Курсовая работа на тему Разработка технологической схемы обогащения углей
Скачать 180 Kb.
|
ГОСУДАРСТВЕННОЕ ПРОФЕССИОНАЛЬНОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ «БЕРЕЗОВСКИЙ ПОЛИТЕХНИЧЕСКИЙ ТЕХНИКУМ» Специальность Обогащение полезных ископаемых КУРСОВАЯ РАБОТА На тему: Разработка технологической схемы обогащения углей. Расчет качественно-количественной схемы по данным ситового и фракционного состава шахтопласта № 6 производительность обогатительной фабрики Q=3760 тыс. тонн в год. по МДК 01.02 Технологический процесс обогащения полезных ископаемых Обучающийся __________ ________ ____________ дата личная подпись расшифровка подписи Руководитель работы __________ ________ ____________ дата личная подпись расшифровка подписи Зам. директора по УР __________ ________ ____________ дата личная подпись расшифровка подписи Оценка _____________________ Березовский 2022 Введение Уголь-это полезное ископаемое, которое вот уже два столетия используется человеком в качестве топлива. В идеале, данный ресурс должен быть «максимально чистым». То есть-содержать как можно меньше минеральных примесей, уменьшающих его температуру горения (а значит - и энергоэффективность). На сегодняшний день в нашей стране используется следующие способы обогащения угля – отсадка, флотация, обогащение в тяжелых средах и другие. Процесс обогащения угля заключается в обработке добытого сырья, в результате которой производится отделения чистого угля от различных минеральных примесей и пустых пород. Весь цикл переработки сырья с целью обогащения угля происходит на обогатительных предприятий. Каждый год в мире потребляется все больше электроэнергии. По прогнозам, через 20 лет мировое потребления энергии вырастает на 35-40%, а уголь будет по-прежнему оставаться её главным источником [7]. Целью курсовой работы является: разработка технологической схемы обогащения углей по данным ситового и фракционного состава шахтопласта № 2 производительностью обогатительной фабрики Q=3460 тыс. тонн в год. Для реализации поставленной цели необходимо решить следующие задачи: изучить минеральный состав угля и его качественные показатели; подобрать технологические операции, используемые при обогащении; произвести расчет технологического процесса обогащения углей; произвести расчет качественно-количественный схемы обогащение углей; построить кривые обогатимости; составить баланс продуктов переработки. Теоретическая часть 1.1 Выбор схемы обогащения полезных ископаемых Согласно начальным условиям, принимаем комбинированную схему обогащения как наиболее подходящую. На данной обогатительной фабрике используется замкнутая водно-шламовая схема. Количество шламовой воды, направляемой в оборот, определяется из соотношения содержания твердого в шламовой, осветленной и оборотной воде [3]. 1.2 Описание минерального состава угля В состав угля входят влага и минеральные примеси. Влага в угле понижает теплоту горения. Наиболее вредная примесь в угле – сера в разных соединениях (пирит, кальций, сульфат железа). При сжигании угля с сернистыми соединениями образуется диоксид серы (сернистый газ), вредно действующий на здоровье человека, вызывает коррозию металлов, отравляет атмосферу. Минеральные примеси углей представлены в основном силикатами, алюмосиликатами, карбонатами, и другими неорганическими соединениями. Минеральные вещества попадают в угли в процессе углефикации, а также при их добыче из почвы и кровли пласта. Основная задача технологии обогащения углей - удаление минеральных примесей. Минералы первой группы распределены в виде вкраплений в органической массе углей и составляют наибольшую трудность при обогащении. Обогащение угля, засоренного попавшими в него при добыче минеральными примесями, осуществляется сравнительно легко [4]. 1.3 Описание требований к качеству концентрата Все добываемые угли используются в основном в двух направлениях: как энергетическое топливо и как технологическое сырье. Наиболее крупный потребитель каменных углей – металлургическая промышленность. Кокс, применяющийся в металлургии, должен удовлетворять определенным качественным нормам. Экспериментально установлено, что увеличение зольности кокса на 1% увеличивает его расход при доменной плавке на 2 – 2,3%; примерно на столько же уменьшается производительность доменной печи. Еще более вредной, чем зола, является содержащаяся в коксе сера. По вредности 1% серы в коксе соответствует приблизительно 8% золы. Увеличение сернистости кокса на 1% повышает расход руды при плавке на 2,8%, известняка на 37% и кокса на 17%; кроме того, производительность доменной печи уменьшается примерно на 16%. Влажность угля затрудняет процесс коксования, приводит к уменьшению производительности коксовых печей и дополнительному расходу тепла на испарение избыточной влаги. Угли для коксования должны иметь Аd = 7-9% и зимой Wt r = 7%; летом Wt r = 8%. Для энергетических целей используется обычно угли, которые не пригодны для коксования и химико–технологической переработки. К их качеству также предъявляются повышенные требования: Ad = 9-10% и Wt r = 9%. 1.4 Описание технологических операций обогащения полезного ископаемого, принятых в работе На данной обогатительной фабрике используются следующие операции: аккумуляция, дробление, мокрая классификация, обесшламливание, отсадка, обезвоживание и отмывка магнетита, магнитное обогащение, обезвоживание концентрата отсадки, обезвоживание промпродукта, флотация, фильтрация флотоконцентрата, сгущение отходов флотации, фильтрация отходов флотации, сушка [2]. 