毕业设计 动力煤选煤厂设计.doc
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前言
随着社会经济的发展,人们对于能源的需求越来越大。
我国是一个以煤为主的能源生产和消费大国,已探明的化石能源储量中煤炭约占96.14%,富煤贫油少气的能源资源特点,决定了以煤为主的一次能源生产和消费结构在未来相当长一段时间内难以改变。
煤炭占我国一次能源消费的75%左右,是我国最可靠的能源,具有不可替代性。
我国原煤入洗率低,与国际水平差距极大。
直接燃用和利用未经洗选加工的原煤在全国现象都十分普遍,是极不合理的,煤炭利用率低,经济效益差,造成的煤炭资源浪费、环境污染等严重问题。
因此对于煤炭企业,为了使煤炭资源得到充分的利用,必须进行机械加工和化学加工。
应加大煤炭洗选力度,使用户用上符合自己质量要求的产品,既可提高能源利用效率,还可减少环境污染,又可节约矿产资源。
实践证明,选煤是提高煤炭使用价值,充分利用煤炭资源最经济而有效的加工方法之一。
原煤通过选煤和筛分加工后,可改善煤炭产品质量,生产出满足不同用户需求的、不同规格的产品,进而减少矸石的无效运输,提高煤炭利用率,节约能源,同时会给企业带来丰厚的经济效益。
因此对煤炭进行洗选加工,建立选煤厂,发展洁净煤技术是必要的。
煤炭洗选加工技术是洁净煤技术发展的源头技术,是提高煤炭质量的有效技术。
目前,国内煤炭洗选加工技术的开发、应用、推广方面有显著的进展。
主要表现在:煤炭的深加工有所进步,煤炭入洗比重逐年提高等方面。
本设计任务是设计年处理量为2.4Mt的中型矿井型选煤厂,服务年限为50年以上。
工作制度为330d/a,每天三班制,每班工作8h,两班生产,一班检修。
要求完成原煤煤质资料分析,煤可选性评定,工艺流程选择与计算,设备选型,厂房布置,经济概算,图纸绘制等初步设计任务。
通过此次设计,为推进我国炼动力煤洁净生产和使用,促进炼动力煤技术的产业化,以适应国民经济发展以及适应环境保护的要求,用目前先进的技术来改造和建设选煤厂,提高煤炭的入选比例。
将我们在学校所学习到的理论知识运用到实际上,为社会的发展做出自己应做出的贡献。
1 厂区概况
1.1 地理位置
大兴矿井田位于铁法煤田西南部。
铁法矿区交通较为便利,矿区东部有大清铁路编组站距铁岭20km,与长大线相接。
矿区内部,西至调兵山,北至大明,南至王千采石场,均有矿区专用线与大青车站相通。
矿区公路已基本形成,铁康公路贯穿煤田中部。
1.2 水文地质条件
在本井田范围内仅有四家子和辽河屯两条小河,属于季节性小河,雨季水量剧增,枯季几乎断流。
1.3 气候特征、地震状况
本区属大陆性气候,风多雨少,全年降雨量平均为1009.1mm,最高气温33℃,最低气温为-32℃,结冻期自10月末至翌年4月,最大结冻深度为1.4m。
井田内地势比较平坦,特别工业场地较为平整。
主井锁口盘标高为73.30m,铁路煤仓轨面标高为73.36m。
根据勘探资料,井区构造无较大的断层及其它复杂构造,井田走向大致为南北走向,北部为以不规则的扇形最南部为椭圆形的宽地。
国家地震局(74)地革字第(003)号文,确定本地地震基本烈度为6级。
1.4 水源供应及排水条件
1.4.1 水源供应
选煤厂用水利用井下排水,不足部分由矿井地面水源系统补给。
1.4.2 排水条件
选煤厂原煤系统、配套工程的生活用水取自矿井水井,生活清水取自新井井下排出水;选煤车间生活、生产用水取自井下奥陶纪石灰岩含水层;日用、消防用水来自新增加的矿井水源中供水。
生活中的污水、工业场地内各建筑物排出的废水,分别经过废水池处理后,排入室外生活污水管网,最终汇集于生活污水转排泵房的污水池,再用泵排至场外供农田灌溉。
选煤车间底层设有排水沟,选煤车间所有事故放水都汇集于斗子捞坑,捞坑溢流至溢流池,用泵扬至浮选滤液池,再用泵扬至浮选煤浓缩机。
当浓缩机发生事故时;滤液
池溢流流入场地内的集中水池,用泵扬至事故煤泥沉淀池。
经过澄清,澄清水排至场外排水沟至沙河。
1.5 电源供应
6千伏的电源引自位于选煤车间南侧的3.5千伏的矿井地面变电站,该站有三台15000千伏安主变压器,6千伏母线的接线方式为三段单母线,分段联络,互为备用。
在重介选矸车间和选煤车间各设一座6千伏的高压配电室。
分别引出两个6千伏的电缆向重介选矸车间高压配电室。
另外从35千伏矿井地面变电站的两台6千伏高压配电柜,分别引两个6千伏电缆线路向选煤车间的高压配电室供电。
1.6 矿区经济概况
铁法矿区已有近30年的煤炭工业历史,属煤矿区之一,除少数部分人从事煤炭生产外,大部分人从事农副业生产。
农作物以高粱、玉米为主。
该区劳动力充足,本地区能供应砂、石、石灰、红砖等材料,木材、钢材等均依靠外地供应。
1.7 建筑材料供应
本工程所涉及的砂、水泥、钢筋、钢板等建筑材料,其购置及使用均很方便,均可由当地购买。
当地施工单位具有较强的技术力量,施工单位经验丰富及机构文化程度高,可确保工程保质按期完成。
本地劳动力丰富,并有专用的跌路。
因型钢及木材供应难些,尽量不采用或少采用这些材料,钢筋及水泥供应好些,故尽量采用钢筋混凝土结构。
2 原料煤基地
2.1 原料煤生产及供应
大兴矿选煤厂主要入选原料煤的牌号为动力煤。
入选原煤灰分38.57%。
本井田为一不对称的北东向斜盆地构造。
由于造山运动,辉绿岩有多处侵入煤层,厚薄不一,火层岩对煤层的破坏规律尚未完全弄清。
本井田煤系地层为中生代侏罗纪沉积全隐伏煤田。
侏罗纪含煤组划分三层段:即上含煤段一般为200m,中部砂泥岩段一般厚度为55m,下含煤段厚度一般为160m。
煤层均属复合煤层,自然分层较多,夹石多为炭泥岩、泥岩及粉砂岩。
2.2 煤的物理性质
本井田煤为黑色,条痕微带褐色,沥青~玻璃光泽,具参差状、贝壳状、眼球状、棱角状和阶梯状断口,8煤层、9煤层和13煤层,眼球状断口比较发育,7—2煤层,12煤层和14—1煤层贝壳状断口比较发育,容重一般为1.30~1.34,9煤层、15—2煤层、16煤层等容重较高,一般为1.30~1.36,7—2煤层、12煤层和14—1煤层等容重较低,一般为1.30~1.32。
本井田各煤层,除天然焦外均不算硬,但各煤层比较4—2、8、9、13、16等煤层较硬,7—2、12、14—1等煤层较脆。
各煤层有两组近于垂直煤层,互相斜交的外生裂隙,局部有方解石充填。
7—2煤层、15—2煤层外生裂隙较发育。
各煤层的煤岩成分,以镜煤和亮煤为主,暗煤及丝炭少见。
2.3 科研报告编制主要依据
1、国家产业政策及建设项目的有关政策、法规和规定;
2、企业提供的相关资料和基础材料;
3、《煤炭洗选工程设计规范》;
4、铁煤矿业(集团)有限责任公司大发煤矿炼动力煤选煤厂设计
2.4 煤的可选性及工业用途
在勘探和生产过程中,对煤的可选性做过专门的试验。
有可选形曲线的形状,可定性的角度,以及煤可选性实验的出的灰分,都可以判断出入选原煤的第A层和第B层煤均属中等可选煤。
3 煤质资料分析
3.1 煤样工业分析指标及筛分浮沉资料
本选煤厂的原料煤来自大兴煤矿的甲和乙煤层。
甲和乙煤层的筛分试验结果分别见表3-1、表3-2;原料煤煤样经浮沉试验得到的浮沉试验结果见表3-3、表3-4、表3-5、表3-6。
表3-1 甲煤层筛分试验结果表
Tab. 3-1 Size consist of raw coal for first coal bed
粒级/mm 产物名称占本层/% Ad/%
>50
煤 3.52 34.02 夹矸煤12.19 39.80 矸石 4.29 72.89
