Author: Беловолов В.В. Бочков Ю.Н. Давыдов М.В.
Tags: обогащение минерального сырья отрасли горной промышленности по виду добываемых минералов, руд, нерудных ископаемых горное дело полезные ископаемые химическая технология
ISBN: 5-02-001668-3
Year: 1995
Text
ТЕХНИКА И ТЕХНОЛ ОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЕЙ
СПРАВОЧНОЕ РУКОВОДСТВО
РОССИЙСКАЯ АКАДЕМИЯ НАУК
ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР
МИНИСТЕРСТВО ТОПЛИВА И ЭНЕРГЕТИКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ
КОМПЛЕКСНЫЙ НАУЧНО-ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ И ПРОЕКТНО-КОНСТРУКТОРСКИЙ ИНСТИТУТ ОБОГАЩЕНИЯ ТВЕРДЫХ ГОРЮЧИХ ИСКОПАЕМЫХ (ИОТТ)
ТЕХНИКА И ТЕХНОЛОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЕЙ
СПРАВОЧНОЕ РУКОВОДСТВО
Под редакцией академика В.А. Чантурия, доктора технических наук, профессора А.Р. Молявко
Издание третье, переработанное и дополненное
6
МОСКВА "НАУКА" 1995
ББК 33.4
Т 38
УДК 622.7.017:622.33(03)
Финансирование издания осуществлено Комплексным научно-исследовательским и проектно-конструкторским институтом обогащения твердых горючих ископаемых (ИОТТ)
Авторы:
В.В. Беловолов, Ю.Н. Бочков, М.В. Давыдов, Л.А. Барский И.Х. Дебердеев, Г.В. Жовтюк, А.А. Золотко, В.А. Кинареевский, Б.А. Кононенко, А.А. Коткин, ГД. Краснов, Г.И. Михайлов, А.Е. Молчанов, В.А. Рожков, А.И. Сипотенко, П.Т. Скляр,
А.В. Скрябин, Е.Г. Тресков, П.А. Шишов
Рецензенты:
академик Санкт-Петербургской инженерной академии В.Н. Шохин, кандидат технических наук А.К. Байдал
Техника и технология обогащения углей / В.В. Беловолов, Т 38 Ю.Н. Бочков, М.В. Давыдов и др.; Под ред. В.А. Чантурия,
А.Р. Молявко. — М.: Наука, 1995. — 622 с.
ISBN 5-02-001668-3
Описаны физические, физико-химические и технологические свойства каменных углей и антрацитов, современное состояние технологии и техники их обогащения. Показаны направления модернизации при техническом перевооружении предприятий. Приведены методы оценки и выбора технологических схем обогатительных фабрик, эффективности процессов, а также контроля качества углей и продуктов их обогащения.
Для специалистов, занимающихся обогащением углей.
2504000000-342 ,, л
Т—. дё— 228-94, II полугодие ББК 33.4
Authors: V.V. Belovolov, Yu.N. Bochkov, M.V. Davydov, LA. Barsky, I.Kh. Deberdeyev, G.V. Zhovtyuk, A.A. Zolotko, V.A. Kinareyevsky, B.A. Kononenko, A.A. Kotkin, G.D. Krasnov, G.I. Mikhailov, A.Ye. Molchanov, V.A. Rozhkov, A.I. Sipotento, P.T. Sklyar, A.V. Skryabin, Ye.G. Treskov, P.A. Shishov
Process and Equipment for Coal Preparation / V.V. Belovolov, Yu.N. Bochkov, M.V. Davydov et al. Reference book. Edited by V.A. Chantu-riya, A.R. Molyavko.
The reference book outlines the state-of-the art process and anthracites preparation. Physical, chemical and technological parameters of hard coals and anthracites are described.
The trends of operating plant updating are outlined. Methods are proposed for the evaluation and choice of the most efficient technologies and plant process flow sheets, quality monitoring of feed coals and beneficiation products.
The book can be useful for specialists in coal preparation.
ISBN 5-02-001668-3 © В.В. Беловолов, Ю.Н. Бочков,
М.В. Давыдов и др., 1995
© Российская академия наук, 1995
ПРЕДИСЛОВИЕ
Несмотря на интенсивные поиски альтернативных источников энергии, продолжающиеся в последнее десятилетие, уголь является одним из основных источников получения тепловой и электрической энергии. Кроме того, уголь — это и технологическое сырье для энергетической, металлургической, химической и других важнейших отраслей народного хозяйства.
В условиях непрерывного роста технического уровня угольной промышленности, механизации основных и вспомогательных процессов при добыче углей и ухудшении качества добываемой горной массы обогащение является обязательной стадией в производстве топлива, удовлетворяющего по своему качеству требованиям потребителей.
Особое значение приобретает углеобогащение в связи с развитием рыночных отношений, когда получают непосредственное экономическое выражение не только потребительская ценность угольных концентратов, но и полнота извлечения полезных компонентов в товарные продукты при минимальных материальных издержках на их получение.
Возросшее засорение добываемых углей породными фракциями обусловливает необходимость увеличения объема обогащения путем строительства новых фабрик, повышения мощности и технического перевооружения действующих предприятий и применения прогрессивных процессов, высокопроизводительных и эффективных аппаратов, позволяющих сократить потери горючей массы в отходах производства.
В 1974 г. в издательстве "Недра" вышел в свет справочник по обогащению углей. В 1984 г. было выпущено второе издание, дополненное новыми данными в области технологии и техники, созданными за тот период.
После выхода в свет второго издания в России были введены в эксплуатацию крупные углеобогатительные фабрики, перерабатывающие коксующиеся угли при разрезе "Нерюнгринский" мощностью 9,0 млн т в год, ЦОФ "Кузбасская" мощностью 7,5 млн т в год и ЦОФ "Печорская" мощностью 6,0 млн т в год.
Прошли три международных конгресса по обогащению углей в 1986 г. (Канада, г. Эдмонтон), 1990 г.(Япония, г. Токио) и в 1994 г. (Польша, г. Краков), где обсуждались самые актуальные проблемы в этой области.
Благодаря использованию современных достижений при разработке новых и совершествованию существующих процессов и оборудования темпы роста углеобогащения возрастали, а качество готовых продуктов постоянно улучшалось. Этому также способствовало применение новых прогрессивных методов обогащения: тяжелые среды — 41,2, отсадка 33, 6, флотация — 12,0%; освоены технология и оборудование для обогащения разубоженных углей, отвальных горных пород, предварительной породовыборки, обогащения шламов. Разработаны проекты этих установок в стационарном и модульном исполнении.
Научно-исследовательскими и проектно-конструкторскими институтами с учетом опыта действующего производства разработаны и освоены новые прогрессивные схемы обогащения и режимы технологических процессов. Создано и внедрено в производство оборудование, применяемое для основных и вспомогательных процессов углеобогащения.
3
Достигнутый технический прогресс отечественного углеобогащения отвечает современному уровню мировой практики и тенденциям дальнейшего развития. Новое оборудование для углеобогатительных фабрик в ряде случаев не имеет аналогов в мировой практике или превышает их технологический уровень. К таким разработкам относят грохота инерционные типа ГИСЛ, конусные вращающие ГСК с самоочищающейся рабочей поверхностью, тяжелосредные сепараторы СТК, отсадочные машины МО, флотационные машины ФМ-16, тяжелосредные трехпродуктовые циклоны ГТ—750/630, сепараторы крутонаклонные типа КНС, камерный фильтр-пресс ФОВ-600-14-01, центробежные диспергаторы ЦДФ, сушильные установки со взвешенным слоем СВС, сгустители со взвешенным слоем СВГ, новое поколение приборов контроля качества углей и продуктов обогащения, комплексы для брикетирования углей типа АБВК и др. Все образцы углеобогатительного оборудования производятся на машиностроительных заводах России.
Достигнутые результаты и направления научно-технического развития углеобогащения представляют практический интерес и требуют системного изложения для возможно более широкого использования при совершенствовании и проектировании новых углеобогатительных предприятий. Это привело к необходимости нового издания справочника. При подготовке настоящего издания авторский коллектив использовал данные исследований, проектные и конструкторские разработки институтов ИОТТ, УкрНИИуглеобога-щение, СибНИИуглеобогащение, Гипромашуглеобогащение, Гипромашобога-щение, Гипрошахта, Сибгипрошахта, Южгипрошахта, Ростовгипрошахта. Использован опыт инженеров и работников производства, а также учтены замечания и пожелания специалистов, приславших свои отзывы на справочное издание.
В книге приведены сведения об углях, их свойствах, сырьевой базе и технологических схемах углеобогатительных фабрик. Рассмотрены вопросы подготовки углей, техники и технологии обогащения, обезвоживания, осветления шламовых вод, сушки, инструментального контроля и стандартизации качества углей.
Авторы справочника выражают благодарность редактору О.М. Ванюковой за большую помощь, оказанную в подготовке к изданию данного пособия.
Глава 1
УГЛИ И ИХ СВОЙСТВА
1.1. Состав углей, их основные физические и химические свойства
Состав углей. Уголь — горючая осадочная порода, образованная из видоизмененных остатков растений, уплотненных вышележащими слоями. Ископаемые угли представляют собой сложные высокомолекулярные соединения, образовавшиеся в результате процессов полимеризации и конденсации продуктов превращения растительных остатков.
Угли отличаются большим разнообразием, обусловленным составом и свойствами исходного растительного материала, условиями и степенью изменений, которым материал подвергался в период геологической истории, а также присутствием и характером включений различных примесей.
Угли характеризуются мацеральным и микролитотипным составами и степенью метаморфизма. Твердые горючие ископаемые существенно отличаются по основным свойствам в зависимости от степени метаморфизма. ( Между торфами, бурыми, каменными углями и антрацитами существует генетическая связь, т.е. эти виды твердых горючих ископаемых являются последовательными стадиями процесса преобразования растительного материала. Каждая стадия этого процесса характеризуется увеличением накопления углерода и снижением выхода летучих веществ в органической массе, или, как принято это называть, определенной степенью углефикации. Однако бурые угли не обязательно являются промежуточной стадией процесса углеобразования. В зависимости от условий генезиса они могут быть и конечным продуктом.
Добываемые в шахтах и разрезах угли представляют собой многокомпонентную смесь органической и неорганической частей угольных пластов и различных примесей, попадающих в эту смесь из прослойков угольного пласта и вмещающих его пород в процессе добычи и транспортировки.
Совокупность природных, горно-геологических условий и применяемой техники и технологии добычи определяет характеристику добытого угля как объекта использования и возможности получения из него продуктов различной ценности методами и технологическими приемами подготовки к использованию.
Многообразие свойств и качественных отличий углей определяет необходимость учета и диагностики его свойств для выбора рациональных способов его подготовки и использования. В качестве основных методов оценки свойств углей применяют петрографический анализ, физические, химические и физико-химические методы исследования.
Петрографический состав отдельного угля представляет собой информацию о степени метаморфизма, мацеральном и микролитотипном составах и распределении минералов в исследуемом угле. Органическое вещество каменных углей, наблюдаемое под микроскопом в отраженном свете с масляной иммерсией, состоит из мацералов, различающихся между собой по цвету, показателю отражения, микрорельефу, морфологии, структуре и степени ее сохранности, а также по размерам, анизотропии и твердости. При количественном петрографическом анализе мацералы углей объединяют в группы с близкими химико-технологическими свойствами.
5
Таблица 1.1
Группы мацералов
Группа мацералов Мацералы
наименование обозначение наименование обозначение
витринит Vt Телинит Vtt
Коллинит Vtk
Витродетринит Vtvd
семивитринит Sv Семителинит Svt
Семиколлинит Svk
инертинит I Семифюзинит Isf
Фюзинит If
Макринит Ima
Микринит Imi
Склеротинит Ick
Инертодетринит lid
липтинит L Споринит Lsp
(экзинит) Кутинит Lkt
Резинит Lr
Суберинит Ls
Альгинит Lal
Липтодетринит Lid
Мацералы — микроскопически различимые органические составляющие угля, аналогичные минералам неорганических пород, но отличающиеся от них тем, что не имеют характерной кристаллической формы и постоянного химического состава.
Микролитотип — встречающийся в природе мацерал или группа мацералов в прослойках угля с минимальной шириной 50 мкм. В зависимости от того, сколько групп мацералов они содержат — одну, две или три, их относят соответственно к категории моно-, би- или тримацеральных.
Различают следующие группы мацералов — витринит, липтинит (экзинит) и инертинит, а также семивитринит, который выделяют в отдельную группу при содержании его в угле более 3% (табл. 1.1).
Отдельные группы и входящие в них мацералы кратко характеризуются отличительными признаками.
Группа витринита — одна из главнейших составляющих органической массы углей. Мацералы этой группы имеют ровную поверхность и серый цвет различных оттенков, закономерно изменяющийся в зависимости от увеличения стадии метаморфизма в сторону светлых тонов. Рельеф менее выражен, чем у других групп. По цвету и рельефу эту группу принимают за эталон, с которым сравнивают другие мацералы. Мацералы этой группы обычно наименее зольные и обладают повышенной хрупкостью (микротвердость 200—350 МПа). Группа витринита включает три мацерала (телинит, коллинит и витродетринит) и входит в состав каменных углей и антрацитов всего метаморфического ряда.
Телинит — растительные фрагменты витринизированных тканей, в различной степени сохранивших клеточное строение.
Коллинит — бесструктурная витринизированная основная масса, связывающая все другие мацералы и минеральные вещества.
Витродетринит — небольшие обломки с размером частиц менее 10 мкм. Витродетринит формируется в угольных пластах в результате дробления фрагментов телинита или коллинита под воздействием различных геологических факторов.
6
Группа семивитринита по физическим и химико-технологическим свойствам занимает промежуточное положение между группой витринита и инертинита, но ближе к витриниту. Мацералы этой группы не имеют рельефа, они серого или беловато-серого цвета, но всегда светлее, чем мацералы группы витринита. Группа включает два мацерала — семиколлинит и семителинит — и входит в состав каменных углей низкой и средней стадии метаморфизма.
Семиколлинит — бесструктурный мацерал. Встречается участками различной формы и величины.
Семителинит характеризуется наличием клеточной структуры различной степени сохранности. При плохо сохранившейся клеточной структуре трудно отличим от семиколлинита.
Группа инертинита характеризуется высоким показателем отражения и резко выраженным микрорельефом. Цвет изменяется от белого до желтого. Мацералы этой группы не спекаются на всех стадиях метаморфизма. Группа включает шесть мацералов — семифюзинит, фюзинит, макринит, микринит, склеротинит, инертодетринит.
Семифюзинит по показателю отражения, цвету и рельефу занимает промежуточное положение между семителинитом и фюзинитом. Характеризуется наличием клеточной структуры различной степени сохранности. Цвет изменяется от серо-белого до белого.
Фюзинит характеризуется наличием клеточной структуры различной степени сохранности. Цвет изменяется от желтовато-белого до желтого. Микрорельеф хорошо выражен. Встречается в виде обломков, фрагментов, линз или вытянутых участков различной формы и размеров.
Макринит — бесструктурный мацерал. Цвет изменяется от светлосерого до белого и желто-белого. Микрорельеф также различен. Он выше, чем у семиколлинита и коллинита, но менее выражен, чем у склеротинита. Встречается в виде участков различной формы и размеров.
Микринит — характеризуется округлой формой зерен, размер которых не превышает 3 мкм. Цвет изменяется от бледно-серого до белого. Зерна микринита не имеют микрорельефа и встречаются в тонкодисперсном виде в коллините.
Склеротинит имеет форму округлых, округло-угловатых или овальных тел с резко очерченными краями или рельефных и пористых, губчатых тканей. Микрорельеф, как правило, резко выражен. Цвет изменяется от желтовато-белого до желтого. Поверхность различная — иногда гладкая, но чаще покрытая углублениями или полыми отверстиями.
Инертодетринит — обломки или остатки мацералов семифюзинита, макринита, фюзинита, склеротинита, которые вследствие малых размеров не могут быть отнесены к определенным мацералам группы инертинита. Частицы инертодетринита в основном имеют угловатую, остроугольную форму, но встречаются и окатанные частицы. Размер частиц менее 20 мкм.
Группа липтинита (экзинита). Мацералы этой группы различаются между собой по морфологическим признакам, обусловленным их происхождением. Форма и размер их также определяются исходным растительным материалом. Цвет липтинита изменяется от темно-коричневого и черного до серого в зависимости от степени углефикации. Группа включает шесть мацералов — споринит, кутинит, резинит, суберинит, альгинит и липтодетринит. Мацералы этой группы наиболее эффективно определяются с помощью флюоресцентной микроскопии. При этом каждый мацерал флюоресцирует характерным
7
цветом: ярко-зеленым, зеленым, зелено-синим, желтым, оранжевым, оранжево-коричневым и красным.
Споринит — оболочки экзин макро- и микроспор, состоящие из воскоподобного вещества. Споринит имеет вид более или менее сплющенных колец, размер которых для макроспор колеблется от 0,1 до 3 мм, а для микроспор — от 0,01 до 0,08 мм. Споринит флюоресцирует от желтого до оранжевого цвета.
Кутинит — остатки кутикулы, представляющие кутинизированный слой эпидермиса листьев и молодых побегов. В углях встречается в виде полос различной ширины, одна сторона которых сравнительно ровная, а другая зубчатая. Иногда кутинит имеет вид волнистых полос без видимых зубчиков. Флюоресцирует зелено-голубым, желтым, оранжевым, светло-коричневым цветом.
Резинит — разнообразные смоляные включения в виде отдельных телец, отличающихся как по форме, так и по размеру. Они встречаются в виде округлых зерен, овальных тел неправильных очертаний, вытянутых палочек. Иногда резинит заполняет полости клеток в телините. Размеры резинита колеблются от десятков микрометров до нескольких миллиметров. Резинит в углях низкой степени углефикации флюоресцирует от сине-зеленого до бледно-оранжевого цвета. С увеличением степени углефикации происходит изменение цвета от зеленого до желтого и оранжевого.
Суберинит — кбровые (пробковые) ткани, клетки которых содержат суберин. Наиболее часто встречается в виде каемок различной толщины, оконтуривающих кбровую ткань. В отраженном свете имеет серый цвет различной интенсивности, флюоресцирует красноватым цветом.
Альгинит — колонии водорослей определенной формы и размеров или бесструктурная сапропелевая основная масса, цементирующая в углях форменные элементы и минеральные вещества. Альгинит имеет темный, почти черный цвет и трудно отличим от других минералов группы липтинита. В ультрафиолетовом свете флюоресцирует желтым и зеленым цветом.
Липтодетринит — крайне мелкие обломки мацералов группы липтинита, которые из-за детритового состава не могут быть отнесены к определенному мацералу этой группы. Размер частиц липтодетринита 2—3 мкм.
В процессе петрографического анализа наряду с мацералами могут быть определены минеральные включения.
В отраженном свете без иммерсии они резко отличаются от мацералов и могут быть определены (подсчитаны) отдельно от них.
Минеральные включения в углях и антрацитах представлены глинистыми минералами, сульфидами железа, карбонатами, оксидами кремния и прочими минералами. Под термином минеральное вещество принято считать неорганическое вещество, присутствующее в углях при их добыче и образовавшееся при генезисе последующей геологической истории.
Глинистые минералы характеризуются темно-серым цветом с коричневым оттенком, имеют тонкозернистое или чешуйчатое строение. Они на 50% и более сложены из частиц размером от 2 до 100 мкм. Глинистые минералы не имеют рельефа. В углях встречаются в виде линз, прослоек или в виде тонко рассеянных частиц среди коллинита, иногда заполняют клеточные полости в компонентах ботанической структуры, часто замещают отдельные участки органического вещества.
Сульфиды железа в углях обычно представлены пиритом, марказитом, мельниковитом и характеризуются высоким микрорельефом и ярко-
8
Таблица 1.2
Типы и состав карбоминеритов
Тип Содержание минералов, %
Карбаргилит 20—60 глинистых минералов
Карбопирит 5—20 сульфидов
Карбанкерит 20—60 карбонатов
Карбосилицит 20—60 кварца
Карбополиминерит 20—60 различных минералов
желтым цветом. Встречаются в виде отдельных зерен, розеток, часто заполняют клеточные полости растительных тканей. Иногда образуют скопления в виде участков различной формы и размеров.
Карбонаты в углях обычно представлены кальцитом, сидеритом, доломитом, анкеритом и другими минералами. Цвет этих минералов серый, немного темнее, чем витринита. В углях карбонаты встречаются в трещинах или образуют отдельные прослойки, иногда заполняют клеточные полости структурных тканей.
Оксиды кремния представлены в углях кварцем, халцедоном, опалом и другими минералами. Цвет темно-серый, микрорельеф высокий.
Для обозначения сростков минералов и микролитотипов принят термин карбоминерит (табл. 1.2).
Основные характеристики мацералов угля — их показатель отражения и структура.
Показатель отражения Ro (%) — часть перпендикулярно падающего света, отраженная от полированной поверхности. Наименьший показатель отражения имеют мацералы группы липтинина, наибольший — группы инертинита. Поскольку мацералы группы витринита однородны и обычно количественно преобладают, их показатель отражения принят в качестве оценочного показателя для определения степени метаморфизма исследумого угля.
Различия свойств мацералов связаны не только с исходным материалом растительных остатков, но и с условиями химического преобразования органического вещества на торфяной стадии, определяющими степень восстановлен-ности углей.
Различают угли маловосстановленные (тип а), средневосстановленные (тип б) и сильновосстановленные (тип ев). Изометаморфные витриниты углей различных групп восстановленности отличаются друг от друга спекаемостью, выходом летучих веществ, показателем отражения и другими физическими и химическими свойствами.
Информация, получаемая методами петрографического анализа, позволяет использовать сведения о генетических признаках, формах включения различных составляющих уголь компонентов, в том числе и минеральных, при определении оптимальных пределов их дробления и обогащения, способов технологической переработки, а также дифференцировать по степени метаморфизма. Вместе с тем для полной оценки угля как объекта обработки использования этой информации недостаточно, она должна быть дополнена физическими, физико-химическими и химическими исследованиями.
Физические свойства. Свойства углей как объекта обогащения и использования в значительной мере связаны с его физическими свойствами. Физические свойства углей и минеральных примесей, их контрастность существенно влияют на формирование основных параметров, характеризующих грану-
9
лометрический и фракционный составы и их изменение в процессах добычи, транспортировки и обогащения.
С механической прочностью, хрупкостью, дробимостью угля и сопутствующих пород связаны гранулометрический состав, шламообразование и абразивное воздействие на рабочие поверхности. Плотность угольного вещества и минеральных примесей, зависящая от петрографического и литологического составов и стадии метаморфизма, насыщение минеральными включениями, их дисперсность и характер срощенности с угольным веществом определяют выход и качество легких фракций и характер их распределения. Эти параметры являются определяющими при выборе схем и методов обогащения и направлений рационального использования продуктов обогащения.
Электрические и диэлектрические свойства, реагирование на проникающие излучения определяют возможность применения электрофизических способов контроля и обогащения.
Плотность органической массы, сопутствующих пород, рядовых углей, продуктов их обогащения и рассортировки в зависимости от рассматриваемого состояния объекта может быть оценена различными показателями.
Кажущаяся плотность представляет собой отношение массы натурального (с учетом пор и трещин) тела к его объему. Кажущаяся плотность всегда меньше действительной и для каменных углей составляет 1100—1350 кг/м3, антрацита — 1550—1800 кг/м3.
Рядовые угли и продукты их обогащения состоят из мацералов и минеральных включений в различных соотношениях как в насыпной массе, так и в отдельных кусках и зернах. В связи с различной плотностью органического и минерального компонентов, входящих в уголь, плотность исследуемого угля характеризует содержание в нем органической массы и минеральных включений.
Содержание минеральных включений в угле и продуктах его обогащения и рассортировки принято оценивать косвенным показателем — зольностью. Зола, образующаяся при сжигании углей, состоит в основном из оксидов золообразующих элементов (кремния, алюминия, железа, кальция и др.), содержащихся в минералах примесей (кальцит, пирит, марказит, сидерит, анкерит, кварц, халцедон и др.) и ряда других элементов, химически связанных с органической массой углей (гумматы металлов).
Действит ельная плотность представляет собой количественное выражение массы единицы объема углей без пор и трещин. Действительная плотность, пересчитанная на сухое беззольное вещество, называется плотностью органической массы углей.
d , ,
р0 = (100 р- - 2700 Ad) / (100 - Ad),
, d где р0 — действительная плотность органической массы углей, кг/м-3, р^ — определенная в пикнометре действительная плотность сухих углей, кг/м3; 2700 — условно принятая средняя действительная плотность минеральных примесей в углях, кг/м3; Ad — зольность угольной пробы на сухую массу, %.
Действительную плотность сухих углей при фактической зольности приближенно можно определить по формуле
р- = 100 [(100 - 1,1 Ad) / р0 + 1,1 Ad / 2700]-1.
Плотность органической массы углей и других компонентов зависит от стадии метаморфизма, петрографического и минерального составов.
10
Действительная плотность основных компонентов рядовых углей, кг/м3.
Органическая масса углей: марок:
д 1150—1200
дг 1160—1220
г, гжо 1220—1260
гж 1250—1270
ж 1250—1270
кж 1250—1270
к 1260—1280
ОС 1270—1290
т,тс 1300—1330
А 1590—1670
Минеральные примеси:
глинистые минералы 2700
кварц 2650
сульфиды железа 5000
карбонат кальция 2800
доломит CaMg(CO3)2 2900
анкерит Ca(MgFe)(CO3)2 3000
сидерит РеСОз 3900
Насыпная плотность углей — отношение их массы к объему, характеризующему состояние насыпки в вагоне, бункере, штабеле или других емкостях.
Насыпная плотность изменяется в зависимости от плотности, гранулометрического состава и влажности углей, а также от способов заполнения емкостей и приемов уплотнения. При свободной засыпке, при формировании штабеля без уплотнения насыпная плотность зависит главным образом от угла естественного откоса, который обусловлен коэффициентом трения между зернами.
Угол естественного откоса для рядовых углей и антрацитов (среднего гранулометрического состава и влажности) составляет (в градусах):
Антрацит 27—30
Угли средней стадии метаморфизма 35—40
Мелкие угли 45—50
Шлам 70—75
Пористость. В процессе метаморфизма угольное вещество претерпевает изменения под воздействием внешних сил и структурных изменений органической массы. В результате этих процессов происходит образование и изменение пористой структуры угольного вещества, размера и общего объема пор.
На ранних стадиях углеобразования в органической массе содержится много полярных групп и угольное вещество имеет разветвленную систему крупных пор, с чем связана их высокая способность к адсорбированию влаги. С ростом метаморфизма содержание полярных групп уменьшается, при этом уменьшается число крупных пор, образуется новая система микропор, которые играют основную роль при взаимодействии углей с газами и жидкостями.
Поры в углях можно разделить на макропоры со средним диаметром 5-10-7 м (500 А) и микропоры с диаметром (5-И5)-10-9 м (5—15 А). Площадь внутренней поверхности макропор составляет примерно 1 м2/г, а микропор 200 м2/г.
11
Рис. 1.1. Зависимость дробимосги Д донецких углей от выхода летучих веществ
Механическая прочность углей и засоряющих пород оценивается дробимос-тью, твердостью, хрупкостью, временным сопротивлением сжатию и термической устойчивостью, отражающей сопротивление внешним усилиям при высоких температурах.
Дробимость (измель-чаемость) углей показывает их способность сопротивляться разрушению под воздействием внешних усилий, передаваемых углю непосредственно дробящими устройствами (молотками, зубьями, шарами, плоскими поверхностями и т.п.). Количественно дробимость (измельчаемость) выражается удельной работой, затрачиваемой на образование новой поверхности, или отношением размеров кусков углей до и после дробления. В мировой практике этот показатель принято определять методом Хардгрова.
Дробимость углей существенно изменяется для различной стадии метаморфизма (рис. 1.1). Она увеличивается по мере перехода от высокой и низкой стадий метаморфизма к средней, достигая максимума в области, характеризующейся выходом летучих веществ 12—28%.
Хрупкость углей — свойство разрушаться при механическом воздействии на них без применения специальных устройств для дробления и наложения внешних усилий. Наиболее полно это свойство проявляется во время транспортировки при соударении кусков, перепадах и перемещении по желобам. Для определения хрупкости уголь испытывают в барабане без дробящих элементов по методике ГОСТ 15490. Хрупкость в большой мере зависит от петрографического состава. Четко выраженной зависимости хрупкости от стадии метаморфизма не наблюдается.
Разрушение кусков углей в значительной мере определяется не только хрупкостью угольного вещества, но и наличием трещин. В качестве метода обобщенной характеристики сопротивления углей дроблению может служить ситовый анализ.
Твердость углей оценивается способностью противодействовать проникновению в них другого, более твердого тела. Твердость угля обычно определяют с помощью устройств Роквелла, Бринелля или Викерса (алмазная пирамидка), которыми измеряют сопротивление угля раздавливанию при статических нагрузках. Твердость также может быть определена методом Шора (склероскопический анализ), при котором потеря кинетической энергии падающего металлического предмета, поглощенной при столкновении с испытуемым образцом, определяется по высоте отскока.
Твердость каменных углей по шкале Мооса составляет 2—5. Она изменяется с изменением стадии их метаморфизма: достигает максимума при содержании углерода 84%, затем падает до минимума при содержании углерода 90% и с дальнейшим ростом содержания углерода снова увеличивается. При выходе летучих веществ на горючую массу выше 5% твердость начинает быстро уменьшаться и достигает минимальной величины при выходе летучих веществ
12
Таблица 1.3
Модуль Юнга для некоторых углей, ГН/м^
Уголь Направление напряжения Временное сопротивление при статическом методе Динамический метод
сжатию ! изгибу
Средней стадии метаморфизма Параллельно напластованию 4,13/3,35 3,36 4,03
Перпендикулярно напластованию 3,77/2,70 — 3,27
Антрацит Параллельно напластованию 4,43/4,04 4,69 5,42
Перпендикулярно напластованию 4,61/3,77 — 4,59
Примечание. Временное сопротивление сжатию приведено: в числителе для кубика с ребром 12,5 мм, в знаменателе — 37 мм.
в пределах 15%, а затем она устойчиво растет с увеличением выхода летучих веществ до 40—44%.
Если определить склерометрическим методом твердость для различных составляющих рядовых углей и принять за единицу твердость углей средней стадии метаморфизма, то для антрацита она составит 1,7—1,75, для кальцита — 1,92, для пирита — 5,71.
Упругие свойства углей характеризуются временным модулем упругости (модуль Юнга), который можно определить статическим методом (сопротивлением сжатию или изгибу), а также динамическим — наложением механических вибраций (табл. 1.3).
Коэффициент трения характеризует взаимодействие углей с рабочими поверхностями при транспортировке и обработке. Это одна из важных характеристик при выборе угла наклона и футеровочного материала для желобов и транспортных трактов, по которым транспортируют рядовые угли и продукты их обогащения.
Для определения крепости (прочности) углей и засоряющих пород применяют метод толчения, разработанный М.М. Протодьяконовым. Толчение проводят пятикратным сбрасыванием гири стандартной массы с установленной высоты на куски предварительно доведенного до размера 10—30 мм угля или породы, испытания проводят по пяти порциям угля. По выходу после толчения класса -0,5 мм определяют коэффициент крепости. При большом выходе класса -0,5 мм, характерном для мягких углей, число порций, подвергаемых испытанию, уменьшают до трех (1.3).
Коэффициент крепости для испытаний по пяти порциям определяют по формуле
/пок= 103/1,
для испытаний по трем порциям — по формуле
/пок = 62//.
Здесь I — высота столбика пыли в стандартном объемомере, мм; 103 и 62 — эмпирические коэффициенты. За окончательный результат принимают среднее арифметическое значение коэффициента крепости /ф по пяти (трем) порциям.
13
Таблица 1.4
Результаты испытаний на абразивность углей и их фракций различной плотности (США)
Шахта Плотность фракции, кг/м3 Выход, % Зольность, % Потеря массы, мг Суммарные
выход, % зольность, % потери массы, мг
”Кош-Крик” Рядовой уголь 100 9,6 12 100 9,6 12
< 1600 92,9 5,6 6 92,9 5,6 6
> 1600 7,1 62,1 351 100 9,6 30
’’Уилксон-Унигейт” Рядовой уголь 100 28,9 42 100 28,9 42
< 1300 11,5 4,9 4 11,5 4,9 4
1300—1400 37,4 10,9 5 48,9 9,5 6
1400—1500 12,6 19,1 30 61,5 11,5 10
1500—1666 5,3 25,9 54 66,8 12,6 13
> 1600 33,2 61,6 28,9 • 100 28,9 105
’Тоно” Рядовой уголь 100 12,7 45 100 12,7 45
< 1300 41 5,9 17 41 5,9 17
1300—1400 45,9 11,6 38 86,9 8,9 28
1400—1500 8,7 27,8 54 95,6 10,6 39
> 1500 4,4 56,6 175 100 12,7 45
’’Монтур” № 10 Рядовой уголь 100 22,9 172 100 22,9 172
< 1600 79,3 9,1 43 79,3 9,1 43
> 1600 20,7 75,9 618 100 22,9 216,7
’’Касл Гейт” Рядовой уголь 100 9,4 212 100 9,4 212
< 1600 95,2 6,7 147 95,2 6,7 147
> 1600 4,8 63,7 1517 100 9,4 212,7
’’Ленгли” № 9 Рядовой уголь 100 13,8 234 100 13,8 234
< 1600 90,7 9,3 45 90,7 9,3 45
> 1600 9,3 58,3 1515 100 13,8 181,7
’’Энтресайт” Рядовой уголь 100 19,8 686 100 19,8 686
< 1800 81,1 7,6 63 81,1 7,6 63
> 1800 18,9 72,9 2847 100 19,8 589,2 '
Класс крепости определяют по шкале М.М. Протодьяконова:
Класс крепости I II Ш IV
Показатели:
/пок 0,4 0,4- -0,6 0,6—1 1—1,5
/ф 0,3 0,5 0,8 1,2
Класс крепости V VI vn
Показатели:
/пок 1,5—2,3 2,3—ЗА 3,5
/ф 1,8 2,8 4,3
Абразивность. Прочностные свойства угля и засоряющих пород связаны с абразивностью этих материалов, которая оказывает решающее воздействие на срок службы поверхностей, соприкасающихся с транспортируемым и обрабатываемым материалом. В условиях обогатительных фабрик, на которых основная масса продуктов проходит через оборудование в виде гидропульпы, действуют условия гидроабразивного износа при повышенных скоростях перемещения, что увеличивает интенсивность абразивного воздействия.
Исследования абразивности различных компонентов рядового угля и продуктов обогащения показали, что при обогащении каменных углей решающая роль в абразивном воздействии принадлежит породным примесям, абразивность которых на один и даже два порядка выше, чем у угольных фракций. При обогащении антрацитов, абразивность которых соизмерима с абразивностью засоряющих пород, износ оборудования более чем в 2 раза интенсивнее. Поэтому на фабриках, обогащающих антрациты, применяют износостойкие футеровки рабочих поверхностей желобов, воронок и машин, а также спецсплавы и абразивоустойчивые материалы для оборудования (табл. 1.4).
Оптические свойства (цвет, блеск, прозрачность, преломляемость света, отражательная способность) тесно связаны с молекулярной структурой органического вещества углей и закономерно изменяются в зависимости от изменения этой структуры под влиянием факторов метаморфизма. На различии цвета породных примесей и угля основано ручное обогащение крупных классов.
Отражательная способность 7? — одна из наиболее важных оптических характеристик, применяемых для диагностики и оценки компонентов угля. Она измеряется отношением отраженного света Lo к падающему Ln, выраженным в процентах:
/? = 100£о/£п.
Отражательная способность витринита принята в качестве параметра определения стадии метаморфизма в классификации углей и определения границ между бурыми и каменными углями и каменными углями и антрацитами.
Электрические свойства углей определяются проводимостью ими электрического тока. Ископаемые угли могут быть отнесены к полупроводникам. Удельное электрическое сопротивление каменных углей и антрацитов, определенное для порошка, при комнатной температуре и атмосферном давлении составляет для углей средней стадии метаморфизма 1О10—2 • 1О10 Ом • см, для антрацитов — 5 • 105—2 • 106 Ом • см. На электрическое сопротивление углей существенно влияют химический и минеральный составы, влажность, температура, что определяет широкий диапазон колебаний этого показателя для данного угля в натуральном состоянии.
15
Термическая обработка углей и антрацитов приводит к значительному снижению электрического сопротивления, достигая минимального значения при выдержке в интервалах 1100—1300°С.
Диэлектрические свойства углей характеризуются диэлектрической проницаемостью, которая различна для сухих и влажных углей и изменяется в зависимости от стадии метаморфизма. Повышение влажности углей приво-
Рис. 1.2. Зависимость диэлектрической проницаемости е угля от влажности W
дит к увеличению диэлектрической проницаемости (рис. 1.2). На зависимости диэлектрической проницаемости от влажности угля основан диэлектрический метод измерения влажности.
Магнитные свойства. По магнитным свойствам угли относят к диамагнитным веществам, для которых интенсивность намагничивания пропорциональна напряженности магнитного поля. Минеральные примеси угля характеризуются парамагнитными свойствами. При этом повышенная магнитная восприимчивость железосодержащих компонентов минеральных примесей, таких, как пирит, позволяет применять магнитные методы обогащения тонких классов углей по сере.
Удельная магнитная восприимчивость % (см3/г) диамагнитных веществ отрицательна и составляет для углей около 10-6 см3/г; для парамагнитных веществ, которыми представлены минеральные примеси, она положительна и изменяется в диапазоне 10-6—10'3 см3/г.
Теплотехнические свойства углей. Удельная теплота сгорания характеризует одно из важнейших свойств, определяющих ценность угля как источника получения тепловой энергии. Она изменяется в широких пределах и зависит как от свойств и состава органической массы, так и от зольности и влажности углей.
Для оценки теплоты сгорания пользуются показателями для топлива в рабочем состоянии Q или горючей массы /^топлива. Показатель Q не только теплотехнический параметр, но и одна из характеристик стадии метаморфизма и состава органической массы углей. Теплоту сгорания твердого топлива определяют стандартным методом, заключающимся в полном сжигании навески топлива в кислороде под давлением в калориметрической бомбе (при постоянном объеме) в изотермическом режиме.
По результату определения теплоты сгорания аналитической пробы топлива вычисляют высшую теплоту сгорания аналитической пробы топлива а
Qs по формуле
Q? = Й ~ <PS§ - aft’), а
где£>б — теплота сгорания в бомбе аналитической пробы топлива, Дж/кг; 0 —
16
коэффициент, учитывающий образование серной кислоты из диоксида серы и растворение этой кислоты в воде, численно равный 94 • 103 Дж на 1% серы, перешедшей при сжигании топлива в калориметрической бомбе в серную кислоту; Sg— масса серы, перешедшей при сжигании топлива в бомбе в серную кислоту; а — коэффициент, учитывающий теплоту образования и растворения в воде азотной кислоты, равный 0,001 при испытании тощих углей и антрацитов и 0,0015 при испытании углей других марок, горючих сланцев и торфа.
Высшую удельную теплоту сгорания топлива на сухое беззольное топливо определяют по формуле
Qsaf = Qf------7~~------V
100 - (wr + Аа)
При массовой доле углекислоты карбонатов в аналитической пробе более 2% высшую теплоту сгорания на сухое беззольное топливо пересчитывают с учетом (СО2)“:
q daf _ Q& __________100__________
5 100 - [vr + Аа + (СО2)“]
При определении теплоты сгорания в калориметрической бомбе влага, содержащаяся в пробе топлива и образующаяся при его сжигании, удаляется в виде пара и конденсируется, выделяя тепло. Поэтому различают высшую Qs и низшую Qi теплоту сгорания (Дж/кг), которые связаны уравнением
Qf = Qf _ 24,42 • 103(wa + 8,94На),
где 24,42-103 — коэффициент для расчета теплоты парообразования и охлаждения воды, выделившейся при сгорании топлива в калориметрической бомбе, соответствующий 1% воды при температуре измерения 25°C; Wa — массовая доля влаги в аналитической пробе, %; 8,94 — коэффициент пересчета массовой доли водорода на воду; На — массовая доля водорода в аналитической пробе.
