选煤流程计算.docx
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选煤流程计算
流程计算
选煤作业计算的目的首先是为了设计新选煤厂,预测选煤分选效果,判断可能达到的工艺指标。
其次是为了管理与检查选煤厂生产过程是否已达到最佳或较好的生产指标,从而可以提出一些技术措施。
这对于单机或系统检查,就显得十分必要。
前面根据原始资料的分析、综合、计算,获得选煤产品平衡表,这只是在理想条件下,可能达到的最好指标,称为理论平衡表,但在实际生产中不可能达到,因此,重要的工作是根据已掌握的实际规律,将理论的指标转化为实际的指标。
在选煤厂设计中,究竟考虑哪些因素,才能使理论指标加以调整修正,从而制定出符合实际情况的选煤产品实际平衡表。
重力分选过程不同密度的物料在产品中的混杂程度及其规律性问题的探讨,是从理论指标转化为实际指标的重要依据。
至于在分选过程中,煤与矸石的密碎,矸石的水溶作用等产生的部分次生煤泥的问题,须根据资料或经验数据加以调整。
选煤作业的计算,仍然是根据进入作业的物料和自该作业排除的物料在数量和质量方面的平衡原则进行计算的。
从选煤流程结构分析,选煤作业分选过程的形式,原料煤可以分成两种产品、或三种产品,也有的选煤机本身包含着循环负荷,但不能最为一种最终产品。
4.1工艺流程计算的目的、依据和原则
4.1.1工艺流程计算的目的
在选煤厂设计过程中,工艺流程的计算是其中一项重要的环节,是在已确定工艺流程和工作制度下进行的。
工艺流程应达以下目的:
(1)计算出整个作业入料和排料的数量和质量;
(2)是整个工艺流程的煤、水、介质数量和质量达到平衡,为绘制数、质量工艺流程图提供可靠地依据;
(3)为计算所需各工艺设备的数量提供资料和依据;
(4)为投资概算提供分析的依据;
(5)为投产后的生产技术管理,生产指标分析对比提供参考。
4.1.2工艺流程计算的依据为保证工艺流程计算结果的准确性和提供数据的可靠性,在流程计算时必须依据:
(1)已经科学合理的选择确定的工艺流程;
(2)已经整理合格的入厂(入选)原煤的筛分、浮沉及可选性试验资料;
(3)设计规范规定并符合实际的各种技术参数;
(4)根据选煤厂的生产能力和工作制度,可推算出的小时处理量:
Qo
Tt
(4-1)
Q
式中
Q—-
选煤厂小时处理量,t/h;
Qo
选煤厂年生产能力,t/h;
T
选煤厂年工作日数,d/a;
t
—选煤厂日工作小时数,h/d;
1非用户型选煤厂年工作日数可选330天,每日两班生产,工作按16小时计,即T=330.t=16;
2用户型选煤厂的年工作制度可以与所服务的用户厂一致。
4.1.3工艺流程计算的原则和应注意的事项:
(1)工艺流程计算时必须遵守数、质量平衡的原则。
所谓平衡是指进入某作业各种物料数、质量总和应等于该作业排出的各种物料数、质量总和。
(2)工艺流程计算时应注意以下事项:
1对于灰分、硫分等指标必须用加权平均的方法进行计算。
2水分指标采用水量平衡原理进行计算。
3百分数必须是同一基础量时才可以运算;计量单位必须相同才可以运算。
4计算固体物料数量平衡时,应采用干燥基进行。
5进行工艺流程计算时,必须按照作业顺序进行
4.1.4有关工艺流程计算的内容
选煤工艺流程数、质量平衡计算中包含三种平衡,一是煤的数、质量平衡;二是水量的平衡;三是使用重介选煤时介质量的平衡
三种量分别计算。
(1)煤的数、质量平衡指标
①煤的绝对数量符号为Q,单位为t/h.在数、质量计算时,不考虑水的问题,按绝对干燥重量计算。
2煤的相对数量用质量百分数表示,符号为丫•
3煤的质量用灰分百分数表示,符号为A.