>50合计20.00 45.88 50~25 煤41.29 54.42 25~13 煤16.22 38.15 13~6 煤11.31 35.08 6~3 煤 4.72 37.15 3~0.5 煤 3.87 37.51 0.5~0 煤 2.59 34.11
50~0合计80.00 45.25 毛煤总计100.00 45.89
表3-2 乙煤层筛分试验结果表
Tab. 3-2 Size consist of raw coal for second coal bed
粒级/mm 产物名称占本层/% Ad/%
>50
煤 1.02 30.65 夹矸煤 1.46 79.03 矸石0.85 90.31
>50合计 3.33 67.09 50~25 煤7.00 52.26 25~13 煤10.93 52.26 13~6 煤27.30 30.26 6~3 煤30.08 30.26 3~0.5 煤9.82 24.24 0.5~0 煤11.54 23.27
50~0合计96.67 32.89 毛煤总计100.00 34.03
表3-3 甲层煤破碎级筛分浮沉试验报告表Tab. 3-3 Float-sink test of first coal bed
筛分浮沉
密度级/kg.L-1
50~25mm 25~13mm 13~6mm
产率灰分产率灰分产率灰分
5.16 59.29 2.03 43.02 1.41 39.95 占本占全灰分占本占全灰分占本占全灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% /%
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
<1.3 34.26 1.73 10.15 61.73 1.21 12.61 61.34 0.83 10.64 1.3~1.4 4.93 0.25 37.52 3.21 0.06 44.51 3.48 0.05 33.51 1.4~1.5 1.83 0.09 53.15 1.32 0.03 53.24 3.60 0.05 50.42 1.5~1.6 1.04 0.05 62.04 1.52 0.03 64.58 1.80 0.02 59.42 1.6~1.8 0.98 0.05 70.24 2.58 0.05 72.68 1.32 0.02 71.58
>1.8 56.96 2.88 82.54 29.64 0.58 86.90 28.46 0.39 83.11 小计(去泥) 100.00 5.06 59.37 100.00 1.96 42.64 100.00 1.35 39.25 煤泥 1.96 0.10 55.19 3.19 0.06 54.60 4.27 0.06 55.64 总计100.00 5.16 59.29 100.00 2.03 43.02 100.00 1.41 39.95
续表3-3
6~3mm 3~0.5mm 0.5~50mm
产率灰分产率灰分产率灰分
0.59 42.02 0.48 42.38 9.68 51.16
占本占全灰分占本占全灰分占本占全占入选灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% 全样/% /%
11 12 13 14 15 16 17 18 19 20
60.73 0.35 10.45 55.37 0.25 9.15 46.52 4.37 3.50 10.89
2.25 0.01 40.58
3.08 0.01 33.15
4.11 0.39 0.31 38.11
2.99 0.02 5
3.11 3.51 0.02 46.24 2.13 0.20 0.16 51.94
2.89 0.02 62.41 2.63 0.01 52.48 1.44 0.14 0.11 61.32
2.25 0.01 76.51 2.20 0.01 7
3.51 1.50 0.14 0.11 72.09
28.89 0.16 85.69 33.21 0.15 82.45 44.30 4.17 3.33 83.32
100.00 0.57 41.77 100.00 0.46 41.86 100.00 9.40 7.52 51.07
3.65 0.02 48.61 5.59 0.03 51.11 2.84 0.27 0.22 5
4.23
100.00 0.59 42.02 100.00 0.48 42.38 100.00 9.68 7.74 51.16
表3-4 乙层煤破碎级筛分浮沉试验报告表Tab. 3-4 Float-sink test of second coal bed
筛分浮沉密度级/kg.L-1
50~25mm 25~13mm 13~6mm
产率灰分产率灰分产率灰分
0.72 69.48 1.13 69.48 2.82 47.48 占本占全灰分占本占全灰分占本占全灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% /%
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
<1.3 0.63 0.00 8.66 0.63 0.01 8.66 8.86 0.25 4.89
1.3~1.4 10.26 0.07 10.42 10.21 0.11 10.42 26.45 0.74 9.37
1.4~1.5 7.91 0.06 15.52 7.87 0.09 15.52 8.86 0.25 17.07
1.5~1.6
2.60 0.02 26.53 2.59 0.03 26.53 4.51 0.13 26.77
1.6~1.8 3.04 0.02 38.02 3.03 0.03 38.02 5.29 0.15 38.36
>1.8 75.56 0.55 82.02 75.68 0.85 82.02 46.02 1.29 79.33 小计(去泥) 100.00 0.72 69.56 100.00 1.13 69.67 100.00 2.81 47.57 煤泥0.17 0.00 23.27 0.40 0.00 23.66 0.38 0.01 24.21 总计100.00 0.72 69.48 100.00 1.13 69.48 100.00 2.82 47.48
续表3-4
6~3mm 3~0.5mm 0.5~50mm
产率灰分产率灰分产率灰分
3.11 47.48 1.01 41.46 8.80 51.42 占本占全灰分占本占全灰分占本占全占入选灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% 全样/% /% 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 8.83 0.27
4.89 16.70 0.17 3.80 8.01 0.70 0.14 4.69 26.35 0.81 9.37 22.51 0.23 9.18 22.53 1.97 0.39 9.45 8.83 0.27 17.07 6.17 0.06 18.17 8.34 0.73 0.15 16.85
4.49 0.14 26.77 13.07 0.13 29.30
5.08 0.44 0.09 27.49
5.27 0.16 38.36 2.91 0.03 41.71 4.53 0.40 0.08 38.56 4