Для определения теплоты сгорания топлива на рабочее состояние на основе данных, полученных при сжигании навески аналитической пробы в калориметрической бомбе, используют следующие уравнения: для высшей теплоты сгорания
5 100 - Wa
для низшей теплоты сгорания
Qi = 0; . 24,42 • 103 (Wtr + 8,94НГ).
Теплота сгорания с достаточной степенью приближенности может быть определена по элементному составу угля.
Для определения высшей теплоты сгорания применяют формулу Д.И. Менделеева:
Qs = 4,18[81С, + 300H, - 26(0 - S)J.
17
Ъ, Вт/( м-К)
0,502 -
0,255
0,205
О,/62
О,//6
0,055
600 600 Г ООО /200 /ООО
Рис. 1.3. Зависимость коэффициента теплопровдоности X угля и антрацита от насыпной плотности 8н
Более высокая точность расчетной теплоты сгорания топлива может быть получена по формуле
Q.
( А ( 1 А
= 4,18 81 С, - —О + 57—0 + 345 Н,О +25S,-б(^-9Н,) .
\ 8 ) 8 у. 16 )
Термические коэффициенты угля. К основным термическим показателям, характеризующим тепловые свойства углей, относятся теплопроводность X [Вт/(м • °C)], температуропроводность а(м2/с) и теплоемкость С [ДЖ/(кг • • °C)]. Эти коэффициенты связаны между собой уравнением
X —
где рн — насыпная плотность материала, кг/м3.
Теплопроводность углей зависит от теплопроводности органической массы, пористости, зольности, и влажности угля. С ростом зольности (содержания минеральных примесей и включений) и влажности теплопроводность и температуропроводность углей увеличиваются. Кроме того, а зависит от температуры.
Общая зависимость теплопроводности углей X от насыпной плотности рн — показана на рис. 1.3.
Теплоемкость углей линейно уменьшается с ростом стадии метаморфизма и увеличивается с повышением влажности угля. С увеличением зольности теплоемкость углей снижается.
Средняя удельная теплоемкость углей С [кДж/(кг • °C)] при обычной температуре может быть определена по формуле
С = 4,18[0,00242(1 + 0,08VJ)Btr + 0,19Afr + Wtr ],
где Vd — выход летучих веществ на сухую массу, %; В / — содержание органической массы в исходном угле, %; а[— зольность исходного угля, %; w't— содержание влаги в исходном угле, %.
18
Xda' =
Средняя удельная теплоемкость при 20°С для минеральных примесей не превышает 0,8 кДж/(кг • °C), а для углей 1,04—5,43 кДж/(кг °C).
По тепловым свойствам угли приближаются к теплоизоляторам.
Химические свойства углей. Органическую массу углей характеризует элементный состав (содержание углерода, водорода, кислорода, азота), по которому с достаточной степенью приближенности можно определить состав продуктов горения, выход продуктов термического разложения, теоретическую температуру горения, теплоту сгорания.
Основные элементы, входящие в состав органической массы (углерод, водород, кислород), входят также и в состав минеральных примесей, которые при химическом анализе частично попадают в газовую фазу совместно с элементами анализируемой органической массы. В связи с этим элементный состав, определяемый по стандартным методикам, отражает истинный состав органической массы приближенно.
Результаты элементного анализа обычно пересчитывают на беззольную массу по формуле
100Ха
ioo(wa + Л/а)] ’
где Ха — содержание элемента, %; Wa — влажность угля, %; Ма — содержание минеральных веществ, %.
Более близкие к истинному составу органической массы данные можно получить при отнесении всей серы к минеральной составляющей. Тогда пересчет проводят по формуле
Х° =(100 - Xa)/[100 - (Wa + Аа + S^)],
где — общее содержание серы, %.
При нагревании углей в закрытом тигле образуются жидкие и газообразные продукты (в основном углеводороды), называемые летучими веществами. Твердый остаток, получаемый после удаления образовавшихся летучих веществ, называют коксовым остатком (корольком).
Содержание и состав летучих веществ, образующихся при термическом воздействии на уголь, зависят от условий термического воздействия (температуры и времени нагрева), поэтому определение выхода летучих веществ регламентировано стандартными условиями (ГОСТ 6382). Выход летучих веществ — один из параметров, характеризующих место угля в метаморфическом ряду. Он определяет тип угля в классификации.
Для получения сравнимых результатов, характеризующих свойство углей, выход летучих веществ принято относить на беззольную массу:
Vdaf = 100 • УаД100 - (wa + Аа
Спекаемость и коксуемость углей. При нагревании углей без доступа воздуха происходят сложные превращения, характер которых зависит как от химического строения органической массы угля, так и от условий их термической обработки (нагрева).
При нагревании спекающихся углей образуются промежуточные жидкие (высокотекучие) продукты, нелетучие в момент их образования, которые играют важную роль в процессах спекания и получения кускового кокса.
19
В начальной стадии нагревания угля (350—400°С) протекают в большей мере процессы разложения компонентов, их органической массы, сопровождающиеся образованием воды, кислородсодержащих газов, низкомолекулярных углеводородов и т.п.; при более высоких температурах главную роль играют процессы поликонденсации, приводящие к образованию трехмерных высоко-конденсированных термоустойчивых структур полукокса и кокса.
Необходимое условие спекания углей — их переход в пластическое состояние. В современном понимании пластическая масса представляет собой сложную неоднородную физико-химическую систему, состоящую из непрерывно изменяющихся по мере нагрева (300—550°С) парогазовых летучих, жидких (вязкотекучих) нелетучих, а также твердых (высококонденсированных) продуктов, образующихся в результате термической деструкции макромолекул веществ исходных углей и взаимодействующих между собой осколков (радикалов) разной молекулярной массы, состава и строения.
Ориентировочная оценка спекаемости угля может быть проведена по внешней характеристике тигельного королька, полученного при определении выхода летучих веществ.
Для оценки спекаемости существует много различных методов, подавляющее большинство которых основано на определении различных параметров пластической массы (свободное вспучивание, пластометрический •метод, дилатометрия по методу Адибера Арну, метод Рога, метод Грей-Кинга и др.). Большинство этих методов позволяет оценить и коксуемость углей. При этом коксуемость рассматривается как способность углей при условиях, применяемых для коксования в камерных печах, образовывать кусковой кокс с определенными физико-механическими свойствами.
Минеральные компоненты углей. Рядовые и обогащенные угли составляют смесь мацералов и минералов в различных соотношениях. Минеральная часть угля представлена различными соединениями неорганических компонентов. К основным элементам, составляющим минеральную часть углей, относят кремний Si, алюминий А1, кальций Са, магний Mg, титан Ti, калий К и натрий Na, входящие в различном соотношении в минералы, присутствующие в угле и сопутствующих ему породах. В углях большинства месторождений содержатся в основном следующие классы минералов: силикаты, оксиды, карбонаты, сульфиды. Реже встречаются сульфаты, галогениды и др. Минеральные компоненты, содержащиеся в углях, имеют различное происхождение и могут быть подразделены на четыре основные группы:
I — минералы, привнесенные в торфяник с близлежащей суши в виде обломков, листочков, ила. К ним относят кварц, слюду, полевые шпаты, пироксены, амфиболы, глинистые минералы, каолинит, гидрослюды, хлориты и смешанно-слойные силикаты. Для большинства углей наиболее характерны глинистые минералы и кварц;
II — минералы, выделившиеся из растворов, насыщающих торфяник, на ранних и поздних этапах преобразования осадка в твердую породу. Наиболее характерными минералами этой группы являются сернистые соединения железа (пирит, марказит), карбонаты кальция, магния и железа (кальцит, доломит, анкерит, сидерит);
III — минералы, попавшие в уже сформировавшиеся угольные пласты из растворов вмещающих пород. К ним относят гипс, мелантерит (водный сульфат железа), эпсолит (водный сульфат магния), галит (поваренная соль), вторичные сульфиды железа, меди, цинка, кварц;
IV — минералы в виде обломков вмещающих пород, попавшие в уголь при добыче. Это различные глинистые минералы (каолинит, гидрослюды, 20
смешанно-слойные силикаты, монтмориллонит, хлориты), кварц, слюды, полевые шпаты. При карбонатной кровле возможно попадание в уголь кальцита и доломита.
Происхождение минералов определяет их морфологические особенности залегания в угольном пласте. Так, минералы I группы встречаются обычно в виде прослойков, линзочек или равномерно распределяются в органическом веществе, образуя высокозольный уголь. Трудность обогащения углей, содержащих минеральные вещества в таком виде, различна. В каждом конкретном случае она зависит от частоты и мощности породных прослойков и дисперсности включений минерального вещества в угле.
Минералы II группы распределяются в самом органическом веществе углей, часто в тонкодисперсном виде, например пирит, трудно извлекаемый при обогащении.
Минералы III группы приурочены к трещинкам в углях или образуют почки и стяжения. При определенном измельчении углей происходит раскрытие таких минералов, благодаря чему становится возможным их эффективное извлечение.
Минералы IV группы не связаны с угольным веществом. Обломки почвы и кровли, попадающие в угли, представляют собой агрегаты из нескольких минералов. Обогащение углей, засоренных минералами этого типа, обычно не трудно, однако в случае повышенной размокаемости глинистых пород содержание илистых шламов, усложняющих регенерацию оборотной воды, достаточно велико.
Во всех углях содержится определенное количество минеральных веществ, которые тесно связаны с органической массой и не могут быть отделены механическим способом от органического вещества. Доля таких компонентов составляет 1,5—7%. При этом в отличие от минеральных компонентов, присутствующих в засоряющих уголь боковых породах и прослойках пластов и представленных в основном минералами, содержащими кремний и алюминий, в минералах, тесно связанных с органическим веществом, наблюдается повышенное содержание железа и особенно микроэлементов.
Микроэлементы подразделяют на собственно микроэлементы с содержанием 0,1—0,001% (В; F; Р; Cl; Ti; V; Cr; Мп; Ni; Си; Zn; As; Ba; Pb); редкие — 0,001—0,00001% (Li; Be; Ce; Co; Go; Ge; Se; Sr; Br; Pb; Nb; Mo; Cd; Sn; Sb; I; Cs; La; W; Bu; V) и ультраредкие с содержанием менее 0,00001% (Ag; In; Re; Au; Pt; Ir; Hg).
К микроэлементам относят некоторые редкие и радиоактивные элементы, цветные, благородные и черные металлы. Содержание большинства этих компонентов в углях обычно близко к кларковым значениям, т.е. соответствует средней распространенности химических элементов в земной коре, и лишь в отдельных случаях они образуют высокие (рудные) концентрации.
Микроэлементы изучаются для установления возможности их попутного извлечения и использования, а также оценки значения этих элементов как токсичных, технологически вредных или полезных компонентов.
Ценные компоненты. Промышленное значение в углях в настоящее время имеют германий и уран. Подсчитываются запасы галлия, свинца, цинка, молибдена, селена. Потенциально ценными элементами являются серебро, золото, платиноиды, ванадий, хром, никель, бор, вольфрам, ртуть.
Токсичными (с позиций создания при сжигании твердого топлива опасных концентраций в атмосфере, водах, и почвах) считаются сера, ртуть, мышьяк, бериллий, фтор. Свинец, ванадий, никель, хром и марганец относятся к потенциально токсичным.
21
Технологически вредными элементами в энергетических и коксующихся углях являются сера, фосфор, мышьяк и хлор.
Микроэлементы, в зависимости от их геохимических особенностей, типов углей и стадии их метаморфизма, могут входить в состав органической части угля или его минеральных компонентов. С органической частью угля всегда связаны высокие концентрации германия, бериллия, вольфрама, с минеральной частью — свинца, цинка, рубидия, цезия. Преимущественно с минеральной частью связаны высокие концентрации ртути, серебра, мышьяка, сурьмы, скандия, лантана.
1.2. Классификация углей по генетическим, технологическим параметрам и размерам кусков, международная система кодификации
До 1991 г. для каменных углей основных бассейнов и месторождений действовали отдельные классификационные стандарты, по которым каменные угли в зависимости от показателей выхода летучих веществ и спекаемости, выраженной толщиной пластического слоя, подразделяли на марки и группы. Таких стандартных бассейновых классификаций углей действовало 16. В этих классификациях числовые значения параметров, характеризующих одноименную марку в различных бассейнах, отличались. Большое несоответствие наблюдалось при сравнении физических и химико-технологических свойств конкретных углей различных бассейнов, отнесенных по этим классификациям к одноименным маркам. Это осложняло решение вопроса взаимозаменяемости углей в коксовых шихтах и при других видах использования.
Недостатки бассейновых классификаций были обусловлены тем, что они базировались на классификационных параметрах, недостаточно полно отражающих совокупность природных особенностей углей.
Классификация по генетическим и технологическим параметрам. В 1976 г. д-ром г.-мин. наук И.В. Ереминым было организовано комплексное исследование углей. Результаты исследований, их систематизация использовались для разработки единой классификации углей СССР как основы для прогнозной оценки углей новых месторождений при геологических поисках и разведке, определения направлений рационального их использования в металлургической, химической и других отраслях промышленности и в энергетике.
Завершением исследований явилась разработка и ввод с 1.01.1991 г. ГОСТ 25543 ’’Угли бурые, каменные и антрациты. Классификация по генетическим и технологическим параметрам”. В этой классификации на основе наиболее характерных общих признаков, отражающих генетические особенности и основные технологические характеристики, определен порядок подразделения ископаемых углей на три вида — бурые, каменные и антрациты. Это подразделение проводится в зависимости от среднего показателя отражения витринита Ro (%), высшей теплоты сгорания Q s (МДж/кг) и выхода летучих веществ Гб/а1'(%) (табл. 1.5).
В зависимости от генетических особенностей угли делят на классы, категории, типы и подтипы. Основные классифицируемые параметры следующие:
показатель отражения витринита 7?0 — для установления вида угля и класса;
содержание фюзенизированных компонентов на чистый уголь ZOK — для установления категории угля;
22
Таблица 1.5
Параметры для различных видов угля
Уголь Ro,% Q^, мДж/кг ydqf %
Бурый <0,60 <24 —
Каменный 0,40—2,59 >24 > 8
Антрацит *2,2 — 8
Таблица 1.6
Распределение углей по классам
Класс Ro,% Класс Ro,% Класс Ro,%
02 0,2—0,29 18 1,8—1,89 35 3,5—3,59
03 0,3—0,39 19 1,9—1,99 36 3,6—3,69
0,4 0,4—0,49 20 2—2,09 37 3,7—3,79
0,5 0,5—0,59 21 2,1—2,19 38 3,8—3,89
0,6 0,6—0,69 22 2,2—2,29 39 3,9—3,99
0,7 0,7—0,79 23 2,3—2,39 40 4—4,09
08 0,8—0,89 24 2,4—2,49 41 4,1—4,19
09 0,9—0,99 25 2,5—2,59 42 4,2—4,29
10 1—1,09 26 2,6—2,69 43 4,3—4,39
11 1,1—1,19 27 2,7—2,79 44 4,4—4,49
12 1,2—1,29 28 2,8—2,89 45 4,5—4,59
13 1,3—1,39 29 2,9—2,99 46 4,6—4,69
14 1,4—1,49 30 3—3,09 47 4,7—4,79
15 1,5—1,59 31 3,1—3,19 48 4,8—4,89
16 1,6—1,69 32 3,2—3,29 49 4,9—4,99
17 1,7—1,79 33 3,3—3,39 50 5
34 3,4—3,49
Таблица 1.7
Распределение углей по категориям SOK
Категория ЮК, % Категория ЮК, % Категория ЮК, %
0 < 10 3 30—39 6 60—69
1 10—19 4 40—49 7 >69
2 20—29 5 50—59
Таблица 1.8
Распределение каменных углей по типам
Тип % Тип у4а/% Тип ич %
48 48 34 34—36 20 20—22
46 46—48 32 32—34 18 18—20
44 44—46 30 30—32 16 16—18
42 42—44 28 28—30 14 14—16
40 40-42 26 26—28 12 12—14
38 38—40 24 24—26 10 10—12
36 36—38 22 22—24 08 8—10
23
Таблица 1.9
Распределение антрацитов по типам
Тип VotZ,CM3/T Тип V^cmV
20 >200 10 100—150
15 > 150—200 05 < 100
Таблица 1.10
Распределение углей по подтипам
Подтип Y, мм RI Подтип Y, мм RI Подтип Y, мм RI
26 26 — 18 18 — 10 10 —
25 25 — 17 17 — 09 9 —
24 24 — 16 16 — 08 8 —
23 23 — 15 15 — 07 7 —
22 22 — 14 14 — 06 6 —
21 21 — 13 13 — 01 6 > 13
20 20 — 12 12 — 00 6 < 13
19 19 — 11 11 —
Примечание. Для Y > 26 мм номер подтипа соответствует абсолютному значению показателя толщины пластического слоя в миллиметрах.
Таблица 1.11
Распределение антрацитов по подтипам
Подтип AR, % Подтип AR, %
20 <30 50 >50—60
30 30—40 60 >60—70
40 >40—50 70 >70
максимальная влагоемкость на беззольное состояние Waf — для установления типа бурых углей;
выход летучих веществ на сухое беззольное состояние Vdaf для установления типа каменных углей;
объемный выход летучих веществ на сухое беззольное состояние — для установления типа антрацита;
daf
выход смолы полукоксования на сухое беззольное состояние — для установления подтипа бурых углей;
толщина пластического слоя Y и индекс Рога RI — для установления подтипа каменных углей;
анизотропия отражения витринита AR — для установления подтипа антрацита.
Бурые, каменные угли и антрациты в зависимости от технологических свойств объединяют в технологические марки, группы и подгруппы и обозначают семизначным кодовым числом, в котором первые две цифры обозначают класс и характеризуют средний показатель отражения витринита Ro для данного класса, умноженный на 10 (табл. 1.6). Третья цифра обозначает 24
категорию и характеризует среднее значение суммы фюзенизированных компонентов ЕОК, деленное на 10 (табл. 1.7). Четвертая и пятая цифры обозначают тип и характеризуют для каменных углей средний выход летучих веществ Vdaf (табл. 1.8), для антрацитов— объемный выход У^(табл. 1.9). Шестая и седьмая цифры обозначают подтип и характеризуют для каменных углей абсолютное значение толщины пластического слоя Y (табл. 1.10), для антрацитов — среднее значение анизотропии отражения витринита AR (табл. 1.11).
По полученным значениям класса, категории, типа и подтипа углей устанавливают марочную принадлежность (табл. 1.12). В соответствии с ГОСТ 25543 марку, группу и подгруппу устанавливают для каждого угольного пласта по результатам исследования пластовых проб.
Параметры маркирования угля, принятые в классификации, подчиняются закону аддитивности, поэтому стандартом предусмотрено при производственных условиях, вызывающих необходимость использования смеси углей различных марок в процессе добычи и выдачи, марку, группу, подгруппу и код смеси устанавливать расчетом средних значений классификационных параметров на основе планового участия шахтопластов.
При смешении углей различных марок при обогащении и рассортировке для коксования, производимом только по согласованию с потребителем, марочная принадлежность концентрата определяется по плановому участию марок в смеси. Для продуктов обогащения, предназначенных для энергетических целей, марочная принадлежность может устанавливаться и по средним взвешенным показателям рядовых углей, планируемых к переработке.
В классификации изложены рекомендации по рациональным направлениям использования углей различных марок.
Международная классификация, принятая в 1956 г., в настоящее время заменена на Международную систему кодификации углей среднего и высокого рангов.
Классификация углей по размеру кусков. Для многих видов использования углей большое значение имеет их подготовленность по крупности. Такая подготовка осуществляется при рассортировке углей и продуктов обогащения, которая, как правило, проводится по заданной шкале классификации для получения сортов угля и антрацита, предусмотренных стандартами размеров.
Классы крупности установлены для грохочения углей по минимальному и максимальному размерам кусков, для отсевов и рядовых — только по максимальному размеру. В соответствии с ГОСТ 19242 принята классификация углей по крупности, приведенная в табл. 1.13.
Допускается выпуск классов с заменой соответственно верхнего и нижнего пределов крупности 100 на 80 мм, 50 — на 40 мм, 25 — на 20 мм, 13 — на 10 мм и 6 — на 5(8) мм, а также выпуск совмещенных классов ПК, КО, ОМ, МС при условии соотношения между нижним и верхним пределами не более 1:4 и классов ОМОН, МСШ и СШ.
Техническими условиями на сортовые угли и антрациты регламентируется допустимое содержание классов меньше нижнего предела крупности для данного сорта и в некоторых случаях — больше его верхнего предела.
Международной системой кодификации углей среднего и высокого рангов устанавливается кодовая система показателей, характеризующих каменные угли и антрациты как объект использования для энергетических и технологических целей. Международная система кодификации утверждена Европейской комиссией ООН в апреле 1988 г. и используется в мировой торговле
25
Таблица 1.12
Марочная принадлежность угля
Марка Группа Подгруппа Класс Категория Тип Подтип Примечание
наименование угля обозначение наименование угля обозначение наименование угля обозначение
Бурый Б Первый бурый Второй бурый 1Б 2Б Второй бурый 2БВ 0,2; 0,3 02; 03; 04 Все категории 50 и выше 0,5; 10; 15; 20 05; 10; 15;
0; 1; 2; 3 30; 40
витринитовый 20
Второй бурый фюзинитовый 2БФ 02; 03; 04 4 30; 40 05; 10; 15
Третий бурый ЗБ Третий бурый ЗБВ 04; 03; 05 0; 1; 2; 3 10; 20 05; 10; 15;
витринитовый 20
Третий бурый фюзенитовый ЗБФ 04; 05 4 10; 20 05; 10
Длинно- д — — Длиннопламенный ДВ 04 0; 1; 2; 3 5=40 00; 01
пламенный витринитовый 05 5= 36
06 5= 34
07 5= 30
Длиннопламенный Дф 05 4 и выше 30 00; 01
фюзинитовый 06 5= 28
07 5= 30
Длинно- дг — — Длиннопламенный ДГВ 05; 06; 07 0; 1; 2; 3 5= 32 06; 07; 08;
пламенный газовый 09
витринитовый Длиннопламенный ДГФ 05; 06; 07 г 4 5= 30 06; 07; 08;
газовый фюзинитовый 09
Газовый г Первый 1Г Первый газовый 1ГВ 05; 06; 07; 0; 1; 2; 3 > 38 10; 11; 12
газовый витринитовый о 08; 08; 09 > 30 06; 07; 08;
09
Первый газовый 1ГФ 05 4 30 10; 11; 12
фюзинитовый 06; 07 и выше > 38 06; 07; 08;
08; 09 30 09
Второй 2Г — — 06; 07 Все > 38 13; 14; 15;
газовый категории 16
Газовый гжо Первый 1ГЖО Первый газовый 1ГЖОВ 06; 07 0; 1; 2; 3 30; 32; 34; 10; 11; 12;
жирный газовый жирный 36 13; 14; 15;
отощенный жирный отощенный 16
отощенный витринитовый
Первый газовый 1ГЖОФ 06; 07 s* 4 30; 32; 34; 10; 11; 12;
жирный 36 13; 14; 15;
отощенный 16
фюзинитовый
Второй 2ГЖО Второй газовый 2ГЖОВ 08; 09 0; 1; 2; 3 30; 32; 34; 10; 11; 12;
газовый жирный отощен- 36 13
жирный ный витринито- 08 36 14; 15; 16
отощенный вый
Второй газовый 2ГЖОФ 08; 09 5= 4 S* 30 10; 11; 12;
жирный отощен- 13
ный фюзинитовый 08 36 14; 15; 16
Газовый гж Первый 1ГЖ — —— 05; 06; 07 Все » 30 э= 17
жирный газовый категории
жирный
Второй 2ГЖ — — 08; 09 » > 36 17; 18; 19;
газовый 20; 21; 22;
жирный 23; 24; 25
Жирный ж Первый 1Ж г — 08 » 28; 30; 32; 14; 15; 16;
жирный 34 17
to 00
Таблица 1.12 (продолжение)
Марка Группа Подгруппа Класс Категория Тип Подтип Примечание
наименование угля обозначение наименование угля обозначение наименование угля обозначение
Второй 2Ж — — 09; 10; 11 » 30; 32; 34 жирный . 08; 09 36 > 26 30; 32; 34 >18 10; 11 30 >18 Коксовый КЖ — — — — 09; 10; 11; » 24; 26; 28 >18 Тип 24 при жирный 12 25% и более Коксовый К Первый 1К Первый коксовый 1КВ 10; 11; 12 0; 1; 2; 3 24; 26; 28 13; 14; 15; Тип 24 при коксовый витринитовый 16; 17 V^af менее ^24 > 13 25% Первый коксовый 1КФ 10; 11; 12 >4 24; 26; 28 13; 14; 15; Тоже фюзинитовый 16; 17 «s 24 >13 Второй 2К Второй коксовый 2КВ 13; 14; 15; 0; 1; 2; 3 28 >13 коксовый витринитовый 16 Второй коксовый 2КФ 13; 14; 15, > 4 =£ 28 > 13 фюзинитовый 16 Коксовый КО Первый 1КО Первый коксовый 1КОВ 08; 09; 10; 0; 1; 2; 3 22; 24; 26; 10; 11; 12 отощенный коксовый отощенный 11 28 отощенный витринитовый Первый коксовый 1КОФ 08; 09; 10; > 4 22; 24; 26; 10; 11; 12 отощенный 11 28 > 20 фюзинитовый
Второй 2КО Второй коксовый 2КОВ И 0; 1; 2; 3 16; 18; 20 10; И; 12
коксовый отощенный 12 28
отощенный витринитовый 13 22; 24; 26
Второй коксовый 2КОФ 11 4 16; 18 10; 11; 12
отощенный 12 28
фюзинитовый 13 22; 24; 26
Коксовый КСН — — Коксовый КСНВ 08; 09; 10 0; 1; 2; 3 =£ 28 06; 07; 08;
слабоспе- слабоспекаю- 09
кающийся щийся низкомета-
низкомета- морфизованный
морфизо- витринитовый
ванный Коксовый КСНФ 08; 09;10 4 =s 28 06; 07; 08;
слабоспекаю-щийся низкомета-морфизованный фюзинитовый 09
Коксовый КС Первый 1КС Первый коксовый 1КСВ 11; 12; 13 0; 1; 2; 3 =£ 28 06; 07; 08;
слабоспе- коксовый слабоспекаю- 09
кающийся слабоспекаю- щийся витринито-
щийся вый
Первый коксовый 1КСФ 11; 12; 13 4 =£ 28 06; 07; 08;
слабоспекаю-щийся фюзинитовый 09
Второй 2КС Второй коксовый 2КСВ 14 15; 16 0; 1; 2; 3 =£ 24 06; 07; 08;
коксовый слабоспекаю- 09; 06; 07;
слабоспекаю- щийся витрини- 08
1ЦИЙСЯ товый
w о
Таблица 1.12 (продолжение)
Марка Группа Подгруппа Класс Категория Тип Подтип Примечание
наименование угля обозначение наименование угля обозначение наименование угля обозначение
Второй коксовый 2КСФ 14; 15; 16 4 =£ 24 06; 07; 08;
слабоспекаю-щийся фюзинитовый 09
Отощенный ОС Первый ЮС Первый ЮСВ 13; 14; 15; 0; 1; 2; 3 =£20 10; 11; 12
спекаю- отощенный отощенный 16 09; 10; 11;
щийся спекающийся спекающийся 12
витринитовый 17 10; 11; 12
Первый ЮСФ 13; 14; 15; s= 4 =£ 20 10; 11; 12
отощенный спекающийся фюзинитовый 16; 17
Второй 2ОС Второй 2ОСВ s* 17 0; 1; 2; 3 =£20 06; 07; 08;
отощенный отощенный 09
спекающийся спекающийся витринитовый Второй 2ОСФ 5* 17 э=4 =£ 20 06; 07; 08;
отощенный спекающийся фюзинитовый 09
Тощий ТС — — Тощий ТСВ 14; 15; 16; 0; 1; 2; 3 =£ 20 01
спекаю- спекающийся 17; 18; 19
щийся витринитовый
Слабоспе-кающийся СС Первый слабо-спекающийся ICC Тощий спекающийся фюзинитовый ТСФ
Второй слабоспекаю-щийся 2СС — —
Третий слабоспекаю- щийся ЗСС —
Тощий Т Первый тощий 1 Т Первый тощий витринитовый 1ТВ
Первый тощий фюзинитовый 1ТФ
Второй тощий 2Т Второй тощий витринитовый 2ТВ
Второй тощий фюзинитовый 2ТФ
14; 15; 16; 4 16; 18 01 Подтип 01;
17; 18; 19 16 R12:4
07 Все 20; 22; 24; 00; 01
категории 26; 28
08; 09 34
08; 09; 10; » 26; 28; 30; 00; 01
11; 12; 13 32
08; 09; 10; » 22; 20; 24 00; 01
11; 12; 13; 16; 18; 20
14 22; 24 00 ; 01
16; 18; 20 00
15; 16; 17 18; 20 00
15; 16; 17; 0; 1; 2; 3 12; 14; 16 00 Подтип 00;
18; 19; 20 13; 14; 15; 16; 17; 18; 19; 20 > 4 12; 14 00 Л/2:4
15; 16; 17; 18; 19; 20; 21; 22; 23; 24; 25 0; 1; 2; 3 08; 10 00
15; 16; 17; > 4 08; 10 00 Подтип 00;
18; 19; 20; 21; 22; 23; 24; 25 RI 2:4
Таблица 1.12 (окончание)
Марка Группа Подгруппа
наименова- обозна- наименование обозна- наименование обозна-
ние угля чение угля чение угля чение
Класс
Антрацит А Первый 1А Первый антрацит 1АВ
антрацит витринитовый
Первый антрацит 1АФ
фюзинитовый
Второй антрацит
2А Второй антрацит 2АВ
витринитовый
22; 23; 24;
25; 26; 27;
28; 29; 30;
31; 32; 33;
34; 35
22; 23; 24;
25; 26; 27;
'28; 29; 30;
31; 32; 33;
34; 35
36; 37; 38;
39; 40; 41;
42; 43; 44
Второй антрацит фюзинитовый 2АФ
Третий ЗА Третий антрацит ЗАВ
антрацит витринитовый Третий антрацит фюзинитовый ЗАФ
36; 37; 38;
39; 40; 41;
42; 43; 44
^45
45
Категория Тип Подтип
0; 1; 2; 3 20 ^60
> 4 > 10 ==60
0; 1; 2; 3 > 10 > 40
>4 > 10 >40
0; 1; 2; 3 > 15 > 50
4 > 15 >50
Примечание
Классы
22—25 при менее
8%
Тоже
Подтип для углей контактового метаморфизма >20 Тоже
Таблица 1.13
Классификация бурых, каменных углей и антрацита по размеру кусков
Класс Обозначение Размер кусков, мм Класс Обозначение Размер кусков, мм
Плитный П 100—200(300) Семечко С 6—13
Крупный К 50—100 Штыб Ш 0—6
Орех О 25—50 Рядовой Р 0—200(300)
Мелкий М 13—25
углем, предотвращая недоразумения между продавцом и покупателем в оценке характеристики качества и ценности каменных углей и антрацитов.
К углям среднего и высокого рангов, кодируемым по Международной системе, относят каменные угли и антрациты, классифицируемые по генетическим и технологическим параметрам (ГОСТ 25543). Кодирование каменных углей и антрацитов проводят посредством установленного ряда цифр, обозначающих параметры, характеризующие уголь, и применяют для оценки пластов, рядового и обогащенного угля.
Для кодификации углей по Международной системе принята схема из восьми основных параметров, характеризующих уголь для различных видов использования:
Ro — средний показатель отражения витринита;
Лу— рефлектограмма отражения витринита;
/, L — мацеральный состав;
/, 5 — индекс свободного вспучивания;
Vdaf — выход летучих веществ;
— зольность угля;
Sd— массовая доля общей серы;
daf
Qs — высшая теплота сгорания.
Для характеристики углей используется 14-значный код, с помощью которого кодируют восемь указанных выше основных параметров. Кодирование производится следующим образом: Ro — две цифры, Rf— одна цифра, I, L — две цифры, IS — одна цифра, Vdaf — две цифры, Ad — две цифры, Sd— две , daf ,
цифры, Qs — две цифры.
Указанный порядок кодирования параметров всегда сохраняется, что позволяет оценивать качественные характеристики углей по кодовому номеру. Присвоение кодового номера и его расшифровка производятся следующим образом:
первые две цифры кода обозначают средний показатель отражения витринита и соответствуют нижнему пределу 0,1%-го диапазона значений параметра, умноженному на 10;
третья цифра дает характеристику рефлектограммы, отражающую неоднородность вещественного состава угля;
четвертая и пятая цифры обозначают мацеральный состав угольного вещества, а именно: четвертая цифра соответствует нижнему пределу 10%-го диапазона значений содержания инертинита, деленному на 10, а пятая обозначает верхний предел 5%-го диапазона значений содержания липтинита;
2. Техника и технология...
33
Таблица 1.14
Значения кодовых параметров в Международной системе кодификации углей среднего и высокого рангов
Средний показатель отражения витринита Rr,% Характеристика рефлек-тограммы Мацеральный состав, % к объему (без минеральных веществ). 4 — инертинит; 5 — липтинит Индекс свободного вспучивания Выход летучих веществ, % к массе (сухое беззольное состояние) Зольность, % к массе (сухое состояние) Общее содержание серы, % к массе (сухое состояние) Высшая теплота сгорания, МДж/кг (сухое беззольное состояние)
1 2 3 4 5 6 7; 8 9; 10 11; 12 13; 14
02 0,2—0,29 0 0 0— с 10 0 Не коди- 0 0—1/2 48 >48 00 0—1 00 0— < 0,1 21 22
руется
03 0,3—0,39 1 10—< 20 1 0— < 5 1 1—1 1/2 46 46— < .48 01 1—< 2 01 0,1—< .0,2 22 22—< 23
04 0,4—0,49 1 2 20—< 30 2 5—< 10 2 2—2 1/2 44 44—< 46 02 2—< 3 02 0,2—< .0,3 23 23—< 24
05 0,5—0,59 2 3 30—< :40 3 10—< 15 3 3—3 1/2 42 42—< : 44 03 3—< 4 03 0,3—< 0,4 24 24— < 25
06 0,6—0,69 3 4 40—< 50 4 15—< 20 4 4-^11/2 40 40—< 42 04 4— < 5 04 0,4— < 0,5 25 25—< 26
07 0,7—0,79 4 5 50— < 60 5 20—< 25 5 5—5 1/2 38 38—< 40 05 5—< 6 05 0,5—< : 0,6 26 26— < 27
08 0,8—0,89 5 6 60— < : 70 6 25—< 30 6 6—6 1/2 36 36—< 38 06 6— < 7 06 0,6—< : 0,7 27 27—< .28
09 0,9—0,99 7 70—< : 80 7 30—< 35 7 7—7 1/2 34 34— < 36 07 7— < 8 07 0,7—< : 0,8 28 28—< 29
10 1,0—1,09 8 80—< 90 8 35—< 40 8 8—8 1/2 32 32—< 34 08 8—< 9 08 0,8—< 0,9 29 29—< 30
11 1,1—1,19 9 90 9 40 9 9—9 1/2 30 30—< 32 09 9—< 10 09 0,9—< 1,0 30 30—< 31
12 1,2—1,29 28 28—< 30 10 10—< 11 10 1,0— < 1,1 31 31—< .32
13 1,3—1,39 26 26—< 28 11 11—< 12 11 1,1—< 1,2 32 32—< .33
14 1,4—1,49 24 24— < 26 12 12—< 13 12 1,2—< 1,3 33 33—< .34
15 1,5—1,59 22 22—< 24 13 13—< 14 13 1,3— < 1,4 34 34— < .35
16 1,6—1,69 20 20—< : 22 14 14— < 15 14 1,4— < 1,5 35 35—< .36
17 1,7—1,79 18 18—< 20 15 15—< 16 15 1,5— < 1,6 36 36— < .37
18 1,8—1,89 16 16— < 18 16 16— < 17 16 1,6— < 1,7 37 37—< .38
19 1,9—1,99 14 14— < 16 17 17—< 18 17 1,7— < 1,8 38 38—< 39
20 2,0—2,09 12 12—< 14 18 18—< 19 18 1,8—< 1,9 39 5> 39
21 2,1—2,19 10 10—< 12 19 19—< 20 19 1,9—< : 2,0
22 2,2—2,29 09 9—< 10 20 20—< 21 20 2,0—< : 2,1
23 2,3—2,39 08 8—< 9 21 2,1—< 2,2
24 2,4—2,49
25 2,5—2,59
26 2,6—2,69
27 2,7—2,79
28 2,8—2,89
29 2,9—2,99
30 3,0—3,09
31 3,1—3,19
32 3,2—3,29
33 3,3—3,39
34 3,4—3,49
35 3,5—3,59
36 3,6—3,69
37 3,7—3,79
38 3,8—3,89
39 3,9—3,99
40 4,0—4,09
41 4,1—4,19
42 4,2—4,29
43 4,3—4,39
44 4,4—4,49
45 4,5-4,59
46 4,6—4,69
47 4,7—4,79'
48 4,8—4,89
49 4,9^1,99
50 > 5,00
07 7—< 8 22 2,2— < 2,3
06 1 ~ — 23 2,3— < 2,4
05 5—<6 24 2,4— < 2,5
04 4— < 5 25 2,5— < 2,6
03 3—<4 26 2,6— < 2,7
02 2—< 3 27 2,7— < 2,8
01 1—< 2 28 2,8— < 2,9
29 2,9— <3,0
30 3,0—< 3,1
шестая цифра обозначает индекс свободного вспучивания, соответствующий нижнему пределу диапазона его значений с интервалом 1/2;
седьмая и восьмая цифры соответствуют нижнему пределу 2%-го диапазона значений выхода летучих веществ на сухое беззольное состояние при выходе летучих веществ не менее 10% и 1%-го диапазона при выходе летучих веществ менее 10%;
девятая и десятая цифры соответствуют нижнему пределу 1%-го диапазона значений зольности на сухое состояние;
одиннадцатая и двенадцатая цифры соответствуют нижнему пределу 0,1%-го диапазона значений общего содержания серы на сухое состояние, умноженному на 10;
тринадцатая и четырнадцатая цифры соответствуют нижнему пределу диапазона с интервалом 1 МДж/кг значений высшей теплоты сгорания на сухое беззольное состояние. Цифровые коды для каждого параметра приведены в табл. 1.14.
Все основные параметры, кроме выхода летучих веществ, определяются для топлива в его реальном состоянии (с соответствующей зольностью и влажностью), а выход летучих веществ — по пробе с зольностью менее 10%. При более высокой зольности испытуемая проба угля или антрацита должна подвергаться обогащению, а выход летучих веществ определяться для угля cAd^ 10%.
Кроме указанных выше основных параметров, Международной системой кодификации углей среднего и высокого рангов предусмотрено определение дополнительных параметров: элементный состав, массовая доля хлора, химический состав золы углей или плавкость золы, содержание редких элементов, массовая доля фосфора, пластометрические показатели, индекс Рога, массовая доля серы по видам (пиритная, сульфатная), полная влажность (максимальная влагоемкость).
Глава 2
СЫРЬЕВАЯ БАЗА УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
2.1. Методы исследования и оценки углей как объекта обогащения
Для решения некоторых практических задач действующих и проектируемых углеобогатительных фабрик, таких как выбор методов и режимов обогащения, технологических схем и оборудования, расчет ожидаемых результатов обогащения, формирование сырьевых баз фабрик и шихтовка углей перед обогащением, управление качеством в процессе обогащения и других, необходима информация о гранулометрическом и фракционном составах и обогатимости углей. Поэтому наиболее важными и массовыми являются ситовый и фракционный анализы углей. Исследования, проведенные в СНГ и направленные на совершенствование методики, а также снижение трудоемкости и погрешностей этих видов анализа, легли в основу ГОСТ 2093 и ГОСТ 4790.
Ситовый анализ углей. Для определения состава угля по крупности проводят ситовый анализ по ГОСТ 2093, который заключается в последовательном рассеве его на грохотах или ситах до крупности 3(1) мм и механических встряхивателях — при меньшей крупности.
