煤矿150万吨洗煤厂改造计算选煤厂工艺及设备概况.docx
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煤矿150万吨洗煤厂改造计算选煤厂工艺及设备概况
煤矿实现50~0毫米原煤全入洗
选煤厂工艺及设备概况
根据市场对喷吹煤需求,公司计划将煤矿原煤全部入洗生产喷吹煤。
下面结合煤矿井下生产情况及选煤厂现状对选煤设备进行初步概算,以供领导决策参考。
一、设备概况
选煤主要设备概况一览表
设备名称
型号
数量(台)
单价
总价
备注
脱泥筛
3673
1
旋流器
1200/850
1
主选
弧形筛
弧度角60°,曲率半径2米,长2米,宽3米。
1
精煤
弧形筛
弧度角60°,曲率半径2米,长2米,宽3米。
1
矸石
弧形筛
弧度角60°,曲率半径2米,长2米,宽1.2米。
1
中煤
脱介筛
3060
1
精煤
脱介筛
3060
1
矸石
脱介筛
1224
1
中煤
脱水机
WH1200
1
重介精煤
脱水机
WLH1000
2
煤泥
磁选机
1500*4000
1
精煤稀介
磁选机
1500*4000
1
中煤—矸石稀介
旋流器
Φ500*10
1
分级
弧形筛
1
脱水
浮选机
CJX14米3
3
每台五室
浓缩机
NXZ--22
1
浮选尾煤
压滤机
500米2
5
浮选精煤
压滤机
500米2
5
浮选尾煤
合计
34
二、计算过程
1、基础资料(以煤矿12煤为基准)
煤矿自然级(12煤)筛分试验报告
报告日期:
2008年6月
粒级
(毫米)
产率
(%)
Ad
(%)
筛上累计(%)
产率
Ad
50~25
19.70
70.92
19.70
70.92
25~13
13.06
66.67
32.76
69.23
13~6
10.95
54.03
43.71
65.42
6~3
12.53
46.46
56.24
61.19
3~0.5
19.48
29.26
75.72
52.98
0.5~0
24.28
23.70
100
45.87
合计
100
45.87
注:
+50毫米粒级占全级16.52%。
煤矿原煤(12煤)50~0.5毫米粒级浮沉试验报告(校正后)
报告日期:
2008年6月
密级
产率
(%)
Ad
(%)
浮物累计(%)
产率
Ad
-1.3
2.10
2.98
2.10
2.98
1.3~1.4
23.86
4.65
25.96
4.51
1.4~1.5
8.47
10.58
34.43
6.01
1.5~1.6
2.27
17.41
36.70
6.71
1.6~1.8
2.98
28.86
39.68
8.38
+1.8
60.32
84.50
100
54.30
小计
100
54.30
带煤泥
95.80
54.30
煤泥
4.20
22.83
合计
100
52.98
煤矿原煤(12煤)小筛分试验报告
报告日期:
2008年6月
网目
产率
(%)
Ad
(%)
浮物累计(%)
产率
Ad
+80
68.54
24.64
68.54
24.64
80~100
12.81
23.71
81.35
24.50
100~120
1.61
21.25
82.96
24.43
120~200
2.54
21.43
85.50
24.34
-200
14.50
19.91
100
23.70
合计
100
23.70
高频筛
其主要工艺流程:
原煤分级,+1毫米粒级进入三产品旋流器分选,生产精煤、中煤、矸石三种产品;-1毫米粒级经分级旋流器分级,+0.25毫米粒级进入TBS分选,生产TBS精煤和矸石,视总精煤灰分情况可分出部分或全部入料脱水后直接作为精煤;-0.25毫米粒级进入浮选机分选,生产浮选精煤和浮选尾煤。
选煤原则流程见上图。
(一)、数质量流程计算
1、选煤厂工作制度
由于不设原煤缓冲仓,选煤厂工作制度与井下同步,年工作330天,每天工作20小时。
原煤量按最高6000吨/天计算,小时处理量300吨/小时。
2、脱泥筛(筛缝0.5毫米)
由筛分资料得出:
入料中-0.5毫米粒级含量24.28%,脱泥效率取85%,筛下物产率:
24.28%×85%=20.64%
小时筛下物:
300×20.64%=61.92(吨)
筛上物小时量:
