设计所依据的原始资料如下:1.原煤筛分总样化验结果表。 (见附录3, 表1)2.原煤筛分试验结果表。 (见附录3, 表2)3. +50mm煤与夹矸煤破碎后筛分试验。(见附录3.,表3)4. 0.5-0mm粉煤筛分试验表。 (表见附录3, 表4)5.50-0mm自然级浮沉试验表。 (见附录3, 表5)6.50-0mm破碎级浮沉试验表。 (见附录3, 表6)2.1.2煤质资料的分析选煤厂设计的关键是采用即适合原煤实际特性,又满足煤炭用户需求的加工方法。煤质资
18、料分析是制定工艺流程,进行流程计算和设备选型的基本依据,其目的,是进一步的了解煤的内在特性和制定合理的选煤的工艺流程。其内容包括煤的物理性质、化学性质、筛分和浮沉资料、可选性等。由表2-1可知:表2-1 原煤筛分总化验表化验项目MadAdVdafSt,dQgr,d收缩度胶质层粘结性系数煤样%Mj/KgX,mmY,mmG毛煤1.8927.0629.80.1893.023006净煤0.658.3440.480.30381151.原煤的水分:有所给资料可知Mad=1.89%,属于低水分煤。2.煤种的判定:由表2-1可知原煤可燃体挥发分Vdaf=29.8%,在28-37%之间最大胶质层厚度Y=1125
19、,由此可判定煤种为气煤。3.原煤灰分:Ad=27.06 ,在20.01%30.00%之间,属于中灰煤4.原煤硫分:St.d=0.18 0.50 属于特低硫煤,在选煤作业中可不脱硫。5.由原煤筛分试验报告表可查出含矸率为3.48%5% 属于中矸煤,可不考虑机械排矸,只设检查性手选来排出杂物。大于50mm的矸石和夹矸煤将进行破碎,后进入旋流器分选。6.通过对筛分资料的分析可知:原煤各粒级数量百分数比较相近,灰分与原煤灰分相近且随着原煤粒度减小而降低。由此可知该煤的粒度分布较均匀,煤质也较均匀。2.2 原煤煤的可选性及可浮性2.2.1原煤可选性原煤的可选性表示按质量要求的质量指标从原煤中分选出精煤的
20、难易程度。原煤的可选性决定选煤方法的选用以及具体工艺流程的制定。因此在确定选煤方法及工艺流程之前,首先要对原煤的可选性进行分析,以便确定合理的选煤方法、工艺流程,从而更充分利用能源和获得最佳经济效益1。本设计采用目前普遍采用的可选性评定标准,即0.1含量法。根据所确定的灰分点Ad=9.0%,按等原则从50-0.5mm可选性曲线上查得该值为40%,大于40%,属于难选煤。2.2.2煤泥可浮性判断-0.5mm煤泥的可浮性,采用灰分符合要求条件下的浮选精煤可燃体回收率作为指标。计算公式:Ec=c(100-Ad.c)/(100-Ad.f)=84.66%Ec浮选精煤可燃体回收率 c浮选精煤产率 Ad.c
21、浮选精煤灰分 Ad.f浮选入料灰分 c=72%,Ad.c=8.5%,Ad.f=22.18% 查下表可知可浮性等级为易选。表22 可燃固体回收率评定可浮性等级划分指标可浮性等级极易选易选中等可选难选极难选Ec %90.180.19060.18040.16040第3章 选煤工艺3.1 选煤方法的确定选煤方法是制定选煤厂工艺流程的首要问题,选煤方法的确定与煤的牌号、可选性以及用户对产品质量要求有关,还要从技术上、经济上的合理性以及我国设备制造、供应能力、现场管理水平和工人操作水平等方面考虑。重介-跳汰联合流程工艺复杂,设备和基建投资大,故不采用该流程。全重介选煤法是当前最先进的选煤方法,适合处理较难
22、选、难选和极难选煤。它分选的粒度范围宽,上限可达300-500mm,甚至更大些;下限在离心场中分选时,达0.15-0.2mm。甚至更小些。其优点是可以进行低密度分选,且分选精确度高,因此可以获得高质量的精煤和较好的分选指标。重介工艺设备易于实现自动化。重介选煤法由于其分选精度高,在不同分选密度下只需一次分选就能达到良好的效果,没有重介中煤再选问题,所以流程比较简单。总之三产品重介旋流器处理混合入选原煤、不仅流程简单,而且基建投资、生产费用都可以较之于跳汰选煤降低费用。因此选择重介选煤方法5。对于0.5mm的煤泥由于煤泥具有很好的可浮性因此采用浮选工艺流程,对浮选后的尾煤进行过滤,对浮选精煤通过