Для ситового анализа используют пробы, отобранные по ГОСТ 10742. При этом масса точечных проб q (кг) должна быть не менее вычисленных по формулам: при размере максимального куска Jmax = 120 мм и менее
<7 = 0,06 dmax,
при размере максимального куска более 120 мм
Q = 7,2 (dmax/120)3.
Рассев проводят по схеме, показанной на рис. 2.1. При необходимости перед испытанием пробу подсушивают, но в этом случае при определении выхода классов массу продуктов относят к массе подсушенной пробы. При наличии в углях кусков более 100 мм их отсевают, после чего для снижения трудоемкости испытаний пробу допускается сокращать:
Максимальная круп-
ность, мм........... 100 50 25 13 6 3
Масса пробы, кг..... 150 75 40 10 5 1
Рассев начинают на сите с наибольшим размером отверстий. При отсутствии грохотов предусмотрена возможность облегчения ручного рассева за счет расположения сит на катках или подвесках. Для уменьшения измельчения углей в процессе испытаний высота подачи материала на сито и разгрузки подрешетного продукта должна быть не более 400 мм. С этой же целью допускается куски крупностью свыше 100 мм выбирать вручную.
Рассев можно считать законченным, если выход подрешетного продукта в течение 1 мин будет составлять менее 1% массы угля, поданного на сито (при использовании комплекта сит для одновременного рассева необходимо учитывать подрешетный продукт нижнего сита). Полученные при рассеве продукты взвешивают. При необходимости от каждого класса выделяют пробы для определения показателей качества и фракционного анализа.
37
Рис. 2.1. Схема ситового анализа
1 — взвешивание; 2 — деление (сокращение); 3 — рассев; 4 — размер отверстий сита, мм; 5 — определение массы; 6 — определение показателей качества
Рис. 2.2. Встряхиватель подвесной
1 — деревянная рамка; 2 — электродвигатель; 3 — дебалансное устройство;
4 — прижимное кольцо; 5 — набор сит; 6 — сборная емкость
При применении сит с круглыми отверстиями для рассева угля крупностью более 50 мм пересчет ведут на сита с квадратными отверстиями путем умножения диаметра круглых отверстий на коэффициент 0,8. Гранулометрический состав углей крупностью менее 3(1) мм определяют их рассевом в высушенном виде на механическом встряхивателе. Более представительные результаты достигаются при мокром рассеве углей этой крупности на подвесном встряхивателе (рис. 2.2) или вибрационном классификаторе с открытой поверхностью сит (рис. 2.3).
Данные о выходе и зольности классов крупности удобно приводить в табличной форме (табл. 2.1).
Для построения кривой гранулометрического состава а на графике (рис. 2.4) проводят горизонтальные линии, соответствующие выходу надрешет-38
Таблица 2.1
Гранулометрический состав угля, %
Класс крупности, W У Ad Суммарные показатели (сверху)
У Ad
80—100 6,83 41,2 6,83 41,2
50—80 6,86 38,5 13,69 39,8
25—50 9,64 36,2 23,33 38,3
13—25 14,30 30,9 37,63 35,5
6—13 16,18 27,9 53,81 33,2
3—6 14,22 24,8 68,03 31,5
1—3 16,82 21,1 84,85 29,4
0,5—1 6,72 21,6 91,57 28,8
0—0,5 8,43 23,2 100 28,4
Исходный 100 28,4 — —
ного продукта (см. табл. 2.1, графу 4), на которых откладывают соответственно размер d нижнего предела класса 80; 50; 25 мм и т.д. Через полученные точки проводят плавную линию. С помощью кривой р можно определять зольность классов, выделенных на ситах с любыми отверстиями.
Фракционный анализ углей. Порядок проведения фракционного анализа регламентирован ГОСТ 4790. Сущность его заключается в последовательном расслоении угля в жидкостях разной плотности на фракции и в последующем определении их выходов и показателей качества.
Перед расслоением из пробы отделяют куски более 100(150) мм, рассевают на классы, сокращают (при необходимости) до минимально необходимой массы:
Максимальный размер куска, мм........... 100(150) 50 25 13 6 3 1
Минимальная масса
пробы, кг........... 50 25 13 6 3 2 0,5
Затем пробы обеспыливают или обесшламливают. Фракционный анализ проводят в водных растворах хлористого цинка или растворах органических жидкостей (четыреххлористого углерода в бензоле, бромоформа в четыреххлористом углероде) различной плотности — от 1300 до 2000 кг/м3 (а при исследовательских работах — до 2600 кг/м3). Растворы хлористого цинка применяют для расслоения угля крупностью более 1 мм по плотностям не более 2000 кг/м3, а растворы органических жидкостей — для расслоения его по большей плотности и для классов менее 1 мм. Для повышения плотности растворов хлористого цинка применяют выпариватели различных конструкций.
Уголь крупностью 1—100 мм расслаивают в статических условиях, крупностью не более 1 мм — в центробежном поле. Плотность жидкостей проверяют с помощью денсиметра или взвешиванием в мерном цилиндре.
Схема фракционного анализа углей в статических условиях приведена на рис. 2.5. Расслоение начинают с жидкости наименьшей плотности. Если в пробе преобладает порода или она легко размокает, расслоение начинают с
39
о
1800
7<W
Рис. 2.4. Кривые гранулометрического состава угля (См. текст)
Рис. 2.5. Схема фракционного анализа угля
/ —- бачок с тяжелой жидкостью; 2 — бачок с сетчатым дном; 3 — тяжелые фракции (потонувшие); 4 — фракции промежуточной плотности; 5 — легкие фракции (всплывшие). 1400—1800 кг/м^ — плотность
41
выделения тяжелых фракций. Пробу частями (например, при крупности угля 1—3 мм массой не более 1 кг) помещают в бачок с сетчатым дном, который опускают в бак с тяжелой жидкостью. Мешалкой или движениями бачка в вертикальном направлении разрыхляют пробу и дают ей отстояться. После этого всплывшую фракцию черпаком переносят в другой сетчатый бачок для отделения жидкости и промывки водой.
Бачок с потонувшей фракцией ставят наклонно над баком, из которого он вынут, для удаления жидкости. Затем бачок переносят в следующий бак с жидкостью другой плотности и производят в нем расслоение в том же порядке. Промытые фракции подсушивают и взвешивают.
Фракционный анализ проб каменных углей и антрацита крупностью 1 мм и менее осуществляют в органических жидкостях в лабораторной стаканчиковой центрифуге. Время разделения пробы и частота вращения ротора зависят от крупности угля:
крупность угля, мм....... О—1 (0,5) 0,1—1 < 0,1
время разделения, мин.... 10 5 5
частота вращения ротора, мин-1 2000 600 1000
После центрифугирования всплывшую фракцию вычерпывают из пробирок ложечкой, а затем вместе с жидкостью сливают на бумажный фильтр. Потонувшую фракцию разрыхляют в пробирке, после испарения жидкости наливают жидкость большей плотности и расслоение повторяют. Таким же способом расслаивают пробу в других жидкостях установленной плотности. После испарения жидкости фракции сушат и взвешивают для определения выходов и показателей качества фракций.
Для ускорения испытаний стандарт допускает проводить одновременное расслоение проб крупностью менее 1 мм в жидкостях нескольких плотностей. В этом случае пробу делят на столько частей, сколько принято жидкостей разной плотности для расслоения. В каждую пробирку помещают пробу и заполняют жидкостью соответствующей плотности. В этом случае выход и показатели качества фракций определяют расчетным путем.
Результаты фракционного анализа записывают по форме, приведенной в табл. 2.2 (графы 1—4). Суммарный выход всплывших и потонувших фракций (соответственно графы 6 и 7) вычисляют по данным графы 3, суммируя всплывшие фракции сверху, а потонувшие — снизу. Зольность всплывших фракций вычисляют делением суммы произведений (графа 5) на суммарный выход фракций. Зольность потонувших фракций (графа 9) вычисляют по данным граф 5 и 8.
Результаты фракционного анализа могут быть представлены в виде кривых обогатимости: X — зависимость между выходом всплывших фракций и зольностью граничного элементарного слоя; 0 — зависимость между выходом и зольностью всплывших фракций; 0 — зависимость между выходом и зольностью потонувших фракций; р — зависимость между выходом всплывших фракций и их граничной максимальной плотностью.
Порядок построения кривых показан на рис. 2.6. Для построения кривой X на линиях, соответствующих выходам фракций, откладывают значение их зольности (см. табл. 2.2, графа 4) и из этих точек в пределах выходов фракций проводят линии, параллельные оси ординат. Через середины этих линий проводят плавную кривую так, чтобы площади отсекаемых треугольников в пределах фракций были равны. Кривую 0 строят по данным граф 6 и 8, а кривую 0 — по данным граф 7 и 9. Конечная точка кривой 0 и начальная точка 42
г
Таблица 2.2
Фракционный состав угля (класс б—13 мм)
Плотность фракции, кг/м Масса фракции, г у, % Ad,% yAd Суммарные показатели
у, % Ad,%
всплывшие фракции потонувшие фракции всплывшие фракции потонувшие фракции
< 1300 7460 46,20 4,50 207,9 46,20 100 4,50 24,00
1300—1400 2790 17,27 10,46 180,64 63,47 53,80 6,12 40,63
1400—1500 1170 7,20 17,60 126,72 70,67 36,53 7,29 54,89
1500—1600 590 3,62 26,70 96,65 74,29 29,33 8,24 64,04
1600—1800 610 3,77 38,12 143,71 78,06 25,71 9,68 69,30
1800—2000 240 1,30 46,50 60,45 79,36 21,94 10,28 74,66
2000—2200 400 2,50 52,00 130,00 81,86 20,64 11,56 76,43
>2200 2930 18,14 79,80 1447,57 100,00 18,14 24,00 79,80
Исходный продукт 16190 100 24,0 2393,64 — — — —
Шламм 500 — 22,5 — — — — —
кривой 0 должны лежать на линии, соответствующей зольности исходной пробы. Для построения кривой р на линиях, проведенных по данным графы 6 параллельно оси абсцисс, откладывают последовательно большие граничные плотности фракций (графа 1) и соединяют их плавной кривой.
Кривые обогатимости взаимосвязаны, поэтому на основе одной из них можно построить остальные. С помощью кривых можно определить теоретически возможные (без учета взаимного засорения продуктов) результаты обогащения при любой плотности разделения. Пример решения такой задачи для плотности разделения 1450 кг/м3 показан на рис. 2.6. При этом выход концентрата составляет 68%, а его зольность — 6,8%. Смотри, на рис. 2.6 показано решение другой задачи — определение выходов продуктов обогащения угля при зольности концентрата 6%, а отходов — 75%. Из абсциссы Ad = 6% восстанавливают перпендикуляр до пересечения с кривой р и проводят горизонтальную линию А]А2. Из абсциссы Ad - 75% восстанавливают перпендикуляр до пересечения с кривой 0. Через точку пересечения проводят линию 51^2- Точки пересечения разделительных линий с кривой плотности показывают плотности разделения (р] = 1420 кг/м3, р2 = 1840кг/м3), а отрезки ОА], А]В] и В]С определяют выход соответственно концентрата, промпродук-та и отходов.
Способы оценки обогатимости углей. Обогатимость характеризует способность углей к разделению на составляющие компоненты по плотности: кон-44
Та б л и ца 2.3
Классификация методов оценки обогатимости
Признак классификации Авторы метода j Метод оценки обогатимости
Выход промежуточных фракций ГОСТ 10100 М.Ю. Григорьев и Г.Н. Подбельский Т = 100у1/(100-у2), где У] —выходдро-межуточных фракций при плотности выделения концентрата 1400 или 1500 кг/м3, %; У2 — выход породных фракций, %. То же, при фиксированной плотности выделения концентрата 1500 кг/м3
Извлечение составляющих компонентов в продукты обогащения И.Я. Фомин Л.И. Улицкий Теоретическая и техническая обогатимости: «тр=[Ул(А^-А^(100-А$ = [Ук(А^-Ad)]/[Ad (100 - A J], где ул и ук — выход соответственно легких фракций и концентрата, %; А4, А4, .d А — зольность соответственно исходного угля, легких фракций и концентрата, % Упр>Ак’* j j *» 4-0,0Ь<ул где 1 — показатель удельных потерь угля; упр — выход промежуточных фракций
Извлечение составляющих компонентов И.И. Малаховский В.П. Курбатов Е = е- £„/100, где е, ен — извлечение полезных компонентов в концентрат и неполезных в отходы, % соответственно Извлечение горючей массы в концентрат и товарные продукты
Выход и зольность легких фракций С. И. Панченко Ц= V1400-; Ad<1400 т У< 1500 . ” Ad< 1500’
, 100у< 1500
“ Ad< 1500у< 1800
В.Г. Соколов yJAdHAd
'"л кт
ВУХИН у < 1400 кг/м3 (на беспородную массу) для
класса 0,5—12 мм
УкрНИИуглеобогаще- Tq = о,05515 Ad + 0,00108 X (100-ул)2 ние
45
к
Таблица 2.3 (окончание)
Признак классификации Авторы метода Метод оценки обогатимости
Ф.А. Зайнудииов ул при заданной зольности концентрата
В.В. Беловолов, Л.С. Зарубин, М.Б. Иофа d Соотношение между ул и А л с использованием зависимости зольности от плотности
В.Н. Утц Общая обогатимость (способность угля разделяться на концентрат, промпродукт и породу) — по отношению выхода концентратных фракций в концентрате к содержанию породных фракций в концентрате
Г.И. Прейгерзон у= lOOcr/H^,
где v — коэффициент вариации зольности фракций; о — среднее квадратическое отклонение зольности фракций
В.П. Курбатов Сумма выходов посторонних фракций в пределах ± 4 Ер от плотности разделения (Ер — вероятное отклонение)
Графические методы Б. Бэрд Содержание смежных фракций на беспородную массу в пределах ±100 кг/м^
от плотности разделения
Т.Г. Фоменко Стрела прогиба кривой X
Г.Г. Саркар, Р.Н. Отношение площади, заключенной между
Боуз, С.К. Митра, кривой X и прямой, соединяющей ее
А. Лахири концы, к площади всего треугольника
Институт "Сершар" (Франция) Тангенс угла наклона кривой р
Г.И. Прейгерзон Содержание фракций зольностью в пределах ±5% от демаркационной линии
Г. Гайденрайх Кривая нормированной плотности разделения
Ф. Майер Кривая М —чем меньше радиус кривизны, тем обогатимость лучше
В.Н. Утц Конкретная обогатимость — объединяет методы Г.И. Прейгерзона и Б. Бэрда
центрат, промпродукт и отходы. Известно несколько десятков аналитических и графических методов оценки обогатимости углей, основанных на различных представлениях об этом понятии.
В табл. 2.3 приведены наиболее известные методы оценки обогатимости, сгруппированные по различным признакам.
По ГОСТ 10100 "Угли каменные и антрацит. Метод определения обогатимости" обогатимость характеризуется показателем Т, который определяется по выходу промежуточных фракций на беспородную массу. К промпродук-46
товым относят фракции каменных углей плотностью 1500—1800 кг/м3, если зольность фракции угля плотностью менее 1500 кг/м3 не превышает 10% (в противном случае — фракции 1400—1800 кг/м3), и фракции антрацита плотностью 1800—2000 кг/м3. Если к промпродуктовым отнесены фракции каменных углей плотностью 1400—1800 кг/м3, то показатель обогатимости обозначается символом Т'.
В зависимости от значений показателя обогатимости (Т) угли делят на
четыре категории: легкую.................................... 5
среднюю............. 5—10
трудную.............. 10—15
очень трудную....... 15
Установлено, что оценка, основанная на выходе промежуточных фракций, не характеризует уголь как сырье для обогащения. Она не позволяет судить о возможности получения концентрата определенного качества. Исследования степени засорения концентрата при обогащении в отсадочных машинах и тяжелосредных сепараторах показали, что они не определяются однозначно содержанием промежуточных фракций в исходном сырье.
Применение критериев оценки обогатимости добываемых углей, отнесенных к беспородной массе в период до перехода к механизированной выемке угля, следует считать оправданным, так как содержание породы в добываемых углях было небольшим и она легко удалялась при обогащении. В настоящее время в результате механизации добычи угля и разработки высокозольных пластов содержание минеральных примесей в рядовых углях с каждым годом возрастает. Для рядовых углей Донецкого бассейна содержание тяжелых фракций составляет 5—50%. Указанные методы дают представление о трудности разделения угля, из которого удалена порода, например в промпродук-товом отделении отсадочной машины или во II стадии обогащения в тяжело-средном сепараторе или гидроциклоне.
Методы, основанные на показателе извлечения, в большей мере характеризуют эффективность разделения, а не обогатимость угля. Поэтому увеличение показателя извлечения не свидетельствует о лучшей обогатимости угля. Кроме того, надо учитывать, что показатель извлечения может быть высоким и при плохих результатах разделения сырья из-за высокого выхода концентрата.
На использовании показателей выхода и зольности легких фракций основано большое число методов оценки обогатимости углей. Это связано с тем, что названные показатели позволяют судить о потенциальных значениях количества и качества концентрата.
Большое распространение получили и некоторые графические методы оценки, построенные на применении кривых обогатимости. На практике давно используется метод Бэрда. Так как по этому методу степень трудности обогатимости углей определяется содержанием смежных фракций на беспородную массу в пределах ± 100 кг/м3 от плотности разделения, то чем больше угля, плотность которого близка к плотности разделения, тем труднее протекает процесс разделения.
Результаты разделения зависят также и от содержания других фракций угля. Даже при обогащении в обогатительных машинах с небольшими погрешностями разделения при высоком содержании породных фракций в питании концентрат может быть значительно засорен породными фракциями. Засорение продуктов обогащения посторонними фракциями в большей мере обусловлено выбранным технологическим процессом, обогатительным аппаратом, режимом разделения, а не распределением фракций.
47
Коэффициент обогатимости по методу Т.Г. Фоменко вычисляется по беспородной массе как отношение стрелы прогиба кривой элементарных фракций X при данной плотности разделения к максимально возможному ее значению. Французские исследователи оценивают обогатимость углей по тангенсу угла наклона кривой плотности р при соответствующем содержании смежных фракций (± 100 кг/м3 от плотности разделения).
Названные графические методы дают оценку обогатимости при разделении углей по любой плотности.
Классификация углей по обогатимости может быть проведена любым из описанных способов.
2.2. Основные принципы выбора сырьевой базы фабрик
Оптимальное сочетание углей в сырьевой базе обогатительной фабрики — основная часть задачи обоснованного формирования сырьевых ресурсов. Задача многовариантна, так как ее решение должно учитывать целый ряд факторов, в том числе проявляющих себя во взаимном противодействии.
Во-первых, технологические схемы обогатительных фабрик отличаются значительным разнообразием, что ограничивает условия распределения углей по фактору качества и целевого назначения основного продукта — концентрата.
Во-вторых, возможности конкретных фабрик по приему углей данного назначения ограничиваются их производственной мощностью, а нередко также наличием шахты-поставщика, технологически связанной с данной фабрикой (например, конвейерным транспортом).
В-третьих, различие качества и обогатимости углей отдельных шахт-поставщиков требует проведения тщательного предварительного анализа каждого из них для выяснения совместимости в шихте при условии совместного обогащения при едином технологическом режиме и совместном участии в шихте данного целевого назначения.
В-четвертых, из-за значительной территориальной рассредоточенности сырьевых ресурсов, отвечающих перечисленным выше условиям, необходим поиск альтернативных вариантов, учитывающих минимизацию транспортных издержек при удовлетворении технологических и потребительских требований.
Требования потребителей определяются целевым назначением продуктов обогащения и распространяются на показатели качества, технологических свойств продукции, ее однородности и стабильности. Так, к концентратам для коксования предъявляют следующие условия: спекаемость (коксующая способность), достаточная для участия данного концентрата в общей шихте; зольность — в пределах допустимой для данной марки угля; содержание серы — минимально допустимое.
От концентратов энергетического назначения требуются допустимые: зольность, теплотворная способность, сортность (крупность), влажность, а также содержание серы. Важность последнего показателя особенно возрастает для экспортируемой продукции при массовом потреблении топлива в густонаселенных районах.
К концентратам для специальных целей и технологических производств в каждом случае предъявляются свои специфические требования. Это учитывается при предварительном подборе углей для формирования сырьевых баз углеобогатительных фабрик, когда ожидаемые показатели качества товарных продуктов определяются по углю каждой шихты укрупненно на основании
48
фракционных анализов и суммируются для шахты как средние взвешенные величины. Зольность концентрата при этом оценивают по зольности легких фракций углей каждой шахты. Выход концентрата рассчитывают по заданной его зольности и показателю эффективности обогащения, фактически достигаемому на данной фабрике (например, по расходному коэффициенту), или по балансу продуктов при фактически достигаемой зольности отходов.
Требования углеобогащения к формированию сырьевой базы основаны на обеспечении максимальной совместимости углей для получения оптимальных технологических результатов: максимального выхода концентрата зольностью не выше допустимой по условиям потребления;
минимальных потерь полезного компонента с отходами обогащения (достижения максимально возможной зольности последних).
При этом действуют экономические ограничения, которые обусловливают целесообразные пределы технологических требований.
Таким образом, основные принципы формирования сырьевой базы углеобогатительной фабрики предполагают:
оценку технологической пригодности фабрик для производства продукции заданного ассортимента, назначения и качества;
соизмерение суммарных объемов поставки исходного угля с производственной мощностью фабрики;
оценку соответствия технологических свойств и качества углей шахт-поставщиков требованиям потребляющей отрасли;
оценку совместимости намечаемых к поставке углей для совместного эффективного обогащения при едином для всей смеси оптимальном технологическом режиме разделения в обогатительных аппаратах.
Одновременно с анализом сырьевых ресурсов рассматривают транспортную задачу с целью оптимизации расходов на доставку сырья на обогатительную фабрику. С возрастанием производственной мощности фабрики и увеличением числа шахт-поставщиков сырья (особенно дефицитных марок угля) объемы перевозок и затраты на них неизбежно возрастают. Для их ограничения допустимым минимумом обычно рекомендуется: полностью использовать объем поставок от шахт, технологически связанных с данной фабрикой (например, конвейерным транспортом);
выбирать из альтернативных вариантов сырьевых баз наиболее экономичные по объемам перевозок в тонно-километрах;
максимально учитывать направление грузопотоков шахта—фабрика— потребитель, не допуская встречных перевозок.
Основная сложность в практикуемой системе подбора и формирования сырьевых баз углеобогатительных фабрик — многофакторный характер решаемой задачи, требующий на современном уровне применения экономикоматематических методов оптимизации решений.
2.3. Обоснование технологических параметров для проектирования новых и реконструкции действующих фабрик
Разносторонняя обоснованность проектных решений при выборе технологии обогащения, технических характеристик оборудования, оптимальной производительности и режимных параметров по процессам является одним из определяющих условий устойчивого функционирования фабрики на протяжении всего планируемого срока службы с объемом производства и уровнем технико-экономических показателей не ниже проектных при соблюдении экологических требований.
49
Рис. 2.7. Блок-схема технологических проектных решений
В то же время ошибка, допущенная при технологическом проектировании обогатительной фабрики, многократно умножается, отражаясь в каждой единице выпускаемой продукции. Поэтому при тенденции создания фабрик повышенной производственной мощности значение обоснования и оптимального выбора проектных решений существенно возрастает.
Научное обоснование проектных решений технологического характера включает (рис. 2.7):
исследование, прогнозирование, корректировку качественно-количественных характеристик угля;
обоснование технологической схемы, выбор основного оборудования и определение оптимальных режимных параметров по процессам, обеспечивающих получение товарных продуктов требуемого ассортимента и качества;
разработку рекомендаций по обеспечению оптимальной производительности оборудования и максимального использования производственной мощности фабрик;
выработку инженерных решений, оказывающих непосредственное влияние на качественно-количественные показатели процесса обогащения и рациональное использование мощностей.
Обоснование характеристик исходного угля. Достоверные характеристики качества и обогатимости углей необходимы при проектировании для обоснованного определения ожидаемых показателей обогащения, выбора оптимальной технологии и режимов по каждому технологическому процессу.
Исходные данные, представляемые заданием на проектирование, за период выполнения проекта и осуществления строительства нередко устаревают, в связи с чем принятые технология и режимы обогащения не являются оптимальными для реального сырья. Расхождения в наибольшей степени выражаются в повышении зольности исходного угля в целом и по классам крупности, а в ряде случаев сказываются на увеличении выхода мелких классов и шламов. Как следствие, при эксплуатации фабрики происходит перераспределение баланса продуктов обогащения, приводящее к перегрузке отдельных аппаратов и транспортных трактов, ускоренному заполнению отвалов и илонакопи-
50
телей, уменьшению производительности фабрики по товарной продукции по сравнению с проектной.
Кроме того, в ряде случаев уже в процессе эксплуатации обнаруживается повышенная размокаемость пород, увеличение содержания минеральных солей в оборотной воде, повышение ее агрессивности, ухудшение фильтруемости шламов и т.д. Этими обстоятельствами определяются характер и объем предшествующих проектированию исследований характеристик угля как объекта обогащения, их прогнозированию и корректировке на реальные производственные условия.
Установлено, что увеличение глубины и масштабов исследования сырья на начальных стадиях проектирования (технико-экономические обоснования, технический проект), внося дополнительную трудоемкость, не устраняет последующих расхождений. В то же время наблюдается значительное сходство фактических характеристик угля вновь построенных фабрик с сырьевыми базами действующих фабрик, обогащающих уголь аналогичной степени метаморфизма, добываемый из близлежащих месторождений. Это позволяет в ряде случаев, не снижая достоверности результатов, хотя бы частично заменить трудоемкие и дорогостоящие исследования сырья обоснованным подбором углей-аналогов и фабрик-прототипов с сопоставимыми качественно-количественными характеристиками и технологией обогащения.
На практике применяют три основных варианта использования аналогов.
I — подбор параллельного аналога. Применяют для трансформации данных геологической разведки в товарную характеристику угля, если отсутствуют результаты непосредственного опробования.
II — подмена угля аналогом. Применяют только в том случае, если имеется явно выраженное соответствие между всеми исходными характеристиками, к которым относят: горно-геологические условия залегания пластов и технологию добычи; марочную принадлежность и назначение угля; зольность горной массы; выход и зольность легких фракций (менее 1500 кг/м3 для угля и менее 1800 кг/м3 для антрацитов) или беспородной массы (фракции плотностью менее 1800 кг/м3 для угля и менее 2000 кг/м3 для антрацита); измельчаемость угля, шламообразование; литологический тип породных примесей; размокаемость пород.
III — корректировка по аналогам, при которой характеристику угля по исследованным пластовым пробам составляют по аналогии со сходным углем для пересчета выходов и зольностей по классам крупности (с учетом измельчения при транспортировке и шламообразования) и повышение общей зольности. В общем виде эта корректировка сводится к следующим операциям (табл. 2.4).
1. Увеличение выхода класса 0—0,5 мм согласно аналогу или с учетом коэффициента шламообразования, который составляет в среднем для марок углей: Г, ГЖ, ОС — 1,75; К, Ж — 2; А, Т — 1,5.
2. Пропорциональное уменьшение выхода класса +13 мм и сохранение (в динамическом равновесии) выхода класса 0,5—13 мм.
3. Повышение зольности класса 0—0,5 мм из расчета привнесения в него частиц с зольностью классов 0,5—13 и +13 мм пропорционально их содержанию в исходном угле.
4. Повышение зольности класса 0,5—13 мм вследствие замены перешедшего в мелочь угля со своей зольностью равным количеством угля, поступившего от переизмельчения, с зольностью класса +13 мм.
Если, согласно аналогу, необходимо скорректировать зольность данного угля, то это выполняют при условии, что повышение общей зольности на 1%
51
Таблица 2.4
Порядок корректировки гранулометрического состава угля
Класс, мм Параметр Исходные значения Уменьшение Увеличение Скорректированные значения
13 Выход VI Ду1=Ду3 — У!-ДУ1
Зольность / А1 / А1 — 4
0,5—13 Выход Зольность 72 4 ДУ2 4 a V2 Ду, -V2 + V3 По балансу У2-Ду2 + дГх 72 х —-— Y2 + Y3
0—0,5 Выход Зольность 73 4 Д,УЗ = "У3^ш или по аналогу По балансу УЗ+АУЗ
Примечание. Кш — коэффициент шламообразования.
приводит к повышению зольности всех классов крупности, в общем случае: класса +13 мм — на 1,2 %, 0,5—13 мм — на 0,9%, 0—0,5 мм — на 0,8%. В фракционном составе это учитывается соответствующим увеличением содержания тяжелых фракций с их неизменной зольностью.
Принцип параллельного аналога может распространяться (без ущерба для проектных решений) не только на характеристику исходного угля, но и на основные качественно-количественные показатели, режимные параметры процессов обогащения и качество получаемых продуктов. При этом аналогом является обогатительная фабрика, которая может служить прототипом для проектируемого предприятия.
Для выбора обогатительной фабрики-прототипа необходимо прежде всего, чтобы перерабатываемый на ней уголь мог быть аналогом угля, составляющего сырьевую базу проектируемой фабрики. Кроме того, прототип должен иметь принципиальную технологическую схему, отвечающую заданию на проектирование и позволяющую получить продукты заданного ассортимента и качества из угля проектируемой фабрики.
Фабрика-прототип должна допускать возможность проведения на ней опытно-промышленного обогащения нового угля, если в нем будут выявлены какие-либо аномальные особенности качества, состава и свойств.
Использование аналогов и прототипа позволяет:
существенно снизить трудоемкость и сократить продолжительность работ по подготовке исходных данных для технологического проектирования;
обоснованно корректировать расчетные качественно-количественные характеристики с учетом практических условий;
использовать для проектирования показатели точности разделения и взаимного засорения продуктов, подтвержденные в практических условиях;
устанавливать удельные производительность оборудования, расходы воды, реагентов, флокулянтов — по аналогии с действующим прототипом;
52
прогнозировать изменение гранулометрического состава угля в результате его измельчения и шламообразования;
принимать с достаточной для практики достоверностью параметры, требующие для их непосредственного определения сложных и длительных во времени исследований (возможная степень загрязнения оборотной воды при данной технологии, абразивное воздействие на оборудование, ряд специальных параметров для проектирования сушильных установок и систем пылеулавливания).
Таким образом, на ранних стадиях проектирования применение аналогов и прототипов менее трудоемко и может представлять более достоверные данные по сравнению с результатами предварительного исследования углей, составляющих сырьевую базу проектируемой фабрики.
На стадии рабочего проектирования уточнение технологических схем, параметров и режимов требует непосредственной эксперементальной проверки, для чего проводится отбор эксплуатационных проб углей на шахтах, входящих в сырьевую базу проектируемой фабрики. Выполняются по стандартным методикам ситовые и фракционные анализы, оценивается обогатимость. Измельчаемость, шламообразование, флотируемость шламов, фильтруемость флотоконцентрата, флокулируемость и осаждаемость илов (отходов флотации) определяются лабораторными методами. Результаты используют для уточнения и корректировки принятых ранее проектных решений.
В тех случаях, когда проектируется предприятие для обогащения углей новых неосвоенных месторождений с наличием специфических особенностей качества и свойств или ставится задача получить нетрадиционный ассортимент товарных продуктов, возникает необходимость в проведении опытнопромышленного обогащения представительной партии угля на действующей фабрике, технология которой может служить прототипом проектируемого объекта. Тогда получают непосредственно практические балансы продуктов, но схема и режимы разделения на действующем предприятии могут быть неоптимальными для исследуемого сырья и поэтому конечные показатели требуют экспертной оценки и уточнения.
Полученные результаты исследований используют для окончательного определения оптимальных схемных решений, режимных параметров по процессам и качественно-количественных показателей обогащения (баланса продуктов обогащения заданного ассортимента и качества).
Обоснование принципиальных технологических решений. Детально методы синтеза, конструирования технологических схем и оптимизации параметров разделения описываются в соответствующих главах.
До применения оптимизационных методов принимают, исходя из заданной номенклатуры продуктов обогащения и конъюнктуры их сбыта, следующие принципиальные решения;
целесообразность полного или частичного выделения сухого необогащен-ного отсева мелких классов угля (антрацита);
применение флотации шламов или отказ от нее — в связи с принятием решения о принципиальной схеме регенерации оборотной воды;
возможность отказа от выпуска товарного промпродукта с целью увеличения выхода концентрата;
рациональное решение способа обработки крупнозернистого шлама (присадка к концентрату или отсеву без обогащения, обогащение совместна с мелким углем, обогащение в отдельном аппарате и т.д.) в зависимости от его выхода и зольности;
53
Таблица 2.5
Характерные пределы нагрузочных параметров
Операция Предпочтительный тип оборудования Параметр
Подготовительная Удельная
классификация: производительность, т/ч • м2
сухая Вибрационный грохот 5—30
мокрая То же 10—50
Гидрогрохот 100—200
Обогащение крупного угля Отсадочные машины Удельная производительность, т/(ч • м )
— 12—25
Тяжелосредные сепараторы Удельная нагрузка, т/(ч • м) (ширина ванны) 50—100
Обогащение мелкого угля Отсадочные машины: Удельная производитель-О ность, т/(ч • м ):
с разделением на два продукта 8—18
с выделением микста 12—20
с выделением товарного промпродукта 6—10
Гидроциклоны Производительность, т/ч —
тяжелосредные 60—150
Обезвоживание мелкого Центрифуги фильтрующие Производительность, т/ч —
концентрата 80—250
Флотация шлама Флотомашины Удельная
механические производительность, т/(ч • м^) — 0,9—1,8
Обезвоживание Вакуум-фильтры дисковые Удельная
флотоконцентрата производительность, т/(ч • м2) — 0,1—0,4
Осветление шламовых вод Радиальные сгустители Удельная производитель-
/без флокулянта\ ' с флокулянтом ' ность, м /(ч • м ):
0,2 0,3
1 " 2
Цилиндроконические 0,25 0,5
сгустители 1,5 5
способ обработки отходов флотации (их складирование в прудах-илонако-пителях или глубокое обезвоживание с отгрузкой на утилизацию или направлением в общий отвал);
другие решения экологического (природоохранного) направления, в том числе: рациональное размещение и способ складирования отходов обогащения на местности (прогрессивны способы складирования с заполнением отрицательных рельефов и последующим покрытием слоем плодородной почвы); создание технологических комплексов для глубокого обезвоживания (подсушки) отходов обогащения и круглогодичной отгрузки их на утилизацию; соору-54
жение установок по переработке отходов в полезную продукцию (строительные материалы — кирпич, аглопорит и др.).
Оптимизация технологических параметров и режимов разделения. Работа по оптимизации параметров и режимов разделения взаимосвязана с выбором рационального для данных условий варианта технологической схемы на основе экономико-математического сравнения альтернативных вариантов.
Для конкретного варианта схемы подлежат оптимизации следующие параметры.
1. Нагрузочные параметры (абсолютная или удельная производительность в час), варьируемые в достаточно широких пределах (табл. 2.5) в зависимости от крупности, обогатимости, зольности поступающего на операцию продукта, концентрации пульпы и т.д.
2. Параметры разделения, к которым относят: граничную крупность — для процессов классификации; граничную плотность фракций — для гравитационного обогащения; предельную зольность продуктов — для флотации; концентрацию твердого — для сгущения шламов; влажность основного продукта — для обезвоживания.
Параметры разделения оптимизируют одним из известных методов по условию максимального выхода концентрата с зольностью не выше заданной.
3. Расход технической и оборотной воды, утяжелителя, флотационных реагентов, флокулянтов, а также (в случае необходимости) других веществ, например пептизаторов, ПАВ, профилактических противосмерзающих и противоэрозионных покрытий и т.д.
Оптимальные расходные характеристики для каждого агента устанавливают на основе аналогов или средних статистических норм, определяемых на единицу перерабатываемого материала (на 1 т угля или 1 м3 пульпы), с учетом характеристик угля и класса применяемых веществ. Конкретные значения расхода флотореагентов и флокулянтов уточняют экспериментальным путем.
Глава 3
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЕЙ
3.1. Факторы, определяющие структуру технологических схем
Технологические операции-элементы технологической схемы. Технологическая схема обогащения угля представляет собой графически изображенную совокупность соединенных транспортными связями операций по обработке угля и получаемых при этом продуктов.
Современные технологические схемы должны обеспечивать:
получение товарной продукции заданной номенклатуры и качества;
соблюдение экологических требований в районе размещения обогатительной фабрики;
экономическую эффективность функционирования обогатительной фабрики.
Основными факторами, определяющими структуру технологических схем обогащения, являются свойства обогащаемого угля и качество товарных продуктов.
В зависимости от обогатимости и гранулометрического состава углей сырьевой базы фабрики и требований к качеству продуктов обогащения выбираются методы обогащения, т.е. основные операции. Наибольшее распространение из них имеют тяжелосредное обогащение (как правило в магнетитовой суспензии), гидравлическая отсадка и флотация. В отдельных случаях применяется обогащение в воздушном потоке, противоточная гидравлическая сепарация, центробежное обогащение в водной среде, обогащение на концентрационных столах.
Выбор основных операций в значительной степени определяется вспомогательными процессами по обработке продуктов обогащения при доведении их качества до заданных кондиций (главным образом по крупности и влажности).
Тяжелосредное обогащение осуществляется в тяжелосредных сепараторах и циклонах.
Верхний предел крупности углей, обогащаемых в тяжелосредных сепараторах, равен 300 мм, нижний — 10 мм, а в отдельных случаях — 6 мм (ЦОФ "Гуковская", антрацит).
Диапазон крупности углей, эффективно обогащаемых в тяжелосредных циклонах, составляет 0,2(0,15) мм — 25(40) мм.
Обогащение в отсадочных машинах осуществляется в основном двумя машинными классами: крупным (допускаемый предел обогащения от 8 до 100— 150 мм) и мелким (предел обогащения 0,5—16,0 мм для каменных углей и 1,0— 15,0 мм для антрацита). При высокой трудности обогащения исходного материала нижний предел крупности эффективного обогащения увеличивается до 0,8—1,0 мм для каменных углей и до 2—3 мм для антрацита.
Флотация применяется для шламов с верхним пределом крупности 0,5 мм. Следует отметить, что в связи с высокой стоимостью этого процесса приходится снижать верхний предел крупности до 0,3 мм и менее.
Для обогащения крупнозернистых, от 0,5 до (2)3 мм шламов применяют гидроциклоны, спиральные сепараторы и концентрационные столы (в основном, в зарубежной практике).
56
Пневматические сепараторы используются при обогащении буры* углей с верхним пределом крупности 75(100) мм.
Технологические схемы обогащения могут включать следующие операции:
1) прием угля, поставляемого конвейерным транспортом, в автосамосвалах и железнодорожных вагонах, в том числе и саморазгружающихся. В зависимости от вида транспорта, применяются различные углеприемные устройства;
2) предварительная классификация угля, поступившего на фабрику, осуществляется по крупности 100(150; 200) мм на стационарных грохотах (колосниковые решетки), грохотах с плоской подвижной просеивающей поверхностью, грохотах цилиндрического типа. При значительной разнице в прочности угля и вмещающих пород (не менее чем в 2 раза) могут применяться машины избирательного дробления;
3) удаление посторонних предметов (дерево, металл) и негабаритных кусков угля и породы из надрешетного продукта предварительной классификации — с использованием специальных конвейерных лент, грохотов, железоотдели-телей;
4) дробление надрешетного продукта до крупности, соответствующей принятому по технологии верхнему пределу крупности обогащаемого угля (как правило в щековых или зубчатых валковых дробилках);
5) объединение дробленого продукта с подрешетным продуктом предварительной классификации, с последующим складированием смеси в усредни-тельно-аккумулирующих емкостях бункерного, полубункерного, напольного типа;
6) подготовительная классификация рядового угля на машинные классы производится на грохотах с плоской, дуговой и цилиндро-конической подвижной и неподвижной рабочей поверхностью, а также в гидроклассифика-ционных устройствах. В этой операции происходит подготовка двух или трех машинных классов для гравитационного, центробежного и флотационного обогащения;
7) обогащение крупного и мелкого машинных классов, как правило, крупнее 0,5 мм — в тяжелосредных сепараторах, отсадочных машинах, тяжело-средных циклонах, пневматических сепараторах;
8) механическое обезвоживание продуктов обогащения крупного и мелкого машинных классов: на грохотах, в элеваторах и центрифугах;
9) выделение и обработка крупнозернистых шламов с использованием гидроклассификаторов, гидроциклонов, концентрационных столов, спиральных сепараторов, вакуум-фильтров, центрифуг;
10) обработка шламовых вод, включая флотацию и обезвоживание получаемых продуктов;
11) термическая сушка продуктов обогащения;
12) складирование и отгрузка продуктов и отходов обогащения.