4煤的硫分符号为St,d代表干基全硫,%
(2)水的平衡指标
水量用W表示,单位为m3/h或t/h,计算水量时,不考虑其中的悬浮物。
4.2准备作业的计算
4.2.1入厂物料数、质量的计算
Qo
Tt
6
1.210
33016
95.3%
216.59t/h
根据给定的厂型,年处理为120万吨,可计算出选煤厂的小时处理量,把120万吨/年带入公式(4-1)计算可得:
4.2.2预先筛分和破碎作业的计算
预先筛分的筛孔尺寸为50mm由于是不分级入选,即可知筛分效率n=100%且检查性手选和破碎环节前后的数量和和质量不变,破
碎前后数质量同预先筛分的筛上物数质量。
经过准备作业原煤的水分也是不发生改变的。
A.预先筛分作业的计算
预先筛分的筛孔为50mm筛分效率n=100%由三层原煤筛分试验结果综合表知:
其中入料Q=216.59t/h,丫=100%A=17.62%
(1)筛下物数、质量的计算
丫®=71.14%,A50=16.82%丫筛下=nY-50=100%<71.14%=71.14%,
Q筛下=丫筛下XQ=71.14%<216.59=154.08t/h,A筛下=A50=16.82%;
(2)筛上物数、质量的计算
Q筛上=Q-Q筛下=216.59-154.08=62.51t/h
Y筛上=100-y筛下=100-71.14=28.86%,
A筛上=19.58%;
B.检查性手选的计算
检查性手选只拣出木块、铁器和少量过大块矸石,因此经过检查性手选,认为在数量和质量指标方面不改变。
C.破碎作业的计算
本流程采用开路破碎作业(只有对入料的粒度上限有严格要求时才采用闭路破碎),经破碎后,认为只有粒度上的变化,而破碎前后数量、质量不变,因此破碎后数质量同筛上物数质量相同。
表4-1准备作业计算
选煤厂年生产能力1.20Mt/a
原煤
Q,t/h
Y,%
A,%
216.59
100.00
17.62
预先筛分
筛上
62.51
28.86
19.58
筛下
154.08
71.14
16.82
4.3重选作业的计算
85%的煤泥
主选作业三产品重介质旋流器的计算在前面的技术经济比较中已经算出结果。
从产品平衡表中可知,煤泥是原生煤泥、次生煤泥、和浮尘煤泥之和。
在没有实际资料的情况下,按照经验分配方法,将分配到精煤溢流中,将10%的煤泥分配到中煤中,5%的煤泥分配到矸石中,煤泥灰分不变。
结果如下:
丫煤泥=20.32%,A煤泥=15.48%
丫精煤=nY煤泥=85%X20.32%=17.27%
丫中煤二耳丫煤泥=10%<20.32%=2.03%,
丫矸石=耳丫煤泥=5%<20.32%=1.02%,由分配到各个产品中的煤泥加上设计平衡表中的产率,得到弧形筛的入料结果。
所以三产品重介质分选出料为:
丫4=8.63+1.02=9.65%,丫5=11.27+2.03=13.30%,丫6=59.78+17.27=77.05%。
Q4=Y4XQ3=9.65%X216.59=20.90t/h,C5=y5XQ3=13.30%X216.59=28.81t/h,C6=y6XQ=77.05%X216.59=166.88t/h。
A4=(8.63*71.81+1.02*15.48)/9.65=65.86%,
A5=(11.27*23.82+2.03*15.48)/13.30=22.55%,
A6=(59.78*9.46+11.27*15.48)/77.05=10.81%。
4.4产品的脱水分级计算
4.4.1精煤脱介筛的计算
分级筛的筛孔一般取13mm为了简化计算过程,筛分效率取100%因设计时缺乏精煤粒度组成的筛分资料,故B-d用原煤筛分资料代替,筛下产物的产率为:
B-d〜0.5=51.50%,丫-0.5=17.27%,丫入=77.05%-17.27%=59.78%Q入=Q*丫入=135.86t/h
Y下=丫入B-d~0.5n+Y-0.5=59.78%*51.50%*100%+17.27%=48.06%Qr=丫下XC0=109.23t/h。
A下=(丫入B-d~0.5nAd〜0.5+丫-0.5A-0.5)/丫下=(59.78%*51.50%*100%*9.72%+17.27%*15.48%/48.06%=11.78%。
(其中Ad〜0.5从入选原煤分粒级浮沉实验综合表中查出各粒级小于1.4或者小于1.5g/cm3的密度灰分,将其加权平均得到)
丫9=Y7-Y下=77.05%-48.06%=28.99%Q9=Q-Q下=62.79t/h。