6.22 1.42 79.33 38.64 0.39 76.92 51.51 4.50 0.90 79.96 100.00 3.08 4
7.72 100.00 1.00 42.03 100.00
8.74 1.75 51.65 1.00 0.03 23.89 1.34 0.01 25.11 0.70 0.06 0.01 24.19 100.00 3.11 47.48 100.00 1.01 41.46 100.00 8.80 1.76 51.42
表3-5 甲层煤自然级筛分浮沉试验报告表Tab. 3-5 Float-sink test of first coal bed
筛分浮沉密度/kg.L-1
50~25mm 25~13mm 13~6mm
产率灰分产率灰分产率灰分
41.29 54.42 16.22 38.15 11.31 35.08 占本占全灰分占本占全灰分占本占全灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% /%
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
<1.3 36.11 14.62 10.15 63.45 9.96 12.61 63.32 6.86 10.64 1.3~1.4 5.20 2.10 37.52 3.30 0.52 44.51 3.59 0.39 33.51 1.4~1.5 1.93 0.78 53.15 1.36 0.21 53.24 3.72 0.40 50.42 1.5~1.6 1.10 0.45 62.04 1.56 0.24 64.58 1.86 0.20 59.42 1.6~1.8 1.03 0.42 70.24 2.65 0.42 72.68 1.36 0.15 71.58
>1.8 54.63 22.11 82.54 27.68 4.35 86.90 26.15 2.83 83.11 小计(去泥) 100.00 40.48 54.40 100.00 15.70 37.61 100.00 10.83 34.16 煤泥 1.96 0.81 55.19 3.19 0.52 54.60 4.27 0.48 55.64 总计100.00 41.29 54.42 100.00 16.22 38.15 100.00 11.31 35.08
续表3-5
6~3mm 3~0.5mm 0.5~50mm
产率灰分产率灰分产率灰分
4.72 37.15 3.87 37.51 77.41 46.29 占本占全灰分占本占全灰分占本占全占入选灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% 样/% /% 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 6
5.31 2.55 10.45 61.17 1.84 9.15 48.46 35.82 28.66 10.90
2.42 0.09 40.58
3.40 0.10 33.15
4.34 3.21 2.57 38.11
3.21 0.13 53.11 3.88 0.12 46.24 2.22 1.64 1.31 52.00 3.11 0.12 62.41 2.91 0.09 52.48 1.49 1.10 0.88 61.41 2.42 0.09 76.51 2.43 0.07 73.51 1.55 1.15 0.92 72.02 23.53 0.92 85.69 26.21 0.79 82.45 41.94 31.00 2
4.80 83.29 100.00 3.90 34.73 100.00 3.01 33.62 100.00 73.92 59.13 4
5.99 17.43 0.82 48.61 22.26 0.86 51.11 4.51 3.49 2.80 52.61 100.00 4.72 37.15 100.00 3.87 37.51 100.00 77.41 61.93 4
6.29
表3-6 乙层煤自然级筛分浮沉试验报告表Tab. 3-6 Float-sink test of second coal bed
筛分浮沉密度级/kg.L-1
50~25mm 25~13mm 13~6mm
产率灰分产率灰分产率灰分
7.00 52.26 10.93 52.26 27.30 30.26 占本占全灰分占本占全灰分占本占全灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% /%
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
<1.3 1.11 0.08 8.66 1.11 0.12 8.66 12.28 3.34 4.89 1.3~1.4 18.04 1.26 10.42 18.04 1.96 10.42 36.64 9.96 9.37 1.4~1.5 13.92 0.97 15.52 13.92 1.52 15.52 12.28 3.34 17.07 1.5~1.6 4.57 0.32 26.53 4.57 0.50 26.53 6.25 1.70 26.77 1.6~1.8 5.35 0.37 38.02 5.35 0.58 38.02 7.33 1.99 38.36
>1.8 57.01 3.98 82.02 57.01 6.21 82.02 25.22 6.86 79.33 小计(去泥) 100.00 6.99 54.14 100.00 10.89 54.14 100.00 27.20 30.62 煤泥0.17 0.01 23.27 0.40 0.04 23.66 0.38 0.10 24.21 总计100.00 7.00 52.26 100.00 10.93 52.26 100.00 27.30 30.26
续表3-6
6~3mm 3~0.5mm 0.5~50mm
产率灰分产率灰分产率灰分
30.08 30.26 9.82 24.24 85.13 34.20 占本占全灰分占本占全灰分占本占全占入选灰分级/% 样/% /% 级/% 样/% /% 级/% 样/% 全样/% /%
11 12 13 14 15 16 17 18 19 20
12.28 3.66 4.89 23.83 2.31 3.80 11.24 9.50 1.90 4.70 36.64 10.91 9.37 32.12 3.11 9.18 32.19 27.21 5.44 9.47 12.28 3.66 17.07 8.81 0.85 18.17 12.23 10.34 2.07 16.79
6.25 1.86 26.77 18.65 1.81 29.30
7.32 6.18 1.24 27.48
7.33 2.18 38.36 4.15 0.40 41.71 6.55 5.53 1.11 38.54 25.22 7.51 79.33 12.44 1.21 76.92 30.48 25.76 5.15 80.28 100.00 29.78 30.62 100.00 9.69 22.22 100.00 84.54 16.91 34.63 1.00 0.30 23.89 1.34 0.13 25.11 0.70 0.59 0.12 24.19 100.00 30.08 30.26 100.00 9.82 24.24 100.00 85.13 17.03 34.20
3.2 煤样筛分资料整理分析与综合