Углеподготовка. Операции с первой по пятую включительно обычно называют углеподготовительными, поскольку они полностью завершают подготовку угля к обогащению, а наличие склада обогащаемого угля позволяет осуществить, работу фабрики в части схемы с основными и последующими операциями во временном режиме, не зависящем от времени поставки обогащаемого угля.
Принципиальная технологическая схема углеподготовки, применяемая на большинстве углеобогатительных фабрик Российской Федерации, приведена на рис. 3.1, а. Такая схема предполагает дальнейшую классификацию угля на три машинных класса (крупный, мелкий, шлам), для последующего обогащения, либо с целью выделения товарного отсева.
57
сю
а) Горная масса б) Горная масса в) Горная масса
классификация классификация классификация
в усреднительно- аккумулирующие емкости
Рис.3.1. Принципиальные схемы углеподготовки
а) наиболее распространенные на фабриках Российской Федерации; б) действующая на ОФ разреза "Нерюнгринский"; в) действующая на ОФ ш. "Ное Монополь" (Германия)
В ряде случаев углеподготовка обеспечивает верхний предел крупности обогащаемого угля, исключающий применение операции обогащения крупного машинного класса. Примером такого решения может быть схема углеподго-товки ОФ разреза "Нерюнгринский" (рис. 3.1,6). Здесь применены три стадии дробления: крупного, до 200 мм, в щековых дробилках; среднего, до 100 мм, в валковых зубчатых дробилках и мелкого, до 30 мм, в конусных дробилках.
Широкое распространение в последние годы, особенно на фабриках Германии, получило удаление породы в тяжелосредных сепараторах или отсадочных машинах с подвижным решетом из крупного (25(40) мм) угля до поступления его в усреднительно-аккумулирующие емкости. В частности, такая схема угле-подготовки применяется на ОФ шахты "Ной Монополь" (рис. 3.1, в).
При высоком содержании породы в обогащаемом угле, которая, как правило, концентрируется в крупных классах, применение схем типа 3.1, а и 3.1, б приводит к повышению зольности мелких классов, что вызывает рост затрат на обогащение за счет увеличения нагрузки на флотацию, на операции по обезвоживанию флотоконцентрата и обработке флотоотходов, на сушку продуктов обогащения. Поэтому предварительную классификацию в схеме 3.1, а следует проводить по максимальной крупности, которую обеспечивает характеристика оборудования, принятого для обогащения крупного машинного класса.
Использование схемы типа 3.1, б должно быть тщательно обосновано путем технико-экономического сравнения с другими вариантами решений.
Удаление из обогащаемого угля крупной породы без ее дробления, как это показано на схеме 3.1, в, позволяет исключить недостатки двух предыдущих схем. Кроме того, использование такой схемы обеспечивает сокращение абразивного износа оборудования и расхода воды на подготовительной классификации.
Подготовительная классификация. Подготовительная классификация обычно разделяется на две стадии (рис. 3.2).
При выделении товарного отсева без обогащения на первой стадии выделяется сухой отсев, на второй — осуществляется контрольная мокрая классификация сухого надрешетного продукта. Надрешетный продукт мокрой классификации направляется на обогащение одним машинным классом (например, 25—100 мм), либо на дальнейшую классификацию для получения двух машинных классов (например, 25—100 и 6—25 мм), подрешетный — на обезвоживание. Возможно также его обесшламливание с последующим обогащением обесшламленного материала.
Подготовительная классификация на фабриках, не выделяющих сухой отсев, обычно осуществляется по принципиальной схеме, представленной на рис. 3.3. Здесь также предусматривается две стадии.
На операцию из усреднительно-аккумулирующего склада поступает уголь, верхний предел крупности которого в большинстве случаев составляет 100 мм. Разделение производят в основном по 13 мм. Надрешетный продукт подается на обогащение, подрешетный — на обесшламливание, в большинстве случаев по граничной крупности 0,5 мм.
Возможны такие решения схемы, когда подготовительная классификация осуществляется на одном аппарате — двухситном грохоте.
Трудности подготовительной классификации, особенно в схемах с выделением товарного отсева без обогащения, возникают при повышенной влажности горной массы и наличии в ней размокаемых пород. Для этих случаев при сухом рассеве наибольшей технологической эффективностью обладают шне-
59
Мокрая классификация
0—6(13; 25)
на обогащение
+6(13; 25) у „ либо классификацию
* на машинные классы
на обезвоживание
либо обесшламли-
вание
Ряс. 3.2. Принципиальная схема подготовительной классификации с выделением сухого отсева
мокрая классификация
Уголь из усредни-тельно-аккумули-рующей емкости
13(25)—100
0—100 __
Г
обесшламливаняе
0—13(25) ’
на обо-
гащение
обогащение
на обработку шламовых вод
Рис. 3.3. Принципиальная схема подготовительной классификации без выделения сухого отсева
ковые грохоты типа ГШ, которые успешно эксплуатируются на ГОФ "Капитальная" (Интауголь).
При подготовительной классификации с целью повышения эффективности разделения используется брызгальная вода. Ее расход в зависимости от методов обогащения составляет 30—35% в общем технологическом водопотреб-лении фабрик, что существенно отражается на нагрузке в водно-шламовые системы. Для сокращения расхода воды на ЦОФ "Гуковская" осуществляют 60
Л
Уголь крупного машинного класса
обогащение
отходы микст
кондиционная суспензия
в процесс
Рис. 3.4. Схема двухстадиального трехпродуктового тяжелосредного обогащения крупного угля от большей плотности к меньшей
мокрую классификацию без брызгальной воды с предварительным смачиванием поступающего на классификационные грохота материала в специальном аппарате, конструкция которого сходна с конструкцией тяжелосредных сепараторов. Такое решение позволило сократить расход воды на операции в 15 раз.
Использование того или иного способа обесшламливания (ситового и гидравлического) определяет качественный состав твердой фазы шламовой воды, что отражается на построении водно-шламовой схемы фабрики.
61
суспензия в процесс
Рис. 3.5. Схема двухстадиального трехпродуктового тяжелосредного обогащения крупного угля от меньшей плотности к большей
Обогащение машинных классов угля. На фабриках, обогащающих все классы крупности, обогащение, как правило, производится тремя машинными классами, включая флотацию шлама, являющуюся элементом системы обработки шламовых вод.
Как уже было отмечено, исключение в Российской Федерации составляет ОФ разреза "Нерюнгринский", где после обесшламливания получают два машинных класса: 0,5—30 мм, обогащаемый в тяжелосредных циклонах, и 0— 0,5 мм, который направляется на флотацию.
Крупный машинный класс обогащается с разделением на два или на три продукта. При использовании отсадочных машин трехпродуктовое обогащение производится в одном аппарате. При тяжелосредном разделении для этой цели применяются два сепаратора. В этом случае обогащение происходит в две стадии и может производиться от большей плотности к меньшей и наоборот. Выделение отходов обогащения в первой стадии предпочтительно применять для углей, содержащих до 50% фракций, плотность которых меньше плотности разделения, и при наличии размокаемых вмещающих пород (рис. 3.4). В ос-
62
Уголь мелкого машинного класса
концентрат
обогащение
отходы
промпродукт f
обезвоживание
1-я стадия обезвоживания
1-я стадия обезвоживания
в процесс регенерацию
Рис. 3.6. Схема одностадиального трехпродуктового тяжелосредного обогащения мелкого угля
тальных случаях применяется схема обогащения от меньшей плотности к большей (рис. 3.5).
Обогащение мелкого (как правило, в диапазоне крупности от 0,5 до 13 мм) машинного класса производят в отсадочных машинах или в тяжелосредных циклонах, в зависимости от обогатимости исходного угля. При этом, как и для крупного машинного класса, здесь возможно разделение на два и три продукта. В последнем случае при использовании тяжелосредных циклонов. В отличие от тяжелосредного обогащения крупного угля, могут быть применены два двухпродуктовых или один трехпродуктовый аппарат. При использовании трехпродуктовых тяжелосредных циклонов существенно сокращается количество единиц оборудования, задействованного на обработке мелкого машинного класса, по сравнению со схемой двухстадиального обогащения в последовательно расположенных двухпродуктовых циклонах. Однако следует иметь в виду достаточно жесткую зависимость между плотностями, по которым происходит выделение тяжелого и легкого продуктов. Схему с трехпродуктовыми циклонами можно применять, если разница между этими плотностями соответствует фракционному составу обогащаемого угля.
Схемы трехпродуктового разделения в одном и двух аппаратах показаны на рис. 3.6 и 3.7. При этом на рис. 3.6 показана схема с разделением от меньшей плотности к большей. Возможен и обратный порядок. Выбор плотности разделения для первой и второй стадий обогащения мелкого угля основывается на тех же условиях, которые учитываются для крупного машинного класса.
Пневматическое обогащение применяется, как правило, для бурых углей и осуществляется, в соответствии с паспортными данными сепараторов, одним машинным классом 13—75 мм. Имеется опыт обогащения неклассифицированного угля с верхним пределом крупности 75 мм на фабриках объединения "Тулауголь”. В этом случае с удовлетворительной эффективностью обогащается и класс 6—13 мм.
63
л
обогащение
Уголь мелкого машинного класса
концентрат
1-я стадия . обезвоживания сброс суспензии
Рис. 3.7. Схема двухстадиального трехпродуктового тяжелосредного обогащения мелкого угля от меньшей плотности к большей
Механическое обезвоживание продуктов обогащения машинных классов угля. Схемы механического обезвоживания продуктов обогащения мелкого и крупного машинных классов угля достаточно просты и в зависимости от крупности предусматривают предварительный сброс воды (на плоских, дуговых или цилиндроконических ситах), обезвоживание в элеваторах, на грохотах или в фильтрующих центрифугах.
Для случаев тяжелосредного обогащения первая стадия обезвоживания продуктов обогащения мелкого угля и обезвоживание продуктов обогащения крупного угля осуществляются одновременно с отмывкой утяжелителя. Соответствующие схемы (без операции сброса суспензии) показаны на рис. 3.4—3.7.
При отсадке крупного угля обезвоженные промпродукт и отходы получают непосредственно в элеваторах отсадочных машин. Крупный концентрат с порога машин подается как правило на плоские сита предварительного сброса воды и далее на грохоты.
Относительно более сложными являются схемы обезвоживания продуктов отсадки мелкого угля.
64
Рис. 3.8. Схема обезвоживания мелкого концентрата с применением грохотов и багер-зумпфов
После обезвоживания в элеваторах на ряде фабрик отходы поступают на грохоты, промпродукт в большинстве случаев — на грохоты и в фильтрующие центрифуги.
Далее рассмотрены схемы обезвоживания мелкого концентрата.
Наиболее распространенной является схема, предусматривающая три последовательные операции: сброс воды на плоском, дуговом или цилиндроконическом сите, обезвоживание на грохоте и в фильтрующей центрифуге.
Все чаще применяются схемы обезвоживания, где используется сочетание багер-элеваторов (1-я стадия) и центрифуг (2-я стадия).
Имеются схемы с одновременным использованием грохотов и багер-элеваторов (рис. 3.8). По такой схеме работает, например, ГОФ "Нагольчанская" (Украина), где после обезвоживания на грохоте получают товарный концентрат 6—13 мм, а подрешетный продукт направляют в багер-зумпф. Осадок из багер-зумпфа поступает на обезвоживание в фильтрующую центрифугу, слив совместно с фугатом — в систему шламовых вод.
Обработка шламовых вод. Совокупность операций по обработке шламовых вод и технологических связей между ними часто называют водно-шламовыми системами углеобогатительных фабрик — это самые сложные элементы технологии обогащения. Водно-шламовые системы предназначены для улавливания из шламовой воды угольной мелочи, обеспечения водой технологических процессов, сокращения расхода воды из наружных источников и предотвращения сброса промышленных стоков за пределы промплощадки фабрики.
Сложность задач, возникающих при обработке шламовых вод (наличие большого количества машин и аппаратов для реализации водно-шламовых процессов и различие в свойствах обрабатываемых шламов), приводит к тому, что даже на фабриках с аналогичными процессами обогащения и номенклатурой товарной продукции схемы обработки шламовых вод построены по-разному. Так, на 18 фабриках, имеющих отсадку и флотацию и выделяющих промпродукт, выявлено от 4 до 10 операций по обработке шламовой воды (без учета наружных сооружений); на 7 фабриках, работающих без выделения промпродукта, — от 3 до 12 операций; на 10 фабриках с тяжелосредной сепа-
3. Техника и технология...
65
рацией, отсадкой и флотацией — от 4 до 8. Такой же разброс наблюдается и в трудоемкости обработки шламовых вод: на фабриках, обогащающих все классы крупности, она колеблется от 1 до 6, выделяющих отсев — от одного до двух человек на 1000 т рядового угля в сутки.
Основными факторами, влияющими на степень сложности водно-шламовой схемы, являются:
эффективность извлечения шлама в надрешетные продукты (осадок) в операциях, после которых шламовая вода поступает в водно-шламовую систему;
назначение товарной продукции, ее качество, минеральный и гранулометрический состав шлама;
эффективность извлечения шлама и продуктов его разделения в обезвоженные продукты аппаратов водно-шламовой системы;
расход воды для технологических процессов, связанных с переработкой угля на фабриках.
Технологическими источниками нагрузки на водно-шламовую систему являются шламовые воды от дешламации при подготовке машинных классов, от обезвоживания продуктов обогащения и от регенерации магнетитовой суспензии (хвосты магнитной сепарации).
При наличии на фабрике флотационного обогащения на структуру водношламовой Схемы особое влияние оказывает содержание зерен нефлотируемой крупности (более 0,5 мм) в шламовой воде, поступающей в водно-шламовую систему. Для улавливания этих зерен предусматриваются специальные операции. Чаще всего выделенный ими шлам вновь направляется в какую-либо технологическую операцию фабрики (например, на мокрую подготовительную классификацию), поскольку его зольность не удовлетворяет требованиям к качеству товарного концентрата. Использование же его в качестве промпро-дукта приводит к большим потерям легких фракций. Качество зернистых шламов улучшается в схемах, где для обесшламливания мелкого машинного класса применяется не ситовая, а гидравлическая классификация.
На зарубежных фабриках иногда обогащение зернистых шламов производится на концентрационных столах, а в последнее время для этой цели используются спиральные сепараторы.
Циркуляция крупнозернистых шламов — один из основных источников образования мелких и тонких частиц, что приводит к их накоплению в системе шламовых вод и, как следствие, к ухудшению процессов обесшламливания. обогащения и обезвоживания.
Если обогащаемый уголь содержит размокаемые вмещающие породы, в обезвоживаемом шламе содержится большее количество илистых частиц, что отрицательно сказывается на процессах обезвоживания. В частности, происходит замазывание фильтровальной ткани и, как следствие, снижение производительности фильтров, а при обезвоживании в осадительных центрифугах уносится большое количество твердой фазы с фугатом.
Установлено, что для нормальной работы технологической системы обогащения угля содержание твердой фазы, представленной в основном илами, в воде, используемой в технологических целях, не должно превышать 50 кг/м3. Для углистых шламов этот предел может быть увеличен в 1,5—2,0 раза. Поэтому с увеличением количества илистых частиц в шламе возникает необходимость в более полной очистке шламовой воды. Наибольший технологический эффект выделения илистых частиц и удаление их из системы шламовых вод достигается в схемах с использованием флотации.
При накоплении шлама в системе шламовых вод в схемах, где для повторного использования направляются сливы сгустительно-осветлительных
66
устройств, не обеспечивающих стопроцентное осаждение шлама, меняется его гранулометрический состав в сторону увеличения тонких частиц. Например, расчеты, выполненные для одной из фабрик, показали, что в твердой фазе шламовой воды, поступающей в водно-шламовую систему с подрешетными водами, в начальный момент работы фабрики содержалось 61,8% класса 0— 0,5 мм, а после установления равновесной концентрации твердого — 90%.
Рассмотрев факторы, влияющие на структуру схем обработки шламовых вод, можно сформулировать следующие основные принципы:
1. Обеспечение высокой эффективности операции обесшламливания мелкого машинного класса по предупреждению попадания в шламовую воду высокозольных зернистых шламов. Это может быть достигнуто использованием гидроклассификации, например, в багер-зумпфах.
2. Применение флотации в процессах очистки воды, предназначенной для повторного использования, с целью повышения степени извлечения в концентрат угольных зерен и эффективности улавливания самых тонких частиц твердой фазы.
При обогащении коксуемых углей, обеспечивающем получение низкозольного концентрата, необходимость флотации всего шлама, поступающего в водно-шламовую систему, не вызывает сомнения. В этом случае флотация обеспечивает как извлечение из шлама ценных компонентов (увеличение выхода концентрата), так и повышение эффективности очистки воды в последующих процессах водно-шламовой системы.
Количество шлама, направляемого на флотацию при обогащении энергетических углей, должно определяться с учетом требований к качеству концентрата и разницы в эффективности операций по обработке рядового шлама и продуктов флотации.
3. Сокращение времени контакта с водой обогащаемого угля и продуктов обогащения для уменьшения образования илистых частиц от размокания породы. Одним из способов достижения этой цели является сокращение объема емкостей для шламовых вод.
4. Предотвращение накапливания в оборотной воде самых тонких шламов, снижающих эффективность процессов разделения, — за счет исключения из водно-шламовой системы сгустительно-осветлительных устройств, слив которых направляется для повторного использования и которые не обеспечивают при этом полного извлечения твердой фазы в осадок (сгущенный продукт).
5. Повышение эффективности извлечения шлама и продуктов его разделения в обезвоженные продукты при очистке шламовой воды для сокращения числа операций по ее обработке. Для этого необходимо использовать оборудование в строгом соответствии его возможностей характеристикам обезвоживаемых продуктов.
6. Сокращение расхода воды при обогащении крупного и мелкого угля для уменьшения нагрузок на водно-шламовую систему — достигается рациональной компоновкой машин и оборудования, выделением крупной породы до аккумуляции обогащаемых углей.
7. Замыкание водно-шламового цикла без выпуска промышленных стоков за пределы промплощадки фабрики с целью предотвращения вредных экологических воздействий на природу — за счет интенсификации процессов осаждения и механического обезвоживания шлама и продуктов его разделения, особенно самых тонких классов.
Несмотря на имеющееся разнообразие технологических схем для решений водно-шламовых систем, они могут быть достаточно четко систематизированы, вписываясь в принципиальную схему обогащения углей, независимо от
67
Рис. 3.9. Принципиальная схема обогащения углей и обработки шламовых вод
/ — блок обогащения крупного и мелкого угля; А, Б и В — варианты обработки крупнозернистых шламов; // — блок регенерации (очистки) шламовой воды
68
конкретных технологических решений каждой операции (рис. 3.9). При этом все технологические схемы представлены в виде двух блоков: обогащения крупного и мелкого угля и регенерации (очистки) шламовой воды.
В первый блок включены процессы подготовительной классификации, обогащения машинных классов и обезвоживания получаемых продуктов. Здесь получают конечные продукты и шламовую воду.
Во втором блоке размещены операции по обработке шламовой воды, в которых получаются конечные продукты и вода для повторного использования (регенерированная вода). Принадлежность технологического процесса или аппарата к блоку регенерации определяется двумя условиями: необходимо, во-первых, чтобы данный процесс был специально предназначен для обработки шламовой воды, и, во-вторых, чтобы очищенная в результате этой обработки вода была направлена для повторного использования.
В принципиальной схеме, приведенной на рис. 3.9, принята следующая терминология:
шламовая вода — водо-угольная суспензия, образованная в результате обработки угля в операциях блока гравитационного обогащения крупного и мелкого угля. Шламовая вода может направляться в блок регенерации полностью или частично;
дешламированная вода — вода, получаемая в результате предварительной регенерации и направляемая для повторного использования, полностью или частично. Содержание твердого в дешламированной воде всегда меньше, а тонких зерен в ее твердой фазе всегда больше, чем в шламовой воде;
осветленная вода — вода, получаемая в результате окончательной регенерации и направляемая для повторного использования;
регенерированная вода — смесь дешламированной и осветленной воды;
оборотная вода — смесь регенерированной и той части шламовой воды, которая направляется для повторного использования без регенерации;
технологическая вода — смесь оборотной и свежей воды, используемой в операциях блока обогащения крупного и мелкого угля;
свежая вода — вода из внешнего источника, добавляемая для компенсации потерь с продуктами обогащения и от испарения;
предварительная регенерация — совокупность операций обработки шламовой воды, в результате которых достигается лишь частичное разделение твердой и жидкой фаз. Примером предварительной регенерации могут служить процессы, осуществляемые в сгустительно-осветлительных аппаратах непрерывного действия (отстойники, сгустители, гидроциклоны, осадительные центрифуги и др.), в слив которых поступает наиболее тонкая часть твердой фазы. Данный процесс может осуществляться в одной, двух или нескольких операциях. Например, если шламовая вода поступает в гидроциклон, сгущенный продукт которого обезвоживается в осадительной центрифуге без применения флокулянта, а слив гидроциклона совместно с фугатом центрифуги направляется для повторного использования, предварительная регенерация реализуется двумя операциями; окончательная регенерация — совокупность операций по обработке шламовой воды, при которых достигается практически полное разделение фаз (коэффициент извлечения твердой фазы в конечные продукты близок к 1). Такой результат может быть получен в сгустительно-осветлительных аппаратах и сооружениях периодического и непрерывного действия, если размер граничного зерна разделения в них меньше размера частиц твердой фазы. Увеличению эффективности разделения способствует использование флокулянтов и снижение удельных нагрузок на сгустительно-осветлительные устройства. Как правило, окончательная регенерация осуществляется в не-
69
Ри. 3.10. Принципиальная схема потоков шламовых вод и твердых продуктов для расчета водно-шламовых схем: Q — количество твердого (сухая масса), т/ч; W — объем чистой воды, м^/ч; о — влажность продуктов, %; Р — содержание твердого, кг/м^
70
скольких операциях. Например, осаждение шлама в сгустителе с применением флокулянта с обезвоживанием сгущенного продукта в фильтр-прессе или весь комплекс операций обработки шламовой воды, начиная с флотации.
В рамках принципиальной технологической схемы (см. рис. 3.9) и принятой терминологии приведен расчет потоков шламовых вод.
Принятые обозначения (рис. 3.10): Q — количество твердого (сухая масса), т/ч; w — влажность продуктов, %; 1¥ — количество чистой воды, м3/ч; Р — содержание (концентрация) твердого, кг/м3.
Уравнения выведены для установившегося режима, когда количества твердого и воды, поступающих на фабрику и выводимых из нее, равны между собой.
При составлении уравнений использованы коэффициенты:
К = W4/W2 — коэффициент регенерации, представляющий отношение объема шламовой воды, направляемой на регенерацию (W4), к общему объему шламовой воды (W2);
а = WfJW^ — коэффициент окончательной регенерации — отношение объема шламовой воды, направляемой непосредственно на окончательную регенерацию (W6), к общему объему регенерируемой шламовой воды.
При расчете количества твердого, переносимого различными потоками, за основу принят поток Qjq — количество шлама в конечных продуктах блока операций по регенерации шламовой воды.
Для установившегося технологического режима
01О = 0исх— 0ь (3.1)
где (2ИСХ — количество обогащаемого угля, т/ч; Q\ — количество конечных продуктов обогащения крупного и мелкого угля, т/ч.
Нагрузка по твердому на операции окончательной регенерации шламовой воды составит:
09 = 01 (/ео, (3.2)
где £0 — коэффициент извлечения твердого в конечные продукты окончательной регенерации, отн. ед.
Поскольку на окончательную регенерацию, кроме шламовой воды, может поступать и сгущенный продукт предварительной регенерации Q%, в общем случае справедливо равенство:
Qg = 06 + 08, (33)
где 06 — количество шлама, поступающего на окончательную регенерацию со шламовой водой, т/ч.
Количество твердого в сгущенном продукте предварительной регенерации зависит от поступающей на нее нагрузки Q$ и коэффициента извлечения твердого в сгущенный продукт этой операции £п:
08 = £.1-05, (3-4)
Потоки шламовой воды, направляемые на предварительную и непосредственно на окончательную регенерацию, характеризуются одинаковым содержанием твердого (см. рис. 3.10). Поэтому для определения количества шлама, непосредственно поступающего на окончательную регенерацию, справедливо равенство, в котором используется коэффициент а:
06 = а 04, (3.5)
где 04 — количество шлама, поступающего на регенерацию, т/ч.
71
Нагрузка на предварительную регенерацию определяется из баланса:
е5=а—а)б4- (з.б)
Из уравнений (3.3) — (3.6) в результате алгебраических преобразований получается равенство
09 = е4[а + (1-а)Еп], (3.7)
а с учетом уравнения (3.2):
<24 =-------------= ~, (3.8)
ео [а + (1 - а) е„]
где (для схем, имеющих предварительную и окончательную регенерацию) коэффициент
Д = а + (1-а)еп. (3.9)
Исходя из физического смысла коэффициента регенерации и учитывая, что содержание твердого в шламовой воде, поступающей и не поступающей на регенерацию, одинаково, получим уравнение для определения количества шлама Q2, выходящего из блока с операциями по обогащению крупного и мелкого угля:
Q2 = QaIK. (3.10)
, Количество циркулирующего шлама с нерегенерируемой шламовой водой
e3 = G2-e4 = G4(i-W; (3.11)
с дешламированной водой предварительной регенерации
е7=е5-е8, 0.12)
а с учетом уравнений (3.4) и (3.6)
e7 = G4(l-a)(l-e„); (3.13)
с осветленной водой окончательной регенерации:
£211 = С?9— £2ю» (3.14)
а после подстановки (?9 из уравнения
Си =Сю(1 -£о)/£о- (3.15)
Преобразовав уравнения (3.4) — (3.6), (3.10), (3.11) и (3.13) с учетом значения Q4 из уравнения (3.8), получим: количество твердого, выходящего со шламовой водой из операций по обогащению крупных и мелких классов
02 = С1<У(^Лео). (3.16)
Количество шлама, циркулирующего со шламовой водой без регенерации,
03 = (l-TOlo/(^eo). (3.17)
Количество шлама, поступающего на предварительную регенерацию,
65 = (1-a)<2io/(Aeo). (3.18)
Количество шлама, поступающего непосредственно на окончательную
72
регенерацию,
С6 = а21(/(Л£о). (3.19)
Количество шлама, циркулирующего с дешламируемой водой,
е7 = (1 - а) (1 - еп)С1О/(Д£о). (3.20)
Количество шлама, поступающего с предварительной на окончательную регенерацию,
С8 = (1-а)Е„С1(/(Аео). (3.21)
Суммарное количество циркулирующего шлама
(213 = (2з + Q1 + (211- (3.22)
После преобразований (3.22) с использованием (3.15), (3.17) и (3.20) получаем
С13 = Сю(77~" !)• ' 0-23)
Таким образом, количество циркулирующего шлама возрастает с уменьшением К (коэффициента, указывающего на долю регенерируемой шламовой воды), А (коэффициента, зависящего от доли регенерируемой шламовой воды, направляемой на предварительную регенерацию и от ее эффективности) и Eq (эффективности окончательной регенерации). В данном случае эффективность принимается как степень извлечения твердого из воды, направляемой для повторного использования. Значения К, А и Eq изменяются в пределах от 0 до 1.
Отсутствие шлама в оборотной воде ((213 - 0) возможно, когда одновременно АГ=1;А = 1и£о=1. Это означает, во-первых, что на регенерацию поступает вся шламовая вода {К = 1), во-вторых, что вся шламовая вода направляется непосредственно на окончательную регенерацию, т.е. предварительная регенерация отсутствует (а = 1) и, в-третьих, что окончательная регенерация обеспечивает полное извлечение шлама в конечные продукты (Eq = 1).
На практике влияние перечисленных факторов общеизвестно. Однако приведенными уравнениями полезно пользоваться при совершенствовании или проектировании водношламовых схем.
В табл. 3.1 приведены формулы расчета твердого, переносимого различными потоками водно-шламовой системы (для а = 1; а = 0 и 0 < а < 1), по отношению к количеству шлама £?9’ направляемого на окончательную регенерацию.
При пользовании этими формулами предварительно определяют <29, а также значения К, а, е„ и Eq.
Величина (29 определяется из (3.2) с учетом (3.1). Количество исходного угля (2исх известно, а количество конечных продуктов обогащения крупного и мелкого угля определяется по грансоставу обогащаемого угля с учетом шламообразования и содержания шламовых частиц (0—0,5 мм) в этих конечных продуктах.
Содержание класса 0—0,5 мм в различных марках угля определяется экспериментально (табл. 3.2.). Экспериментальным путем следует определять и распределение этого класса по продуктам обогащения крупного и мелкого
73
Т а б л и ц a 3.1
Формулы для определения количества шлама, переносимого различными потоками шламовых вод
Поток Характеристика схемы
а = 1 0<а< 1 а = 0
Шламовая вода 09 К 09 КА 09 ЕП X
Нерегенерируемая вода 09 к А Л 1-Х ^ЕП X
Регенерируемая вода 09 09 А 09 еп
Вода, направляемая на предварительную регенерацию — 1-а 09-^- 09 еп
Вода, направляемая непосредственно на окончательную регенерацию 09 <*> А —
Дешламированная вода — (1 -а)(1 - ЕП) е, л • л*1-6"* 09 £п
Сгущенный продукт предварительной регенерации — (1-а)£п » л 09
Вода, направляемая на окончательную регенерацию 09 09 09
Осветленная вода 09(1 - eq) 09(1 -^0) 09(1-4))
Регенерированная вода 09(1~ЕО) Г}..1~40 09 А 09 сп
Оборотная вода 09 „1-ер-А-К 09 А К 1-4) 41 к 09 Еп Г ЬП Л
Т а б л и ц а 3.2
Содержание класса 0—0,5 мм в различных марках углей Донецкого бассейна (по эксплуатационным пробам), %
Марка Пределы колебаний Среднее значение Марка Пределы колебаний Среднее значение
д 1,2—8,8 4,5 ОС 8,3—27,3 11,1
Г 1,9—19,9 6,4 Т 4,2—20,5 12,2
Ж 1,5—19,9 6,3 ПА 3,4—26,4 8,1
к 3,8—19,5 10,8 А 2,8—12,5 6,2
74
Т а б л и ц a 3.3
Распределение шлама по конечным продуктам обогащения на ЦОФ "Чумаковская", %
Продукт Содержание твердого в оборотной воде, кг/м^
300 90
выход зольность выход зольность
Концентрат (крупный и 37,48 8,84 1736 12,05
мелкий)
Концентрат флотации 50,59 8,97 74,37 8,13
Промпродукт 1,78 33,60 1,27 29 ДО
Шлам энергетический 1,65 14,40 — —
Отходы (крупные и мелкие) 1,78 29,80 0,13 41,90
Флотоотходы 6,72 60,66 6,87 65,76
Итого 100,00 13,35 100,00 13,10
угля. С увеличением содержания твердого в оборотной воде доля шлама, оседающего на этих продуктах возрастает. Для подтверждения этого в табл. 3.3 приведены данные по ЦОФ "Чумаковская".
Коэффициент шламообразования Кш определяется как отношение количества вновь образованного шлама к суммарному его количеству:
Кш = (с ~ У ш.и )/^ (3.24)
где уш с — суммарное содержание класса — 0—0,5 мм в продуктах и отходах обогащения по отношению к исходному углю, отн. ед; уши — содержание этого класса в исходном угле, отн. ед.
С учетом (3.24) количество конечных продуктов гравитационного обогащения составит
0-0 {7ши 1 (3-25)
VI Vhcx < г, ’
)
где С\ — содержание частиц размером менее 0,5 мм в продуктах обогащения крупного и мелкого угля.
На основании (3.1), (3.2) и (3.25) определяется количество шлама, которое необходимо направлять на окончательную регенерацию для обеспечения равновесного состояния по твердому технологической системы фабрики (исходный параметр для расчета показателей по формулам, приведенным в табл. 3.1):
Cg=<2«,[i-^!i|. (3.26)
V Лш )
Извлечение твердого в конечные продукты окончательной регенерации находится в пределах 0,90—0,98. Меньшему значению соответствуют схемы с применением флотации в первой стадии окончательной регенерации, когда фильтрат от обезвоживания концентрата используется как оборотная вода. Если же фильтрат направляется на дальнейшую обработку (например, вторая стадия флотации с последующим обезвоживанием продуктов в фильтрпрессах), то следует принимать максимальную величину извлечения. Разуме-
75
Та б л и ц a 3.4
Значения коэффициента шламообразования
Марка угля 7ш.и>% 7ш.с> % Кш, отн. ед.
предел колебаний среднее значение предел колебаний среднее значение предел колебаний среднее значение
Г 5,3—15,0 8,0 13,1—20,0 15,0 0,25—0,60 0,50
Ж 11,9—17,3 14,6 21,7—34,6 26,5 0,37—0,50 0,44
К 12,5—25,7 18,1 18,5—39,8 28,0 0,25—0,41 0,35
ОС 17,0—21,1 19,6 25,8—30,9 28,9 0,30—0,34 0,32
ется, в обоих случаях предполагается использование флокулянтов в сгустительно-осветлительных операциях.
Наиболее точные сведения по шламообразованию получаются в результате специальных исследований на конкретных объектах. В табл. 3.4 приведены данные о шламообразовании углей различных марок Кузбасса и Донбасса.
Относительно других показателей (кроме Qg и ер, использованных в формулах табл. 3.1, следует иметь в виду, что: коэффициент извлечения твердого в сгущенный продукт предварительной регенерации Ел определяется свойствами твердой фазы шламовой воды, концентрацией твердого в ней, характеристикой аппаратов и режимом их работы и находится обычно в пределах 0,50—0,75; коэффициенты К и а принимаются в зависимости от требований к другим параметрам водно-шламовой схемы или обусловливаются какими-либо ограничениями (например, недостаточный фронт предварительной регенерации или флотации).
При расчете объемов различных потоков зашламленной воды и определении содержания твердого в ней учитываются следующие показатели: QB и Qz — количество твердого продукта соответственно влажного и сухого, т/.ч; w — влажность продукта, %; V и W — объемы воды соответственно зашламленной и чистой, м3/ч; Р — содержание твердого в зашламленной воде, кг/м3; р — плотность твердой фазы, кг/м3. '
Основные формулы, связывающие эти показатели, приведены в табл. 3.5.
Сушка, классификация, погрузка продуктов обогащения. Технологические схемы углеобогатительных фабрик Российской Федерации и Ближнего Зарубежья (Украины, Казахстана, Грузии) предусматривают, как правило, следующую номенклатуру товарных продуктов: концентрат и промпродукт при обогащении углей, направляемых на коксование; необогащенный отсев и ширококлассифицированный концентрат для целей энергетики; концентрат, расклассифицированный по крупности, в зависимости от требований потребителей энергетических углей и антрацитов.
Завершающими операциями перед погрузкой товарных продуктов являются термическая сушка для доведения их влажности до требований технических условий, классификация на потребительские сорта крупности, аккумуляция в погрузочных бункерах.
Термическая сушка применяется для мелкого (0—13 мм) концентрата (отсева) и промпродукта и осуществляется в основном в сушильных барабанах или трубах-сушилках. Бывают случаи сушки флотоконцентрата. Такая схема с использованием сушильных барабанов работает на углеобогатительной фаб-76
Т а б л и ц а 3.5
Формулы для расчета характеристик материальных потоков на углеобогатительных фабриках
Поток Расчетные формулы
2в IQOCc 100W
100—w w
Qc
gB(100-w)(i0Q-w)W
100
w
(V-W)P
WpP УР
1000 ’ lOOOfp-P) ’ 1000’
w
100; 100;^— 100;
vb vb L?c + "
pp
100 [1 P(p-1000)+1000p]
V
W+ 1000;^- 1000;
w
QW Qcw v Qc 1ППП (p-P) iooo gc 100 ’ 100-w’ v p 10t)0’
pp
IQOOQc IQOOpQc (100-W) • 1000 -Qc
V ’ lOOOCc + pW’’lOOp-(100-Ю(Р-1000)
рике Череповецкого металлургического завода. При этом найден простой и эффективный способ чистки барабана — за счет периодического пропускания через него крупного концентрата.
На фабрике разреза "Нерюнгринский” для термической сушки концентрата и промпродукта крупностью 0—30 мм используют сушилки кипящего слоя.
Рассев энергетических углей и антрацитов на товарные сорта осуществляется на грохотах.
Подготовленные по влажности и крупности продукты собираются в бункерах, разгрузка из которых осуществляется, как правило, непосредственно в железнодорожные вагоны.
Такие схемы применяются на большинстве углеобогатительных фабрик России и не позволяют оперативно влиять на качество товарных продуктов в соответствии со складывающейся конъюнктурой рынка. Этому условию соответствуют схемы ряда зарубежных фабрик.
Например, в погрузочных бункерах углеобогатительной фабрики шахты "Вальзум" (Германия) аккумулируется десять продуктов, в том числе четыре сорта крупного концентрата, которые грузятся отдельно, после ополаскивания непосредственно перед железнодорожными вагонами.
В случае отсутствия в данный момент потребности на сортовой концентрат он дробится и складируется в отдельный бункер.
77
Ч " fid— 1» 1 *** Нэ а ► ““• £ к.
1 t> —► t> 1 f°^5 *~ а s 1 »•
|| 1 S Т а ""^”~ * »- _ $-Jt
0^ £ J It 1
1 " 1 *ъ
~О- <»> 3>1 „///-► УЦ 5$ «М '*Ц^—1 * <м -►d «» F
4^] "AQJ \ J ь а Т .>
«м ЛГ _ 1 1 1 1 1 4 § о^ <^3 S ► _Ы2~
"*’ Т] 1 ♦ ь. 5} 1 * .41 о. S ► МГ л~
78
> 4a 72 I^xJ “W 5
, f ~т_ s ТГП
— 1 -Ч1ДФН J-0
-i- 4i t Й 4 “к
§ ’ * A 1 ! ®- § и
"v3 * 77 . , Л S§
5 s 4i J
4 L-T- * 1 J 1 jg ~T s -4i -► £
L S "~41 s t ') я lb-lb- IF— 'S j
S3 о о о 1 1 £ ~* tn *✓ 1
-t 4s >- IM
1
79
Кроме того, имеются бункера для других продуктов: мелкого концентрата; смеси отсева и флотоконцентрата; отсева; промпродукта; смеси мелкого концентрата, шлама и отсева.
При проектировании новых фабрик, которые будут работать в условиях рыночной экономики, необходимо учитывать такой опыт оперативного формирования качества товарной продукции, максимально соответствующего меняющимся требованиям потребителей.
3.2. Изображение технологических схем
Технологические схемы обогащения угля изображаются в виде линейных, качественно-количественных схем, а также схем цепи аппаратов фабрики.
Линейная схема включает перечень технологических операций и название исходного и получаемых из него продуктов, в то время как качественноколичественная схема дополняется, как правило, следующими характеристиками: выходами продукта, у, % от исходного угля в сухом весе или в приведенной влаге; производительностью по исходному углю и продуктам, Q, т/ч; зольностью исходного угля и продуктов, Ad, % к сухой массе; влажностью исходного угля и продуктов, WP, % на рабочую массу; концентрацией твердого в шламовой воде, Р, кг/м3; расходом воды, W, м3/ч.