A9=(77.05%*10.81%-48.06%*11.78%)/28.99%=9.20%。
4.4.2精煤末煤离心机的计算
离心机脱水效果以及离心液中所含固体量与所使用的离心机有关,离心液所含固体由-0.5mm及少量的+0.5mm粗煤泥组成,一般选用
占入料量的5%-10%,这里取7%。
离心液中的粗煤泥灰分,计算是可取A13-0.5+(2-2.5)%
所以:
丫12二丫10*7%=48.06%*7%=3.36%。
末精煤经过离心机脱水后,产品中只有入料50%的煤泥,那么:
离心液A12=(「'A0.51;0.5A0.5)/丫12=(0.77*18.55+2.59*15.48)/3.36=16.18%。
A11=(30.02*9.46+2.59*15.48)/32.61=9.84%。
Q1=丫11*Q3=70.63t/h,Q2=216.59*3.36%=7.28t/h。
4.4.3分级旋流器的计算
为了计算方便,假设精煤磁选机中的煤泥全部进入分级旋流器
丫19=17.27-2.59+0.77=15.45%A19=15.97Q19=216.59*15.45%=33.46t/h
40%。
分级旋流器的效果跟旋流器的参数和物料的性质与操作因素等有关,这里取分级旋流器的底流含量值为
所以:
丫20=丫19*40%=15.45*40%=6.18%,丫21=丫19-丫20=15.45-6.18=9.27%。
溢流中的物料全是-0.5mm煤泥,所以A21=14.34%,A20=(15.45*15.97-9.27*14.34)/6.18=18.42%。
Q1=丫17*Q3=9.27%*216.59=20.08t/h,Q0=Q9-Q1=33.46-20.08=13.38t/h。
4.4.4高频振动筛的计算
高频振动脱水筛,煤泥回收率为80%-90%,这里取90%。
入料中含有的粗煤泥含量为丫c=3.36-2.59=0.77%,所以,煤泥含量为:
丫m=6.18-0.77=5.41%
丫22=丫m*90%=5.41*90%=4.87%丫23=丫20-丫22=5.41-4.87+0.77=1.31%,
A22=14.34%,A23=(6.18*18.42-4.87*14.34)/(0.54+0.77)=33.59%。
Q22=y22*Q3=4.87%*216.59=10.55t/h,Q23=Q0-Q2=13.39-10.55=2.84t/h。
4.4.5中煤脱介筛的计算中煤脱介筛脱泥筛效率为60-70%,这里取70%:
丫27=70%*丫24煤泥=70%<2.03=1.42%,丫26=丫5-丫27=13.30-1.42=11.88%。
Q27=丫25XQ=1.42%x216.59=3.08t/h,Q26=Q5-Q27=25.73t/h。
A27=15.84%,A26=(13.3*22.55-1.42*15.84)/11.88=23.35%。
4.4.6矸石脱介筛的计算
矸石脱介筛脱泥筛效率为60-70%,这里取70%:
丫34=70%*丫30煤泥=70%<1.02=0.71%,丫33=丫31-丫34=9.65-0.71=8.94%。
Q4=Y34XQ3=0.71%X216.59=1.54t/h,Q3=Q-Q34=21.93-1.61=19.36t/h。
A34=15.84%,A33=(9.65*65.86-0.71*15.84)/8.94=69.83%。
447中矸磁选机的计算
磁选机精矿为精磁铁矿粉,所以为了方便计算,假设效率为100%磁铁矿粉中没有煤泥。
所以:
丫34=0.71%,丫29=丫27=1.42%,Q4=1.61t/h,C29=Q7=3.23t/h。
丫36=丫34+丫29=2.13%Q36=Q9+Q4=4.61%
4.5浮选作业的计算
4.5.1浮选矿浆准备器的计算
矿浆准备器的入料来自分级旋流器和高频筛筛下物料,所以:
Y38=丫22+y21=9.27+4.87=14.14%,A38=14.34%,Q8=y36XQ3=14.14%*227.27=32.14t/h。
4.5.2浮选作业的计算
浮选精煤可燃体回收率按以下公式计算:
Ec
c(100Ad』
100Ad,f
Ad,c—浮选精煤灰分,%;Ad,f—浮选人料灰分,%(计算结果取小数点后二位,修约至小数点后一位
可逹灶等级划分见T喪4-弟
表4-期可燃1
杏回收奉评定可浮性划分指标