3.2.1 筛分资料综合
当以确定原煤入选上限为50mm时,则表3-1、表3-2中的+50mm级便被破碎,破碎筛分资料见表3-3、表3-4。
当不分组入选时,各种筛分资料的综合步骤如下:
表3-7 两层原煤筛分试验结果综合表
Tab. 3-7 Analysis of the synthesis coal sieve test
粒级(mm)产物名称
甲层(K1=40%)
本层全样灰分
/% /% /%
1 2 3 4 5
>50
煤 3.52 1.41 34.02 夹矸煤12.19 4.88 39.80
矸石 4.29 1.72 72.89 >50合计20.00 8.00 45.88
50~25 煤41.29 16.52 54.42 25~13 煤16.22 6.49 38.15 13~6.0 煤11.31 4.52 35.08 6.0~3.0 煤 4.72 1.89 37.15 3.0~0.5 煤 3.87 1.55 37.51 0.5~0.0 煤 2.59 1.04 34.11
50~0合计80.00 32.00 45.25
毛煤总计100.00 40.00 45.89
续表3-7
乙层(K2=60%)综合(K=100%)
本层全样灰分本级全样灰分/% /% /% /% /% /%
6 7 8 9 10 11 1.02 0.61 30.65 2.02 2.02 33.00 1.46 0.88 79.03 5.75 5.75 45.77 0.85 0.51 90.31 2.23 2.23 76.88 3.33 2.00 67.09 10.00 10.00 50.12 7.00 4.20 52.26 20.72 20.72 53.98 10.93 6.56 52.26 13.05 13.05 45.24 27.30 16.38 30.26 20.90 20.90 31.30 30.08 18.05 30.26 19.94 19.94 30.91 9.82 5.89 24.24 7.44 7.44 27.00 11.54 6.92 23.27 7.96 7.96 24.68 96.67 58.00 32.89 90.00 90.00 37.29 100.00 60.00 34.03 100.00 100.00 38.77
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表3-7中,K 1=40%,K 2=60%,K 1+K 2=100%。
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
100i
K ⨯Γ=
入入γ (3-1)
%
%,%
层的百分数,各层煤某一粒级占本煤分数,某层煤占入厂原煤的百百分数级换算成占入选原煤的入选的各层煤中某一粒入入入--Γ----K γ
如表3-7中第4栏和第7栏。
将占全样各个数值按等粒级相加,即得原煤各粒级的含量γ。
如表3-7中γ
10=γ4+γ6
综合后各粒度级的灰分用加权平均法计算,例如,表
3-7中,第11栏各行为
10
8
75411γγγA A A ⨯+⨯= (3-2)
表3-8 甲、乙两层原煤+50mm 破碎级筛分试验结果综合表
Tab. 3-8 Two level of coal crushing comprehensive test results
粒级/mm
甲层(K 1=8.00 %)
占本层 占全样 Ad 校正 /%
/% /% 1 2 3 4 5 50~25 51.61 4.13 54.42 59.29 25~13 20.28 1.62 38.15 43.02 13~6.0 14.14 1.13 35.08 39.95 6.0~3.0 5.90 0.47 37.15 42.02 3.0~0.5 4.84 0.39 37.51 42.38 0.5~0.0 3.24 0.26 34.11 38.98 50~0合计
100.00
8.00
45.25
50.12
续表3-8
乙层(K2=2.00 %)综合(K=10.00 %)
占本层占全样Ad
校正占本级占全样Ad
校正
/% /% /% /% /% /%
6 7 8 9 10 11 12 13
7.24 0.14 52.26 69.48 42.75 4.27 54.35 61.69
11.31 0.23 52.26 69.48 18.48 1.85 39.87 47.22
28.24 0.56 30.26 47.48 16.96 1.70 33.48 40.82
31.12 0.62 30.26 47.48 10.94 1.09 33.23 40.57
10.16 0.20 24.24 41.46 5.90 0.59 32.94 40.28
11.94 0.24 23.27 40.49 4.98 0.50 28.91 36.25
100.00 2.00 32.89 50.12 100.00 10.00 42.78 50.12
对破碎级来说,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3-8中,K1=8.00%,K2=2.00%,K1+K2=10.00%。
然后将破碎级资料用同样的方法换算成占入选原煤的百分数进行综合,将自然级和破碎级的数量和灰分进行综合,其结果填入表3-9中。
表3-9 两层原煤破碎级与自然级筛分试验结果综合表
Tab. 3-9 two-tier level of coal crushing and screening natural-scale comprehensive test results
粒级/mm
自然级破碎级
占本层占全样Ad 占本层占全样Ad /% /% /% /% /% /%
1 2 3 4 5 6 7 50~25 23.02 20.72 53.98 42.75 4.27 61.69 25~13 14.50 13.05 45.24 18.48 1.85 47.22 13~6.0 23.23 20.90 31.30 16.96 1.70 40.82 6.0~3.0 22.15 19.94 30.91 10.94 1.09 40.57 3.0~0.5 8.27 7.44 27.00 5.90 0.59 40.28 0.5~0.0 8.84 7.96 24.68 4.98 0.50 36.25 50~0合计100.00 90.00 37.29 100.00 10.00 50.12
续表3-9 综 合
占本级 占全样 Ad 灰分 /% /% /% 8 9 10 11
24.99 24.99 55.30 50~0.5mm 灰分为
39.79%
14.89 14.89 45.49 22.60 22.60 32.02 21.03 21.03 31.41 8.03 8.03 27.98 8.46 8.46 25.36 100.00
100.00
38.57
3.2.3 筛分资料综合结果分析
图3-1 粒度特性曲线
Fig. 3-1 Characteristic size curve
根据正累计曲线向左下角凹进,可知物料中细粒级含量较多,大于50mm 产率低,小于50mm 的粒度所占比例较为均匀。
依据原煤总样化验结果表对原煤的特性作如下分析:
1. 原煤水分:Mad=1.98%,属于低水分煤。
2. 煤种:由总样化验表,原煤可燃体挥发分V daf =30.68%,在28~37%之间,最大胶质层厚度Y=12,小于25,粘结性指数GR,I =67,GR,I>65由此判定煤种为1/3动力煤。