Рис. 3.11. Графические символы оборудования и аппаратов
7 — дробилка щековая; 2 — дробилка конусная; 3 — дробилка двухвалковая; 4 — дробилка одновалковая; 5 — дробилка молотковая; 6 — дробилка роторная; 7 — мельница барабанная; 8 — грохот барабанный (МИД); 9 — грохот типа ГЦЛ; 10 — грохот односитный; 77 — грохот двухсигный; 72 — грохот двухкоробной; 13 — грохот гидравлический; 14 — сито дуговое безнапорное; 75 — сито дуговое напорное; 76 — грохот конусный; 17 — сепаратор колесный тяжелосредный двухпродуктовый; 18 — сепаратор тяжелосредный трехпродуктовый; 79 — сепаратор барабанный тяжелосредный; 20 — отсадочная машина двухступенчатая; 27 — отсадочная машина трехступенчатая; 22 — циклон обогатительный двухпродуктовый; 23 — циклон обогатительный трехпродуктовый; 24 — флотационная машина; 25 — сепаратор гинековый; 26 — сепаратор крутонаклонный; 27 — стол концентрационный; 28 — сепаратор пневматический; 29 — отсадочная машина пневматическая; 30 — желоб моечный; 31 — сепаратор магнитный; 32 — центрифуга фильтрующая вертикальная; 33 — центрифуга фильтрующая горизонтальная; 34 — центрифуга осадительная; 35 — центрифуга осадительно-фильтрующая; 36 — бункер обезвоживающий; 37 — вакуум-фильтр дисковый; 38 — вакуум-фильтр барабанный с наружной фильтрующей поверхностью; 39 — вакуум-фильтр барабанный с внутренней фильтрующей поверхностью; 40 — вакуум-фильтр ленточный; 41 — классификатор гидравлический; 42 — гидроциклон; 43 — отстойник пирамидальный; 44 — сгуститель радиальный с центральным приводом; 45 — сгуститель радиальный с периферическим приводом; 46 — воронка (сгустительная); 47 — сгуститель цилиндро-конический; 48 — фильтр-пресс; 49 — бассейн шламовый; 50 — сборник (зумпф); 57 — делитель пульпы; 52 — дозатор реагентов; 53 — мешалка (контактный чан); 54 — аппарат для кондиционирования пульпы; 55 — пеногаситель; 56 — сушилка барабанная; 57 — труба-сушилка; 58 — сушилка с кипящим слоем; 59 — циклон-пылеуловитель; 60 — пылеуловитель мокрый; 67 — фильтр рукавный; 62 — электрофильтр; 63 — железоотделитель; 64 — воздуходувка; 65 — вакуум-насос; 66 — насос; 67 — задвижка; 68 — кран пробковый; 69 — брызгало; 70 — элеватор; 77 — элеватор обезвоживающий; 72 — смеситель; 73 — конвейер ленточный; 74 — конвейер катучий; 75 — конвейер скребковый; 76 — конвейер пластинчатый; 77 — конвейер (питатель) винтовой; 78 — питатель качающийся; 79 — питатель вибрационный; 80 — питатель дисковый; 81 — вагоноопрокидыватель роторный; 82 — вагоноопрокидыватель боковой; 83 маневровое устройство; 84 — вибратор наклонный; 85 — каток уплотнитель; 86 — весы конвейерные;
87 — весы вагонные; 88 — пробоотборник; 89 — машина проборазделочная
80
00
-13 мм 7= 33 2= 115,5 А4 =35 IV = 13
Рядовой уголь
!т = 100 2 = 350 А4 = 36,7 W = 12,5 Классификация
Обесшламливание
+ 13 мм 7=67 2 = 234,5 (ГИСЛ 72, отверстия сит I А4 = 37,6 ^25и13мм Ж = 12
+ 13 мм 7 = 39,8 2 = 139,3. А4 = 40,6 Обогащение в тяжелых средах
" "1 Отходы
7 = 16,8 2 = 58,8 V а4=77 Обезвоживание
Оборотная вода (на брызгала)
7 = 12.9
2 = 45 А4 =45 Ш = 150 W= 300
(ГИСЛ 72, отверстия сит 13 мм) у = 40,1 2= 140,2
Концентрат Гс^^Тор^Дрюбой” 7 — 43
2 = 80,5 А4 » 14 ''
Обезвоживание
(ГИСЛ 72, отверстия сит 13 н 1 мм)
Концентрат
С = 77
Ал = 133
1V = 11
Кондиционная суспензия в систему
О*--------
Уголь
7 = 54 2= 189 А4 = 29 W = 14,5
IV = 314,0 Обогащение отсадкой
Оборотная
вода 7= 2,1
-13 мм 2 = 7,5
7 = 42,2 А4 = 45
2 = 147,7 Д7= 150
А4 =37,4 IV = 50
IV =364 • — - —О
I
£ S'
(ГИСЛ 72, отверстия сит 13 и 1 мм) 7 = 0,8 у = 16
2 = 2.8 | А4=50
Регенерация магнетита (I стадия)
(ЭБМ-80/250) )
Перелив^
'« Регенерация 1
k g магнетита (П стадия)|
С = 3,5 А“ = 40,6
7 = 16
2 = 56 А4 =78,4
Хвосты
S S
(ЭБМ=80/170) Перед ивф М 7=1.8
J 2 = 6,3
А4 = 36,1
W = 40
Отходы 7 = 6 2 = 21 А4 =73 1V = 4
Отходы 7 = 22 2 = 77 А4 = 76,9 IV = 12
Хвосты
ООК Концентрат 7 = 36,2 2 = 126,7 А4 =31,4 W = 36
7 = 38,5 Q = 134,8 А* =313 Zff = 337 IV = 410
Обезвоживание Концентрат^ 7 = 153 2 = 54,3 А4 = 18,1 W=30 1
Обезвоживание
Багер-зумпф 7= 23 2 = 803 А4 = 403 ДГ =213 IV = 377
(Центрифуга НВ1И-1000) Фугат 7 = 0,5 ч2 = 1-8 J А4=22
W = 10
Концентрат
7= 15
2 = 523
А4 =18
IV = 14
Слив
Сгущенный продукт ч Сгущение
7 = 15, 2 = 55 А4= 38, Iff =26* W = 201 Сгущенный. 4 Сгуще (Нижний радиальный сгуститель), 012 м Слив , 7 = 7,3 2 = 25,5 ине А4 = 45
7= 6,5 2 = 22,8 А4 =24,8 IV =57 , Обезвоживал (ГЦ 6 ие 30) 7=9,2 2 = 32^ А4 = 48 W =150 Сгущ Ш = 130 W = 170 7 = 9.7 2 = 34
(Ленточный фильтр ЛУ 10) . t Обезвоженный шлам Фильтпат _ W = 200 f ение
у=6 7 = °3 2 = 21 2 = 1.8 44 = 2431 А4 =30 ,, IV = 25 W = 50 ▼ Илывш 7=2 2 = ' А4 = W = Баланс продуктов об< (Верхний радиальный сгуститель. 0 I2 >0 Слив У = 7,7 копнтель g = 27 А4 = 45 L , Ш = 150 55,3 IV = 180 20 Оборот >гащения вода ная|
у Продукты Выход, % Зольность, % 7 = io 2 = 52,5 А4 = 45 Zff= 150 IV = 350 И О
Концентрат 22 13,5
Уголь (0-1 Змм) 54 29,1
Отходы 22 76,9
Илы. 2 55,3
Итого (исходный материал). 100 36,7
Рис. 3.12. Качественно-количественная схема обогащения угля
Рядодой
уголь
Рис. 3.13. Схема цепи аппаратов для обогащения угля
1 — грохот сухой классификации; 2 — грохот мокрой классификации; 3 — тяжелосредный сепаратор; 4 — грохоты для обезвоживания продуктов обогащения и отмывки суспензии; 5 — отсадочная машина; 6 — багер-зумпф; 7 — центрифуга; 8 — электромагнитные сепараторы; 9 — радиальные сгустители; 10 — гидроциклон; 11 — ленточный вакуум-фильтр
Схема цепи аппаратов представляет более подробную технологическую схему, где учтены не только технологические, но и вспомогательные (например, транспортные) операции. При этом каждая операция изображается символом, в зависимости от оборудования, ее реализующего.
На рис. 3.11 представлены символы, обычно применяемые для изображения оборудования, которое может быть использовано на углеобогатительных фабриках. Примеры изображения качественно-количественных схем и схем цепи аппаратов представлены соответственно на рис. 3.12 и 3.13.
82
3.3. Классификация технологических схем
В основу классификации приняты два вида признаков, отражающие общие характеристики схем и характеристики основных операций.
Признаки общих характеристик схем. В качестве классификационных признаков общих характеристик технологических схем использованы: нижний предел крупности обогащаемого угля, разделительная среда обогатительных процессов, номенклатура продуктов обогащения, завершенность технологии. По данной классификации обогащаемым считается уголь, направленный в обогатительный аппарат.
Нижний предел крупности обогащаемого угля. По этому признаку различают технологические схемы с обогащением всех классов крупности, с выпуском необогащенного отсева 0—6 мм или 0—13 (25) мм, с нижним пределом крупности обогащаемого угля 0,5 мм.
Схемы с обогащением всех классов крупности, как правило, применяются в тех случаях, когда необходимо получать низкозольный концентрат (основной товарный продукт) при максимальном извлечении горючей массы из отходов обогащения. На фабриках России такие схемы применяются при обогащении коксуемых углей, возможно, с выпуском крупного концентрата в виде сортового топлива.
Кроме того, на фабриках, обогащающих угли с использованием пневматических сепараторов, тоже возможна схема с обогащением всех классов крупности (0—75 мм). Это определяется спецификой процесса, который требует, чтобы в питании сепаратора содержалось до 30% мелкого (0—13 мм) угля, а также гранулометрическим составом обогащаемых углей. Следует однако иметь в виду, что нижний предел крупности углей, эффективно обогащаемых в пневматических сепараторах, составляет 13 мм.
Схема с обогащением всех классов крупности, где применены тяжело-средная сепарция, отсадка и флотация, приведена на рис. 3.14. Подготовительная классификация здесь может осуществляться по 13 (25) мм, что определяется обогатимостью и грансоставом исходного угля и принципиального значения для схемы не имеет.
Использование багер-зумпфа для дешламации мелкого угля и классификации шламов подрешетной воды от обезвоживания крупного и мелкого промпродукта, а также мелких отходов обеспечивает предотвращение попадания в систему шламовых вод зернистых шламов повышенной зольности со сливом багер-зумпфа.
Все шламовые воды (от дешламации мелкого угля и обезвоживания концентратов) проходят две стадии классификации в гидроциклонах, в результате которой выделяется сгущенный продукт, содержащий низкозольный зернистый шлам, и слив, направляемый на флотацию.
Пенный продукт флотации обезвоживается с низкозольным зернистым шламом, далее совместно с мелким концентратом направляется на сушку.
Суспензия отходов флотации сгущается с использованием флокулянта. Получаемый при этом слив возвращается в технологические процессы, а сгущенный продукт обезвоживается в фильтр-прессах. Таким образом обеспечивается замкнутый водно-шламовый цикл без использования наружных сооружений для очистки воды.
Схемы с нижним пределом крупности обогащаемых углей 6 мм и 13 (25) мм применяются в тех случаях, когда угли, крупность которых меньше указанных величин, могут направляться потребителям без обогащения.
83
Рядовой уголь
фильтрат
воборот
флотоотходы
Рис. 3.14. Принципиальная схема с обогащением всех классов крупности
84
Рядовой уголь
Подготовительная классификация
I
Тяжелосреднее обогащение
Дешламация
Обезвоживание
концентрат
Отходы, I Обезвоживание
подре- мапгин-
шетная яый
вода класс
(слив) г——
1 I
Обогащение
концентрат I j
__________Д_________1 v
Рассортировка
хвосты магнит, сепарации
отходы |
концентрат V_____________________
отходы
- 1_________
товарные сорта концентрата
““П флокулянт
Кл: с^фикацм
Обезвоживание
А-------------1
Обезвоживание
сгущенный
Обезвоживание
подрешетная
вода (слив)
концентракт
фугат
концентрат 1 г
• лент. f вакуум-фильтр ** фильтрат кек
Сгущение
Обезвоживание
Сушка
концентрат <
Рис. 3.15. Принципиальная схема с нижним пределом крупности обогащения 6 мм
При обогащении до 6 мм (рис. 3.15) выделяется сухой товарный отсев, а обогащение, как правило, ведется двумя машинными классами 6—13 (25) мм и + 13 (25) мм.
Крупный класс обогащается в тяжелосредных сепараторах, мелкий — отсадкой. Из крупного концентрата для снижения влажности сорта 13—25 мм при обезвоживании выделяется класс 0—13 мм. Он объединяется с концентратом класса 6—13 (25) мм.
85
Рядовой уголь
Обезвоживание Обезвоживание
Рис. 3.16. Принципиальная схема с нижним пределом крупности обогащения 13(25) мм
86
V
грохот
грохот
машинный класс
подрешетная вода i! (слив)
I отходы
сгущен.
| концентрат|
| отходы
Обезвоживание
Обогащение
б/зумпф
концентрат
фугат
концентрат,,
флокулят*
Обезвоживание
Классификация
Сгущение
слив
осадок
слив
слив осадок
Обезвоживание
хвосты “ магнитной сепарации , f
Сушка
подскру-верная вода
лент, в/фильтр фильтрат 1 f
Обезвоживание
фЛтресс
фильтрат
кек ''
воборот
концентрат
Рис. 3.17. Принципиальная схема с нижним пределом крупности обогащения 0,5 мм
Дешламации мелкого угля и первая стадия обезвоживания мелкого концентрата могут быть осуществлены в багер-зумпфах либо на грохотах, а для сгущения шламовых вод использованы гидроциклоны или багер-зумп-фы.
При выборе оборудования следует иметь ввиду, что при большей капиталоемкости багер-зумпфы обеспечивают более высокое извлечение шламов в обезвоживаемые продукты.
Для обезвоживания шлама в качестве основного оборудования используются ленточные вакуум-фильтры. В то же время в схеме целесообразно
87
иметь фильтр-пресс с целью вывода из системы накапливающихся тонкодисперсных шламов.
В случае наличия в сырьевой базе фабрики углей повышенной влажности предусматривается сушка мелкого концентрата и шлама.
На рис. 3.16. приведена схема с нижним пределом обогащения 13 (25) мм. В соответствии с этой схемой обогащение ведется одним машинным классом. Обработка шламовых вод осуществляется с помощью гидроциклонов (или багер-зумпфов), сгустителей и ленточных вакуум-фильтров. Как правило, для такой схемы не требуются фильтр-прессы и сушильные агрегаты.
В случаях, когда уголь класса 0—0,5 мм может отгружаться потребителям без обогащения и хорошо осаждается и обезвоживается в рядовом виде, применяют схемы с нижним пределом обогащения 0,5 мм (рис. 3.17). В отличие от схем с обогащением всех классов крупности (см. рис. 3.14) здесь отсутствует флотация. Полученный после обезвоживания в фильтр-прессах шлам может быть использован, в зависимости от качества, для энергетических целей или в производстве стройматериалов.
Примечание: во всех схемах (см. рис. 3.14—3.17) обезвоживание продуктов тяжелосредного обогащения показано условно. На практике эти продукты, наряду с обезвоживанием отмываются от магнетита, магнетитовая суспензия регенерируется. При этом получают магнетитовый концентрат и шлам (который указан в схемах).
Разделительная среда обогатительных процессов. Аппараты и машины, применяемые в практике углеобогащения, используют три вида разделительной среды: воздух, воду и минеральные суспензии.
Разделение обогащаемого материала в пульсирующем воздушном потоке происходит в пневматических сепараторах. Они применяются для малоценных углей в том случае, когда исходное питание является достаточно сыпучим. Схемы с пневматическими сепараторами требуют относительно меньших затрат, однако и достигаемая при их использовании эффективность разделения невысокая. Как уже было отмечено, при обогащении одним машинным классом достаточно хорошо разделяются угли крупностью более 13 мм.
Разделение в водной среде производится в отсадочных и флотационных машинах. Отсадочные машины, как правило, позволяют обогащать угли всех классов крупности, начиная с 0,5 мм, одним или двумя машинными классами. Сведения об эффективности обогащении разных классов крупности приведены в п. 3.1.1.
Флотация применяется для обогащения углей крупностью менее 0,5 (0,3) мм, предварительно обработанных реагентами, которые увеличивают контраст в смачиваемости водой породных и угольных частиц. Теория и практика флотации представлены в специальном разделе.
Минеральная суспензия как разделительная среда используется в тяжело-средных сепараторах и циклонах. Затраты на реализацию схем с этими аппаратами более высокие, чем для схем с отсадочными машинами. Однако при обогащении труднообогатимых углей и углей с большим количеством крупной породы эти затраты, как правило, окупаются.
Номенклатура продуктов обогащения определяется требованиями потребителей, а также отражает свойства обогащаемого угля. По этому признаку различают следующие варианты схем:
с разделением на два продукта: концентрат и отходы;
с разделением на три продукта: отсев, концентрат и отходы либо концентрат, промпродукт и отходы;
с разделением на четыре и более продукта: два или более сортов крупного
88
концентрата, мелкий концентрат, промпродукт и отходы; крупный концентрат, два сорта мелкого концентрата (для коксования и энергетики) и отходы; несколько сортов концентрата и отходы.
Отходы обогащения в ряде случаев используются как товарный продукт, особенно для планировки местности (например, Кузбасс, Инта), дорожных покрытий (Воркута), производства стройматериалов (Кузбасс, Подмосковье).
Завершенность технологии определяет общий технический уровень фабрики, обеспечиваемый применяемой технологической схемой, по воздействию на окружающую среду (замыкание водно-шламового цикла внутри производственных помещений или с использованием наружных сооружений), по комплексному использованию сырья (доля отходов обогащения, направляемых различным потребителям), по приспособленности к рынку (возможность оперативного изменения качества и номенклатуры товарных продуктов).
Признаки характеристик основных операций. К классификационным признакам характеристик основных операций отнесены технологические решения углеприема, предварительной обработки горной массы, подготовительной классификации, обогащения крупного и мелкого угля, обработки шламовых вод.
Углеприем. Схемы приема угля на фабрику могут предусматривать использование конвейерного транспорта, железнодорожных вагонов (с вагоноопракидывателями и без них), автосамосвалов.
Предварительная обработка горной массы может быть решена следующими вариантами технологических схем: с предварительной классификацией, выборкой посторонних предметов из крупного класса и последующим его дроблением в одну или две стадии. При двух стадиях обеспечивается получение угля для обогащения одним классом крупности (см. рис. 3.1, б):
с предварительной классификацией, выборкой посторонних предметов из крупного класса и последующим его обогащением без подачи в усреднительно-аккумулирующие емкости;
с предварительной классификацией и одновременным удалением посторонних предметов и крупной породы (при использовании машин избирательного дробления).
Подготовительная классификация может быть реализована схемами;
с выделением или без выделения сухого товарного отсева;
с различным количеством машинных классов;
с использованием ситовой и гидравлической классификации при выделении шлама.
Обогащение крупного и мелкого угля осуществляется в схемах, различающихся по количеству обогащаемых классов крупности, количеству продуктов обогащения и виду обогатительных аппаратов.
Обработка шламовых вод производится различными водно-шламовыми схемами, существенно отличающимися друг от друга (см. п. З.1.). Для их систематизации использованы два основных признака (см. рис. 3.9): поточность — по количеству потоков шламовой воды, направляемой в блок регенерации, и стадийность — по количеству стадий обработки каждого из потоков шламовой воды.
По первому признаку могут быть выделены однопоточные, двухпоточные и другие схемы. Количество потоков зависит от степени совмещения операций в блоке регенерации. Если все потоки шламовой воды объединяются до поступления в этот блок, схема однопоточная. Если один поток шламовой
89
Рис. 3.18. Однопоточная одностадиальная водно-шламовая схема ЦОФ "Октябрьская" с частичной регенерацией шламовых вод
1 — отделение гравитационного обогащения; П — отделение регенерации шламовой воды: 1 — свежая вода; 2 — оборотная вода; 3 — технологическая вода; 4 — шламовая вода (слив гидроциклонов от сгущения всех подрешетных вод дешламации и обезвоживания); 5 — флотация; 6 — фильтрование; 7 — отходы флотации; 8 — флотоконцентрат; 9 — кек; 10 — фильтрат; 11 — флокулянт; 12 — осветление в радиальном сгустителе; 13 — обезвоживание в отстойных центрифугах; 14 vt 17 — осветленная вода; 15 — сгущенный продукт; 16 — отходы
воды направляется на операцию осветления суспензии отходов флотации, а другой на флотацию, имеет место двухпоточная схема.
По признаку стадийности классификация схем производится для каждого потока шламовой воды. В соответствии с этим имеются двухстадиальные, комбинированные и одностадиальные схемы.
К двухстадиальным относятся схемы, в которых предусмотрена предварительная и окончательная регенерация. При этом весь поток шламовой воды проходит предварительную регенерацию.
Комбинированные схемы отличаются от двухстадиальных тем, что часть шламовой воды направляется на окончательную регенерацию, минуя предварительную.
В одностадиальных схемах предварительная регенерация отсутствует.
Таким образом, в соответствии с принятыми признаками классификации, водно-шламовая схема фабрики может быть, например, одностадиальной по первому потоку и двухстадиальной — по второму.
По объему шламовой воды, направляемой на регенерацию, могут быть выделены схемы с полной (вся шламовая вода направляется на регенерацию) и частичной (часть шламовой воды используется в обороте без обработки) регенерацией.
Приведенная классификация облегчает анализ водно-шламовых схем и позволяет обоснованно решать вопросы их построения. Так, число потоков, 90
ч
4
5 6 7
Рис. 3.19. Трехпоточная водно-шламовая схема ЦОФ "Беловская" (по двум потокам — одностадиальная, по одному — двухстадиальная)
1 — отделение гравитационного обогащения; П — отделение регенерации шламовой воды; П.1 — предварительная регенерация; П.2 — окончательная регенерация; 1 — свежая вода; 2 — оборотная вода; 3 — технологическая вода; 4 — шламовая вода; 5 — первый поток шламовой воды (от дешламации и обработки крупнозернистых шламов); 6 — третий поток шламовой воды (слив от сгущения подрешетных вод, полученных при дешламации рядового угля и обезвоживания концентратов гравитационного обогащения); 7 — второй поток шламовой воды (от обезвоживания отходов и промпродукта гравитационного обогащения); 8 — сгущение в радиальном сгустителе; 9 — дешламированная вода; 10 — сгущенный продукт; 11 — флотация; 12 — фильтрование; 13 — отходы флотации; 14 — флотоконцентрат; 15 — кек; 16 — фильтрат; 17 — флокулянт; 18 — осветление в радиальном сгустителе; 19 — осветление в наружных отстойниках; 20 и 23 — осветленная вода; 21 — сгущенный продукт; 22 — отходы
направляемых на регенерацию, должно выбираться с учетом различия свойств твердой фазы шламовой воды, получаемых в процессах дешламации мелкого угля и обезвоживания продуктов обогащения, а также требований к качеству продуктов. Например, если при обогащении энергетических углей суммарная зольность отсева и шлама (первичного — от дешламации рядового угля и вторичного — от обезвоживания прудуктов обогащения) такова, что она отве-
91
Рис. 3.20. Однопоточная одностадиальная водно-шламовая схема, рекомендуемая для фабрик Польши, не применяющих флотацию
/ — отделение гравитационного обогащения; // — отделение регенерации шламовой воды; / — свежая вода; 2 — технологическая вода; 3 — оборотная вода; 4 — шламовая вода; 5 — флокулянт; 6 — радиальный сгуститель; 7 — осветленная вода; 8 — сгущенный продукт; 9 — наружный отстойник; 10 — обезвоживающие фильтры; // — осветленная вода; 12 — конечные продукты; 13 — фильтрат
чает требованиям потребителя, целесообразно применять однопоточную схему. Предпочтение трехпоточной схеме может быть отдано при обогащении коксуемых углей в том случае, если в блоке обогащения крупного и мелкого угля достигается высокая эффективность разделения мелких классов (в частности, при использовании тяжелосредных циклонов). Тогда подрешетные воды от дешламации следует направлять на флотацию совместно со шламовой водой от регенерации суспензии, полученной при отмывке от концентрата тяжелосредных циклонов (первый поток), фугаты от обезвоживания концентрата смешивать с пенным продуктом флотации (второй поток), а подрешетные воды от обезвоживания отходов обогащения крупного и мелкого угля — с суспензией отходов флотации (третий поток).
Наиболее эффективными с позиций извлечения из шламовой воды тонкодисперсных классов являются одностадиальные схемы, поскольку предварительная регенерация (двухстадиальные и комбинированные схемы) предопределяет возврат в блок обогащения крупного и мелкого угля дешламированной воды, в твердой фазе которой относительное содержание тонких классов всегда больше, чем в шламе, поступающем на регенерацию.
Строгой закономерности в структуре водно-шламовых схем действующих фабрик не наблюдается. Однако имеется тенденция к одностадиальным схемам с выделением двух-трех потоков шламовой воды. Достаточно широко распространены одностадиальные однопоточные схемы с частичной регенерацией шламовой воды.
Например, на ЦОФ "Октябрьская" (Украина) была применена однопоточная водно-шламовая схема с частичной регенерацией шламовой воды (рис. 3.18). Здесь шламы всех подрешетных вод от дешламации и обезвоживания классифицируются в гидроциклонах (блок обогащения крупного и мелкого угля), сгущенный продукт которых направляется на подготовительную классификацию, часть слива (шламовая вода) используется в обороте, а другая — направляется на регенерацию, включающую флотацию шлама, фильтрование 92
флотоконцентрата, сгущение и обезвоживание суспензии отходов флотации. При использовании в последнем процессе центробежной флокуляции водношламовый цикл замыкается в пределах фабрики.
Иллюстрацией многопоточных водно-шламовых схем может быть водношламовая схема ЦОФ "Беловская" (Кузбасс), которая приведена на рис. 3.19. По этой схеме непосредственно на окончательную регенерацию направляются два потока, один из которых представлен шламовой водой от обезвоживания отходов и промпродукта, другой — от обработки крупнозернистого шлама и частью шламовой воды от дешламации, третий — частью шламовой воды от дешламации и шламовой водой от обезвоживания концентрата. Первый поток объединяется с отходами флотационного обогащения, второй — на флотацию, третий — на предварительную регенерацию в радиальный сгуститель.
По схеме, рекомендуемой в Польше для фабрик, не имеющих флотации (рис. 3.20), вся шламовая вода направляется на регенерацию одним потоком. Регенерация шламовой воды обеспечивается ее осветлением в радиальном сгустителе с применением флокулянта, осаждением шлама в наружном отстойнике и обезвоживанием на вакуум-фильтрах. Фильтрат циркулируется в блоке регенерации. Поэтому достигается практически полное извлечение твердой фазы в конечные продукты регенерации. Таким образом, имеет место одна стадия регенерации — окончательная, а схема однопоточная одностадиальная.
Глава 4
ПОДГОТОВКА УГЛЕЙ К ОБОГАЩЕНИЮ
4.1. Прием и разгрузка
Углеприем и складирование поступающих рядовых углей производится в углеподготовительных отделениях обогатительных фабрик, где выполняется также технологическая операция по подготовке углей перед подачей их в главный корпус фабрики — усреднение с целью получения по возможности однородной по качеству смеси, составленной из углей различных шахт.
Углеприем — первая технологическая операция подготовки угля. На обогатительные фабрики уголь подают в скипах, шахтных вагонетках, железнодорожных вагонах, автомобильным, конвейерным транспортом и по трубопроводам в виде пульп. Технология приема угля состоит из операций по выгрузке угля и загрузке его в приемные ямы (бункера), как правило, вместимостью 120— 180 м3 и более. На участке углеприема производится также отделение металлических и других посторонних предметов и дробление крупных кусков угля до крупности предусмотренной технологией обогащения на данной фабрике.
Система транспортных трактов, число ячеек аккумулирующих бункеров и вместимость угольного склада, входящих в состав углеприемных устройств, должны обеспечивать бесперебойный прием поступающих углей, их усреднение и шихтовку в соответствии с принятой на фабрике технологией.
На современных углеобогатительных фабриках рядовые угли, поступающие в стандартных железнодорожных вагонах, разгружают с помощью вагоноопро-кидывателей. На большинстве старых фабрик углеприемные устройства с ручной разгрузкой реконструированы, а угольные ямы заменены вагоноопро-кидывателями. Ручная выгрузка на фабриках с механизированным углеприе-мом применяется в исключительных случаях — для разгрузки неисправных и нестандартных вагонов.
На углеобогатительных фабриках применяют вагоноопрокидыватели двух типов — роторные и с боковой разгрузкой. Выбор типа вагоноопрокиды-вателя зависит от условий компоновки углеприемных устройств, в частности, от возможности и целесообразности заглубления приемных бункеров.
На рис. 4.1. показано углеприемное устройство с роторными вагоноопро-кидывателями, в которых ось вращения вагона примерно совпадает с продольной осью ротора. Вагон разгружают при его повороте без вертикального перемещения. В этом случае приемные бункера требуют значительного заглубления, что связано с выполнением большого объема земляных работ и неприемлемо при высоком уровне грунтовых вод.
При разгрузке угля вагоноопрокидывателями с боковой разгрузкой вагон поднимается более чем на 4 м над уровнем железнодорожных путей и опорожняется при вращении вокруг оси, расположенной вне вагона. В этом случае углеприемный бункер располагается выше уровня железнодорожных путей и для его сооружения объем земляных работ существенно уменьшается.
Угол поворота вагоноопрокидывателей обоих типов примерно одинаков (170—175°). Однако если для опорожнения роторного вагоноопрокидывателя производится только поворот вагона, то для опорожнения вагоноопрокидывателя с боковой разгрузкой одновременно с поворотом производится подъем груженого вагона, что связано с более высокими энергетическими затратами.
94
Рис. 4.1. Углеприемное устройство с роторными вагоноопрокидывателями и бункером для разгрузки неисправных и не стандартных вагонов яма Для разгрузки неисправных вагонов; 2 — вагоноопрокидыватели; 3 — кран-балка; 4 — ленточные конвейеры; 5 — приемный бункер
1Л
Рис. 4.2. Стационарный роторный вагоноопрокидыватель
1 — ротор; 2 — опорный обод; 3 — роликоопора; 4 — люлька; 5 — механизм опрокидывания
На действующих фабриках установлены в основном роторные вагоноопрокидыватели ВРС-3, предназначенные для разгрузки полувагонов грузоподъемностью 60 и 93 т, а также ВРС-125 — для разгрузки полувагонов той же грузоподъемности и большегрузных вагонов грузоподъемностью 125 т.
Вагоноопрокидыватели с боковой разгрузкой предназначены для разгрузки полувагонов грузоподъемностью 93 и 60 т. Вагоноопрокидыватели этого типа на фабриках применяют значительно реже.
Стационарный роторный вагоноопрокидыватель ВРС (рис. 4.2) состоит из следующих основных узлов: двух роторов 1, четырех опорных ободьев 2, трех спаренных роликоопор 3, платформы с двумя люльками 4 и механизма опрокидывания 5. Торцовые диски роторов соединены между собой мощными продольными балками. На верхних балках приварены упоры для удержания вагона в опрокинутом положении.
Для защиты вагона от деформации упоры в местах прилегания вагона покрыты резиной. Диски роторов своими бандажами опираются на ролико-опоры, установленные на фундаментальной плите вагоноопрокидывателя. Поворот роторов производится двумя приводами, каждый из которых состоит из электродвигателя, редуктора и двух пар зубчатых шестеренных передач.
Подлежащий разгрузке вагон устанавливают на общей платформе с двумя люльками, соединенными продольными швеллерами, к которым пружинными амортизаторами прикреплены четыре привалочных бруса. На привалочных брусьях укреплены также вибраторы, автоматически включающиеся при остановке ротора в крайнем верхнем положении вагона. Приемная платформа подвешивается на восьми рычагах к люлькам. Для фиксации направления при перемещении платформы на концах продольных швеллеров люльки установлены ролики, которые при вращении платформы катятся по специальным пазам в дисках роторов.
В начале вращения роторов приемная платформа вместе с груженым вагоном перемещается к боковой стенке вагоноопрокидывателя до соприкосновения кузова вагона с привалочными брусьями. При дальнейшем повороте роторов вагон относительно них перемещается вниз, при этом борта вагона плавно ложатся на верхние упоры. Если находящийся в вагоне уголь обладает достаточной сыпучестью, то при повороте ротора на 170° вагон полностью опорожняется без всяких дополнительных мер. При влажном материале кузов вагона в опрокинутом положении подвергается вибрации для освобождения его от оставшегося угля.
Технические характеристики типов стационарных роторных вагоноопрокидывателей
ВРС-3 ВРС-125
Грузоподъемность разгружаемых вагонов, т 60; 93 60; 93; 125
Производительность, т/ч 1800; 2793 1600; 2500; 3125
Число циклов в 1 ч 30 30; 20—25
Частота вращения ротора, мин-1 1,38 1,35
Угол поворота, град 170—175 170
Электродвигатель механизма поворота:
мощность, кВт 36x2 48x2
частота вращения, мин-’ 581 581
Масса, т 139,3 220
Год постановки на серийное производство 1968 1970
Изготовитель — Днепропетровский завод металлургичес-
кого оборудования (ДЗМО)
4. Техника и технология...
97
Рис. 4.3. Вагоноопрокидыватель с боковой разгрузкой
1 — амортизирующее устройство; 2 — главный вал; 3 — привод; 4 — люлька; 5 — электродомкрат; 6 — приемная платформа
Основные конструктивные узлы стационарного вагоноопрокидывателя с боковой разгрузкой показаны на рис. 4.3.
Уголь разгружают в расположенный рядом с вагоопрокидывателем углеприемный бункер, верхняя кромка которого находится на 4 м выше уровня железнодорожного пути. Выгрузка угля происходит при повороте вагона вокруг главного вала, установленного на четырех опорах, которые по отношению к головке рельсов подъездных путей приподняты на 4,5 м.
Главный вал состоит из двух сварных труб, к их концам приварены стальные цапфы для опоры на роликовые подшипники. К обеим половинам главного вала, соединенным между собой зубчатой муфтой, крепят крайние и средние несущие опоры. Опоры связаны между собой нижней рамой и верхней балкой. К металлоконструкциям опор прикреплены две люльки, которые служат основанием для размещения приемной платформы. Платформы к
98
люлькам крепят с помощью рычагов. Боковые стороны люлек соединены между собой продольными швеллерами, на которых закреплены четыре при-валочные стенки с пружинными амортизаторами для смягчения удара во время привалки вагона к боковой стенке. Для смягчения удара при опускании вагона на верхнюю привалочную балку в местах соприкосновения с вагоном она покрыта резиновой футеровкой.
На привалочных стенках предусмотрены вибраторы для очистки вагонов от остатков угля, не высыпавшегося при опрокидывании вагона. Для центровки относительно примыкающих железнодорожных путей по краям приемной платформы установлены роликовые упоры, фиксирующие ее положение в горизонтальной плоскости.
Крайние опоры оснащены электродомкратами для принятия нагрузки, возникающей при постановке вагона в вагоноопрокидыватель. Чтобы исключить просыпание материала за пределы бункера, к люльке шарнирно прикреплены три перемещающихся вместе с ней направляющих щита. Вагоноопрокидыватель приводится в движение двумя приводами, каждый из которых состоит из электродвигателя, редуктора и шестеренной пары.
Технические характеристики вагоиоопрокидывателя с боковой разгрузкой
Грузоподъемность разгружаемых вагонов, т.............. 60; 93
Производительность, т/ч............................... 1500—1800
Число циклов в 1 ч.................................... 25—20
Частота вращения ротора, мин-1 ................................. 0,71
Угол поворота, градус................................. 170—175
Электродвигатель механизма поворота: мощность, кВт ........................................ 100 х 2
частота вращения, мин-1 ......................................... 584
Год постановки на серийное производство......................... 1968
Изготовитель — Днепропетровский завод металлургического оборудования
Наряду с преимуществом вагоиоопрокидывателя с боковой разгрузкой, заключающемся в основном в меньшем объеме строительных работ и, следовательно, меньших капитальных затратах, необходимых для его сооружения, имеется ряд недостатков (по сравнению с роторными вагоноопрокидывате-лями):
его производительность при одной и той же грузоподъемности разгружаемых вагонов на 20—30% ниже, он менее универсален, так как не приспособлен для разгрузки большегрузных вагонов (125 т);
он имеет более высокую металлоемкость и требует большего расхода электроэнергии. Два последних недостатка связаны с необходимостью подъема вагона при его разгрузке и, следовательно, с большими силовыми напряжениями в конструктивных узлах подъемно-разгрузочного механизма, а также более высокими энергетическими затратами по сравнению с роторным вагоно-опрокидывателем.
Роторные вагоноопрокидыватели работают более спокойно и разгружаемые вагоны меньше подвергаются ударным нагрузкам. Они более надежны в работе и расходы по их эксплуатации несколько ниже, чем для вагоноопроки-Дывателей с боковой разгрузкой, т.е. меньше расход электроэнергии и затраты на проведение текущих и средних ремонтов. В ббльшей степени производительность вагоиоопрокидывателя зависит и от эффективной работы маневровых устройств, выполняющих операции по перемещению вагонов в зоне
4*
99
Рис. 4.4. Напольный люкозакрыватель
1 — опорный монорельс; 2 — ходовое колесо; 3 — копир; 4 — рама; 5 — верхний ролик; 6 — направляющая; 7 — гидроцилиндр; 8 — переключатель хода; 9 — рычаг
действия вагоноопрокидывателя и подготовки их перед постановкой на приемную площадку.
Однако с применением вагоноопрокидывателей проблема механизации разгрузки углей полностью не решается. Сохраняются трудоемкие, немеханизированные операции раздрабливания негабаритных кусков, не проходящих через решетку над приемным бункером, очистке вагонов от остатка грузов, растяжке и перецепке каната маневрового устройства и т.д. Дополнительная трудоемкость связана с разгрузкой неисправных и нестандартных вагонов,, которые не могут подаваться в вагоноопрокидыватель и разгружаются на отдельной яме. Все перечисленные ручные операции в полной мере присущи углеприемам, не оснащенным вагоноопрокидывателями. Трудоемкость работ по разгрузке полувагонов на ямах привозных углей усугубляется неисправностями крышек люков и их затворных механизмов.
Для сокращения затрат ручного труда на углеприеме создают и применяют средства механизации: подвагонные канатные толкатели, исключающие необходимость ручной перецепки каната, пневматические или электрические люкозакрыватели и ограничители подъема к ним. На рис. 4.4. показан наполь
100
ный люкозакрыватель, который может перемещаться вдоль железнодорожного состава. Однако и его применение не исключает полностью участия рабочих в операции закрывания люков.
Очень трудоемкой считается операция очистки вагонов после их разгрузки на ямах. В вагонах остается значительная часть невыгруженного материала. Для его удаления используют накладные вагонные вибраторы, обеспечивающие повышение текучести сыпучего груза и отделение его от стенок (днища) вагона. Но и при этом в вагоне остается уголь на горизонтальных участках днища и в местах прилипания или спрессовывания при перевозке. Такие остатки имеются и при разгрузке вагонов опрокидывателями. В летнее время они составляют до 0,5 т на один четырехосный полувагон, в зимнее — достигают 5 т. Для очистки полувагонов от остатков сыпучих грузов создана механизированная газодинамическая установка на базе отработавшего летный ресурс реактивного авиационного двигателя. Среднее время очистки одного полувагона в зимнее время составляет 3,3 мин, в летнее 1 мин.
Дробление негабаритных кусков угля и породы на надбункерных решетках на некоторых обогатительных фабриках механизировано с помощью дистанционно управляемой дробильно-фрезерной машины, передвигающейся по направляющим над решеткой вдоль железнодорожного пути.
Дробильно-фрезерные машины ДФМ разработаны Уральским отделением ОРГРЭС "Уралтехэнерго" и предназначены для механизации дробления крупных кусков (до 1500 мм) угля, породы и смерзшихся глыб на колосниковых решетках приемных ям под вагоноопрокидывателями. Они обеспечивают первичное дробление угля, механизируют трудоемкую операцию по дроблению крупных кусков на колосниковых решетках, уменьшают простои вагонов под разгрузкой. Каждая машина представляет собой самоходный агрегат с механизмами передвижения и дробления.