可譚性等级
根易选
中等可迭
难选
根难送
>90-1
80.1*100
60.l^SO
40li^eo
<40
所以,Ec=70%*(100-7.80)/(100-14.34)=75.34%,所以,0.5-0mm煤泥为中等可选选煤泥,取80%从0.5~0mm可选性曲线
中查得浮选理论分选精煤产率为74.60%,理论分选精煤灰分为7.8%。
丫39=74.60%*80%Y38=0.746*0.8*14.14%=8.44%,A39=7.80%,Q39=y39XQ=8.44*227.27=19.18t/h。
丫40=丫38-丫39=14.14-8.44=5.70%,Q40=丫40XQ3=5.70%*227.27=12.95t/h,A40=(14.14*14.34-7.80*8.44)/5.70=24.02%。
4.5.3浮选产品处理的计算
这里为了方便计算,把浮选精煤压滤机和尾煤压滤机以及浓缩机的效率都假设为100%得到:
丫39=丫48=8.44%,Q39=Q48=18.28t/h,丫44=丫42=丫41=5.70+1.42+0.71=7.83%,Qw=Q2=Q1=16.96t/h。
A41=A42=A44=21.70
浓缩机入料Y41=Y40+丫36=2.13+5.70=7.83%Q41=丫41*Q3=16.96t/h
4.6产品最终平衡表
表37:
各流程产率数质量计算表
序号
流程名称
效率%
Q(t/h)
丫%
A%
0
原煤
216.59
100.00
17.62
1
预先分级筛下
100
154.08
71.14
16.82
2
预先分级筛上
62.51
28.86
19.58
3
二产品入料
216.59
100.00
17.62
4
矸石出料
20.90
9.65
65.86
5
中煤出料
28.81
13.30
22.55
6
精煤出料
166.88
77.05
10.81
9
块精煤出料
62.79
28.99
9.20
10
离心机入料
104.09
48.06
11.78
11
末精煤出料
70.63
32.61
9.84
12
精煤离心机滤液
5%-10%取7%
7.28
3.36
16.18
13
精煤脱介筛合介
0.00
0.00
0.00
14
精煤磁选机入料
33.46
15.45
15.97
15
精煤磁选机尾矿
100%
33.46
15.45
15.97
16
精煤磁选机精矿
0.00
0.00
0.00
17
分级旋流器溢流
20.08
9.27
14.34
18
分级旋流器底流
40%
13.39
6.18
18.42
19
高频筛筛下
10.55
4.87
14.34
20
高频筛筛上
2.84
1.31
33.59
21
最终精煤
133.42
61.60
9.48
24
中煤出料
25.73
11.88
23.55
25
中矸磁选机入料
脱介筛60%-70%
3.08
1.42
15.84
26
中煤脱介筛合介
取70%
0.00
0.00
0.00
31
矸石脱介筛合介
0.00
0.00
0.00
32
矸石磁选机入料
脱介筛60%-70%
1.54
0.71
15.84
33
矸石出料
取70%
19.36
8.94
69.83
34
中矸磁选机精矿
0.00
0.00
0.00
35
中矸磁选机尾矿
4.61
2.13
15.84
36
矿浆准备器入料
30.63
14.14
14.34
37
浮选机精煤出料
为计算方便80%
18.28
8.44
7.80
38
浮选机尾煤出料
12.35
5.70
24.02
39
浮选精煤
为计算方便100%
18.28
8.44
7.80
40
循环水
0.00
0.00
0.00
41
一段浓缩入料
16.96
7.83
21.70
42
浓缩底流
为计算方便100%
16.96
7.83
21.70
43
浓缩溢流
0.00
0.00
0.00
44
尾煤
16.96
7.83
21.70
45
压滤机滤液
为计算方便100%
0.00
0.00
0.00
47
总计
216.59
100.00
17.62
47
总计
216.59
100.00
17.62
得到产品最终平衡表如下:
最终产品平衡表
产品
数量
灰分
丫(%)
吨/时
吨/日
万吨/年
Ad(%)
精煤
块精煤
28.99
62.79
1004.63
33.15
9.20
末精煤
32.61