3. 原煤硫分:S t.d=0.45 小于0.5 属于特低硫煤,因此不必考虑脱硫。
4. 由原煤筛分试验报告表可查出含矸率为2.24%<5% 属于中矸煤,故不必考虑原煤入选前机械排矸的问题,在破碎前设置检查性手选,只捡出杂物即可。
5. 由原煤筛分试验报告表可看出各粒级煤含量平均,灰分随着粒度的减小而减小,说明原煤中等易碎。
3.3 煤样浮沉资料整理分析与综合
浮沉试验资料综合的原则与方法和筛分资料相似,是按等密度级综合的原则进行。
浮沉试验通常按粒级进行,分为自然及和破碎级以上各表对应的原煤浮沉资料。
以这些资料为例,进行浮沉资料说明,简单叙述如下:
表3-10甲层煤自然级与破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-10 Table of second layer of coal and natural-level drifting broken Experiment
密度级kg/L
自然级破碎级综合
占本级占全样Ad 占本级占全样Ad 占本级占全样Ad /% /% /% /% /% /% /% /% /%
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
<1.3 48.46 28.66 10.90 46.52 3.50 10.89 48.24 32.16 10.90 1.3~1.4 4.34 2.57 38.11 4.11 0.31 38.11 4.31 2.88 38.11 1.4~1.5 2.22 1.31 52.00 2.13 0.16 51.94 2.21 1.47 51.99 1.5~1.6 1.49 0.88 61.41 1.44 0.11 61.32 1.48 0.99 61.40 1.6~1.8 1.55 0.92 72.02 1.50 0.11 72.09 1.55 1.03 72.03
>1.8 41.94 24.80 83.29 44.30 3.33 83.32 42.20 28.13 83.30 小计(去泥) 100.00 59.13 45.99 100.00 7.52 51.07 100.00 66.65 46.56 煤泥 4.51 2.80 52.61 2.84 0.22 54.23 4.33 3.01 52.73 总计100.00 61.93 46.29 100.00 7.74 51.16 100.00 69.67 46.83
表3-11乙层煤自然级与破碎级浮沉试验综合表
Tab. 3-11 Table of second layer of coal and natural-level drifting broken Experiment
密度级 kg/L 自然级 破碎级 综 合
占本级 占全样 Ad 占本级 占全样 Ad 占本级 占全样 Ad /% /% /% /% /% /% /% /% /% 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 <1.3 11.24 1.90 4.70 8.01 0.14 4.69 10.94 2.04 4.70 1.3~1.4 32.19 5.44 9.47 22.53 0.39 9.45 31.28 5.84 9.47 1.4~1.5 12.23 2.07 16.79 8.34 0.15 16.85 11.86 2.21 16.79 1.5~1.6 7.32 1.24 27.48 5.08 0.09 27.49 7.11 1.33 27.48 1.6~1.8 6.55 1.11 38.54 4.53 0.08 38.56 6.36 1.19 38.55 >1.8 30.48 5.15 80.28 51.51 0.90 79.96 32.45 6.05 80.23 小计(去泥) 100.00 16.91 34.63 100.00 1.75 51.65 100.00 18.65 36.23 煤泥 0.70 0.12 24.19 0.70 0.01 24.19 0.70 0.13 24.19 总计
100.00
17.03
34.20
100.00
1.76
51.42
100.00 18.79
35.81
1) 将自然级、破碎级中各密度级所占本级质量百分数换算成占全样的质量百分数,然后按等密度级相加得该煤层自然级和破碎级0.5~50mm 的综合浮沉质量百分数,综合的密度级的灰分用加权平均法求出。
151296318γγγγγγ++++=
346791012131516
1818
A A A A A A γγγγγγ⨯+⨯+⨯+⨯+⨯=
2) 将占本层全样第18栏换算成占入选全样第19栏。
3) 将两层煤的自然级和破碎级分别综合,只是将自然级和破碎级分别综合后的总量进行综合即可。
4) 将两层浮沉综合表综合得到两层煤浮沉综合表。
5) 浮沉资料的灰分校正
表3-12 甲乙两层煤0.5-50mm级浮沉试验综合表Tab. 3-12Tables of two coal 0.5-50mm - Man Experiment
密度级/kg·L-1
自然级破碎级
本级全样Ad 本级全样Ad /% /% /% /% /% /%
1 2 3 4 5 6 7
<1.3 48.24 32.16 10.90 10.94 2.04 4.70 1.3~1.4 4.31 2.88 38.11 31.28 5.84 9.47 1.4~1.5 2.21 1.47 51.99 11.86 2.21 16.79 1.5~1.6 1.48 0.99 61.40 7.11 1.33 27.48 1.6~1.8 1.55 1.03 72.03 6.36 1.19 38.55
>1.8 42.20 28.13 83.30 32.45 6.05 80.23 小计(去泥) 100.00 66.65 46.56 100.00 18.65 36.23 煤泥 4.33 3.01 52.73 0.70 0.13 24.19 总计100.00 69.67 46.83 100.00 18.79 35.81
续表3-12
综合校正
本级全样Ad 本级全样Ad /% /% /% /% /% /%
8 9 10 11 12 13
40.09 34.20 10.53 45.16 38.52 10.53
10.21 8.71 18.93 11.50 9.81 18.93
4.32 3.69 30.85 4.87 4.15 30.85
2.71 2.31 41.97
3.06 2.61 41.97
2.60 2.22 54.11 2.93 2.50 54.11
40.07 34.18 82.76 32.49 27.72 82.76
100.00 85.31 44.30 100.00 85.31 39.36
3.56 3.15 51.54 3.56 3.15 51.54
100.00 88.45 44.49 100.00 88.45 39.79 浮沉资料的校正通常用调出量法。
校正的基准为筛分综合表中的相应粒级综合校正
灰分值为准。
注意煤泥灰分不校正,则Δ=A
筛-A
浮
式中:Δ--灰分校正系数,此值可正、可负,%
A筛--筛分表中参加浮沉各粒级的综合校正灰分减去综合浮沉表中浮沉煤泥的灰分,%
A浮--综合浮沉表中各密度级累计灰分(去泥),%
而A
筛=39.36% A
浮
=44.00% Δ=4.9%
由于Δ=4.9%>0.2%所以计算得到第13栏的矫正灰分即可。
4 选煤产品结构方向与工艺流程制定