Для боковых и двухопорных роторных вагоноопрокидывателей разработаны машины, имеющие по два дробильных барабана, которые приводятся во вращение от одного электродвигателя. Дробильный барабан с зубьями представляет собой четырехзаходную фрезу. Наличие двух барабанов исключает холостой ход и увеличивает вес машины при равномерном распределении его на колесах. Дробильные барабаны установлены на одном валу с ходовыми колесами, что в отличие от других образцов позволило исключить "мертвую зону" перед машиной и добиться удобства монтажа и ремонта. Дробильный барабан набран из отдельных дисков, на поверхности которых приварено четыре зуба, на зубьях наплавлен твердый сплав Т-590. Барабан приводится во вращение электродвигателем через клиноременную передачу и горизонтальный редуктор, ходовые колеса — двухскоростным электродвигателем через вертикальный редуктор и зубчатые муфты с промежуточными валами. Управление машиной дистанционное с пульта, установленного на рабочем месте помощника машиниста вагоноопрокидывателя.
Технические характеристики типов дробильно-фрезерных машин
ОРГРЭС ДФМ-8
Диаметр барабана по концам зубьев, мм........................... 750 350
Ширина барабана, мм ............................................ 4050 3220
Частота вращения дробильного барабана, мин-1 .................... 250 310
Скорость хода, м/с: рабочего ................................................... 0,13
холостого .................................................... 0,26 11,2
101
Установленная мощность электродвигателей, кВт:
механизма дробления ............................................. 75 75
механизма передвижения ...................,..................... 8,4 7,5
Габаритные размеры установки, мм: длина............................................................. 2000 2080
ширина ........................................................ 4050 3850
высота..................................................... 720/1130 1850
база........................................................... 1200 1080
колея ......................................................... 2970 2400
Общая масса, т ..................................................... 13 1,82
На углеобогатительных фабриках Донбасса широко применяют дробильнофрезерные машины для измельчения крупнокусковых материалов на колосниковой решетке МИК конструкции Горловского рудоремонтного завода (Украина). Машина МИК предназначена для дробления смерзшихся кусков угля, разгруженного из вагонов на обогатительной фабрике на сортировочную решетку с помощью вагоноопрокида.
Машина включает в себя фрезу с резцами, укрепленную на раме, которая с помощью направляющих скольжения перемещается по рельсам. На раме установлены два кронштейна и два электродвигателя. Кронштейны и опоры установки фрезы соединены с редукторами, на выходных валах которых посажены колеса, опирающиеся на опорные цапфы, жестко соединенные с вращающимся корпусом фрезы. Привод редукторов осуществляется электродвигателями с помощью разъемных цепей и цепных муфт.
Натяжение цепей регулируют с помощью натяжения муфт. Передвижение машины по рельсам осуществляется с помощью реверсивной лебедки, включающей плиту с установленными на ней электродвигателем и двумя редукторами, обводными звездочками и опорами приводных звездочек.
Машина снабжена двумя подборщиками кабеля и ограничителями передвижения. В исходном положении она находится вне зоны поступления угля на решетку. После разгрузки вагона последовательно включают фрезу и устройство для ее передвижения по рельсам над решеткой вагоноопрокида в сторону смерзшихся кусков угля. Встречающиеся на пути движения фрезы крупные конгломераты угля и породы, находящиеся на решетке, измельчаются и просыпаются через решетку.
Ход машины регулируется с пульта управления, а также с помощью упоров на ограничителе передвижения машины. Управление дробильно-фрезерной машиной осуществляется машинистом вагоноопрокида и может быть автоматизировано.
В зависимости от производительности фабрики, длины и конструкции опрокида на одном вагоноопрокиде могут быть установлены две дробильно-фрезерные машины, которые могут работать как синхронно, так и независимо друг от друга. Производство дробильно-фрезерных машин двух типоразмеров, МИК 00.00.00.00 и МИК 00.00.00.00.01, освоено Горловским рудоремонтным заводом.
Технические характеристики типов дробильно-фрезерных машин МИК
МИК 00.00.00.00 МИК 00.00.00.00.01
Производительность по углю, т/мин, не менее 18 15
Производительно по породе, м^/мин, не менее 2,5 2,1
Ширина захвата, мм, не менее..................... 5250 4250
102
Частота вращения фрезы, мин-1 280 280
Диаметр фрезы, мм 760 760
Привод фрезы:
мощность электродвигателя, кВт 55x2 55x2
частота вращения, мин-1 750—1475 750-4475
Привод устройства передвижения:
мощность, кВт 11 11
частота вращения, мин-1 1000 1000
Скорость передвижения, м/мин
рабочая 1,5; 2,5; 3,7 1,5; 2,5; 3,7
маневровая 2,25; 3,75; 5,55 2,25; 3,75; 5,5
Габариты, м:
длина 2 2
ширина 6 5
высота 0,8 0,8
Расстояние между осями рельсов, мм 5810 4810
Расстояние между тяговыми цепями, мм 5810 4810
Масса, т 20,9 19,2
Ниже приведена техническая характеристика дробильно-фрезерной машины, применяемой на ЦОФ "Суходольская" (Украина) для дробления глыб мерзлого угля и негабаритных кусков угля и породы.
Технические характеристики дробильно-фрезерной машины иа ЦОФ "Суходольская"
Механизм дробления
Тип Фрезерный
Диаметр, мм: диска фрезерного барабана .................................... 600
барабана по зубьям............................................ 750
Ширина зоны дробления, мм..................................... 3830
Частота вращения барабана, мин-1 .............................. 245
Привод электродвигателя АО2-92-6:
мощность, кВт............................................... 7,5
частота вращения, мин-* .................................... 980
Передаточное число редуктора.................................. 3,94
Механизм передвижения
Диаметр, мм: ведущего колеса............................................... 600
опорного катка.............................................. 250
Скорость передвижения, м/мин.................................. 10,5
Привод электродвигателя АО2-52-6: мощность, кВт ................................................. 75
частота вращения, мин-* .................................... 965
Передаточное число редуктора ВК-550-1....................... 126,78
Габариты, мм............................................. 2300x3830
Высота от головки рельса, мм:
по правому лонжерону ...................................... 1285
по левому лонжерону ........................................ 750
Колея, мм .................................................... 2650
База, мм ................................................... 1595
Масса, т..................................................... 10,64
103
Применение дробильно-фрезерных машин позволяет сократить время разгрузки полувагонов с мерзлым углем до 5—10 мин, бесперебойно принимать мерзлые угли, высвободить рабочих, привлеченных для дробления глыб.
Существенная сложность в зимнее время возникает при разгрузке из железнодорожных вагонов смерзшихся углей. Для уменьшения затрат ручного труда признано целесообразным сооружать теплогаражи для размораживания груза в вагонах, в которых применяют теплоизлучатели трубчатого типа, снабжаемые паром от общей теплосети фабрики, и калориферные обогреватели. Продолжительность пребывания полувагонов в теплогараже составляет 1—1,5 ч для оттаивания угля на глубину 20—30 мм. Размораживание в сочетании с применением фрезерной машины для дробления смерзшихся и выгруженных углей резко снижает трудоемкость и время разгрузки вагонов в зимнее время.
4.2. Предварительная обработка
Общие сведения. Горная масса, поступающая на обогащение с шахт и разрезов, подвергается предварительной обработке для создания более благоприятных условий ведения технологического процесса на фабрике.
При предварительной обработке из горной массы удаляют посторонние примеси (дерева, металла и др.), выделяют крупные куски и их додрабливают до допустимой технологическим процессом крупности. Нередко при предварительной обработке горной массы производится частичное удаление и крупной породы.
Предварительная обработка горной массы на углеобогатительных фабриках производится сразу же после ее приема перед складированием. Это позволяет исключить попадание в технологический процесс посторонних предметов и части крупной породы, а следовательно, обеспечить более стабильную работу фабрики.
Предварительная обработка горной массы на углеобогатительных фабриках. На рис. 4.5. показана схема цепи аппаратов для такой обработки горной массы на фабрике. Она предусматривает рассев горной массы на крупные и более мелкие классы, выборку из крупных классов посторонних примесей и крупные породы, додрабливание крупных кусков до требуемой крупности, смешивание подрешетного продукта с дробленым и направление на склад. В зависимости от гранулометрического состава сырья и принятой технологии обогащения горная масса рассеивается на рабочих поверхностях с размерами отверстий 100 (80) мм или 150 (200) мм.
Таблица 4.1
Технологические параметры грохотов, применяемых для предварительной классификации
Параметр Тип грохотов
ГЦЛ-1 ГЦЛ-3 ГИТ51А . ГИТ71
Производительность, т/ч (для сит с отверстиями 1 СЮ мм) 400 1000 250—300 До 700
Максимальная крупность кусков в питании, мм 250 500 400 1100
Размер отверстия сита, мм 50; 70; 100 100; 150; 200 50—300 50—300
Эффективность грохочения, % 97- -98 До 97
104
Рис. 4.5. Схема цепи аппаратов предварительной обработки горной массы на углеобогатительных фабриках
1 — грохот предварительного грохочения; 2 — конвейер для породовыборки; 3 — дробилка; 4 — магнитный сепаратор для извлечения случайных кусков железа; 5 — ленточный конвейер; 6 — аккомулирующие бункера
Для предварительной классификации на современных отечественных обогатительных фабриках широко используют цилиндрические грохота со спиральной просеивающей поверхностью типов ГЦЛ-1 и ГЦЛ-3, реже инерционные грохота типов ГИТ51А и ГИТ71, а на некоторых фабриках — неподвижные колосниковые решетки. В табл. 4.1 приведены технологические параметры грохотов, используемых для предварительной классификации.
Видно, что цилиндрические и инерционные грохота имеют высокую производительность и эффективность грохоче
ния. Эффективность грохочения на неподвижных решетках даже при незна-
чительных их производительностях не превышает 50%. Кроме того, отверстия неподвижных решеток при повышенной влаге горной массы забиваются. Поэтому их применение на угольных предприятиях даже для предварительного рассева нецелесообразно.
Удаление посторонних примесей и крупной породы из горной массы производят вручную или для этой цели используют барабанные дробилки. Для
ручной выборки посторонних предметов и крупной породы используются ленточные конвейеры с плоскими роликоопорами. Обычно ширина ленты конвейера не превышает 1400—1600 мм, а скорость ее движения 0,18— 0,21 м/с.
Додрабливание крупных кусков до требуемых размеров в зависимости от условий работы фабрики и свойств горной массы может производиться щековыми дробилками ЩДП, двухвалковыми зубчатыми дробилками ДДЗ, от-
Та бл ица 4.2
Технологические параметры некоторых дробилок, применяемых для предварительного дробления горной массы
Параметр Щековые ЩДП Валково-зубчатые ДДЗ Отбойные центробежные ОЦД Конусные ККД, КРД Барабанные ДБ
Производительность, т/ч 160—750 125—1200 50—100 150—2300 130—750
Максимальный размер кусков загружаемого материала, мм 750—1700 400—1300 350—500 400—1200 600—800
Крупность дробленого продукта, мм 130—250 100—200 80 75—300 50—300
105
бойными центробежными ОЦД, конусными ККД, КРД, также барабанными ДБ и др.
В табл. 4.2. приведены технологические параметры дробилок, применяемых при предварительной обработке горной массы. Следует обратить внимание, что барабанные дробилки одновременно с дроблением крупных кусков горной массы производят удаление более прочной, чем уголь, породы и посторонних примесей, что является несомненным их преимуществом перед другими дробилками. Это способствовало широкому распространению барабанных дробилок типа "Бредфорд" на углеобогатительных фабриках США, ФРГ, Франции и других стран. Анализ работы барабанных дробилок свидетельствует о целесообразности их применения при обработке горной массы спекающихся углей (марок К, КЖ, Ж, ОС, КО, КС, КСН, СС), механическая прочность которых существенно ниже механической прочности сопутствующих пород.
При повышенной механической прочности углей (марок Д, ДГ, Г, ГЖО, ГЖ, Т, А), а также при незначительной контрастности в механической прочности угля и породы применение барабанных дробилок связано с повышенными потерями угля с породой.
Применению барабанных дробилок должно предшествовать исследование гранулометрического и вещественного составов горной массы, механической прочности угля и породы и опытное обогащение горной массы в лабораторной установке по методике ИОТТ.
Ферромагнитные примеси из горной массы удаляют с помощью электромагнитных железоотделителей, которые обычно устанавливают на потоке подготовленной горной массы перед ее подачей на склад. В зависимости от условий работы фабрики применяют шкивные ШЖ подвесные саморазгружа-ющиеся ПСЖ, железоотделители подвесные ПЖ.
Предварительная обработка горной массы на шахтах. Содержание минеральных примесей в добываемых углях систематически увеличивается, в связи с чем ухудшается качество отгружаемой горной массы и снижаются техникоэкономические показатели работы шахт и разрезов. Поэтому на многих угледобывающих предприятиях горную массу перед отгрузкой ее на обогатительную фабрику или непосредственно потребителям предварительно обрабатывают. При этом основная задача обработки — улучшение качества отгружаемой продукции, чтобы повысить ее стоимость. Одновременно из горной массы удаляют посторонние примеси. Горную массу на шахтах обрабатывают на специальных установках, наиболее простые из них отсеивают и выделяют в отвал крупные классы, представленные исключительно минеральными примесями, а также используют ручную выборку угля или породы из крупных классов.
На установках с ручной выборкой горную массу рассеивают на крупные (например, + 40 мм) и мелкие (например, - 40 мм) классы. Из надрешетного продукта в зависимости от соотношения содержания в нем угля и породы выбирают или уголь, или породу. Уголь направляют вместе с подрешетным продуктом в отгрузку, а породу — в отвал.
Ручное обогащение малопроизводительно и низкоэффективно. Так, зольность отгружаемого топлива при ручной выборке снижается всего от 0,5 до 2,5%. При этом наблюдаются повышенные потери угля и сростков (до 10—12%) с удаляемой породой, особенно в тех случаях, когда из крупных классов горной массы выбирают уголь.
На современных крупных шахтах предварительная обработка горной массы производится на установках с применением обогатительных аппаратов (тяже-
106
Рис. 4.6. Схема цепи аппаратов установки по обработке горной массы на шахте в тяже-лосредном сепараторе без обесшламливания машинного класса
I — приемный бункер; 2 — питатель; 3,4 — классификационные грохота; 5 — сепаратор тяжелосборный; 6 — грохот для обезвоживания и промывки породы; 7 — бункер породы; 8 — грохот для обезвоживания и промывки концентрата; 9, 10 — сборники соответственно некондиционной и кондиционной суспензий; 11,12 — насосы соответственно для некондиционной и кондиционной суспензий 13 — сборник шламовых вод; 14 — насосы шламовых вод; 15 — гидроциклон сгустительный; 16 — сепаратор электромагнитный; 17 — бак кондиционной суспензии; 18 — бак оборотной воды; 19 — наружные шламовые отстойники; 20 — насосы технической воды; 21 — склад магнетита; 22 — емкость для приготовления суспензии; 23 — насос для перекачки суспензии; 24 — автоматическое устройство для регулирования плотности суспензии
107
Рис. 4.7 Схема цепи аппаратов установки по обработке горной массы на шахте в тяжело-средном сепараторе при обесшламливании машинного класса
1 — грохот предварительной классификации; 2 — бункер; 3 — питатель; 4 — грохот классификационный; 5 — сепаратор тяжелосредный; 6 — грохот для обезвоживания и промывки породы; 7 — грохот для обезвоживания и промывки концентрата; 8 — бункер породный; 9 — сборник кондиционной суспензии; 10 — насосы кондиционной суспензии; 11 — сборник некондиционной суспензии; 72 — насосы некондиционной суспензии;/.? — сборник шламовых вод; 14 — насосы шламовых вод; 75 — гидроциклон сгустительный; 76 — вакуум-фильтр ленточный; 77 — сепаратор электромагнитный; 18 — бак регулирующий; 79 — автоматическое устройство для регулирования плотности суспензии; 20 — бак оборотной воды; 27 — наружные шламовые отстойники; 22 — насосы технической воды; 23 — склад магнетита; 24 — емкость для приготовления суспензии; 25 — насос для перекачки суспензии
108
/~арная масса
Рис. 4.8. Технологическая схема установки по обработке горной массы на шахте в отсадочной машине
1 — грохот классификационный; 2 — конвейер для породовыборки; 3 — грохот для подсева; 4 — бункер машинного класса; 5 — питатель; 6 — отсадочная машина; 7 — элеваторы для выгрузки породы; 8 — грохот обезвоживающий; 9 — бункер породы; 10 — сборник шламовых вод; 11 — насосы шламовых вод; 12 — гидроциклоны сгустительные; 13 — вакуум-фильтр ленточный; 14 — бак оборотной воды; 15 — наружные шламовые отстойники; 16 — насосы технической воды; 17 — воздуходувка; 18 — вакуум-насос; 19 — машина избирательного дробления; 20 — сито для отделения дробленого продукта
лосредных сепараторов, отсадочных машин, крутонаклонных сепараторов, машин избирательного дробления) (рис. 4.6—4.10).
Использование в технологических схемах подготовки горной массы аппаратов для обогащения позволяет значительно снизить содержание минеральных примесей в отгружаемом топливе за счет снижения нижнего предела крупности обогащаемого топлива и более высокой точности разделения. Так,
109
/"орная масса
Рис. 4.9. Схема аппаратов установки по обработке горной массы на шахте в крутонаклонном сепараторе
1 — грохот классификационный; 2 — конвейер для породовыборки; 3 — грохот для подсева; 4 — бункер машинного класса; 5 — питатель; 6 — крутонаклонный сепаратор; 7 — элеватор для выгрузки породы; 8 — грохот обезвоживающий; 9 — бункер породы; 10 — сборник шламовых вод; 11 — насосы шламовых вод; 12 — гидроциклоны сгустительные; 13 — вакуум-фильтр ленточный; 14 — бак оборотной воды; 75 — наружные шламовые отстойники; 76 — насосы технической воды; 77 — вакуум-насос
снижение зольности отгружаемой шахтами горной массы при обогащении крупных классов (+ 25 мм) угля отсадочными машинами, тяжелосредными сепараторами, машинами избирательного дробления в среднем составляет 4% и колеблется в зависимости от выхода крупных классов и зольности отсева от 2 до 9%. При этом практически потерь угля в удаляемой породе нет.
Благодаря предварительной обработке горной массы на шахтах снижаются затраты на перевозку сырья до обогатительных фабрик, упрощается его подготовка перед обогащением, снижаются затраты, связанные с выделением породы и обработкой шламов.
110
рис. 4.10. Схема цепи аппаратов установки по обработке горной массы на шахте в машине избирательного дробления
1 — бункера; 2 — питатели; 3 — грохота предварительной классификации; 4 — машина избирательного дробления; 5 — ленточный конвейер; 6 — бункера погрузочные; 7 — питатели
Анализ работы установок по предварительной обработке горной массы на шахтах, а также технико-экономические расчеты, выполненные на основании исследования гранулометрического, фракционного составов и механических свойств горной массы шахт Донецкого и Львовско-Волынского бассейнов, свидетельствуют о целесообразности предварительной обработки ее непосредственно на шахтах с выделением крупной породы. При этом можно рекомендовать следующие способы:
отсев и удаление крупной породы + 50 (+ 25) мм — при условии, что эти классы горной массы представлены исключительно минеральными приме
сями;
избирательное дробление крупных классов + 25 (+ 16) мм — для. горной массы, механическая прочность породы которой не менее в 1,5 раза больше механической прочности угля;
тяжелосредная сепарация — для обогащения на крупных шахтах горной массы, имеющей повышенное содержание крупной породы при наличии в этой породе значительного количества угля;
Горная масса (1000 т/ч)
I Классификация (выделение крупного класса) , ( 800 т/ч 200
Предварительное выделение крупной породы (угля)
70 т/ч 130 т/ч I
i_______________________________у I
I Порода
у в отвал
Рядовой уголь на обогатительную фабрику
Рис. 4.11. Принципиальная схема предварительной обработки горной массы на шахте "Эмиль Майриш" (Германия)
111
отсадка — для горной массы крупностью + 25 (+ 13) мм при относительно небольшом содержании породы крупнее 100 (125) мм.
На зарубежных угольных предприятиях имеются некоторые особенности в области предварительной обработки горной массы. Во-первых, применение непосредственно на углеобогатительных фабриках при предварительной обработке горной массы перед складированием тяжелосредной сепарации для выделения крупной породы. Так, например, на углеобогатительной фабрике "Ное Монополь" (Германия) всю поступающую на фабрику горную массу рассеивают на грохотах с отверстиями сит 40 мм. Надрешетный продукт после выборки вручную дерева и металлических предметов подают в тяжелосредные сепараторы "Дрюбой", породу которых (после додрабливания до - 150 мм) направляют в отвал, в концентрат после дробления до - 40 мм вместе с отсевом — на промежуточный склад фабрики. Во-вторых, создание специальных отсадочных машин с подвижным решетом для выделения крупной породы при предварительной обработке горной массы на шахтах или фабриках в начале процесса. Так, отсадочная машина с подвижным решетом фирмы "Гумбольдт-Ведаг АГ" длительное время успешно эксплуатируется на шахте "Эмиль Майриш" (Германия). Принципиальная схема обработки горной массы с установкой этой машины показана на рис 4.11. Производительность машины до 400 т/ч, крупность обогащаемой горной массы 30—400 мм.
4.3. Улавливание и удаление ферромагнитных предметов
Для извлечения и удаления ферромагнитных предметов из потоков угля с целью защиты рабочих органов технологического оборудования применяют различные конструкции взрывозащищенных электромагнитных железоотдели-телей.
На углеобогатительных фабриках в основном используют шкивные и подвесные саморазгружающиеся железоотделители, устанавливаемые над ленточными конвейерами, а также барабанные железоотделители, которые предназначены и для извлечения ферромагнитных предметов из потоков гидросмеси.
Шкивные железоотделители ШЖ65-63М, ШЖ100-80М и 1ПЖ140-100М устанавливают на разгрузочных воронках вместо приводных или неприводных барабанов ленточных конвейеров для предохранения технологического оборудования от попадания вместе с углем случайных ферромагнитных предметов. Выпрямительное устройство для питания железоотделителя постоянным током располагают вне взрывоопасной зоной.
Шкивной электромагнитный железоотделитель (рис. 4.12) состоит из токораспределительной коробки, электромагнитной системы и подшипников, смонтированных на валу. Электромагнитная система состоит из полюсного диска и полюса, изготовленных из магнитомягкой стали, двух катушек, межполюсного кольца из немагнитного материала с относительно высокой теплопроводностью (алюминий) и вставки из магнитного материала (сталь Ст. 3), размещенной в нише межполюсного кольца концентрично барабану. Концы вставки совмещены с разгрузочными вырезами в магнитопроводе. Пространство между катушкой и корпусом заполняется кварцзаливочной массой для исключения доступа взрывноопасной смеси в обмотку и предотвращения взрывов в случае электрического пробоя изоляции.
При пропускании тока через обмотку возбуждения железоотделителя на его поверхности образуется магнитное поле. При движении ленты конвейера
112
Рис. 4.12. Шкивной электромагнитный железоотделитель типа ШЭ
1 — токораспределительная коробка; 2 — электромагнитная система; 3 — подшипники;
4 — вал
немагнитный материал, находящийся на нем, разгружается обычным путем, а ферромагнитные предметы из транспортируемого материала притягиваются к поверхности ленты и уносятся ею под железоотделитель, где происходит их разгрузка. Вставка из магнитного материала повышает извлечение ферромагнетиков за счет увеличения напряженности магнитного поля и электромагнитной силы.
Технические характеристики шкивных железоотделителей приведены в табл. 4.3.
Железоотделитель барабанный ШЖ 140-100М (рис. 4.13) предназначен для извлечения ферромагнитных предметов массой 0,5—20 кг из потоков гидросмеси и сухого угля, транспортируемого желобами и конвейерами. Электромагнитный барабан (рис. 4.12) состоит из обечайки 6, торцовых крышек 12, звездочки 4. Барабан вращается в подшипниках 3, установленных на неподви-
Таблица 4.3
Технические характеристики шкивных железоотделителей
Параметр ШЖ65-63М ШЖ100-80М ШЖ140-100М
Ширина ленты конвейера, мм 650 800; 1000 1200; 1400
Крутящий момент на валу, Н • м 3900 9000 20 000
Извлекающая способность, см • кг 770 1050 1225
Глубина зоны извлечения, см 22 30 35
Масса извлекаемых ферромагнит- 0,1—35
пых предметов, кг Напряжение сети постоянного тока, В ПО ПО 220
Мощность, потребляемая обмоткой возбуждения, Вт Габариты, мм: 1700±200 ЗООО±ЗОО 4500±300
длина 1530 2140 2700
диаметр 630 800 1000
Масса, кг 900 2400 4400
113
Рис. 4.13. Железоотделитель барабанный 1ИЖ 140-100М (См. текст)
жной оси 1, выполненной из двух частей, каждая из которых одним концом приварена к полюсной скобе магнитной системы. Последняя состоит из двух катушек 8, полюсной скобы 5 и полюсных наконечников 7. Положение магнитной системы регулируется поворотным устройством 2. Концы катушек магнитной системы выведены в коробку 9 через отверстия в оси 1. Кабель к коробке питания-магнитной системы подводится через кабельный ввод 11. На коробке выводов предусмотрены две шпильки для заземления. Привод состоит из электродвигателя, редуктора, муфты и звездочки, смонтированных на общей плите.
Принцип работы железоотделителя основан на способности тел с различной магнитной восприимчивостью изменять траекторию движения под действием магнитного поля. При прохождении постоянного тока через катушки электромагнита над обечайкой в зоне полюсных наконечников образуется электромагнитное поле. Немагнитный транспортируемый материал движется обычным путем, а ферромагнитные предметы в зоне электромагнитного поля под действием электромагнитной силы притягиваются к поверхности вращающейся обечайки. Извлеченные ферромагнитные предметы транспортируются в зону действия разгрузочного устройства и попадают в желоб для металла. Для улучшения разгрузки ферромагнитных предметов устанавливают отбойную планку 10.
Благодаря использованию комбинированной магнитной системы вместо электромагнитной снизилась материалоемкость и трудоемкость изготовления конструкции, повысилась эффективность процесса металлоотделения.
Железоотделители подвесные электромагнитные ПЖ100 и ПЖ160 устанавливают либо над лентой конвейра в любом месте, либо на разгрузочной воронке вдоль конвейера под углом. Железоотделитель состоит из полюсной скобы, катушек, секторов, полюсных наконечников и стяжек. Полюсная скоба представляет собой П-образную отливку из магнитомягкой стали. На цилиндрических сердечниках ее закреплены катушки каркасного типа. Секторы, выполненные из магнитомягкой стали, представляют собой клинообразные части тора, которые являются продолжением середечников полюсной скобы. К каждому сердечнику посредством стяжки крепится пара секторов и полюсной наконечник.
Стяжка служит для подвижного соединения между собой сердечника полюсной скобы, секторов и полюсного наконечника. Поворачивая секторы с помощью болтов, вкрученных в гайки, которые приварены к их поверхностям, устанавливают необходимый угол раствора между полюсами, после чего соединение закрепляют неподвижно гайками.
Технические характеристики типов подвесных железоотделителей
ПЖ100 ПЖ160
Ширина ленты конвейера, мм 650; 800; 1200; 1400;
1000 1600
Извлекающая способность, см-кг 805 875
Масса извлекаемых ферромагнитных предметов, кг 0,1-35 0,1-35
Глубина зоны извлечения, см:
при 1 способе установки 23 25
при II способе установки 18 21
Скорость конвейера, м/с:
при I способе установки 4,5 4,5
при II способе установки 2,5 2,5
Напряжение сети постоянного тока, В 110 ПО
115
911
Потребляемая мощность, Вт.........................
Габариты, мм:
длина..........................................
ширина.........................................
высота.........................................
Масса, кг.........................................
Разработчик.......................................
Изготовитель......................................
18001300
942
530
795
1180
28001400
1430
542 ‘1020
1990
Гипромашуглеобогащение Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко (Украина).
Модернизированные железоотделители имеют принципиально новый узел, плавно регулирующий угол раствора между полюсными наконечниками в зависимости от угля естественного откоса и высоты слоя сепарируемого материала, благодаря чему появляется возможность изменять структуру магнитного поля в рабочей зоне и выбирать варианты с оптимальным распределением магнитных сил, действующих на ферромагнитные предметы, подлежащие удалению.
Железоотделители подвесные саморазгружающиеся ПСЖ120М и ПСЖ160М (рис. 4.14) состоят из устанавливаемого на раме электромагнита, приводного и натяжного барабанов, разгрузочной ленты с планками-скребками цепной и клиноременной передач, приводного электродвигателя.
Электромагнит подготовлен из Ш-образной полюсной скобы, полюсного наконечника и перемычки.
Полюсная скоба, выполненная из магнитомягкой стали, имеет дугообразные крайние полюса, обращенные вогнутостью к обмотке возбуждения, благо-
Рис. 4.15. Схема установки железо-отделителя над барабаном конвейера в зоне разгрузки:
1 — железоотделитель; 2 — течка для металла; 3 — течка для угля
Рис. 4.14. Железоотделитель подвесной саморазгружающийся типа ПСЖ:
/ — рама; 2 — винт регулировочный; 3 — барабан верхний; 4 — лента разгрузочная; 5 — электромагнит; 6 — электродвигатель; 7 — винт натяжной; 8 — барабан приводной; 9 — тяга; 10 — барабан натяжной; 11 — клиноременная передача; 12 — цепная передача
117
Рис. 4.16. Схема установки железоотделителя поперек ленточного конвейера:
1 — железоотделитель; 2 — конвейер; 3 — течка для металла
даря чему повышается эффективность процесса сепарации за счет увеличения напряженности магнитного поля и концентрации магнитного потока в зоне с максимальной толщиной сепарируемого материала. Крайние полюса одноименной полярности соединены перемычкой, выполненной из магнитомягкой стали, что создает дополнительный полюсный воздушный зазор, способствующий увеличению магнитного потока над серединой полюсного наконечника (в области максимальной толщины сепарируемого материала).
Пространство между обмоткой и кожухом заполнено кварцзаливочной массой для исключения доступа взрывоопасной смеси в обмотку с целью предотвращения взрывоопасной ситуации в случае электрического пробоя изоляции.
Схемы установки железоотделителей ПСЖ показаны на рис. 4.15 и 4.16.
Электромагнитные железоотделители описанных выше конструкций изготовляют на Луганском машиностроительном заводе им. Пархоменко (Украина).
4.4. Аккумулирование, усреднение и шихтовка
Задачи усреднения и шихтовки угля. Колебания качества угольных концентратов оказывают негативное влияние на эффективность использования их у потребителей.
Стабильность показателей качества кокса, вырабатываемого из угольных концентратов, влияет на эффективность работы, производительность доменных печей и качество чугуна. По действующим нормативам коксохимического производства колебания зольности и влажности кокса должны быть в пределах ±0,5% от средней величины. Считается, что повышение коэффициента усреднения коксовой шихты всего на 1% позволяет получить экономию в коксовом производстве 0,05 руб./т, а в доменном 0,31 руб./т Экспериментально доказана возможность снижения удельного расхода кокса в домнах на 1—3,5% только за счет уменьшения колебаний сернистости и выхода летучих веществ угольных концентратов. По данным Горного бюро США, при колебаниях зольности кокса в пределах ±1% производство чугуна снижается на 5%.
В современных условиях проблема усреднения качества потребляемых углей приобретает важное значение и для энергетических углей. По данным немецких исследователей, при сжигании на мощных энергоблоках твердого топлива устойчивого качества достигается экономия угля в пределах 4—7%. Кроме того, это позволяет уменьшить содержание СО2 в отходящих газах до 1%, сократить дутье на 10—20% и увеличить сроки службы котлов. Таким образом, основные потребители угля выдвигают обоснованные требования о
118
стабилизации качества потребляемой угольной продукции, в том числе угольных концентратов.
С одной стороны, это зависит от устойчивости качества перерабатываемого на углеобогатительных фабриках сырья. Рядовые угли каждой шахты, поступающие на обогащение, являются неоднородными по зольности, сернистости, влажности, крупности, фракционному составу, спекаемости и другим показателям. Количественно неоднородность оценивается средним квадратическим отклонением этих показателей в порциях угля. С другой стороны, имеются отклонения от средней величины каждого показателя в шихте по шахтам-поставщикам. Также каждой шахте свойственна нестабильность показателей во времени (или по партиям), обусловленная изменением участия в добыче угля по пластам (участкам).
Механизация добычи и переход к валовой выемке приводят к увеличению неоднородности перерабатываемых углей по всем показателям, характеризующим уголь как объект обогащения. Положение усугубляется в основном бессистемным поступлением углей сырьевой базы на фабрику с отдельных шахт.
Граничные значения качественных характеристик
рядового угля одной шахты
Выход класса > 10 мм, %............................... 10-60
Фракции плотностью < 1500 кг/м3:
выход, %.................................................... 5-60
зольность, %............................................ 2,1-14,4
содержание серы, %................................. 0,95-1,45
выход летучих веществ, %................................... 17-30
Промежуточные фракции (1500-2000 кг/м3):
выход, %.................................................... 4-12
содержание серы, %................................. 1,3-6,5
Выход, %
порода фракций (более 2000 кг/м3).......................... 30-90
класса 0,5-10 мм............................................. 20-80
Фракции плотностью < 1500 кг/м3:
выход, %................................................... 45-90
зольность, %....................................... 1,8-9,7
содержание серы, %................................. 0,85-1,25
выход летучих веществ, %................................... 18-31
Промежуточные фракции (1500-2000 кг/м3):
выход, %..................................................... 3-9
содержание серы, %................................. 1,2-4,8
Породные фракции (более 2000 кг/м3):
выход, %................................................... 10-40
Класс 0-0,5 мм: выход, %.................................................... 5-25
зольность, %......................................... 6,7-29,3
содержание серы, %................................. 1,2-2,3
Влияние неоднородности показателей перерабатываемых углей весьма ощутимо для обогатительной фабрики. Колебания зольности и фракционного состава приводят к перегрузке обогатительных машин по тяжелым продуктам (отходам, промпродукту), гранулометрического состава — к общей перегрузке машин для обогащения крупного, мелкого угля или шлама; зольности и содержания серы легких фракций — к выпуску некондиционного концентрата. По
119
Рис. 4.17. Зависимость выхода концентрата у от его зольности (См. текст)
данным исследований работы отсадочных машин колебания содержания промежуточных фракций плотностью 1500—1800 кг/м3 в рядовом угле на 20-29% обусловливают дисперсию зольности концентрата.
Доказано негативное влияние колеблемости характеристик сырья на эффективность обогащения. Это снижает точность разделения, вызывает необходимость в резервном оборудовании, приводит к снижению выхода концентрата.
Зависимость выхода концентрата от стабильности его качества можно объяснить на кривой обогатимости Р, пользуясь рис. 4.17. „ . d
Зольности концентрата А о соответствует выход Уо- При изменении зольности на „ . d
одинаковую величину по обе стороны от Ао выход концентрата изменяется, причем при снижении зольности потеря выхода Ду2 больше, чем увеличение его Ду] при повышении зольности на такую же величину. Это объясняется тем, что кривая р круче в
области малых зольностей, а при повышении зольности угол наклона кривой уменьшается. С ростом колебаний зольности концентрата увеличивается
разница между Ду] и Ду2, и выход концентрата снижается.
Следовательно, повышение стабильности качества коксующихся и энергетических концентратов приводит к увеличению их выхода и росту суммы реализации за товарную продукцию. Таким образом, повышение стабильности качества концентрата экономически эффективно не только для потребителей, но и для углебогатительных фабрик. С этой целью следует обеспечить реальное управление качеством концентрата: внедрить приборы для измерения показателей качества угля, обеспечивающие оперативную информацию для управления процессами, автоматизировать процессы, добиваться эффективного усреднения рядовых углей перед обогащением и готовой продукции перед отгрузкой.
Для нормальной работы производственного комплекса шахта — фабрика необходимо, чтобы между ними была демпфирующая емкость, позволяющая аккумулировать выданный из шахты уголь при временном прекращении его переработки и перерабатывать уголь из запаса при временном прекращении его выдачи из шахты. Одновременно в процессе складирования и выдачи угля на переработку достигается усреднение качества угля, что является важной предпосылкой наиболее полного извлечения концентрата и устойчивого его качества. Важным фактором, определяющим стабильность свойств угольной шахты, является постоянство в нем компонентов углей разных марок или шах-тогрупп одной марки, в количествах, предусмотренных планом поставки. Поэтому должна быть обеспечена достаточная вместимость склада для каждого компонента, обеспечивающая заданное его участие в шихте. Вместимость
120
складов зависит от качества и объема компонентов шихты, необходимой степени усреднения необходимого резерва углей.
В процессе добычи, обогащения, складирования, погрузки и транспортировки куски угля приходят в движение под влиянием гравитационных и центробежных сил. При этом происходит их усреднение или сегрегация по плотности, форме и крупности. Неоднородность любого показателя зависит от состава угля и манипуляций с ним, которые приводят к усреднению или сегрегации. Поэтому с точки зрения усреднения один и тот же уголь неодинаков. Назначением операций усреднения является снижение неоднородности угля (в идеальном случае до нуля).
Усреднение достигается за счет перемешивания слоев угля при выгрузке со складов. При этом средние показатели не изменяются, но уменьшается неоднородность (среднее квадратическое отклонение) показателей его качества. Эффективность Т| (%) (коэффициент усреднения) определяют по формуле
Г| = 100(1 -O2/O1),
где О], О2 — неоднородность угля по данному показателю соответственно до и после усреднения, %.
Шихтовка углей разных шахтогрупп (марок) при выгрузке со складов ведется целенаправленно для получения определенного среднего качества. Например, при обогащении рядовых углей разных марок для коксования важно выйти на заданные показатели спекаемости; при отгрузке углей разных марок для электростанций — обеспечить средний выход летучих веществ не выше заданного значения.
Таким образом, цель шихтовки — обеспечение заданных свойств, а цель усреднения — получение однородной (насколько это позволяют технические возможности) смеси.
Подготовка углей к обогащению рассматривается как важнейший резерв повышения эффективности обогащения угля.
Сооружения и оборудование для усреднения угля. В практике обогащения минерального сырья, в том числе углей, применяют следующие сооружения для складирования и усреднения:
дозировочно-аккумулирующие бункера следующих типов: ячейковые, сплошные, органные;
механизированные штабельные склады.
В последнее время предложены методы усреднения угля в потоке с применением приборов для оперативного определения зольности.
Дозировочно-аккумулирующие бункера. Ячейковые бункера состоят из ряда ячеек с вертикальными или наклонными стенками (для уменьшения измельчения материала). Чаще применяют бункера силосного типа с вертикальными стенками. Загружаются они послойно или последовательно во времени — один за другим.
Сплошной (безъячейковый) бункер (рис. 4.18), представляющий собой емкость, не имеющую промежуточных перегородок, работает по принципу смесимального штабеля. Для выгрузки материала имеется ряд выпускных отверстий, расположенных, как правило, в четыре ряда. Высокий эффект усреднения достигается при послойной загрузке косыми слоями; при этом разгрузку ведут через один ряд разгрузочных отверстий, расположенных перпендикулярно к продольной оси бункеров.
Органный бункер состоит из ряда ячеек, разгрузочные отверстия которых расположены ступенчато (рис. 4.19). Загрузка производится послойно. Бункера
121
обычно закрепляют за углями определенной шахты (шахтогруппы) или технологической марки. Уголь загружают катучим реверсивным конвейером в дози-ровочно-аккумулирующие бункера.
Луганским филиалом ГУА (Украина) разработана аппаратура автоматизации заполнения бункеров, которая выполняет следующие функции: управление приводом передвижения загрузочного механизма (реверсивного конвейера), определение направления передвижения и остановки над бункером, выбранным для загрузки, сигнализацию о номере загружаемого бункера, окончания его загрузки и другие операции. С помощью этой аппаратуры достигается послойная загрузка бункеров в челноковом режиме работы загрузочного конвейера, что обеспечивает увеличение коэффициента усреднения на 5—7%.
Разгрузка из бункеров производится с помощью различных питателей (качающихся, вибрационных и др.). Сплошные бункера со щелевой разгрузкой оснащены лопастными питателями. Для дозирования материала с целью обеспечения соотношений компонентов в заданной шихте применяют ленточные дозаторы ЛДА-100 и ДН-2,5. При выгрузке угля из аккумулирующих бункеров осуществляется его дозировка в зависимости от конкретной задачи для данной фабрики.