23、真空过滤机处理后进入精煤仓。因此,最终确定选煤方法为:重介-浮选法。3.2 入洗方式的确定入选不同的煤,导致入选煤的可选性等性质存在一定的差异,从而需要确定入选方式,即混合与分组、分级问题。新兴选煤厂属于矿区型选煤厂,入洗原煤属于同一煤种,所以可不考虑分组入洗。本设计以矿区原煤为主,在50-0mm,在等原则下从50-13mm及13-0.5mm可选性曲线上查得理论分选密度。从50-13mm及13-0.5mm可选性曲线上查得它们的密度差值小于0.02,由于本流程采用全重介分选,重介旋流器分选粒度范围宽,对于-50mm的煤,能够获得很好的分选效果;故不必采用分级入洗17。3.3 工艺流程的确定3.3
24、.1准备车间工艺流程+50mm矸石含量为3.48%5% 属于中矸煤,可不考虑排矸,只设检查性手选。原煤经胶带运输机从受煤坑进入准备车间,原煤由皮带进入高12m的准备车间,首先检查性手选带,铁器等杂物直接存在准备车间内,然后清理至厂外。50mm的筛上物进行破碎,与50mm混合一起由胶带运输机到三个原煤仓。3.3.2重介工艺流程的确定 由于原煤为极难选煤,通过上述选煤方法的论述,可以确定采用重介。该流程的判定要考虑到煤的牌号,质量和用途,由于该煤属于难选煤是不可分级入选煤。 不分级入选重介旋流器选出三产品,第一段溢流出精煤,第二段溢流出中煤,底流出矸石。由于只设一个低密度悬浮液系统,大大简化了工艺
25、流程和布置,且基建、生产费用低,管理比较方便;缺点是受原料煤质量不稳定的影响因素较大,多品种生产的灵活性差,介质消耗也较大。该流程的判定要考虑到煤的牌号,质量和用途,由于该煤属于极难选煤是不分级入选煤,故采用全重介分选0.550mm部分的原煤。煤泥水部分采用直接浮选,浮选尾煤采用浓缩工艺,以保证煤泥水厂内回收和洗水闭路循环。3.3.3脱水作业和精煤回收系统工艺确定为保证精煤水分指标,必须进行脱水作业,由于该煤不易泥化,煤泥含量不多,所以块煤采用振动筛脱水,末煤离心机脱水,浮选精煤真空过滤机过滤脱水。为了保证精煤的水分指标必须对洗精煤进行脱水。5013mm粒级的精煤用直线振动筛,130.5mm粒
26、级的精煤采用直线振动筛和离心脱水机联合脱水,500.5mm粒级中煤和矸石利用脱介筛直接脱水。浮选精煤的脱水采用加压过滤机,浮选尾煤的压滤机采用脱水。3.3.4煤泥水系统原煤中-0.5mm原生煤泥和在分选过程中产生的-0.5mm的次生煤泥 ,在选煤过程中,与大量水混合在一起,形成煤泥水,为了有效地回收的资源,消除选煤厂排放物对周边环境的污染,节约工业用水,必须对煤泥水进行回收,因此,本设计采用煤泥水回收流程。 1浮选工艺的确定直接浮选流程使浮选与重介同时开、停机,再加上尾煤浓缩机中加絮凝剂,实现了清水洗煤,解决了灰分高的细泥对精煤污染的难题。且重介系统用水量小,很容易保证直接浮选入料浓度。由流程
27、计算可知入料中固体含量较大,所以采用直接浮选。由于管理及设备运行状态等因素而导致煤泥水中出现“跑粗”现象,故而浮选前设高频筛,回收粗煤泥。浮选前采用浓缩旋流器组、高频筛联合截粗。煤泥水流程中设有浮选作业时,由浮选前准备、浮选、浮选后产品脱水三个部分组成。如果不设浮选作业,就相当于全部浓缩和压滤的简单流程。浮选前的准备,主要解决控制入浮料度、入浮浓度、入浮量、浮选药剂加入方式等问题9。2尾煤及煤泥水处理原煤中小于0.5的原生煤泥和在分选过程中产生的次生煤泥在湿法选煤过程始中与水混在一起,成为煤泥水,为维持循环介质系统的稳定,循环介质中的细量也需维持在一定的范围内,尾矿加絮凝剂浓缩澄清后,用压滤机
28、压滤回收尾矿。洗水闭路循环。3.3.5悬浮液循环、净化、回收流程悬浮液循环、净化回收作业包括:从产品中脱除合格悬浮液循环再用;加喷水脱介产品上的悬浮液成为稀悬浮液,从合格悬浮液中分流部分悬浮液与稀悬浮液经净化、回收成为磁铁矿粉,与新制备的磁铁矿粉共同作为补加的加重质,供调节工作悬浮液密度之用。重介选取产品脱介的典型流程,第一次脱介,或称为预先脱介,块煤用固定条缝筛;末煤用弧形筛。第二次脱介用振动筛。常用的介质净化、回收流程三种:浓缩磁选再磁选、直接磁选、磁选浓缩再磁选。其中第一种流程适用于悬浮液浓度很低,煤泥含量小的,采用这种工艺流程可减少磁选机的台数,节约投资,提高经济效益。直接磁选适用于不
29、脱泥入选,入选中煤泥含量高,原煤易碎泥化,该工艺简化生产,操作管理方便,加重质回收率高,二段磁选机处理量要较一段大于20-40%,磁场强度也较一段的高。第三种流程适用于加重质粒度细,煤泥含量不高时,在两段磁选间加浓缩,以提高二段磁选的回收率,减少二段磁选机的台数,可降低加重质的损失5。由于本设计采用的是不脱泥入选,由原煤的性质和工艺流程的特点因可知,此次设计采用第二种流程。3.4 产品种类为了确定最优的产品结构,达到经济效益的最大化,我们设计了块精煤、末精煤和浮选精煤合在一起出售,块精和末精合在一起,浮精单独出售两种方案,对这两种方案进行对比后确定最终产品结构为:块精、末精和浮精和在一起作为精