2 Практическая часть 2.1 Расчет технологического процесса обогащения Исходные данные для курсовой работы являются ситовые и фракционные составы шахтопластов, доли их участия в шихте (таблица 1 и 2) производительность и годовая производительность обогатительной фабрики. Производительность проектируемой фабрики 2900 тыс. тонн в год по рядовому углю. Часовая производительность Qчас , т/ч , рассчитывается по следующей формуле: Qчас = (Qгод · k) / (T · t · kи) (1) Qчас =(Qгод· 1,15)/(T·20) =(Qгод·1,15)/6000 =(3760000·1,15)/6000 = 720,6 т/ч., где Q- производительность фабрики, т/ч; k – коэффициент неравномерности нагрузки; T – время работы машин на фабрике; t – количество рабочих дней. Таблица 1 Количественный состав пласта
Таблица 2 Ситовый состав шихты
Расчет характеристики шихты по машинным классам Определяем ситовый состав пласта (графы 2 и 3 таб.2) по формуле: γi = γ · ηi, (2) где γ - выход класса,%; ηi - участие пласта в шихте (доли единицы). Выход класса > 100мм к шихте: γ>100 = 6,3 · 1= 6,3% , где 6,3 - выход класса > 100мм (графа 2 таб.1), 1 ( 100%)- доля участия пласта в шихте. Для класса 50-100мм γ50-100 = 15,2 · 1,0= 15,2%, и т.д. для других классов. Выход и зольность классов шихты определяют по формулам: n s = ш i ; (3) i=1 n Ads = (ш i Adi)/ s ; (4) i=1 где s число классов шихты; ш i и Adi выход к шихте и зольность i-го класса отдельного пласта; n число пластов. Проверка правильности заполнения графы 2 таб.2: 6,3+15,2+….+7,9=100·1,0. Определяем фракционный состав пласта.В графы 5,7,9,11,13,15 таб.2 записываем значения зольностей фракций по классам из этих же граф таб.1. Выход к шихте класса 50-100мм для фракций <1,3 г/см ³: γ-1,3 ― 100 х ― γс х= γ-1,3· γс /100, (5) где γ-1,3 - выход фракции < 1,3г/см³ (из графы 4 таб.1); γс - выход к шихте класса 50-100мм (из графы 2 таб.2); х – выход к шихте фракции <1,3г/см³. х= 6,0 · 15,2/100= 0,912% Для фракции 1,3-1,4 г/см³, по формуле 4: х =42,1 · 15,2/100= 6,399% и т.д. для других фракций. Проверяем правильность заполнения гр.4,6,8,10,12,14 таб.2 для класса 50-100мм: 0,912+6,399+…..+5,518= 15,2% Расчет заключается в определении выхода и зольности принятых машинных классов. Класс >100мм остается без изменения. Определяем выход машинного класса 13-100 мм γ13-100, %, по формуле: γ13-100 = γ50-100 + γ25-50 + γ13-25, (6) где γ50-100, γ25-50, γ13-25 - выходы отдельных классов (графа 2, табл. 2), %; γ13-100 =15,2+23,9+12,9=52 % Определяем зольность машинного класса 13-100 мм Аd 13-100, %, по формуле: Аd13-100 = (γ50-100 · Аd50-100 + γ25-50 · Аd25-50 + γ13-25 · Ad13-25) / γ13-100, (7) Аd50-100, Аd25-50, Аd13-2 -соответствующие им зольности (графа 3 табл. 2), %; Аd 13-100 = (15,2·33,2+ 23,9·23,2 + 12,9·22,1)/ 52 =25,850% Аналогично определяем выход машинного класса 0,5-13мм. Результаты помещаем в графы 2 и 3 табл. 3. Рассчитываем фракционный состав шихты по машинным классам: например, для фракции –1,3 г/см3 выход класса 13 –100 мм по формуле 5: γ-1,3 = γ50-100 + γ25-50 + γ13-25 %, где γ-1,3 – выход соответствующих классов фракции - 1,3 г/см, %; γ50-100 + γ25-50 + γ13-25 - выход класса 50-100, 25-50 и 13-25 (графа 4, табл. 2), %. γ-1,3 =0,912+2,725+2,309=5,946% Определяем зольность машинного класса 50-100 мм Аd 13-100, %, по формуле 6: А =(0,912· 4,3 + 2,725 · 4,8 +2,309 · 4,2)/ 5,946 = 4,490 % и т. д. для других фракций. Аналогично определяем фракционный состав машинного класса 0,5-13мм. Полученные результаты помещаем в графы 4-15 табл. 3. Таблица 3 Количественный состав шихты по машинным классам
Корректировка значений зольности фракций В результате выполнения анализов по ситовому и фракционному составу могут быть расхождения величины зольности. После расчета количественного состава шихты (ситовый и фракционный состав) необходимо сравнить, а при необходимости, и скорректировать значения зольности машинных классов по ситовому и фракционному составу. Значения зольностей могут отличаться друг от друга не более чем на: ±0,3 % при зольности рядового угля до 12 %; ±0,5 % при зольности рядового угля от 12 до 25 %; ±0,7 % при зольности рядового угля более 25 % . Для класса 13-100мм Аdф = (5,946·4,490+24,024·8,624+…+13,164·69,736)/52= 25,940% Аdф - Аdc =25,940-25,850= 0,09% При зольности рядового угля 27 % корректировка при таком расхождении не проводится. Для класса 0,5-13мм эта разность составляет 0 %, корректировку зольностей также не проводим. При превышении расхождений, необходимо скорректировать зольность класса по фракционному составу. При этом зольность класса по фракционному составу корректируется по зольности класса по ситовому составу. Для этого определяют коэффициент коррекции К по формуле: К = / , (8) где - зольность машинного класса по ситовому составу; - зольность машинного класса по фракционному составу. Зольность машинного класса находят по балансовой формуле: кл Ad Кл =∑ кл. фракции Aв ф (9) Затем зольность каждой фракции (табл. 2) умножают на коэффициент коррекции и получают скорректированный состав шихты по машинным классам. Результаты сводятся в аналогичную таблицу. Для дальнейших расчетов используют скорректированный состав. |