Как правило, на углеобогатительных фабриках не предусмотрена автоматическая стабилизация выдачи компонентов шихты, поступающей на обогащение. Лишь на ЦОФ "Беловская" в Кузбассе автоматическая регулировка
СТ
Рис. 4.19. Органный бункер (ячейки 1—9)
а — реверсивный конвейер; б — слои угля в бункере; в — сборный конвейер шихты
122
подачи угля на фабрику осуществляется с помощью ленточных дозаторов. Если масса подаваемого на конвейер компонента шихты меньше заданной, то от весов поступает импульс в автоматическую систему регулирования производительности дозаторов.
Рудольф Квапил исследовал процессы движения сыпучих материалов в бункерах и пришел к выводу, что фигура выпуска материала представляет собой эллипсоид вращения. Как только эллипсоид первичного движения выйдет на поверхность материала, в бункере начинается быстрый его рост.
Залипание стенок бункеров влажным углем и сводообразование угля в них вызывает необходимость применения специальных мер: пневмоотдувки, элект-роимпульсного обрушения футеровки внутренней поверхности разгрузочных конусов нержавеющей сталью, каменным литьем, муллитокорундом и т.д.
При эксплуатации бункеров происходит измельчение угля, которое обычно оценивают по дополнительному образованию из крупных классов класса О—6 мм. Степень измельчения в бункерах зависит от высоты бункера, наличия (отсутствия) подушки из угля при их заполнении, присутствия крупных кусков породы и составляет 1,5—3,8%. Учитывая, что соотношение затрат на обогащение крупного, мелкого угля и шлама составляет 1:1,7:7, для снижения себестоимости обогащения необходимо создать условия для минимального измельчения угля. Этому способствует применение углеспускных устройств (каскадных и спиральных), снижающих измельчение угля в 5—7 раз. Особо важно это для фабрик, выпускающих сортовое топливо.
Многие исследователи отмечают, что в ряде случаев при выпуске из аккумулирующих бункеров происходит сегрегация угля по крупности.
Сегрегация в бункере (по В.Г. Зашкваре) происходит следующим образом. Крупные округлые куски угля, откатывающиеся к подошве насыпаемого в бункере конуса, представлены чистым углем. В центре насыпаемого конуса остаются тяжелые пластинчатые куски породы и сростков сланца, пирита и т.д., обладающие меньшей способностью качения и большей способностью в силу своих физических свойств (массы, формы) погружаться при падении в рыхлую массу мелкого угля и задерживаться в ней. При выгрузке угля из бункера сначала выходит центральный столб мелкого угля с включенными в него крупными кусками породы и сростков. После выхода столба угля, расположенного над отверстием бункера, выходит более крупный уголь и общая его зольность снижается. И.З. Шатоха установил, что сегрегация уменьшается с увеличением диаметра струи угля. При малом диаметре струи, соизмеримом с максимальной крупностью куска, сегрегация максимальна, а высота засипи незначительно влияет на степень сегрегации.
Экспериментально доказано, что коэффициент усреднения сыпучих материалов существенно зависит от соотношения (К) поперечного сечения емкости и выпускного отверстия. При К = 1—1,5 коэффициент усреднения составляет 1—10%, при К = 2—3 — он составляет 25—70%. В больших емкостях, где К = 10—15, происходит развитие фигуры выпуска и за счет этого достигается усреднение материала.
Исследования процесса усреднения углей в бункерах на стендовой установке ИОТТ показали, что:
максимальная эффективность процесса усреднения углей различной неоднородности может быть достигнута при Челноковой загрузке всех усредни-тельных бункеров и одновременной разгрузке все ячеек бункеров;
установка спиральных спусков в бункерах приводит к повышению эффективности усреднения углей по крупности и зольности, а также к увеличению выхода сортового топлива;
123
Рис. 4.20. Способы загрузки штабеля:
I — по Шеврону: a, b,c,d — слои с одинаковой площадью сечения; II — по Виндроу: 1— 16 — сечение рядов последовательно загруженных штабелеукладчиком; III — по Келли: 1 — аварийный запас; 2 — круговой гребень штабеля; 3 — начало загрузки штабеля; 4 — штабель
периферийный спиральный спуск по стенке силоса предпочтителен для усреднения коксующихся углей, а спиральный спуск на центральной разгрузочной трубе — для усреднения энергетических углей;
увеличение влажности рядовых углей снижает эффективность усреднения.
На основании/результатов исследований построена регрессионная модель процесса усреднения, показывающая, что оптимальной технологической схемой является та, в которой осуществляется предварительная (до аккумулирующих бункеров) классификация углей на машинные классы.
Механизированные штабельные склады. Для хранения и шихтовки компонентов шихты рядовых углей, направляемой на обогащение, на углеобогатительных фабриках большинства коксохимических заводов используют напольные склады. Для механизации загрузки и выгрузки материала предусмотрены грейферные краны и тележки с конвейером (стрелой).
В последние десятилетия в практике угольных и металлургических заводов Западной Европы, США и Японии широкое распространение для усреднения угля и руд получили современные штабельные склады. В мировой практике известны склады для усреднения руд вместимостью до 1 млн т.
Для отсыпки в штабель применяют ленточный конвейер с разгрузочной тележкой, расположенной между двумя штабелями (параллельное расположение штабелей). Спускающейся стрелой материал сбрасывается в направлении продольной оси одного из штабелей. Одновременно из другого штабеля ведется разгрузка роторным устройством.
Используют различные способы укладки углей в штабели (рис. 4.20).
Способ Шеврона — засыпка от гребня послойно под углом естественного откоса по всей длине штабеля. Сегрегация материала по крупности при этом не исключается. Эффективность усреднения повышается в том случае, если разгрузка осуществляется агрегатом, охватывающим все сечение штабеля.
Способ Виндроу — аккумулирование угля в штабеле рядами по длине с заполнением образующихся между гребнями пустот. На непрерывно действующих кольцевых складах (в США и других странах) применяют метод загрузки по Келли. Вначале уголь отсыпается в виде призмы с наклонным гребнем, наибольшая высота которого соответствует высоте закладываемого штабеля. Одна сторона штабеля расположена под углом естественного откоса, другая — под меньшим углом, по наклонному гребню штабель загружают способом
124
Рис. 4.21. Открытый кольцевой склад
Рис. 4.22. Штабельный склад на шахте "Лоберг"
7 — штабельный укладчик; 2 — крытый павильон; 3 — разгрузочный барабан
Шеврона. Движение штабелеукладчика по часовой стрелке производится с опущенной стрелой, в обратном направлении ее поднимают.
Пример непрерывно действующих кольцевых складов — склады на шахтах "Геверкшафт" и "София Якоба" (Германия) (рис. 4.21). При внешнем диаметре 85 м, внутреннем 13 м, высота штабеля 14 м. Общая вместимость склада 36 тыс. т. Рядовой уголь по конвейеру подается в центр склада и с помощью поворотной поднимающейся и опускающейся стрелы засыпается в штабель по способу Шеврона—Келли. Выгрузка штабеля производится движущимся по рельсам мостовым агрегатом. Установленной на нем бороной уголь сгребается по всему сечению штабеля и транспортируется скрепером к центру в подземную траншею, а далее конвейером на обогатительную фабрику.
На складе шахты "Лоберг" (Германия) уголь разгружается на площадку и складируется в виде двух последовательно расположенных штабелей по 20 тыс. т. Здание склада длиной 210 м, шириной 66 м, высотой 34 м, в поперечном сечении имеет форму треугольника, образованного деревянными фермами (рис. 4.22). Склад покрыт листовым шифером, что исключает увлажнение угля атмосферными осадками.
125
Рис. 4.23. Механизированный силосный склад (Нидерланды):
/ — центральная колонна; 2 — двухформовый мост; 3 — распределительный конвейер; 4 — вращающаяся часть колонны; 5 — желоб; 6,7 — ленточные конвейеры; 8 — шлюзовый питатель; 9 — скрепер; 10 — скреперная ферма
У барабанного роторного погрузчика имеется решетка типа бороны, совершающая при помощи кривошипно-шатунного механизма возвратно-поступательные движения и снимающая уголь по откосу усреднительного штабеля. Поток угля осыпается к подошве штабеля, где уголь захватывается ковшами барабанного погрузчика по всей ширине штабеля и передается на конвейерную ленту, движущуюся внутри барабана.
Барабан производительностью 1500 т/ч представляет собой трубу с двойной стенкой. В корпусе барабана имеются продольные щели для ковшей. Для перемещения барабана и подвесной решетки предусмотрен мост, имеющий сбоку две прочные опоры.
Усреднительный склад, оборудованный роторным барабанным погрузчиком, обеспечивает непрерывную подачу на фабрику хорошо усредненного угля с высокой производительностью. Эффективное усреднение угля достигается за
Таблица 4.4.
Сравнительные данные по усреднительным сооружениям в Германии
Усреднительное сооружение Потребность в площади, м2/100т Потребность в капиталовложениях, марки Степень усреднения, %
Бункер органный 8,9 810 Более 80
сплошной 7,7 400 36-70
Склад: с параллельными штабелями (от- 52 270 Н.д.
крытый) со штабелями в один ряд (откры- 26 150 Тоже
тый) со штабелями в один ряд 33,5 210 До 80
кольцевой (открытый) 17 220 Н.д.
кольцевой (закрытый) 18 270 Тоже
126
Рис. 4.24. Механизированные штабельные склады (Финляндия):
а — с передвижным поперечным реверсивным конвейером; б — с неподвижным поворотным (радиальным) штабелеукладчиком; 1,2 — соответственно поперечный и радиальный штабелеукладчик; 3 — питатели
счет того, что штабель отсыпается слоями по длине, а разгружается вразрез этими слоями по ширине. Применение аналогичного оборудования на разрезе "Восточный" (Экибастуз) подтвердило его высокую эффективность.
Сравнительные данные об усреднительных сооружениях (Германия) приведены в табл. 4.4.
Фирма "SEC" (Нидерланды) выпускает оборудование для оснащения силоса, в котором осуществляется аккумулирование и усреднение угля (рис. 4.23). При этом уголь конвейером транспортируется в центр верхней части силоса, затем поступает в желоб, откуда разгружается на распределительный конвейер. Конвейер проходит через вращающуюся часть центральной колонны силоса и далее внутри поворотного двухфермового моста, который приводится в движение каретками, расположенными на его концах и движущихся по круговому пути. С помощью конвейера уголь распределяется по поверхности силоса. Неровности на поверхности угля выравниваются скрепером, подвешенным канатами на скреперной ферме, которая соединена с двухфермовым мостом. Уголь разгружается из силоса вращающимся шлюзовым разгрузчиком в центре днища на ленточный конвейер. Всеми операциями управляет один человек.
По данным фирмы, такая система усреднения угля предотвращает его сегрегацию и обеспечивает устойчивый гранулометрический состав на выходе угля со склада.
В Финляндии выпускается оборудование для открытых складов, где для снижения эксплуатационных затрат вместо роторных разгрузчиков применяют
127
качающиеся питатели. На рис. 4.24. показана система складирования и извлечения из штабеля угля с передвижным поперечным конвейером для укладки угля в штабель и с неподвижным поворотным штабелеукладчиком. Эта система предусматривает применение бульдозеров для разравнивания и уплотнения штабеля. При всей оригинальности замысла эффективность усреднения на таких складах ниже.
В Польше для улучшения качества товарного угля в проектах мощных угольных разрезов предусматривается усреднение угля на складах, оснащенных перегрузочным оборудованием непрерывного действия: штабелеукладчиками (отвалообразователями) и роторными погрузочными машинами.
Применяют погрузочные машины типа LWKS шести типоразмеров производительностью 600—2500 т/ч, предназначенные для выдачи со складов угля и других сыпучих материалов с насыпной плотностью до 1100 кг/м3 и крупностью до 200 мм. Рабочим органом в роторных погрузчиках является роторное колесо, установленное на поворотной стреле, снабженной конвейером. Скорость подачи роторного колеса регулируется, степень заполнения ковшей (производительность) определяется заглублением ковшей в штабель. Конструктивно погрузчик представляет собой передвижной четырехопорный портал, несущий стрелу с ротором, кабиной управления и стрелой противовеса на поворотном устройстве.
Типоразмерный ряд поворотных штабелеукладчиков на рельсовом ходу типа ZOS насчитывает 12 модификаций производительностью 380—2500 т/ч.
Процесс усреднения в штабеле можно рассматривать как управляемый и использовать для этого следующие параметры:
толщина слоев при закладке штабеля;
скорость движения рабочих органов;
угол установки решетки (бороны) и т.д.
Несмотря на ряд достоинств усреднения в штабелях его применяют при поступлении углей одной—двух шахт (резрезов).
К преимуществам дозировочно-аккумулирующих бункеров следует отнести большие по сравнению со штабелями возможности механизации и автоматизации процессов загрузки и разгрузки, отсутствие засорения окружающей среды, лучшие условия труда обслуживающего персонала. Их недостатки: ограниченная вместимость, зависание и сегрегация угля. Для центральных обогатительных фабрик при неравномерности поступления углей (часто разных марок) с 5—20 шахт в основном более приемлемо усреднение углей в дозировочно-аккумулирующих бункерах.
Эффективность усреднения углей зависит от того, как этот процесс происходит в каждом бункере, и от того, сколько их одновременно работает. Увеличение числа включенных в работу бункеров способствует сглаживанию пиковых значений и обеспечивает снижение неоднородности угля.
Методы усреднения в потоке. Известны следующие методы усреднения угля в потоке.
Метод продольного сдвига осуществляется с помощью питателя и рассекателя (рис. 4.25, а). При перегрузке угольного потока с конвейера 1 на конвейер 2 рассекатель 3 делит поток на два: один движется по конвейеру 2, второй — проходит по питателю 4 и перегружается вновь на конвейер 2.
Метод поперечного сдвига реализуется с помощью установки (рис. 4.25, б), состоящей из распределительного бункера 4, к боковой стороне которого снаружи крепится прямоточная воронка 3. На общую стенку воронки и бункера сверху шарнирно крепится шиберная заслонка. Под распределительным бункером устанавливают дополнительный питатель 5 и питатель 6. В электрические 128
Рис. 4.25. Методы усреднения угля в потоке:
а — метод продольного сдвига; б — метод поперечного сдвига
цепи привода дополнительного питателя 5 и шиберной заслонки 2 включен золомер 7.
Установка, расположенная в местах перегрузки потоков, работает следующим образом. Угольный поток подают посредством конвейера 7 в установку. Высокозольные участки W, определяемые золомером 7, отделяют шиберный заслонкой 2 в распределительный бункер 4, для чего ее устанавливают в положение 0—а по сигналу золомера. Низкозольные участки потока N сбрасывают на питатель 6 через прямоточную воронку 3. Для этого шиберную заслонку 2 устанавливают в положение 0—б также по сигналу золомера. При прохождении низкозольных участков потока N по питателю 6 под распределительным бункером 4 дополнительный питатель 5, работающий в режиме подпора, ссыпает на них высокозольный уголь W в объеме, обратно пропорциональном зольности проходящих участков потока, определяемой золомером 7. В результате при наложении высокозольных участков W на низкозольные N получают угольный поток практически с постоянной текущей зольностью, который посредством конвейера 8 подают в процесс.
Описанные методы усреднения в потоке, обеспечивающие стабилизацию зольности исходного угля, не решают всех задач подготовки угля к обогащению.
Группировка углей перед обогащением. Оптимальные результаты обогащения угля могут быть получены при технологическом режиме разделения, соответствующем свойствам его как объекта обогащения. При совместном обогащении углей, существенно отличающихся гранулометрическим и фракционным составами, нельзя установить такой режим обогащения, который соответствовал бы характеристике каждого угля, входящего в состав обогащаемой шихты. Следствие этого — снижение выхода концентрата или ухудшение его качества. Для решения вопроса о критерии группировки углей для совместного или раздельного их обогащения Укрнииуглеобогащением было проведено специальное исследование. Угли 21 шахты Донбасса, существенно отличающиеся по фракционному составу, были объединены в несколько групп с близкими значениями одной из оценок обогатимости угля:
d
отношение выхода легких фракций и их зольности УлМ.т d о
показатель обогатимости То = 0,567 А л + 0,00116 (100- ул) , d выход легких фракций (ул), зольность легких фракций (Ад);
5- Техника и технология...
129
Рис. 4.26. Выход концентрата ук при совместном и раздельном обогащении углей 21 шахты (См. текст)
Рис. 4.27. Выход концентрата при совместном (7) и раздельном (2) обогащении углей двух шахт, контрастных по зольности легких фракций
зольность граничных элементарных слоев по Рейнгардту. На ЭВМ были выполнены расчеты ожидаемых результатов при совместном и раздельном обогащении всех рассматриваемых углей на отсадочной машине.
На рис. 4.26 показаны результаты расчетов выхода общего концентрата зольностью 5,4%, соответствующей граничной зольности элементарного слоя d
ДГр = 15% по Рейнгардту. Аналогично было проведено сопоставление выходов концентрата при зольности 5,8 и 6,1% соответствующих Adp = 20 и 25%. Анализ результатов расчетов показал, что во всех случаях наибольший общий выход концентрата заданной зольности достигается при раздельном обогащении углей, сгруппированных по близким значениям зольности легких фракций.
Совместное и раздельное обогащение угля двух шахт с большой разницей d
зольности легких фракций (Лл = 4,5 и 12%) дает результаты, приведенные на рис. 4.27. Видно, что чем ниже зольность концентрата, тем на большую величину превышает выход концентрата раздельного обогащения таких углей выход концентрата совместного их обогащения. Например, выход концентрата зольностью 9% при раздельном обогащении составляет 63,2%, а совместном — 60,4%, т.е. на 2,8% выше, а при зольности концентрата 8,6% приращение его выхода равно 56 - 48,4 = 7,6%.
130
Выполненные исследования показали, что для достижения максимального извлечения концентрата необходимо обогащать исходные угли, различающиеся по зольности и легкой фракции не более чем на 1—1,5%, что может быть достигнуто за счет формирования сырьевой базы или организации раздельного обогащения углей, сгруппированных по этому признаку. При раздельном обогащении угли, поступающие на обогатительную фабрику, разделяют по зольности легких фракций на две группы (или более). Одна из них включает угли зольностью легких фракций ниже граничной, а другая — больше граничной.
По алгоритмам, разработанным ИОТТ и Укрнииуглеобогащение, для углей, поступающих на фабрику с учетом их долевого участия, определяют плотность разделения в гравитационных аппаратах, обеспечивающих требуемую зольность суммарного концентрата. Плотность разделения в соответствующем аппарате для каждой группы углей определяют для углей с относительно низкой зольностью легких фракций и для углей с относительно высокой зольностью легких фракций. Смешивая концентраты отдельных групп обогащаемых углей, получают суммарный концентрат, зольность которого находится на уровне зольности концентрата, получаемого при совместном обогащении всех углей сырьевой базы фабрики, но при увеличенном его выходе.
Получение требуемых плотностей разделения в тяжелосредных сепараторах контролируется плотностью суспензии, а в отсадочных машинах — засорениями продуктов обогащения посторонними фракциями. Так, на фабрике Ясиновского КХЗ угли сырьевой базы были разделены на две группы с учетом зольности легких фракций класса 1—13 мм, которые являются основным компонентом товарного концентрата.
В I группу (51,3% обогащаемых углей) включены угли, у которых зольность легких фракций класса 1—13 мм не превышает 5,2%, а остальные включены во II группу. При этом обеспечивается примерно одинаковая загрузка обеих секций. Загрузка отсадочных машин мелкого угля этих секций практически одинакова (28 и 28,6%), а отсадочных машин крупного угля отличается незначительно (13,9 и 16%). В результате такой группировки средняя зольность легких фракций мелкого машинного класса углей I группы оказалась на 2%, а крупного на 2,4% ниже, чем у соответствующих машинных классов углей II группы.
Опыт практического применения раздельного обогащения углей с различной зольностью легких фракций на фабрике Ясиновского КХЗ в 1990—1992 гг. оказался эффективным для повышения выхода концентрата. За 3 года прирост выхода концентрата составил 0,6—1,1%, что соответствует увеличению его выпуска на 56—70 тыс. т в год, а выход промпродукта снизился на 0,5%. Реализация раздельного обогащения на фабрике осуществлена благодаря синхронной работе двух секций с различным режимом разделения для разных групп углей и получением общего потока концентрата усредненного качества.
На фабриках с одной технологической секцией при наличии достаточного числа бункеров для шихтования концентрата раздельное обогащение может осуществляться последовательно для каждой группы углей. На многих фабриках недостает емкостей для усреднения и шихтования рядовых углей. В этих условиях особенно такая группировка углей перед обогащением приводит к стабилизации зольности легких фракций в каждой группе и гарантирует устойчивую работу обогатительных аппаратов и качества товарного концентрата (табл. 4.5). Расчеты, выполненные, например, для ЦОФ "Никитовская", показали, что при разделении обогащаемых углей на две группы с различной зольностью легких фракций среднее квадратическое отклонение зольности
5*
131
Таблица 4.5
Группировка углей перед обогащением, %
Шахта Доля Класс 1-13 мм
Выход Легкие фракции (1400 кг/м3)
выход зольность
Им. Изотова / группа углей 46,98 44,14 24,35 4,3
Им. Калинина 12,93 47,49 26,50 4,1
Им. Батова 11,42 49,97 28,37 3,6
Октябрьская 8,52 52,70 23,40 4,8
Исходный материал I группы 79,85 46,43 25,18 4,2
Среднеквадратическое отклонение Им. Орджоникидзе // группа углей 10,13 46,8 19,2 ±0,32 7,1
№ 13 бис 10,02 56,9 33,8 6,5
Исходный материал II группы 20,15 51,82 26,46 6,7
Среднеквадратическое отклонение Усредненный материал 100 47,52 25,44 ±0,29
Среднеквадратическое отклонение ±1,08
снижается до ±0,3% по сравнению с ±1,08% для всех углей сырьевой базы этой фабрики.
Фактор стабилизации зольности легких фракций в каждой группе по сравнению со смесью все углей сырьевой базы весьма важен для управления качеством. Известно, что при большом диапазоне изменения зольности легких фракций обогащаемых углей их разделение при одних и тех же режимах приводит к потере выхода концентрата при обогащении углей с низкой зольностью легких фракций и превышению норм зольности концентрата при обогащении углей с высокой зольностью легких фракций.
Шихтовка углей из дозировочно-аккумулирующих бункеров. На углеобогатительных фабриках в основном используют три—четыре варианта шихтовки углей различных шахт (шахтогрупп) из бункеров на основе ориентировочных инженерных расчетов ожидаемых результатов обогащения. Имеется опыт оптимизации технологических процессов за счет применения заранее рассчитанных на ЭВМ режимов обогащения для нескольких наиболее вероятных вариантов шихтовки углей.
Процесс управления качеством осуществляется по следующей схеме. В зависимости от наличия рядовых углей в бункерах оператор пульта управления углеподготовки выбирает один из вариантов шихтовки. Номер варианта шихты передается оператору пульта управления фабрики, который сообщает его операторам обогатительных машин. Периодически проверяются потери концентратных и промпродуктовых фракций в породе и засорение концентрата породными и промпродуктовыми фракциями. Полученные данные сопоставляются с нормативными показателями для данного варианта шихтовки. Если фактические показатели превышают значения, то путем регулировки процесса добиваются их уменьшения.
132
Разработан метод управления качеством концентрата уже на стадии подготовки углей к обогащению — при усреднении их в дозировочно-аккумули-рующих бункерах. При этом на основе современных методов прогнозирования, дающих наибольшее приближение к практическим данным, в соответствии с принятой на фабрике технологией определяют ожидаемые качественно-количественные показатели обогащения углей для получения концентрата заданного (по нормам технических условий) качества. По расчетным данным о качестве концентрата, получаемого при обогащении углей каждой из шахт, делается вывод об объединении их в шахтогруппы.
В одну шахтогруппу объединяют шахты, дающие концентрат с равными или близкими значениями зольности и массовой доли серы. Используя методы линейного программирования и исходя из допустимых колебаний зольности, сернистости концентрата и других ограничений (если они необходимы), определяют границы допустимого участия углей отдельных шахтогрупп в шихте, направляемой на обогащение.
Все работы выполняют на ЭВМ. Исходной информацией для расчета служат Данные об участии углей различных шахт в шихте (по плану), гранулометрический и фракционный составы машинных классов и показатели погрешностей Разделения в обогатительных машинах. Для наглядности и упрощения пользования этими рекомендациями разработаны треугольники усреднения.
133
Каждый треугольник усреднения (рис. 4.28) позволяет решить вопрос о возможности применения отдельных или в смеси в шихте углей от одной до трех шахтогрупп. Такой треугольник усреднения получен на ЭВМ для углей трех шахтогрупп, I из них дает при обогащении концентрат зольностью 6,5% и массовой долей серы 2,5%; II (при тех же режимах обогащения) — концентрат лучшего качества Ad = 6% и Sd = 1,1%; III — худшего качества: Ad = 6,9% и Sd = 2,4%. На треугольнике имеется пять шкал: три шкалы доли углей шахтогрупп в шихте, направляемой на обогащение (эти шкалы нанесены на двух сторонах треугольника и высоте, опущенной из вершины прямого угла); шкала AAd— отклонение зольности концентрата от среднего значения, шкала ASd — отклонение массовой доли серы от среднего значения.
Внутри треугольника нанесена координатная сетка и указан контур и только в пределах этого контура допускается шихтовка углей, которые обеспечивают заданные колебания зольности и массовой доли серы концентрата. Внутри контура проведены изолинии, указывающие с помощью шкал AAd и ASd отклонения зольности и массовой доли серы концентрата от средних значений. Внутри замкнутого контура, расположенного в треугольнике, может быть принята любая точка, соответствующая конкретному долевому участию шахтогрупп.
После того как выбрана точка шихты внутри контура, долю в шихте двух шахтогрупп (шкалы которых расположены на сторонах треугольника) определяют, пользуясь координатной сеткой, а долю третьей шахтогруппы — по разности 100% и суммы первых двух шахтогрупп или опустив перпендикуляр из этой точки на шкалу третьей шахтогруппы.
Пример.. Если необходимо выпустить концентрат зольностью и массовой долей серы на уровне средних для фабрики, то в качестве отправной для определения шихты принимают точку А на пересечении линий AAd = 0 (см. рис. 4.28). Ей соответствует следующий состав шихты, %: 1 шахтогруппы — 78, II — 8, III — 100 — (78 + 8) = 14.
Если, например, есть необходимость повысить зольность концентрата на 0,3% против среднего значения, а массовую долю серы снизить на 0,2%, то этим условиям соответствует точка В на пересечении линий с заданным отклонением показателей. При этом шихта должна иметь состав, %: I шахтогруппы — 63; II — 18; III — 19.
Если нужно работать на шихте следующего состава, %: 1 шахтогруппа — 80, II — 13; III — 7, то пользуясь треугольником (точка С), можно определить, какого качества будет концентрат: AAd = -0,1 %; ASd = -0,1 %.
Пользуясь описанными приемами, из треугольника можно определить качество концентрата при любой шихте, в том числе при участии углей двух и одной шахтогруппы. Так, при участии углей I (80%) и II (20%) шахтогрупп качество концентрата характеризуется следующими значениями AAd = -0,4%; Sd = -0,3% (точка £>), а при работе только на углях I шахтогруппы (100%) зольность концентрата будет ниже среднего значения на 0,4%, а сернистость выше на 0,13% (точка £).
Для практического осуществления шихтовки удобно пользоваться предварительно рассчитанными значениями участия углей в зависимости от их доли для разной часовой производительности фабрики. Пользуясь установленными с помощью треугольника усреднения долевым участием отдельных шахтогрупп, определяют соответствующее участие в шихте, и диспетчер дистанционно или через шихтовщика задает состав шихты в тоннах.
Ниже приведен пример составления вариантов шихты на основе кодирования углей (см. гл. 2), поступающих на обогащение. Сырьевую базу обогатительной фабрики, выпускающей концентрат для коксования, составляют угли девяти шахт. Долевое участие шахт, показатели, характеризующие уголь каждой шахты как объект обогащения и его кодовые числа, приведены в табл. 4.6.
134
Таблица 4.6
Данные для расчета шихты
Номер шахты 4% 4% Ул-% Уп% Укр’ Уо-1’% Кодовое число Долевое участие шахт, %
1 2 3 4 5 6 7 8 9
1 7,1 2,4 60,2 37,1 31,2 20,5 534 743 11,1
2 7 2,6 57 37,3 29,1 22,8 545 754 13,5
3 5,8 2 55,7 41,7 27,6 23,7 325 854 11,1
4 7,1 1,7 62,5 31,4 56,9 8,8 524 500 26,6
5 7,2 2,3 53,7 42,9 43,3 13,9 536 821 12,6
6 8,2 3,5 50,6 38,4 35,3 15,9 656 732 2,4
7 6,8 2,8 54,8 36,7 34,6 19,5 446 743 6,2
8 7,3 2,7 63,2 33,1 37,7 17,9 544 632 12,5
9 4,8 2,6 68,2 28,9 24 15 243 562 4
Фабрика располагает бункерами для шихтовки углей не более четырех шахтогрупп. С помощью кодовых чисел дают рекомендации по шихтовке углей перед обогащением. Вначале формируют шахтогруппы. В каждую шахтогруппу включают угли, имеющие близкие значения кодов зольности и массовой доли серы легких фракций. По приведенным данным составляют четыре шахтогруппы, куда входят угли шахт со следующими кодовыми числами: I — 524 500; II — 325 854; 243 562; 446 743; III — 534 743; 536 821; IV — 545 754; 544 632; 656 732.
По данным граф 8 и 9 (см. табл. 4.6) определяют средние взвешенные значения кодов показателей углей каждой шахтогруппы и их кодовые числа. Код зольности легких фракций углей 11 шахтогруппы:
_ 11,1-3 + 4,2 + 6,2-4 11,1+4 + 6,2 '
Аналогично определяют коды других показателей. В результате определяют кодовые числа каждой шахтогруппы: I — 524 500; II — 325 753; III — 535 832; IV - 545 742.
В случае поступления на фабрику углей, не предусмотренных в плановой сырьевой базе, их направляют для складирования совместно с углями той шахтогруппы, кодовое число которой наиболее близко к кодовому числу углей этой шахты (предпочтение отдают первым двум кодам). Аналогично определяют кодовое число плановой шихты — 535 732.
Затем составляют варианты шихты по кодовым числам шахтогрупп. Для обеспечения выпуска концентрата стабильного качества долевое участие углей разных шахтогрупп принимают таким, чтобы код каждого показателя углей в варианте шихты отличался от соответствующего кода плановой шихты не более чем на 1. В табл. 4.7 приведены варианты шихты углей.
Таблица 4.7
Долевое участие углей разных шахтогрупп для составления шихты, %
Шахто-группа Варианты шихты рядовых углей
1 2 3 4 5 6 7
I 10 15 10 18 — 28
II 20 10 30 — — 22 30
1П 40 40 30 42 60 35 70
IV 30 35 30 40 40 15 —
Кодовое число ва- 535 732 535 732 445 742 535 732 535 732 535 732 435 742
рианта шихты
135
Для других вариантов шихты, резко отличающихся от кодового числа плановой шихты, должны разрабатываться режимы обогащения, соответствующие качеству исходного угля для получения кондиционного концентрата.
4.5. Дробление и измельчение
Основные понятия. Операции дробления и измельчения условно различают по размеру готового продукта. В результате дробления получают продукт, крупность которого превышает 3—6 мм, а в результате измельчения — продукт мельче 3—6 мм.
При добыче, подготовке к обогащению и обогащении угля в основном применяют дробление, при подготовке к использованию и при использовании угля — измельчение.
Способы дробления и измельчения отличаются видом деформации материала. По способам разрушения различают:
раздавливание — переход напряжений за предел прочности на сжатие;
раскалывание — разрушение кусков в результате их расклинивания и последующего разрыва;
излом в результате изгиба;
скалывание — материал подвергается сдвигу;
истирание кусков — внешние слои куска подвергаются деформации сдвига и постепенно срезаются вследствие перехода касательных напряжений за пределы прочности.
Если на материал действуют не статистические, а динамические нагрузки, то происходит ударное дробление. Однако упругие деформации остаются теми же (сжатие, растяжение, изгиб, сдвиг).
Перечисленные способы разрушения являются общими для дробления и измельчения. Эти процессы отличаются по своему технологическому назначению и месту в цепи последовательных операций обогатительной фабрики.
По технологическому назначению все машины, применяемые для разрушения кусков и частиц минерального сырья и других материалов, различаются на две основные группы: дробилки и мельницы. В дробилках между дробящими деталями всегда имеется некоторый зазор, заполненный материалом при работе под нагрузкой и свободный — при работе на холостом ходу.
В мельницах измельчающие детали отделяются друг от друга небольшим слоем материала только под нагрузкой, а при работе на холостом ходу они соприкасаются (шаровые, стержневые, роликовые и другие мельницы).
В зависимости от характера потребления угля и способов его переработки дробление и измельчение могут быть самостоятельными (окончательными) и подгтовительными операциями.
Продукты окончательного дробления на углеобогатительных и брикетных фабриках — некоторые товарные сорта, шихта для коксования и брикетирования; продукты окончательного измельчения — шихта для брикетирования, уголь для сжигания в пылевидном состоянии и пробы угля для различного вида анализов. Подготовительное дробление применяют для подготовки углей к различным операциям обогащения.
Степень дробления (измельчения) обычно характеризуется отношением размеров кусков исходного материала D к размеру кусков d продукта дробления (измельчения)
i = D/d.
В некоторых случаях степень дробления определяют как соотношение раз-136
меров максимальных по крупности кусков материала до и после дробления
i = ^Лпах/^тах-
Наиболее распространенный показатель степени дробления — отношение средних взвешенных диаметров исходного Dcp и дробленого dcp продуктов.
В качестве размерной характеристики крупности материала наряду с диаметрами отдельных частиц и средним взвешенным диаметром как всего исходного материала и продукта дробления (измельчения), так и отдельных, входящих в их состав классов, при дроблении и измельчении широко применяют такой показатель, как удельная поверхность материала.
Удельную поверхность рыхлого материала определяют по формуле
5уд = бдаср),
где 8 — плотность материала; <7ср — средний диаметр кусков;
ф Ду/d)
где у — массовый выход узкого класса крупности; d — средний диаметр узкого класса крупности.
Число стадий дробления (измельчения) определяется начальной и конечной крупностью разгружаемого материала. На углеобогатительных предприятиях применяют дробление (измельчение) в открытом цикле, при котором материал проходит через дробилку или мельницу только один раз. В случае многостадиального дробления (измельчения) общая степень дробления (измельчения) определяется как произведение степеней дробления в отдельных стадиях
i = /р’г/з - '«•
На практике различают крупное (до 100—200 мм), среднее (25—80 мм) и мелкое (3 -г 5—10 мм) дробление, а измельчение — грубое (до 0,5 мм) и тонкое (менее 0,5 мм).
При крупном и среднем дроблении углей степень дробления принимается равной 3—8, при мелком 10—30, при тонком измельчении 25—60. Степень дробления промпродукта перед его переобогащением зависит от размеров вкрапленности породы в углях. На фабриках с мокрым способом обогащения рядовой уголь дробят до 100 (150) мм, пневматическим — до 50—75 мм. На сортировочных фабриках, где дробление является самостоятельной операцией, крупные куски угля и антрацита дробят до крупности 100 мм. Угольные концентраты перед подготовкой к коксованию измельчают до крупности меньше 3 мм, а уголь для сжигания в пылевидном состоянии — до крупности менее 0,1—0,2 мм.
Уголь по прочности относится к категории особо мягких (слабых) пород, коэффициент крепости которых по шкале М.М. Протодьяконова составляет 2—5.
Работа, затрачиваемая на дробление (измельчение), пропорциональна вновь образованной поверхности частиц дробленого продукта
A = Ш,
где к — коэффициент пропорциональности;
137
k = a;
a — временное сопротивление сжатию, Н-м/м2; А5 — площадь вновь образованной поверхности, м2.
В соответствии с законом дробления Кика—Кирпичева работа дробления пропорциональна объему деформируемых кусков
А = KKV = Kjfi,
где Кк — коэффициент пропорциональности, Н-м/м3; V — объем куска, м3; D — характерный размер куска, м.
Зависимость между работой дробления (измельчения) и площадью вновь образованной поверхности частиц дробленого продукта выражаются соотношением
A/JAm ~
где Ап, Ат — работа, затрачиваемая на дробление (измельчение) одиночной частицы при степени дробления (измельчения) соответственно i„, im.
Зависимость между работой дробления и объемом деформируемых кусков имеет вид
AJA^VJY",
где V — объем деформируемых кусков.
Для однородных по составу углей
А^Ат ~ G,JGm,
где G — масса деформируемых кусков.
Приближенно работа дробления куска объемом V в общем виде может быть определена по формуле
А = a2/(2E)V,
где о — временное сопротивление сжатию, Па (для каменных углей о составляет 7—14, для антрацитов 25—30 Па); Е — модуль упругости, Па.
При определении работы дробления углей в формулу вводят поправочный коэффициент 1,08
А = l,08a2V/(2£)
(для каменных углей Е составляет 670—3200, для антрацитов — 700 Па).
Энергоемкость дробления (удельный расход электроэнергии на дробление 1 т угля) определяют по формуле
E^N/Q,
где N — мощность, потребляемая электродвигателем дробилки, кВт; Q — производительность дробилки, т/ч.
В углеобогатительных и углеподготовительных цехах коксохимических заводов для подготовки шихты к коксованию применяют следующие схемы окончательного дробления: дробление шихты (ДШ); групповое дробление компонентов (ГДК); дифференцированное дробление компонентов (ДДК); а также избирательное дробление шихты с пневмосепарацией.
Схема ДШ, являясь наиболее простой по компоновке оборудования, приводит к переизмельчению легкодробимых хорошоспекающихся углей и к более
138
грубому дроблению твердых, тощих и газовых, что неблагоприятно сказывается на качестве кокса.
По схеме ГДК отдельные группы марок угля, близкие по показателям спе-каемости и коксуемости, а также по физико-механическим свойствам, дробят до заданной крупности. Тонкое измельчение отощенных спекающихся и газовых углей и грубое марок К и Ж позволяет повысить плотность шихты на 2— 2,5%, а следовательно, увеличить производительность коксовых батарей, существенно не влияя при этом на качество кокса. По схеме ГДК запроектированы углеподготовительные цехи Западно-Сибирского и Новолипецкого металлургических, Авдеевского и Криворожского коксохимических заводов.
Схема ДДК предусматривает дробление компонентов обогащенной шихты при наличии углеобогатительной фабрики в составе углеподготовительного производства.
Дроблению подвергают концентрат класса >6 мм, который затем смешивают с концентратом класса <6 мм и флотоконцентратом. При этом достигается необходимая степень измельчения более твердых компонентов обогащенной шихты, которые концентрируются в крупных классах. Для смешения всей дробленой шихты в схемах ГДК и ДДК Гипрококсом разработана специальная смесительная машина, которую устанавливают в смесительном отделении.
Оптимальным вариантом следует считать дифференцированное дробление обогащенной шихты в сочетании с дифференцированным обогащением рядового угля. При этом благодаря тонкому измельчению крупного концентрата углей марок Г и ОС совместно с тяжелым концентратом фракции плотностью 1500—1800 кг/м3 углей марок Ж и К улучшаются показатели прочности кокса. По схеме дифференцированного дробления обогащенной шихты работают углеобогатительные фабрики Ясиновского, Запорожского и углеподготови-тсльный цех Днепродзержинского коксохимического заводов.
При избирательном измельчении с применением пневматической сепарации (разделение не только по крупности, но и по плотности) распределение зольности, выход летучих веществ и спекаемость шихты становятся более равномерными во всех классах крупности. Промышленное внедрение этого метода осуществлено на Нижне-Тагильском металлургическом комбинате. Производительность установки составила 400—450 т/ч. Шихту перед дроблением разделяют на специальном оборудовании — отделителе мелких классов угля в кипящем слое (ОКС).