300-61.92=238.08(吨)。
3、重介分选专业计算
三产品旋流器入料中-0.5毫米煤泥占本级含量:
(24.28-20.64)÷(100-20.64)×100%=4.59%
入料中煤泥含量小于6%,符合设计要求。
三产品旋流器一段可能偏差0.025,分选密度1.65g/cm3;二段可能偏差0.035,分选密度1.90g/cm3。
三产品旋流器产品计算表及选后产品平衡表见表1—1、表1—2。
三产品旋流器产品计算表表1—1
密度
原煤
精煤
中煤
矸石
γ
(%)
Ad
(%)
ε1
(%)
γ1
(%)
Ad
(%)
γ入
(%)
ε1
(%)
γ2
(%)
Ad
(%)
γ3
(%)
Ad
(%)
-1.3
2.10
2.98
100
2.10
2.98
0
1.3~1.4
23.86
4.65
100
23.86
4.65
0
1.4~1.5
8.47
10.58
100
8.47
10.58
0
1.5~1.6
2.27
17.41
99.65
2.26
17.41
0.01
100
0.01
17.41
0
1.6~1.8
2.98
28.86
8.85
0.26
28.86
2.72
99.99
2.72
28.86
0
+1.8
60.32
84.50
0
0
84.50
60.32
2.68
1.62
84.50
58.70
84.50
合计
100
54.30
—
36.95
6.87
63.05
—
4.35
49.55
58.70
84.50
三产品旋流器选后产品实际平衡表表1—2
产品名称
产率(%)
Ad(%)
占本级
占全级
精煤
36.95
25.63
6.87
中煤
4.35
3.02
49.55
矸石
58.70
40.71
84.50
小计
100
69.36
54.30
带煤泥
87.40
69.36
54.30
入料煤泥
4.59
3.64
23.70
浮沉煤泥
4.01
3.18
22.83
次生煤泥
4.00
3.18
54.30
合计
100
79.36
51.64
三产品旋流器精煤产率:
25.63%+3.64%+3.18%+3.18%=35.63%
精煤量:
300×35.63%=106.89(吨/时)
精煤灰分:
(25.63×6.87+3.64×23.70+3.18×22.83+3.18×54.30)÷35.63=14.25%
中煤产率:
3.02%中煤量:
300×3.02%=9.06(吨/时)
矸石产率:
40.71%矸石量:
300×40.71%=122.13(吨/时)
4、重介精煤脱水机
脱水机入料占全级35.63%,小时入料量106.89吨。
-0.5毫米煤泥全部进入离心液,精煤产率:
25.63%,
产量:
300×25.63%=76.89(吨/时)
离心液中煤泥产率:
35.63%-25.63%=10%
煤泥量:
300×10%=30(吨/时)
煤泥灰分:
(3.64×23.70+3.18×22.83+3.18×54.30)÷10=33.15%
5、分级旋流器
分级旋流器入料占全级:
20.64%+10%=30.64%
灰分:
(20.64×23.70+10×33.15)÷30.64=26.78%
分级旋流器分级粒度0.25毫米,分级效率取80%,+0.25毫米粒级全部进入底流,根据煤泥小筛分资料,溢流产率:
57.60%×30.64%×80%=14.12%,灰分28.44%
溢流中煤泥量:
300×14.12%=42.36(吨/时)
底流产率:
30.64%-14.12%=16.52%,灰分25.36%。
底流中煤泥量:
300×16.52%=49.56(吨/时)。
6、煤泥弧形筛
暂不考虑TBS分选机,分级旋流器底流脱水后直接作为精煤回收。
煤泥弧形筛入料占全级16.52%,小时入料量49.56吨。
弧形筛脱泥效率60%,筛下煤泥产率:
(17.65%-14.12%)×60%=2.12%
煤泥量:
300×2.12%=6.36(吨/时)
筛上物产率:
16.52%-2.12%=14.40%
煤泥量:
49.56-6.36=43.20(吨/时)
7、煤泥离心脱水机
-0.25毫米煤泥全部进入离心液。
产品产率:
12.99%,产量:
300×12.99=38.97(吨/时),灰分24.53%。