30、煤产品,中煤作为一种产品,矸石作为一种产品,煤泥作为一种产品。由以上各系统的情况,可得到选煤厂的工艺流程图,见图31。图31 选煤场工艺流程图第4章 工艺流程计算4.1 介质流程的计算 选煤厂旋流器小时入料量为Q=341t/h,要求分选,原煤水分加重剂中磁性物比重4.1.1给料中煤泥水的计算取煤泥比重 给料中煤泥量:原煤泥水量为:煤泥水的体积: 煤泥水的密度:4.1.2计算补加浓介质的性质设浓介质比重 浓介质中非磁性物的含量 磁性物含量 浓介质悬浮液的密度: 补加介质中干介质质量浓介质悬浮液的固体含量:浓介质悬浮液的煤泥含量:浓介质悬浮液的磁性物含量:单位体积含水量:4.1.3确定工作介质的性
31、质要求分选比重:取工作介质悬浮液的比重: 则工作介质中非磁性物含量最高极限值:取工作介质中非磁性物含量: 则工作介质中磁性物含量: 介质中干介质的质量: 其中非磁性物含量: 磁性物含量: 单位体积含水量: 4.1.4分选作业计算确定循环介质量:选3GDMC1000/700 三产品重介旋流器,得:2(台)单台旋流器循环量为:V1000 工作介质总量:求循环介质其它参数:旋流器一段分选作业计算设一段旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介质低0.1,底流比工作介质高0.4,即:设底流中磁性物含量比工作介质高10: 与假定值相同,说明以上计算无误。旋流器二段分选作业计算设二段旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介
32、质低0.1,底流比工作介质高0.4,即: 设二段底流中磁性物含量比一段工作介质高10: 二段溢流中悬浮液的其他参数与假定值相同,说明以上计算无误。4.1.5 精煤脱介作业的计算取弧形筛脱出的介质占入料量的75,求弧形筛筛下合格介质的各项参数: 进入脱介筛的悬浮液的各项参数:脱介筛喷水量为1.5,其中1/3为清水,2/3为循环水取精煤带走的磁性介质量为, 取由块精煤带走的水分为, 取由末精煤带走的水分为, 因此精煤脱介筛筛下稀介质量为: 4.1.6中煤脱介作业的计算取弧形筛脱出的介质占入料量的85,求弧形筛筛下合格介质的各项参数: 进入脱介筛的悬浮液的各项参数:脱介筛喷水量为1.2,其中1/3为
33、清水,2/3为循环水取块中煤带走的磁性介质量为M=0.40 取由中煤带走的水分因此中煤脱介筛筛下稀介质量为: 4.1.7矸石脱介作业的计算取弧形筛脱出的介质占入料量的85%形筛筛下合格介质的各项参数: 进入脱介筛的悬浮液的各项参数:脱介筛喷水量为1.2,其中1/3为清水,2/3为循环水取块矸石带走的磁性介质量为M=0.30 取由矸石带走的水分为因此矸石脱介筛筛下稀介质量为: 4.1.8磁选作业的计算及分流作业的计算设分流效率为X,有进入合格介质桶 取磁选效率为 (1)中煤、矸石磁选 (2)精煤磁选根据煤泥平衡的: 得 X=0.844507993 (3)分流后未进入介质桶的量: 分流后进入磁选机
34、的量:(4)中煤矸石磁选计算 4.1.9补加新介质及补加水量补加水量4.2 数质量流程计算入洗原煤为年产量180万吨,年工作日为300天,日工作时为16小时,两班生产,则4.2.1准备作业计算1、预先筛分入料:,设筛分效率=100% 则:筛上:,,筛下:2、手选检查性手选前后的物料数、质量不发生变化,因此,, 3、破碎作业破碎前后的数、质量不发生变化,因此 ,,最后得出的数质量为:4.2.2重介分选作业的计算 1、旋流器的计算入料:,精煤: 中煤: 矸石: 2、脱介作业的计算、精煤脱介:取弧形筛脱的介质假设经弧形筛固体含量不变,即, 则:,由精煤带走的煤泥量为: 、中煤脱介:假设经弧形筛固体含
35、量不变,即,则:, 由中煤带走的煤泥量为:、矸石脱介:假设经弧形筛固体含量不变,即,则: 由矸石带走的煤泥量为: 则:3、精煤脱水作业入料: 取离心机的效率为:=100% 即: 4、磁选作业、精煤磁选:、中煤矸石磁选: 5、粗煤泥回收作业在精煤磁选尾矿和离心液中回收粗精煤入料: 假设 则 在中煤矸石磁选尾矿中回收粗中煤入料: 假设 则 6、主洗精煤产品总量 4.2.3 浮选浓缩作业计算1 原矿浓缩假设 2 矿浆预处理搅拌 3 浮选作业假设精煤过滤机脱水返回矿浆处理器物料为0由精煤浮沉实验得,根据等得浮选精煤灰分,浮选精煤产率入料 则浮选精煤浮选尾煤4 浮选精煤过滤设滤液中固体含量为0 则 5