4.1 可选性分析
根据浮沉试验综合结果表3-12的计算,做出入选煤层0.5~50mm粒级浮沉试验综合表,见表4-1。
并绘制可选性曲线见图4-1
表4-1 0.5-50mm粒级原煤浮沉试验综合表
Tab. 4-1 Tables of two coal 0.5-50mm - Man Experiment
密度级/kg·L-1产率/% 灰分/%
累计分选密度±0.1/g·cm-3
浮物沉物密度级
/g·cm-3
产率/%
产率/% 灰分/% 产率/% 灰分/%
1 2 3 4 5 6 7 8 9
<1.3 45.16 10.53 45.16 10.53 100.00 38.19 1.30 56.66 1.3~1.4 11.50 18.93 56.66 12.23 54.84 60.96 1.40 16.37 1.4~1.5 4.87 30.85 61.53 13.71 43.34 72.12 1.50 7.92 1.5~1.6 3.06 41.97 64.58 15.04 38.47 77.34 1.60 5.98 1.6~1.8 2.93 54.11 67.51 14.39 35.42 80.39 1.80 35.42
>1.8 32.49 82.76 100.00 38.19 32.49 82.76
小计(去泥) 100.00 39.36
煤泥 3.56 51.54
总计100.00 39.79
图4-1 入选煤层可选性曲线
Fig. 4-1 Wash ability curve
由于入选是动力煤,并且精煤灰分不超过40%。
从原煤筛分综合表可以看出>50mm 粒级的煤产率γ=10.00%,矸石产率矸石γ=2.23%,矸石A =76.88%;精煤γ=2.02%,
精煤A =33.00%。
对此在原煤入选前不采用预先排干。
精煤理论灰分确定为11%、12%、
13%三个级别,对应的理论分选密度为1.323/m g 、1.383/m g 、1.533/m g 。
方案Ⅰ
取精煤灰分为11%,通过可选性曲线可得,精煤产率为48.26%,理论分选密度为1.323/m g ,精煤和中煤分界灰分为16.94%,通过δ±0.1曲线可知分选密度邻近物的产率为37.54%,说明原煤在这个分选密度难选。
矸石灰分为82.76%,矸石产率为32.49%,则中煤产率为100%-48.26-32.49% =19.25%,计算得到中煤灰分为31.13%。
方案Ⅱ
取精煤灰分为12%,通过可选性曲线可得,精煤产率为54.88%,理论分选密度为1.383/m g ,精煤和中煤分界灰分为23.39%,通过δ±0.1曲线可知分选密度邻近物的产率为20.04%,说明原煤在这个分选密度下中等可选。
矸石灰分为82.76%,矸石产率为32.49%,则中煤产率为100%-54.88%-32.49%=12.63%,计算得到中煤灰分为37.34%。
方案Ⅲ
取精煤灰分为13%,通过可选性曲线可得,精煤产率为62.54%,理论分选密度为1.533/m g ,精煤和中煤分界灰分为40.11%,通过δ±0.1曲线可知分选密度邻近物的产率为6.92%,说明原煤在这个分选密度下易选。
矸石灰分为82.76%,矸石产率为32.49%,则中煤产率为100%-62.54%-32.49%=4.97%,计算得到中煤灰分为63.80%。
根据可选性曲线,确定出如下方案:例如方案1取精煤A =11.00%,根据可选性曲线,可查出浮物产率βγ=48.26%,临界灰分λ=16.94%,沉物产率32.49%,理论分选密度
δ=1.323/m g ,取矸石灰分矸石A =82.76%,所以中煤产率
矸石精煤中煤γγγ--=100=19.25%,
中A =100A A A γγγ
⨯-⨯-⨯矸石矸石精煤精煤总中煤
=31.13%
根据动力煤等级划分及基本价格计算销售收入。
销售收入=年处理量×[精煤产率×精煤灰分基价(元)×煤种比价(%)+中煤产率×中煤灰分基价(元)×煤种比价(%)]
方案一:销售收入=2400000×[48.26%×500×136%+19.25%×500×80.8%]=97425.12万元
方案二:销售收入=2400000×[54.88%×500×133%+12.63%×500×66.4%]=97652.06万元
方案三:销售收入=2400000×[62.54%×500×130%+4.97%×500×0%]=97562.40万元由此可见方案二即精煤灰分取12%,矸石灰分取82.67%时的利润为最大值,因此确定方案二为最终选煤方案。
表4-2 产品结构及选煤方法综合比选表
Tab. 4-2 Product mixes and the coal dressing method synthesis ratio chooses the table
产品结构方案分界灰分
精煤产品中煤产品
销售收入/万元γ/%Ad/% Mt/a γ/%Ad/% Mt/a
方案一16.94 48.26 11 1.158 19.25 31.13 0.462 97425.12 方案二23.39 54.88 12 1.317 12.63 37.34 0.303 97652.06 方案三40.11 62.54 13 1.501 4.97 63.80 0.119 97562.50
表4-3 选煤产品设计方案经济指标比较表
Tab. 4-3 Table of the comparis on of the design product plan’s economic indicators
方案粒级/mm 产率/% 比价/% 基价/元总价/元
方案A 50~25 24.99 150.00 500 187.43 25~13 14.89 136.00 500 101.25 13~6 22.60 132.00 500 149.16 6~0 37.52 107.00 500 200.73
合计100.00 638.57
方案B 50~13 39.88 143.00 500 285.14 13~6 22.60 132.00 500 149.16 6~0 37.52 107.00 500 200.73
合计100.00 635.03
方案C 50~25 24.99 150.00 500 187.43 25~13 14.89 136.00 500 101.25 13~0 60.12 109.00 500 327.65
合计100.00 616.33 由表4-2可知,第二种方案经济效益较高,所以选用第二种方案,即洗产品为洗中块、洗小块,洗粒煤和洗粉煤四种产品时。
所以通过对灰分和粒度方案的比较,最终确定出最优方案为:精煤灰分Ad=12%,浮物产率γβ=54.88,沉物产率γθ=32.94%,沉
物灰分Aθ=82.76%,临界灰分A临界=23.39%,理论分选密度δ=1.38g/cm3,γδ±0.1 =20.04%,取矸石灰分A矸石=82.76%,矸石产率γ矸石=32.94%。
对0.5~50mm粒级原煤可选性曲线进行分析,在动力煤的灰分要求范围内,δp±0.1的产率为20.04%,根据我国δp±0.1含量评定标准,可选性等级为中等可选或难选。
所以在生产工艺流程上选择重介选煤生产工艺。
表4-4 选煤产品理论平衡表
Tab. 4-4 Coal dressing product theory balance
产品理论分选密度δ=1.38g/cm3
名称产率γ,% 灰分Ag,%
精煤54.88 12.00
中煤12.63 37.34
矸石32.49 82.76
合计100 38.19
.