8、浮选机分选作业
浮选机入料占全级17.65%,入料量:
300×17.65%=52.95(吨/时),灰分28.44%。
由于没有-0.25毫米煤泥小浮选试验资料,本计算参照现场生产实际数据,浮选精煤灰分9%,浮选尾煤灰分60%,浮选精煤产率:
(60-28.44)÷(60-9)×17.65%=10.92%
浮选精煤量:
300×10.92%=32.76(吨/时)
浮选尾煤产率:
17.65%-10.92%=6.73%
浮选尾煤量:
300×6.73%=20.19(吨/时)。
9、浓缩机
浓缩机入料占全级6.73%,底流产率等于入料。
10、浮选精煤压滤机
浮选精煤压滤机产品产率等于浮选精煤量。
11、浓缩底流压滤机
浓缩底流压滤机产品产率等于浓缩机入料量。
(二)、水量循环系统计算
1、脱泥筛
脱泥筛一吨原煤需水量1.5米3,总用水量:
300×1.5=450(米3/时)
取筛上物水分12%,筛上物带走的水分量:
238.08×12÷(100-12)=32.47(米3/时)
筛下水量450-32.47=417.53(米3/时)
2、脱介筛
脱介筛吨煤喷水量均取2米3。
精煤脱介筛喷水量:
106.89×2=213.78(米3/时)
精煤带进水量:
106.89×12÷(100-12)=14.58(米3/时)
取筛上物水分14%,筛上物带走的水量:
106.89×14÷(100-14)=17.40(米3/时)
筛下水量:
213.78+14.58-17.40=210.96(米3/时)
中煤脱介筛喷水量:
9.06×2=18.12(米3/时)
中煤水分取14%,其带走水分:
9.06×14÷(100-14)=1.47(米3/时)
筛下水量:
18.12+1.24-1.47=17.89(米3/时)
矸石脱介筛喷水量:
122.13×2=244.26(米3/时)
矸石水分取14%,其带走水分量:
122.13×14÷(100-14)=19.88(米3/时)
筛下水量:
244.26+16.65-19.88=241.03(米3/时)。
3、重介精煤离心脱水机
脱水后精煤水分取8%,产品带走的水量:
76.89×8÷(100-8)=6.69(米3/时)
离心液水量:
17.40-6.69=10.71(米3/时)。
4、分级旋流器
进入分级旋流器水量:
417.53+210.96+10.71=639.2(米3/时)。
旋流器底流液固比取1.5,底流中水量:
49.56×1.5=74.34(米3/时)
溢流中水量:
639.20-74.34=564.86(米3/时)
5、煤泥弧形筛
弧形筛脱水效率60%,筛下水量:
74.34×60%=44.60(米3/时),筛上水量:
74.34-44.60=29.74(米3/时)。
6、煤泥离心脱水机
其产品水分16%,产品带走水量:
38.97×16÷(100-16)=7.42(米3/时)
离心液水量:
29.74-7.42=22.32(米3/时)。
7、浮选机
进入浮选水量:
564.86+44.60+22.32=631.78(米3/时)。
煤泥比重1.25,浮选入料浓度:
52.95÷(631.78+52.95÷1.25)=78.54(克/升),符合-0.25毫米煤泥浮选入料浓度要求。
浮选精煤泡沫液固比取1.8,泡沫带走的水量:
32.76×1.8=58.97(米3/时),浮选尾矿水量:
631.78-58.97=572.81(米3/时)。
8、精煤压滤机
精煤压滤机产品水分24%,产品带走水分量:
32.76×24÷(100-24)=10.35(米3/时)
滤液水量:
58.97-10.35=48.62(米3/时)
9、浓缩机
进入浮选尾煤浓缩机水量:
572.81+17.89+241.03+48.62=880.35(米3/时)
底流液固比1.8,底流带走水量:
20.19×1.8=36.34(米3/时),溢流水量:
880.35-36.34=844.01(米3/时)。
10、尾煤压滤机
尾煤压滤机产品水分24%,其产品带走水量:
20.19×24÷(100-24)=6.38(米3/时)
滤液水量:
36.34-6.38=29.96(米3/时)。
(三)、选煤产品平衡表见表3—1、水量平衡表见表3—2.