36、浮选尾煤浓缩设溢流中固体含量为0 则 6 浮选尾煤压滤设滤液中固体含量为0 则 4.2.4最终精煤数质量计算4.3水量流程的计算4.3.1 主洗重介作业的计算由介质流程计算可知: 4.3.2 精煤脱介作业的计算1、弧形筛水量: 2、脱介作业:水量为: 3磁选作业: , 4精煤离心脱水假设末精煤带走的水分为: 则: 5粗精煤回收: 4.3.3 中煤、矸石脱水作业1、弧形筛的水量:中煤矸石 2、脱介筛:中煤喷水量: 矸石喷水量: 3 分流作业 4 磁选作业 5 粗中煤回收 6 原矿浓缩 设液固比 4.3.4 浮选作业1、矿浆预处理器:2、浮选机:设泡沫精煤的液固比:3、精煤过滤设精煤滤饼水分为0.
37、5m3:这样冲水为精煤带走水分为4、尾煤浓缩:设浓缩底流中液固比:5、尾煤压滤:取尾煤压滤水分为,则滤饼带走的水量为:4.3.5 循环水 4.4 产品平衡表表4-4-1 介质系统平衡表GGcGfW原煤带入煤泥水60.42560.425-14.208脱介用水-368.924补加水-240.957补加新介质0.3050.0010.304-合计60.73060.4260.304624.090精煤带走0.1480.0700.07823.095中煤带走0.0390.0130.02511.247矸石带走0.0190.0040.0158.774磁选精煤尾矿30.68530.6140.072379.707磁选
38、中矸尾矿29.84029.7240.115201.267合计60.73060.4250.305624.090差额0.0000.0000.0000.000表4-4-2 循环系统平衡表项目VGGcGfW精煤磁选返回合格介质桶29.189 37.595 1.880 35.715 20.782 分流返回682.738 322.462 127.238 195.231 558.868 中矸磁选返回合格介质桶47.073 60.630 3.031 57.599 33.516 补加介质-0.305 0.001 0.304 -补加水240.957 -240.957 合计1000.000 420.992 132.
39、142 288.850 854.124 排出1000.000 420.992 132.142 288.850 854.124 差额0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 表443 选煤过程中最终水量平衡表项目水量精煤24.842脱介用水368.924产品带走中煤11.247补加水240.957矸石8.774小计609.882煤泥4.765浮精冲水21.720小计49.627原煤带入水14.208浓缩溢流578.987小计35.928返回水量压滤机17.195小计596.182进入总水量645.808排出水量645.808表4-4-4 重介系统水耗及介耗项目总耗量每吨原煤消耗
40、t/h水量消耗循环水596.1821.748333清水49.6280.145537合计645.8101.893871精煤带走0.077590.000228中煤带走0.0250.000075介质消耗矸石带走0.0149150.000044合计0.1179950.000346磁选尾矿合计0.1867030.000548合计0.3046980.000894表4-4-5 选煤最终产品平衡表产品产率小时产量日产量年产量灰分水分块煤16.2255.32885.12920909.579.00末煤29.2999.871597.95273078.3310.00浮选精煤12.7443.44695.02293638.5016.00合计58.25198.633178.110487598.7111.12中煤18.6963.731019.733651023.3915.00浮选尾煤4.8516.89270.38920357.3622.00矸石18.0661.58985.432516779.5515.00总计100.00341.005456.0180000026.654512.70