4.2 选煤方法与工艺流程的制定
根据煤质特性确定出选煤方法、选别深度、入选方式、主选中间产物及黄铁矿处理方法。
以原料煤性质、用户对产品的要求、最大产效比为依据,提出技术上可行的工艺流程结构方案,并绘制其原则工艺流程图。
原煤由原煤输送皮带运输到准备作业车间,经预先筛分,>50 mm的筛上原煤进入破碎机,破碎后与预先筛分<50 mm粒级一同进入三产品重介质旋流器,得到三种初产品:精煤、中煤和矸石。
精煤、中煤和矸石分别经过一次脱介和二次脱介。
精煤二次脱节中进行分级,筛上物为洗中块产品,筛中物再经振动筛脱水分级,筛上物为洗小块产品,筛中物为洗粒煤产品,筛下物进入离心脱水机得到洗粉煤产品。
中煤经离心脱水机得到最终中煤产品。
两次离心液进入高频振动筛得到粗煤泥混入洗粉煤产品。
经脱介筛脱除的合格介质分流一部分进入稀介质,其余返回循环介质桶作为循环介质。
经脱介筛脱除的稀介质与浓介质分流的一部分经磁选后进入浓介质桶,最后返回循环介质桶。
煤泥水进入煤泥浓缩机,然后压滤得到煤泥。
浓缩机和压滤机溢流全部返回循环水池。
图4-2 原则工艺流程图Fig. 4-2 Principle process flowsheet
5 选煤产品计算
1) 由于重介选的分配曲线比较接近正态分布积分曲线,所以横坐标采用δ的刻度,故E'=E 。
E 值和分选密度的改变无关
)(675
.0p δδ-=
E
t 根据图3-1在精煤灰分为12%,矸石灰分为82.76%时三产品重介旋留器的理论分选指标为:精煤段1.383
-⋅cm g ,矸石段1.803-⋅cm g 。
从图3-1可查出δ±0.1含量为中等可
选或难选。
取精煤段E=0.04,中煤段E=0.06。
2) 分选指标的计算
由可选性曲线可知,当精煤灰分为12%时,理论分选密度为338.1o 1-⋅=cm g p δ,
380.12-⋅=cm g o p δ,可选性为中等可选。
用书中表4-5确定实际分选密度为:
335.11-⋅=cm g p δ,385.12-⋅=cm g p δ
按书中表4-3三产品重介质旋流器,取精煤段120.04,0.06E E ==中煤段。
每个密度级取密度的平均值。
用近似公式计算t 值,并查t 值表,得到分配率ε%。
精煤段将04.01,35.113=⋅=-E cm g p δ代入
07.0,531.2)35.120.1(04
.0675
.0)(675.020.130.1p 33
=-=-=-=
⋅⋅---εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 00
.50,0)35.135.1(04.0675.0)(675.035.140.1~30.1p 33
==-=-=⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 43
.95,688.1)35.145.1(04.0675.0)(675.045.150.1~40.1p 33
==-=-=⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 96
.99,375.3)35.155.1(04.0675.0)(675.055.160.1~50.1p 33
==-=-=⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 100
,906.5)35.170.1(04.0675.0)(675.070.180.1~60.1p 33
==-=-=⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 100
,656.12)35.11.2(04
.0675.0)(675.010.280.1p 33
==-=-=⋅⋅+--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g
中煤段将代入06.02,85.113=⋅=-E cm g p δ
0,313.7)85.120.1(06.0675
.0)(675.020.130.1p 33
=-=-=-=
⋅⋅---εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 0
,625.5)85.135.1(06
.0675.0)(675.035.140.1~30.1p 33
=-=-=-=⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g
0,5.4)85.145.1(06.0675
.0)(675.045.150.1~40.1p 33
=-=-=-=
⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 04
.0,375.3)85.155.1(06.0675.0)(675.055.160.1~50.1p 33
=-=-=-=⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 57
.4,688.1)85.170.1(06.0675.0)(675.070.180.1~60.1p 33
=-=-=-=⋅⋅--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g 75
.99,813.2)85.11.2(06
.0675.0)(675.010.280.1p 33
==-=-=⋅⋅+--εδδ查表)(取密度级E t cm g cm g
表5-1 产品设计指标计算表
Tab. 5-1 Tables of indicators Product design computation
密度级 入料 矸石段 中煤段入料 中煤段 精煤 γ/% A/% ε/% γ/% A/% γ/% A/%
ε/% γ/% A/% γ/% A/%
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 -1.3 45.16 10.53 0 0 10.53 45.16 10.53 0.07 0.03 10.53 45.13 10.53 1.3-1.4 11.5 18.93 0 0 18.93 11.5 18.93 50 5.75 18.93 5.75
18.93
1.4-1.5 4.87 30.85 0 0
30.85
4.87
30.85
95.43 4.65 30.85 0.22 30.85 1.5-1.6 3.06 41.97 0.04 0.00 41.97 3.06 41.97 99.96
3.06 41.97 0.00 41.97 1.6-1.8 2.93
54.11
4.57
0.13 54.11
2.80 54.11
100
2.80 54.11
54.11
>1.8 32.49 82.76 99.75 32.41 82.76 0.08 82.76 100 0.08 82.76 0 82.76
合计
100 39.36 32.54 82.64 67.47 16.75
16.36 32.93 51.10 11.56
表5-2 选煤产品设计平衡表
Tab.5-2 Table of product practice balance under heavy-media separation 名称 产率/%
灰分/% 占本级 占全样 精煤 51.1 43.59 11.56 中煤 16.36 13.96 32.93 矸石 32.54 27.75 82.64 小计 100 85.30 39.36 占浮沉入料 96.44 85.30 39.36 浮沉煤泥 3.56 3.24 51.54 合计 100 88.54 39.79 占全样 88.54 88.54 39.79 原生煤泥 8.46 8.46 25.36 次生煤泥 3 3 39.82 合计
100
100
38.57
6 工艺流程数质量计算
6.1 原煤准备作业数质量计算
该选煤厂年生产能力为2.4Mt ,工作制度为:年工作日数为330 d ,每日两班生产,一班检修,日工作16 h 。
由此,按小时处理量公式6-1:
t
T Q Q ⋅=
(6-1) 式中 Q —选煤厂小时处理量,h t /; 0Q —选煤厂年处理量,a t /; T —选煤厂年工作日数,a d /; t —选煤厂日工作小时数,d h /。
则选煤厂小时处理量为: h t T t A Q /55.454330
162400000=⨯=⨯=
6.1.1 预先筛分
h t Q A /55.454%,77.38%100111===,γ 筛上: 502+=γγ=10.00% %12.502=A
h t Q Q /46.4555.454%1022=⨯=⨯=γ 筛下: 10100213-=-=γγγ=90.00%
h t Q Q Q /09.40946.4555.45423=-=-= %95.3107
.7550
.3993.2483.33100322113=⨯-⨯=-=
γγγA A A
6.1.2 手选除杂
05=γ,05=Q ,05=A
%12.50,/46.45%00.10242424======A A h t Q Q ,γγ
6.1.3 破碎
选煤厂多用开路破碎作业。