70.63
1130.08
37.29
9.84
浮选精煤
8.44
18.28
292.48
9.65
7.80
小计
70.04
151.70
2427.19
80.10
9.33
中煤
中煤
11.88
25.73
411.69
13.59
23.55
高频筛筛上
1.31
2.84
45.40
1.50
33.59
小计
13.19
28.57
457.09
15.08
24.55
煤泥
7.83
16.96
271.34
8.95
21.70
矸石
8.94
19.36
309.81
10.22
69.83
合计
100.00
216.59
3465.44
114.36
17.62
4.7水和介质流程的计算
4.7.1分选作业的计算
(1)计算给料中的煤泥水
煤泥的比重Sc=1.45t/m非磁性物煤泥含量丫c=100%
干煤泥量G=20.32%*215.91=43.87t/h,原煤含水指标M=4.7%,所以原煤含水量W0=QoMt=11.36m3/h100Mt
煤泥水体积V0=W0色=11.36+43.87/1.45=41.62m3/h,单位体积中煤泥含量gc=®V0=43.87/41.62=1.05t/m3
C
(2)计算外加浓介质性质
设浓介质比重为x=2.0,f=4.50,c=1.45,浓介质中磁性物和非磁性物含量为:
fx=95%cx=5%
x=4.5*1.45/(4.5*0.05+1.45*0.95)=4.07t/m3
gx=
x=(2-1)*4.07/(4.07-1)=1.34
t/m3
3
gfx=gx*0.95=1.34*0.95=1.27t/m
wx=x-gx=2-1.34=0.66t/m3
M=3.8*215.91=820.46m3/h
(3)工作悬浮液的计算
先确定循环介质量,三产品重介质旋流器的循环悬浮液用量取3.6m3/t,因此,循环介质总用量为:
4噩象
故工作悬浮液体积为:
VV0*=41.62+820.46=862.08m3/h
设计要求分选密度分=1.48,从该图中查得工作悬浮液密度=1.46t/m3,取工作悬浮液中磁性物和非磁性物的含量为f=60%c=40%
GgV=0.78*862.08=672.42t/h
GfgfV=0.468*862.08=403.45t/h
GcgcV=0.312*862.08=268.97t/h
Ww0V=0.68*862.08=586.21t/h
(4)工作悬浮液在产品中的分配
三产品重介质旋流器中的溢流悬浮液密度比工作悬浮液密度一般低0.07-0.17g/cm3,底流悬浮液密度一般比工作悬浮液密度高
0.4-0.7g/cm3。
设溢流悬浮液密度比工作悬浮液低0.10g/cm3,底流悬浮液密度比工作悬浮液密度高0.4g/cm3。
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6=1.46-0.1=1.36g/cm中矸=1.46+0.4=1.86g/cm
V中矸—V=0.1*862.08/(1.86-1.36)=172.42m/h
中矸6
V6VV中矸=862.08-172.42=689.66m3/h
设底流悬浮液中的磁性物含量比工作悬浮液高5%-15%取10%贝
f中矸=0.6+0.1=0.7,c中矸=1-0.7=0.3;
中矸=SC*f/(f
+SC*
f)=
4.51.45
4.50.31.450.7
=2.761/m3
_中矸1g中矸=—中矸i
中矸=(1.86-1)*2.76/(2.76-1)=1.35
t/m3;
w中矸=-g=1.86-1.35=0.51
t/m3
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gc中矸=1.35*0.3=0.41t/m,g冲矸g中矸gc中矸=1.35-0.41=0.94t/m,
G中矸g中矸V中矸=1.35*172.42=232.77t/h,同理:
G冲矸=0.94*172.42=162.08t/h
W中矸=w中矸V=0.51*172.42=87.93t/h
Gf6GfG冲矸=403.13-161.94=241.19t/h
W6WW中矸=585.74-87.86=497.88t/h
gc6Gc6/V6=198.12/689
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