选煤产品平衡表表3—1
产品名称
数量
质量
产率,%
吨/时
吨/天
万吨/年
灰分,%
水分,%
重介精煤
25.63
76.89
1538
50.75
6.87
8
0.25~0.5
(TBS)精煤
12.99
38.97
779
25.72
24.53
16
浮选精煤
10.92
32.76
655
21.62
9.00
24
精煤小计
49.54
148.62
2972
98.09
11.97
13.62
重介中煤
3.02
9.06
181
5.98
49.55
14
浮选尾煤
6.73
20.19
404
13.33
60
24
中煤小计
9.75
29.25
585
19.31
56.76
—
重介矸石
40.71
122.13
2443
80.61
84.50
14
产品合计
100
300
6000
198
45.87
—
水量平衡表表3—2
选煤过程中用水量
水量,m3/h
选煤过程中排出水量
水量,m3/h
循环水
脱泥筛用水
450.00
损失水
精煤带走水量
24.46
脱介筛用水
476.16
中煤带走水量
7.85
小计
926.16
矸石带走水量
19.88
清水
小计
52.19
澄清返回水
浓缩机溢流返回水量
844.01
尾煤压滤返回水量
29.96
小计
小计
873.97
全部用水量
926.16
排出总水量
926.16
从水量平衡表中可以看出,产品带走水量52.19米3/时,原煤全水分按6%计算,带入水量:
300×6÷(100-6)=19.15(米3/时),吨原煤清水耗量:
(52.19-19.15)÷300=0.11(米3)。
(四)、介质量计算
设计分选密度一段旋流器1.65,相应介质密度1.56。
当介质密度1.56时,一段旋流器溢流密度1.40,底流或二段介质密度1.79;二段旋流器分选密度1.90,其溢流密度1.56,底流密度2.13。
根据原煤筛分试验报告,计算出50~0.5毫米粒级原煤平均粒度4.65毫米。
根据表1—1用加权平均法计算出精煤、中煤、矸石平均密度分别为1.38、1.85和2.11。
磁铁矿真密度取4.80。
1、三产品旋流器介质量计算
三产品旋流器入料量238.08吨/时,带入水量32.47米3/时。
选用一台1200/850三产品旋流器,单机入料量体积1100米3/时。
入料煤真密度取1.45,入料煤体积:
238.08÷1.45=164.19(米3/时)
还需要介质量:
1100-164.19=935.01(米3/时)。
介质体积与煤量比:
935.01÷238.08=3.93(米3/吨)
介质密度1.56,磁铁矿密度4.80,介质中磁铁矿量:
935.01×(1.56-1)×4.80÷(4.8-1)=661.40(吨/时)
水量:
935.01-661.40÷4.80=797.22(米3/时)
入料中带入水量32.47米3/时,介质中实际加入水量:
797.22-32.47=764.75(米3/时)
一段旋流器底流量:
935.01×(1.56-1.40)÷(1.79-1.40)=383.59(米3/时)
溢流量:
935.01-383.59=551.42(米3/时)
进入二段旋流器介质量383.59(米3/时),介质密度1.79,溢流密度1.56,底流密度2.13,二段旋流器底流量:
383.59×(1.79-1.56)÷(2.13-1.56)=154.78(米3/时)
溢流量:
383.59-154.78=228.81(米3/时)
2、精煤脱介
(1)精煤脱介弧形筛
弧形筛脱介效率取80%,筛下介质量:
551.42×80%=441.14(米3/时)
筛上介质量:
551.42-441.14=110.28(米3/时)
(2)精煤脱介筛
合介段:
精煤平均粒度与原煤相同为4.65,吨精煤在脱介筛合格介质段附着的介质量:
950÷(4.65×1.40)=146(分米3/吨精煤)
合格介质段全部精煤附着的介质量:
76.89×0.146=11.23(米3/时)
其中磁铁矿量5.67吨/时,水量10.05米3/时,悬浮液中固体物含量0.505吨/米3。
合格介质段筛下介质量:
110.28-11.23=99.05(米3/时)
稀介段:
稀介段经喷水后,筛上吨精煤带走磁铁矿粉按400克计算,精煤带走磁铁矿量:
76.89×400=30.76(公斤/吨)
筛下介质量:
5.67-0.031=5.639(吨/时)