经破碎后,认为只有粒度的变化,而破碎前后数量和质量不变。
%00.1046==γγ h t Q Q /46.4546== %12.5046==A A 入洗物料的数、质量:
%
1007=γ h t Q Q /55.45417== %77.3817==A A
6.2 介质流程计算
6.2.1 流程计算所需的各项指标
1) 进入重介质旋流器的原煤量 h t Q /55.454= 2) 入选原煤的平均粒度 mm d cp 46.51= 3) 入选原煤中煤泥及次生煤煤泥含量 %70.1424.3346.8=++=γ 4) 选后产品数量
精煤 h t Q /14.19859.4355.4548=⨯= 中煤 h t Q /46.6396.1355.4549=⨯= 矸石 h t Q /13.12675.2755.45410=⨯= 5) 工作悬浮液的密度
3/33.1m t =∆ 6) 选悬浮液固体物中磁性物含量 %50f =γ
7) 磁性物的密度:
3/5.4m t f =δ 8) 悬浮液中煤泥的密度:
3/5.1m t c =δ
6.2.2 介质流程的计算
1) 计算给料中的煤泥水
取煤泥的比重50.1=c δ,%100=cn γ,则煤泥量0G 为 h Q G /t 45.3855.454100
46
.800=⨯=⨯=β 取入选原煤水分0Q W =6%,则
01.2955.4546
1006
10000
00=⨯-=
⨯-=
Q W W W Q Q
h m G W V c
/64.545
.145
.3801.2930
00=+
=+
=δ 704.064
.5445.38000===
V G g 30000/23.164
.5401
.2945.38m t V W G =+=+=
∆ 2) 计算补加浓介质性质
设浓介质比重0.2=∆x ,加重剂中磁性物比重0.5=f δ,非磁性物比重50.1=c δ。
浓介质中%95=fx γ,%5=cx γ,所以
48.495
.05.105.055
.10.5=⨯+⨯⨯=+=fx c cx f c f x γδγδδδδ
3
(1)(21) 4.481.288/1 4.481
x x x x g t m δδ∆--⨯=
==--
31.2880.05
0.06
4/c x x
c x
g g t m γ==⨯= 3
1.2880.064 1.224/f x x c x g g g t m
=-=-= 3
2.0 1.288
0.71
2/x x x g t m ω=∆-=-= 3) 确定工作介质性质:
要求分选密度p δ=1.35,取工作介质悬浮液密度Δ=1.33, 则max c γ值为
x m a x
γ=)()()
()(0
x x 00cx x x c00g g ∆-∆+∆-∆∆-∆+∆-∆g g γγ =
)
()()
()(23.133.1288.133.10.2704.023.133.105.0288.133.10.21704.0-⨯+-⨯-⨯⨯+-⨯⨯
=74% 取%50=c γ,%50=f γ :
308
.250
.05.150.055
.15=⨯+⨯⨯=⨯+⨯⨯=f c c f c f γδγδδδδ h t g /58.0308.21
308.21
33.111=⨯--=⨯--∆=
δδ 3/29.050.0582.0m t g g c c =⨯=⨯=γ 3/29.0291.0582.0m t g g g c f =-=-= 33/75.0582.033.1m m g =-=-∆=ω 4) 分选作业计算
按处理量Q=454.55t/h ,可选两台一段内径1200mm,二段内径850mm 的无压三产品旋流
器先确定循环介质质量,三产品重介旋流器循环悬浮液用量t m /0.4~5.33
,本次设计取4.0,
可选用经验参数来确定循环介质量,循环介质总需用量:
h m V /20.18180.455.45431=⨯= 工作介质总量为:
h m V V V n /84.187220.181864.54317=+=+=
h t V g G /48.131884.1872704.0=⨯=⨯= h t G G c c /24.65950.048.1318=⨯=⨯=γ
h t G G G c f /24.65924.65948.1318=-=-=
()()h m V g W /40.117284.1872704.033.13=⨯-=⨯-∆=
循环介质其他参数:
h t G G G /03.128045.3848.131807=-=-= h t G G G c c /79.62045.3824.65907=-=-=
h t G G f f /24.6597== %50.4803
.128079
.620777===
G G c c γ %50.51%50.481177=-=-=c f γγ
h m W W W /39.114301.2940.1172307=-=-= 37777/29.184
.187239
.114303.1280m t V W G =+=+=
∆ 5) 一段主选介质密度验证
设旋流器溢流悬浮液密度比工作悬浮液密度低0.1 g/m 3,底流密度比工作介质密度高0.4 g/m 3,即:
38/23.11.033.11.0m t =-=-∆=∆ 3/73.14.033.14.0m t =+=+∆=∆底
h m V V /21.46884.187223
.173.123
.133.1388=⨯--=⨯∆-∆∆-∆=
底底
h m V V V /09.143075.44284.187238=-=-=底
取底流中的磁性物含量比工作介质中高10 %,即: %6010.050.010.0=+=+=f f γγ底 %40%6011=-=-=底底f c γγ
586
.260
.05.140.055
.15=⨯+⨯⨯=⨯+⨯⨯=
底底底f c c f c f γδγδδδδ
()()3/19.11
586.2586
.2173.111m t g =-⨯-=-⨯-∆=
底底底
底
δδ
3/48.040.019.1m t g g c c =⨯=⨯=底底底γ 3/71.048.019.1m t g g g c f =-=-=底底底
33/54.019.173.1m m g =-=-∆=底底底ω h t V g G /17.55721.46819.1=⨯=⨯=底底底 h t G G c c /87.22240.017.557=⨯=⨯=底底底γ h t G G G c f /30.33487.22217.557=-=-=底底底 h m V W /83.25221.46854.03=⨯=⨯=底底底ω h t G G G /31.76117.55748.13188=-=-=底 h t G G G c c c /37.43687.22224.6598=-=-=底 h t G G G f f f /94.32430.33424.6598=-=-=底 h m W W W /57.91983.25240.117238=-=-=底
3888/56.009.143031.761m t V G g ===
3888/31.009
.143037
.436m t V G g c c ===
3888/22.031.053.0m t g g g c f =-=-= 33888/67.009
.143057.919m m V W ===
ω 3888/23.167.053.0m t g =+=+=∆ω
与原假定值相同,证明以上计算无误。
%32.5731
.76137
.436888===
G G c c γ %68.42%32.571188=-=-=c f γγ 6) 精煤脱介作业计算
取弧形脱出的介质量占入料介质量的80%,震动筛前段下合格介质为:
h m V V /07.114409.14308.0%803811=⨯=⨯=
h t V G /36.60607.114453.0g 11811=⨯=⨯= h t V G /66.35407.114431.0g 11c811c =⨯=⨯= h t V G /70.25107.114422.0g 11f811f =⨯=⨯= h m V W /53.76607.114467.0311811=⨯=⨯=ω
进入精煤脱介筛的悬浮液:
h m V V V /02.28607.114409.1430311812=-=-= h t G G G /95.15436.60631.76111812=-=-= h t G G G /71.8166.35437.43611c 8c c12=-=-= h t G G G /24.7370.25194.32411f 8f 21f =-=-= h m W W W /04.15353.76657.919311812=-=-=
%73.5295
.15471
.81121212===
G G c c γ %27.47%73.521112=-=-=c f γγ
由精煤带入脱介筛稀介段的磁性物数量按经验指标法计算,取t kg N /20=,则:
h m Q g N V f /58.16%
68.4256.0100014
.19820100038812=⨯⨯⨯=⨯⨯⨯=
'
精γ
h t V g G c c /14.558.1631.0121212=⨯='
⨯='
h t V g G f f /65.358.1622.012812=⨯='
⨯='。