稀介段喷水量213.78米3/时,稀介中水量:
213.78+10.05-17.40=206.43(米3/时)
2、中煤脱介
(1)中煤脱介弧形筛
弧形筛脱介效率取75%,筛下介质量:
228.81×75%=171.61(米3/时)
筛上介质量:
228.81-171.61=57.20(米3/时)
(2)脱介筛中煤
合介段:
中煤平均粒度与原煤相同为4.65,吨中煤在脱介筛合格介质段附着的介质量:
950÷(4.65×1.56)=131(分米3/吨中煤)
合格介质段全部中煤附着的介质量:
9.06×0.131=1.19(米3/时)
其中磁铁矿量0.84吨/时,水量1.02米3/时,悬浮液中固体物含量0.707吨/米3。
合格介质段筛下介质量:
57.20-1.19=56.01(米3/时)
稀介段:
稀介段经喷水后,筛上吨中煤带走磁铁矿粉按400克计算,中煤带走磁铁矿量:
9.06×400=3.62(公斤/时)
筛下介质量:
0.84-0.004=0.836(吨/时)
稀介段喷水量18.12米3/时,稀介中水量:
18.12+1.02-1.47=17.67(米3/时)
3、矸石脱介
(1)矸石脱介弧形筛
弧形筛脱介效率取70%,筛下介质量:
154.78×70%=108.35(米3/时)
筛上介质量:
154.78-108.35=46.43(米3/时)
(2)矸石脱介筛
合介段:
矸石平均粒度与原煤相同为4.65,吨矸石在脱介筛合格介质段附着的介质量:
950÷(4.65×2.13)=96(分米3/吨矸石)
合格介质段全部矸石附着的介质量:
122.13×0.096=11.72(米3/时)
其中磁铁矿量16.73吨/时,水量8.23米3/时,悬浮液中固体物含量1.427吨/米3。
合格介质段筛下介质量:
46.43-11.72=34.71(米3/时)
稀介段:
稀介段经喷水后,筛上吨矸石带走磁铁矿粉按500克计算,矸石带走磁铁矿量:
122.13×500=61.07(公斤/时)
筛下介质量:
16.73-0.611=16.118(吨/时)
稀介段喷水量244.26米3/时,稀介中水量:
244.26+8.23-19.88=232.31(米3/时)
4、分流
分流按循环介质量10%计算,分流量:
935.01×10%=93.50(米3/时)
其中磁铁矿量47.24吨/时,水量83.66米3/时,悬浮液中固体物含量0.505吨/米3。
5、介质回收
(1)精煤稀介质磁选机
进入一段磁选机磁铁矿量:
5.639+47.24=52.879(吨/时)
水量:
206.43+83.66=290.09(米3/时)
磁选效率取99%,磁选机精矿:
52.879×99%=52.35(吨/时)
精矿密度取2.1,精矿矿浆中水量:
52.35×(4.8-1)÷4.8÷2.1=19.74(米3/时)
磁选尾矿中磁铁矿量:
52.879-52.35=529(公斤/时)
磁选尾矿中水量:
290.09-19.74=270.35(米3/时)
二段磁选机磁选效率98.5%,磁选精矿量:
529×98.5%=521.07(公斤/时)
精矿密度取2.1,精矿矿浆中水量:
0.521×(4.8-1)÷4.8÷2.1=0.20(米3/时)
磁选尾矿中磁铁矿量:
529-521.07=7.93(公斤/时)
磁选尾矿中水量:
270.35-0.20=270.15(米3/时)
(2)中煤—矸石稀介质磁选机
进入磁选机磁铁矿量:
0.836+16.118=16.954(吨/时)
水量:
17.67+232.31=249.98(米3/时)
磁选效率取99%,磁选机精矿:
16.954×99%=16.784(吨/时)
精矿密度取2.1,精矿矿浆中水量:
16.78×(4.8-1)÷4.8÷2.1=6.33(米3/时)
磁选尾矿中磁铁矿量:
16.954-16.784=170(公斤/时)
磁选尾矿中水量:
249.98-6.33=243.65(米3/时)
二段磁选机磁选效率98.5%,磁选精矿量:
170×98.5%=167.45(公斤/时)
精矿密度取2.1,精矿矿浆中水量:
0.16745×(4.8-1)÷4.8÷2.1=0.06(米3/时)
磁选尾矿中磁铁矿量:
170-167.45=2.55(公斤/时)
磁选尾矿中水量:
243.65-0.06=243.59(米3/时)
6、介质耗量
介质消耗量:
2.55+7.93+30.7