Конструкции отечественных дробилок. Дробление углей осуществляется в механических дробилках, измельчение — в механических барабанах с мелющими телами. Выбор конструктивного вида дробилки и ее типоразмера определяется прочностью и крупностью дробимого материала, требуемыми производительностью и гранулометрическим составом дробленого продукта.
В отечественной практике для крупного дробления углей в основном применяют дробилки щековые, валковые с зубчатыми валками, молотковые и роторные, однако известны случаи использования для этой цели и конусных Дробилок.
Щековые дробилки. На углеобогатительных фабриках щековые дробилки применяют для дробления горной массы, содержащей крупнокусковую породу средней и большой прочности. Промышленность выпускает щековые дробилки с простым (по дугам окружностей) и сложным (по замкнутым кривым) Движением подвижной щеки относительно оси ее подвеса.
В щековых дробилках материал разрушается раздавливанием между двумя поверхностями, одна из которых неподвижная.
139
В дробилках с простым движением щеки (ЩДП) подвижная щека поворачивается вокруг своей оси на небольшой угол в ту и другую сторону, приближаясь и отдаляясь от неподвижной щеки при движении звеньев кривошипношатунного механизма.
В дробилках со сложным движением подвижной щеки (ЩДС) подвижная щека подвешена на эксцентриковом приводном валу. Нижняя часть ее шарнирно соединяется с распорной плитой (другим концом распорная плита опирается на регулировочное устройство). Траектория движения точек щеки представляют собой овалообразные кривые.
Степень дробления в щековых дробилках составляет от 4 до 6. При выборе щековой дробилки необходимо, чтобы ширина ее загрузочного отверстия была на 10—15% больше размера наибольшего куска в питании.
Фактическая производительность щековой дробилки Q (м3/ч) может быть подсчитана по формуле
Dcptga
где — коэффициент, учитывающий кинематику дробилки (для дробилки с простым движением щеки Кк = 0,84, со сложным Кк = 1); Scp — ход щеки в средней части, м; L — длина разгрузочного отверстия, м; В — ширина разгрузочного отверстия, м; п — частота вращения эксцентрикового вала, мин"1; b — ширина разгрузочной щели, м; Dcp — средний взвешенный размер кусков в исходном материале, м; a — угол захвата, градус.
Ход щеки в средней части определяют по формуле
Scp = 0,5(Sb + SH),
где 5b, SH — ход щеки соответственно вверху и внизу камеры дробления, м.
Углом захвата называется угол между касательными к профилю дробящих плит щековой дробилки, проведенными через точки касания вписанной окружности. Для исключения выбрасывания куска из камеры дробления угол захвата должен быть меньше двойного угла трения дробимого материала о сталь. Для породы с коэффициентом трения 0,2—0,3 угол захвата равен 22— 31°. Обычно угол захвата щековых дробилок находится в пределах 15—24°, что соответствует значениям коэффициента трения 0,13—0,22.
Мощность W (кВт) щековой дробилки может быть определена по формуле
N = DL(B - e)Scpn/tga,
где D — удельная работа дробления, кВт-ч/т (для простого движения щеки D = 5, для сложного D = 4,5); е — эксцентриситет главного вала, м.
На рис. 4.29 показана щековая дробилка со сложным движением подвижной щеки. Станина дробилки стальная, боковые стенки выполнены из стального листа и соединены между собой передней стенкой 1 коробчатого сечения и задней балкой 5, являющейся также корпусом регулировочного устройства. Над приемным отверстием укреплен защитный кожух 2, предотвращающий выброс кусков породы из камеры дробления. Подвижная щека 4 представляет собой стальную отливку, расположенную на эксцентриковой части приводного вала 3. В нижней части щеки имеется паз, куда вставляется сухарь для упора распорной плиты 8. Другим концом распорная плита упирается в сухарь регулировочного устройства. Замыкающее устройство состоит из тяги 6 и цилиндрической пружины 7, натяжение которой можно регулировать гайкой.
140
Рис. 4.29. Щековая дробилка со сложным движением подвижной щеки
1 — передняя стенка коробчатого сечения; 2 — кожух; 3 — эксцентриковый вал; 4 — подвижная щека; 5 — задняя балка; 6 — тяга; 7 — цилиндрическая пружина; 8 — распорная плита; 9 — дробящая плита; 10 — неподвижная дробящая плита
При рабочем ходе щеки, когда ширина разгрузочной щели уменьшается, пружина сжимается и, стремясь разжаться, способствует возврату щеки, что обеспечивает постоянное плотное замыкание звеньев шарнирно-рычажного механизма (подвижной щеки, распорной плиты и регулировочного устройства). Подвижная щека имеет в нижней части косой выступ, на котором устанавливается дробящая плита 9, изготовляемая из высокомарганцовистой стали. Неподвижная дробящая плита 10 опирается внизу на выступ передней стенки станины, а с боковых сторон зажата боковыми футеровками, выполненными в виде клиньев. Рабочая часть плиты выполняется рифленой.
На рис. 4.30 показана щековая дробилка с простым движением подвижной щеки. В станине 1 устанавливают коренные подшипники эксцентрикового вала 4, на эксцентриковую часть которого навешивается шатун 5. На нижнем конце шатуна имеются пазы для установки сухарей 7, являющихся опорными поверхностями для передней 10 и задней 8 распорных плит. Подвижная щека 2 представляет собой стальную отливку коробчатого сечения, подвешенную на оси 3. Силовое замыкание звеньев механизма привода подвижной щеки обеспе-
141
Рис. 4.30. Щековая дробилка с простым движением подвижной щеки
1 — станина; 2 — подвижная щека; 3 — ось; 4 — эксцентриковый вал; 5 — шатун; 6 — пружина; 7 — сухари; 8 — задняя распорная плита; 9 — тяги; 10 — передняя распорная плита; 11,12 — дробящие плиты; 13 — сменные футеровочные плиты
Рис. 4.31. Двухвалковая зубчатая дробилка ДДЗ-6:
а — кинематическая схема; б — общий вид; I — электродвигатель; 2 — клиноременная передача; 3 — шариковая муфта; 4 — приводной вал; 5,6,8,9 — шестерни; 7 — редуктор; 10 — гидравлическое амортизирующее устройство; 11 — подвижный зубчатый валок; 12 — неподвижный зубчатый валок
чивается тягами 9 и пружинами 6. К станине и подвижной щеке крепятс^ дробящие плиты // и 12. Плиты изготовляют из высокомарганцовистой стали и они являются основными рабочими органами щековых дробилок. Рабочие поверхности дробящих плит и боковые стенки станины образуют камеру дробления. Часть боковых стенок станины, входящих в камеру дробления, футеруют сменными футеровочными плитами 13. Режим работы щековой дробилки изменяется регулировкой выходной щели. Ширина выходной щели определяет крупность продукта дробления и производительность дробилок.
Дробилки типа ЩДС изготовляют на Выксунском заводе дробильно-размольного оборудования, ЩДП — на Волжском заводе цементного машиностроения "Волгоцеммаш".
Валковые дробилки. Для крупного и среднего дробления углей, антрацитов и горючих сланцев с включением сопутствующих пород, большое распространение получили дробилки двухвалковые зубчатые типа ДДЗ (рис. 4.31). Дробилки ДДЗ-4А и ДДЗ-6А предназначены для дробления материалов с коэффициентом крепости до 6 (по М.М. Протодьяконову), дробилка ДДГ-10А — для дробления горной массы с коэффициентом крепости до 10.
Двухвалковые зубчатые дробилки ДДЗ-4А, ДДЗ-6А и ДДГ-10А конструктивно подобны и состоят из приводного вала, установленных на раме в роликовых подшипниках неподвижного и подвижного зубчатых валков, амортизирующего устройства, передаточного механизма и привода. На приводном валу, установленном в роликовх подшипниках и снабженном шкивом для клиноременной передачи и шариковой муфтой предельного момента для сглаживания и ограничения нагрузки при аварийных режимах (например, при попадании между валками недробимых предметов), насажена шестерня, приводящая через редуктор в движение зубчатые валки. Эти валки представляют собой закрепленные на валах два барабана, к которым крепятся съемные сегментные плиты с зубьями, изготовляемые из закаленной марганцовистой стали.
Валки приводятся во вращение через систему зубчатых передач. Наличие предохранительного амортизирующего устройства позволяет при попадании между валками недробимого материала отодвигать на расстояние до 200 мм подвижный валок, после прохождения недробимого материала валок возвращается на место с помощью пружин. Амортизирующее устройство обеспечивает регулирование размера щели между валками для получения продукта дробления требуемой крупности. При уменьшении частоты вращения валков или при их внезапном заклинивании срабатывает предохранительная шариковая муфта, встроенная в приводной вал, а магнитоиндуктивный датчик через реле скорости отключает электродвигатель дробилки.
В зависимости от места расположения привода дробилки выпускаются левого и правого исполнения.
Исходный материал захватывается вращающимися навстречу друг другу двумя валками с зубчатыми бандажами, выполненными в виде сегментов, и раскалывается зубьями. Крупность дробленого продукта регулируется установкой соответствующих сегментов с зубьями разной высоты и изменением зазора между валками, который в зависимости от типоразмера дробилки изменяется от 105 до 240 мм за счет хода подвижного валка, соединенного с амортизирующим устройством. Дробилки могут принимать куски размером 0,4 D, где D — диаметр валков. Степень дробления материала в этих дробилках составляет от 4 до 6.
144
Та б л и ц а4.8
Технические характеристики валковых зубчатых дробилок
Показатель ДДЗ-4А ДДЗ-6А ДДГ-10А
Производительность т/ч 30; 60; 90; 120; 150 95; 120; 150; 190; 225 130; 265; 565
Диаметр валков, мм 400 630 1000
Длина валков, мм 500 800 1250
Частота вращения, мин-1 60 50 50
Крупность дробимого материала, не более 100x200x300 400x500x600 400x600x1000
Крупность дробленого 0-25; 0-50; 0-75; 0-50; 0-75; 0-100; 0-100 0-300
материала, мм 0-100; 0-125 0-125; 0-150
Мощность электродвигателя, кВт, не более 15 30 75
Отход подвижного валка, мм 150 200 300
Размер регулирования щели между валками, мм Габариты, мм 105 150 240
длина 2650 3550 5190
ширина 2750 3450 5000
высота 950 1250 1800
Масса, т 4,4 9,25 32
Производительность дробилки определяют по формуле
Q = 60jiDnL5,
где ц — коэффициент разделения, для угля равен 0,15—0,27; D — диаметр валков, м; п — частота вращения, мин-1; L — длина валков, м; 5 — щель между гладкими поверхностями валков, м.
Мощность электродвигателя А (кВт) дробилки определяют из зависимости
N = kLDn,
где к — коэффициент пропорциональности (для зубчатых дробилок к = 0,95).
Технические характеристики валковых зубчатых дробилок приведены в табл. 4.8. По сравнению с дробилками ДДЗ-4, ДДЗ-6 и ДДГ-10 у модернизированных дробилок ДДЗ-4А, ДДЗ-6А и ДДГ-10А в 1,5 раза увеличена производительность и улучшены показатели надежности.
Для дробления сланца и горной массы применяют двухвалковую забчатую дробилку ДЗС, отличающуюся большей прочностью и конструкцией валков. Ведомый валок, в отличие от валка дробилок ДДЗ, вращается в жестко установленных на раме подшипниках. Каждый валок состоит из двух шестигранных ступиц, к которым болтами крепятся шесть сегментов. Для исключения возможности отрыва сегментов болты предохраняются крюками, заходящими в специальные пазы в ступицах.
145
Таблицам
Технические характеристики дробилок ДДЗ
Параметр ДД3500-6 ДДЗ 1200x1000 ДДЗЗ 1250x1800
Производительность, т/ч 300 700 1200
Максимальная крупность загружаемого материала, мм 500 900 900
Крупность дробленого продукта, мм Размеры валков, мм: До 150 До 250 До 250
диаметр (по выступам зубьев) 500 1250 1250
длина Частота вращения валков, мин”1 1100 1000 1800
ведущего 235 200 200
ведомого 117,5 170 170
Мощность электродвигателя, кВт 34 30x2 55x2
Частота вращения, мин-1 Габариты, мм: 975 735 735
длина 2434 4400 5720
ширина 1375 2800 2800
высота 1215 1600 1600
Масса дробилки без электродвигателя, т 4,5 13,5 18,5
Изготовитель Литейно-механический завод, г. Темиртау Машиностроительный завод "Стромма-шина'' г. Кострома
Технические характеристики дробилки ДЗС
Производительность, т/ч........................................ 250
Размеры валков, мм: диаметр..................................................... 900
длина...................................................... 1200
Максимальный размер загружаемых кусков, мм..................... 500
Крупность дробленого продукта, мм....................... 100—125
Частота вращения валков, мин-1.................................. 36
Мощность электродвигателя, кВт.................................. 46
Габаритные размеры, мм: длина...................................................... 4000
ширина..................................................... 2940
высота..................................................... 1500
Масса (без электродвигателя), т......................... 11
Наряду с валковыми зубчатыми дробилками ДДЗ для крупного дробления каменного угля применяют двухвалковые дискозубчатые дробилки (табл. 4.9). Эти дробилки имеют индивидуальный привод каждого валка. Валки с редуктором и электродвигателем соединены карданной передачей и снабжаются зубьями различного профиля.
146
Та блица 4.10
Технические характеристики однороторных молотковых дробилок
Параметр М-6-4Б (СМД-112) М-8-6Б (СМ-431) М-13-16В (СМД-12) М-Ю-ЗОГ (СМД-98А)
Производительность, т/ч 12-15 18-24 200 850-1000
11аибольшая крупность загружаемого материала, мм 150 250 400 400
Крупность дробленого продукта, мм Размеры ротора, мм: 0-30 0-13 0-10 0-15
диаметр 600 800 1300 2000
ширина 400 600 1600 3000
Частота вращения ротора, мин-1 1250 1000 735 490
Мощность электродвигателя, кВт Габариты, мм: 17 55 250 1250
длина 1100 1350 2400 7980
ширина 1031 1255 2800 3800
высота 1150 1230 1900 3100
Масса, т 1,37 2,24 16 53,5
Изготовитель Ухоловский завод "Стромма-шина", г. Ухолово, Рязанская обл. Выксунский завод дробильноразмольного оборудования, Нижегородская обл. "Волгоцем-маш" г. Толь- ятти
Для крупного дробления горной массы, среднего и мелкого дробления углей и промпродукта, подготовки к коксованию на углеобогатительных фабриках и коксохимических заводах применяют дробилки ударного действия — молотковые и роторные. Дробящими элементами этих дробилок в основном являются вращающиеся билы. В молотковых дробилках билы, называемые молотками, шарнирно закреплены на дисках вращающегося ротора, а в роторных — жестко.
При переработке углей применяют однороторные молотковые дробилки с реверсивным и нереверсивным ротором (табл. 4.10).
Однороторные молотковые дробилки в большинстве случаев оборудованы колосниковыми решетками для контроля крупности готового продукта, однако имеются самоочищающиеся дробилки, у которых колосниковые решетки заменены подвижными отбойными плитами конвейерного типа. В нереверсивных молотковых дробилках (рис. 4.32) загрузочное отверстие находится в боковой части корпуса, в реверсивных — сверху (рис. 4.33).
Привод дробилки (см. рис. 4.33) осуществляется через ременную передачу или упругую муфту непосредственно от электродвигателя. Корпус дробилки 1 изготовляют разъемными и футеруют стальными броневыми плитами 2. Ротор дробилки представляет собой вал 6 с набором чередующихся шайб и дисков 3, на которых шарнирно укреплены молотки 5. Ротор подвергается тщательной балансировке. Колосниковая решетка 4 из трапециевидных колосников выпол-
147
00
Рис. 432. Нереверсивная молотковая дробилка
1 — корпус; 2 — молотки; 3 — контрольная решетка; 4 — футеровка; 5 — вал
Я -fl
Рис. 4.33. Реверсивная молотковая дробилка:
1 — корпус дробилки; 2 — стальные броневые плиты; 3 — диски; 4 — колосниковая решетка; 5 — молотки; 6 — вал
149
няется съемной и подвижной, что позволяет регулировать с помощью специального приспособления зазор между внутренней поверхностью решетки и внешней окружностью вращения молотков. Зазор зависит от крупности дробления. При крупном дроблении зазор должен быть в 1,5—2 раза, а при мелком — в 3—5 раз больше диаметра кусков дробленого продукта.
Молотки, применяемые в дробилках, различаются по форме и массе (от 3,5 до 15 кг). Форму и массу молотков выбирают в зависимости от свойств дробимого материала и требуемой крупности дробления. При дроблении крупного материала применяют меньшее число молотков большей массы.
С уменьшением крупности исходного материала число молотков возрастает, а масса их соответственно уменьшается. Гранулометрический состав дробленого продукта зависит от степени износа молотков. Чем больше износ, тем меньше степень дробления и, следовательно, больше классов в дробленом продукте.
Дробящий эффект (Н-м) молотков зависит от их кинетической энергии
Е = 0,5G^/g,
где G — вес молотка, Н; v — окружная скорость молотков, м/с; g — ускорение свободного падения, м/с2.
Производительность Q (т/ч) ударных (молотковых и роторных) дробилок определяют по формуле
Q = kLD2n2/[3600(i - 1)],
где к — коэффициент, зависящий от конструкции дробилки и твердости дробимого материала (для углей 0,12—0,22; меньший предел — для бурых углей, больший — для антрацитов); L — длина ротора, м; D — диаметр наружной окружности вращения молотков, м; п — частота вращения ротора, мин-1; i — степень измельчения.
Производительность молотковых дробилок значительно снижается при дроблении влажных углей, соответственно увеличивается расход электроэнергии. Влажные угли часто дробят при снятой колосниковой решетке. Молотковые дробилки характеризуют наружным диаметром ротора (с молотками) и его длиной. Степень дробления в этих дробилках составляет до 15. Мощность электродвигателя рассчитывают по формуле
7V = O,15Ln.
Наибольшее применение реверсивные молотковые дробилки находят в цехах углеподготовки коксохимических заводов для окончательного дробления обогащенной шихты. Изготовляют их на Ново-Краматорском машиностроительном заводе (Украина) и Электростальском заводе тяжелого машиностроения (Россия).
Сызранский турбостроительный завод (Россия) выпускает молотковые дробилки ДМРЭ 10x10, ДМРИЭ 14,5x13 и ДМ 1500x1500-1000.
Технические характеристики дробилки ДМ 1500-1000
Дробимый материал................................ Твердый уголь марки Г,
мягкий уголь марок К и Ж
Производительность, т/ч................................ До 500
Крупность, мм:
дробимого материала.................................. До 120
дробленого продукта................................ Менее 3
Содержание класса 0—3 мм в дробленом продукте, %. 90
150
Диаметр ротора, мм................................. 1500
Частота вращения ротора, мин-1..................... 1000
Число молотков....................................... 63
Масса молотка, кг.................................. 20,2
Мощность электродвигателя, кВт...................... 800
Габариты, мм: ширина........................................... 3416
высота.......................................... 2500
длина........................................... 5360
Масса, т........................................... 23,5
Роторные дробилки ударно-отражательного действия широко применяют в отечественной и зарубежной практике для дробления материалов прочностью до 150 МПа и крупностью до 1000 мм.
Основной рабочий орган дробилок — массивный широкий ротор с жестко закрепленными на нем дробящими элементами (билами). Дробление материала происходит путем удара материала о била, футеровочные устройства (стержни, плиты, колосники и др.) и кусков друг о друга.
Роторные дробилки выпускают двух типов: ДРК — для крупного дробления и ДРС для среднего и мелкого дробления (табл. 4.11). Дробилка ДРК 16 х 12 (рис. 4.34) состоит из ротора 2, посаженного на вал 3, бил 1, корпуса 4. Длина бил равна длине ротора. Билы изготовляют из высокопрочной стали, их рабочие кромки наплавляют электродами из твердого сплава. В корпусе дробилки над ротором подвешены отражательные плиты 5. Плиты опираются на
Рис. 434. Роторная дробилка ДРК 16x2 (См. текст)
151
Таблица 4.11
Технические характеристики роторных дробилок для крупного, среднего и мелкого дробления
Параметры ДРК 8x6 (СМД-85) ДРК 12 х 10 (СМД-86) ДРК 16 х 12 (СМД-95) ДРК 20 х 16 (СМД-87) ДРС20х 16 (СМД-87) ДРС 12 х 12 (СМД-75)
Производительность, м^/ч 55 125 200 370 200 125
Наибольшая крупность загружаемого материала, мм 400 600 800 1100 375 300
Окружная скорость бил ротора, м/с Зазор, мм: 20; 26; 5; 35 20; 26; 5; 35 20; 26; 5; 35 20; 26; 5; 35 20; 24; 28; 8; 34; 6; 41; 5; 50 20; 24; 28; 8; 34; 6; 41; 6; 50
между билами и передней плитой 16—160 25—250 32—320 40—400 20—250 16—200
между билами и задней плитой Размеры ротора, мм 16—100 25—150 32—200 40—250 20—185 ; 20—100 16—150; 16—80
диаметр 800 1250 1600 2000 1250 1000
длина 630 1000 1250 1600 1250 1000
Мощность электродвигателя, кВт Габариты, мм 40 ПО 160 250 200 132
длина 2500 3200 4200 5600 3400 2700
ширина 1700 2350 2900 3600 3200 2800
высота 2150 2800 3500 4400 2800 2100
Масса, т Изготовитель 6 15 Выксунский завод ДРО 30 68 18 "Волгоцеммаш" 10 Выксунский завод ДРО
пружинно-регулировочные устройства 6, позволяющие регулировать размер выходной щели, а также пропускать недробимые предметы при попадании их в камеру дробления.
Для удобства ремонта, быстрой смены бил и футеровок верхнюю часть корпуса дробилки выполняют разъемной и откатываемой по рельсам специальным механизмом 7. В корпусе дробилки предусмотрены люки для осмотра и выполнения мелкого ремонта. Камера дробления герметизирована путем уплотнения всех соединений корпуса и люков. Электродвигатель соединен с ротором клиноременной передачей, частоту вращения ротора можно изменять путем замены шкивов. Дробилки ДРС аналогичны по конструкции дробилкам ДРК. Отличаются они установкой трех отражательных плит. Важнейшие параметры, определяющие производительность и крупность дробления роторных дробилок, — размеры ротора.
У роторных дробилок крупного дробления диаметр ротора £)р должен быть в 1,7—2 раза больше диаметра максимального куска 2)м, а соотношение длины ротора с его диаметром должно составлять 0,8. Для роторных дробилок среднего и мелкого дробления £>р = 3,3 Z>M, a L/Z>p = 1.
Ориентировочно объемная производительность роторных дробилок крупного дробления может быть определена по формулам
где Qq max и Со min — предельные значения объемной производительности, м3/ч; к — коэффициент, учитывающий конструктивные особенности дробилок {к = 0,6—1,4).
Для дробления углей, продукта и породы в шахтах применяют отбойные центробежные дробилки ОЦД.
Технические характеристики отбойных центробежных дробилок ОЦД
Производительность, т/ч 50 100
Максимальная крупность загружаемого материала, мм 350 500
Размер дробленого продукта, мм Размеры загрузочного отверстия, мм 0—80 0—80
ширина 500 665
длина Размеры ротора, мм 620 900
диаметр по выступам бил 600 800
длина рабочая 590 855
Частота вращения ротора, мин-1 600; 1200 292; 370; 486
Число бил 3 4
Окружная скорость бил, м/с 18,8; 37,7 12,2; 15,5; 20,3
Мощность электродвигателя, кВт 40 75
Частота вращения, мин-1 Габариты, мм 1485 990
длина 1870 2325
ширина 1525 2015
высота 1545 1925
Масса дробилки без электродвигателя, т 3,09 6,92
Изготовитель Ясиноватский машиностроительный завод, Донецкая обл.
Дробилка ОЦД50С (рис. 4.35) не имеет колосниковой решетки, длина молотков равна длине ротора. Молотки изготовляют из стали марки 45, а рабо-
153
Рис. 4.35. Отбойная центробежная дробилка ОИД5ОС:
/ — ротор с жестко закрепленными молотками (билами); 2,3 — корпус, разделенный на две части; 4 — цепь; 5 — отбойные плиты; 6 — амортизаторы
чие кромки наплавляют электродами из твердого сплава Т-620. Отбойные плиты крепят к корпусу дробилки амортизаторами, работающими на сжатие. В загрузочной части дробилки подвешивают цепи, которые служат для обеспечения равномерной загрузки и предотвращения выбрасывания дробимого материала.
Конусные дробилки (рис. 4.36) в угольной промышленности применяют для дробления горной массы. Для крупного дробления изготовляют конусные дробилки ККД и дробилки редукционного дробления КРД, для среднего и мелкого дробления — дробилки КСД и КМД двух исполнений (Гр — грубого и Т — тонкого дробления) (табл. 4.12, 4.13).
Рабочими органами конусной дробилки являются неподвижный конус, облицованный футеровочными плитами и расположенный внутри него подвижный дробящий конус, сидящий на вертикальном валу. Верхний конец вала шарнирно подвешен на крестовине, а нижний помещен в эксцентрик, вращающийся во втулке.
Ось вала при движении описывает коническую поверхность, а дробящий конус совершает круговые движения, последовательно приближаясь и удаляясь от внутренней поверхности неподвижного конуса. Размер разгрузочного отверстия регулируется перемещением точки подвеса дробящего конуса.
Выпуск конусных дробилок КСД-бООГр и КСД-900Т, помимо "Уралмашзавода", освоен также Костромским заводом "Строммашина” и Выксунским заводом ДРО, где изготавливают дробилку СМ-560А для разрушения высокопрочных горных пород.
154
Рис. 4.36. Конусная дробилка
а, б — различные положения дробящего конуса; в — общий вид конуса; 1,4,5 — корпус дробилки; 2 — вертикальный вал; 3 — футеровочные плиты корпуса; 6 — эксцентрик; 7, 8 — конические шестерни; 9 — приводной вал; 10 — шкив; 11 — подшипник; 12 — втулка; 13 — дробящий конус
Производительность конусных дробилок определяют по формуле
Q = O^pE^n/Cga! + tgc^),
а мощность электродвигателя по формуле
N = о2и£>н(£>2 - J2)/(550000E).
Здесь р. — коэффициент разрыхления углей (ц = 0,25—0,5); р — плотность углей, кг/м3; DH — диаметр нижнего основания дробящего конуса, см; D, d — ширина соответственно загрузочного и разгрузочного отверстий, см; т| — эксцентриситет дробящего конуса, см; п — частота вращения эксцентрика, мин-1; ар (12 — угол наклона соответственно и дробящего конусов, градус; ст — временное сопротивление углей сжатию, Па; Е — модуль упругости углей, Па.
Дробилки КДМК применяют на гидрошахтах для дробления крупных углей перед углесосами, а также для дробления породы при гидротранспорте и гид-
155
и» О'
Технические характеристики конусных дробилок ККД н КРД для крупного дробления
Таблица 4.12
Параметры ККД-500 К КД-900 ККД-1200 ККД-1500Б ККД-1500А КРД-900
Производительность (при дроблении материала средней прочности), м3/ч 150 320 560 1150 2300 550
Максимальная крупность загружаемого материала, мм Ширина отверстия, мм: 400 750 1000 1200 1200 750
загрузочного 500 900 1200 1500 1500 900
разгрузочного отверстия 75 160 150 180 300 100
Диаметр основания дробящего конуса, мм 1220 1636 1900 2520 3200 2340
Частота качаний дробящего конуса, мин-1 160 125 100 80 82 110
Число электродвигателей 1 1 2 2 2 1
Мощность электродвигателя, кВт 125 250 200 x2 320x2 400 x2 400
Частота вращения, мин-1 Габариты, мм: 740 735 590 590 590 590
длина 3330 6940 12070 13410 14920 11675
ширина 2450 3940 4640 5894 6150 5000
высота (от фундамента) 3540 5440 6545 7600 8280 7290
Масса дробилки без электрооборудования, т 38,5 134,6 228,2 393 610,9 278,3
Изготовитель Уралмашзавод, г. Екатеринбург
Технические характеристики конусных дробилок КСД и КМД для среднего и мелкого дробления
Таблица 4.13
Параметры КСД-1750Б КСД-2200А КСД-2200Б КМД-1750 КМД-2200
Производительность (при дроблении материала средней твердости в открытом цикле), м^/ч 160—300 120—340 340—580 40—120 75—220
Максимальная крупность загружаемого материала, км 215 250 300 85 100
Ширина загрузочного отверстия, мм 250 275 350 100 130
Диапазон регулирования загрузочного отверстия в фазе сближения профилей, мм 25—60 10—30 30—60 5—15 5—15
Диаметр основания дробящего конуса, мм 1750 2200 2200 1750 2200
Частота качаний дробящего конуса, мин-1 245 242 242 260 242
Мощность электродвигателя, кВт 160 250 250 160 250
Частота вращения, мин-1 735 490 490 735 490
Масса дробилки с системой смазки (без электрооборудования и смазочной станции), т 53 53 98 53 98
Расход подаваемого в машину масла в циркуляционной системе смазки, л/мин Изготовитель 70 125 Уралмашзавод, г. Екатеринбург 125 70 125
розакладке. Рабочими органами дробилки служат подвижный конус и неподвижное дробильное кольцо. Дробильный конус состоит из верхнего и нижнего конусов, жестко насаженных на вертикальный вал, вращающийся в конических роликоподшипниках. На поверхности обоих конусов имеются рабочие ребра, наплавленные твердым сплавом, а в нижнем конусе — отверстия для ускорения выхода мелких классов из зоны дробления. Уголь в дробилку загружают через приемное окно кожуха треноги. Разрушение самых крупных кусков происходит в верхней зоне при помощи дробящих ребер верхнего конуса. Меньшие куски проталкиваются наклонными плоскостями ребер в среднюю зону дробления, в которой материал подвергается разрушению и одновременно проталкивается в нижнюю зону дробления, где куски разрушаются аналогичным образом до заданной крупности.
Процесс дробления материала происходит непрерывно по всему рабочему пространству, образованному дробящей парой.
Технические характеристики конусной дробилки КДМК
Производительность, т/ч............................ 130—150
Размер загрузочного отверстия, мм.................... 370 х 370
Крупность дробленого материала, мм................. 80
Габариты, мм: длина.............................................. 2470
ширина.......................................... 1440
высота.......................................... 1440
Масса, т................................................. 3
Барабанные дробилки в угольной промышленности применяют для механизации процесса удаления из горной массы крупнокусковой породы и других посторонних предметов. Принцип их действия основан на использовании эффекта избирательного дробления, т.е. факта, что при свободном падении и ударе о решета дробилки уголь разрушается быстрее, чем порода. Успешное применение барабанных грохотов-дробилок обеспечивается при достаточно высокой избирательности дробления угля и породы (./ >1,3-=- 1,5).
Для обеспечения дробления в барабанных грохотах дробилках необходимо, чтобы частота вращения барабана п была меньше критической икр, при которой сила тяжести дробимого куска материала уравновешивается центробежной силой. При п э= лкр дробимый материал не отрывается от внутренней поверхности вращающегося барабана и процесс дробления прекращается. Критическую частоту лкр (мин-1) определяют по формуле
/?кр = 42,3/л/Ъб,
где £)Г) — диаметр барабана, м.
При п < икр дробимый материал при вращении барабана поднимается вверх до определенной точки, а затем отрывается от стенки барабана, падает вниз по параболической траектории. Угол перехода кусков горной массы с круговой на параболическую траекторию определяется зависимостью
О{) = arc cos (/?()л2/900),
где /?о — рабочий радиус барабана.
На практике наибольшая работа дробления совершается при угле отрыва
158
ар = 54°4Д, отсюда оптимальная частота вращения барабана:
^опт = 32,2/Dg,
г.е. оптимальная частота вращения составляет примерно 75% критической.
При наличии в барабане подъемных полок угол отрыва материала возрастает.
Производительность барабанных грохотов-дробилок определяют по формуле
Q = O,725pyntga''//?oA3, m/г,
где s — число рядов поднимающих полок; ц — коэффициент разрыхления массы угля; у— плотность угля, кг/м3; п — частота вращения барабана, мин'1; a — угол наклона поднимающих полок, градус; h — толщина естественной постели (от 0,05 м до удвоенного размера отверстия в сите), м.
Грохот-дробилка барабанный БГД-26 х 60 предназначен для избирательного дробления угля и горючих сланцев до заданного предела крупности с одновременной классификацией и удалением части породы и посторонних предметов (при разности в объемной прочности между разделяемыми компонентами не менее чем в 1,3 раза). Рекомендуется для применения в технологической цепи углеподготовки на углеобогатительных фабриках, а также в технологических комплексах угольных шахт при подготовке угля перед обогащением.
Грохот-дробилка БГД-26х60 состоит из привода, кожуха, барабана, упорных роликов, рам, роликоопор, приводного вала. Барабан — основной рабочий орган дробилки — представляет собой металлоконструкцию, собранную из продольных балок, к которым крепятся решета, подъемные полки, шипы и разгрузочные лопатки. В передней части его расположен загрузочный конус и зубчатый венец. Барабан опирается на роликоопоры. Во вращение приводится от электромеханического привода, состоящего из двигателя, редуктора и открытой зубчатой передачи.
Исходный продукт через загрузочный конус загружается внутрь барабана. Подъемные полки захватывают куски материала и поднимают их на определенную высоту, откуда они сбрасываются на нижнюю часть барабана и дробятся о полки, шипы в решете. Дробление осуществляется свободным многократным ударом кусков продукта о нижнюю часть барабана. Раздробленный до размера отверстия продукт просыпается, а надрешетный материал (крупная прочная порода, дерево и другие посторонние предметы) подъемными полками продвигается к разгрузочному отверстию.
Процессы дробления, грохочения и удаления надрешетного материала в барабанном грохоте-дробилке происходит одновременно.
Технические характеристики грохота БГД-26х60
Производительность (т/ч) при отверстиях в решетах, мм
300....................................................... 1000
200........................................................ 650
150....................................................... 550
100....................................................... 400
Внутренний диаметр барабана, м............................... 2,6
Длина барабана, м................................... 6
159
(продолжение) Частота вращения барабана, с-1 (мин-1)............... 0,23(13,8)
Номинальная мощность электродвигателя, кВт............ 75
Крупность дробленого материала, мм.................... О—100; 0—150;
0—200; 0—300 Габариты, мм длина.......................................................... 9600
ширина.................................................. 4450
высота.................................................. 4060
Масса, т..................................................... 423
Разработчик Гипромашуглеобогащение и ИОТТ.
Изготовитель Карагандинский машиностроительный завод № 2 им. Пархоменко, объединения "Каргормаш".
По сравнению с барабанной дробилкой ДБ-28 грохот-дробилка БГД-26х60 имеет более высокую производительность, а потери угля в породе в 8—10 раз меньше.
В Институте обогащения твердых горючих ископаемых (ИОТТ) разработаны новые конструкции барабанных дробилок ДГБ 30 х 45 и ДГБ 35 х 70. Их выпуск освоен на предприятии "Спецтехномаш", г. Красноярск.
Зарубежные дробилки. За рубежом для дробления угля выпускают различные типы дробилок, принцип действия и конструкция которых мало отличается от машин отечественного производства. Однако большинство зарубежных дробилок обязательно комплектуются средствами автоматического контроля и управления, и для изготовления дробилок применяют специальные износостойкие материалы, что обусловливает продолжительный срок их эксплуатации.
Для крупного, среднего и мелкого дробления углей малой и средней крепости на зарубежных углеобогатительных фабриках наиболее широко применяют одно-, двух- и трехвалковые зубчатые дробилки.
Меньшее распространение имеют роторные (с жестко закрепленными на валу билами) дробилки ударного и ударно-отражательного действия, которые хорошо зарекомендовали себя при дроблении рядовых углей с высоким содержанием в сопровождающих породах глины. Эти дробилки предотвращают залипание колосниковых решеток и выпускных отверстий, они менее чувствительны к посторонним (недробимым) предметам, так как колосники дробилок могут отодвигаться с помощью специальных пружин, однако дробилки этого типа громоздки и энергоемки.
Промпродукт дробят в реверсивных и нереверсивных молотковых дробилках с шарнирно закрепленными на валу ударными элементами. Эти дробилки применяют также для среднего и мелкого дробления. Иногда для этих же целей используют конусные дробилки.
Для дробления углей и сопутствующих твердых пород применяют щековые или валковые дробилки. При различной крепости углей и сопровождающих пород на зарубежных фабриках и шахтах часто применяют барабанные грохота-дробилки "Брэдфорд". Соотношение длины барабана и его диаметра у этих дробилок обычно составляет 1,5—2.
Для тонкого измельчения материала в сухом и мокром состоянии применяют различные конструкции молотковых вибрационных, барабанных и роликовых мельниц.
Основными производителями оборудования для дробления и измельчения
160
углей за рубежом являются фирмы: в США — "Мак-Нелли Питсбург", "Джеффри майнинг мэшинери дивижн", "Универсаль", "Т.Дж. Ганлэкмашин", "Норд-берг"; в Германии — "Зибтехник", "КГД Гумбольдт-Ведаг АГ", "Айзенверг Везерхютте АГ", "СКВ Хаземат", "Вестфалия люнен", "Машиненфабрик аульман унд бекшульте", "Крупп полизиус АГ" и др.; в Великобритании — "Шипбридж", "Фредерик Паркер Лтд"; во Франции — "Драгон"; в Австрии — "Фест альпине АГ"; в Японии — "Куримото айрон воркс", "Кавасаки хэви индастриз", "Кубота айрон энд машинери воркс", "Мекава Когио" и др.
6. Техника и технология...
Глава 5
КЛАССИФИКАЦИЯ УГЛЕЙ И ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ ПО КРУПНОСТИ
5.1. Основные сведения
Одним из наиболее распространенных способов разделения материала по крупности является грохочение — классификация массы кускового (зернистого) и сыпучего материала на ситах. Грохочение осуществляется на специальных устройствах — грохотах, оборудованных одним или несколькими ярусами подвижных или неподвижных просеивающих поверхностей разной формы, сделанных из различных материалов с калиброванными отверстиями разной конфигурации.
Материал, подвергаемый грохочению, называется исходным продуктом, остающийся на сите — надрешетным, а прошедший через отверстия сита — подрешетным продуктом.
В связи с разнообразием задач, решаемых в промышленности с помощью грохочения и специфическими особенностями различных операций грохочения, в основу классификации видов грохочения положены технологические признаки. На углеобогатительных предприятиях широко применяют следующие виды грохочения:
предварительное — отделение из исходного материала крупных кусков для последующей их обработки. Предварительное грохочение угля осуществляется до обогащения и, как правило, предшествует операциям дробления, породовыборки и удаления посторонних предметов. Граница разделения при этом составляет от 50 до 300 мм;
подготовительное — разделение исходных углей на несколько классов крупности, которые в соответствии с технологией обогащения подвергаются последующей раздельной обработке в различных обогатительных аппаратах. Продукты подготовительного грохочения называют машинными классами. При подготовительном грохочении в отечественной практике обычно выделяют два или три машинных класса, причем границы разделения классов, как правило, находятся в пределах 6—25 мм. Однако в настоящее время актуальным становится выделение машинного класса 3(4) — 6(10-? 13) мм и дискутируются вопросы о целесообразности увеличения числа узких машинных классов, в частности, выделения машинного класса 0,5(0,3) — 2 мм;
окончательное — разделение обрабатываемого материала на классы, имеющие самостоятельное применение как товарные продукты, крупность и качество которых регламентируются соответствующими стандартами или техническими условиями;
обезвоживающее — удаление основной массы воды, содержащейся в обрабатываемом материале, например, в продуктах мокрого обогащения. Особый случай обезвоживающего грохочения представляет обесшламливание — отделение частиц шламовой крупности от исходного угля с применением водной среды, а также отделение суспензии от продуктов тяжелосреднего обогащения и т.д.
По способу выделения машинных классов на углеобогатительных предприятиях различают грохочение:
162
сухое — без применения технологической среды или с применением ее в качестве специально подаваемого воздуха, иногда подогретого, или какого-либо другого газа;
мокрое (гидрогрохочение) — с применением в качестве технологической среды специально подаваемой воды;
комбинированное —последовательное сочетание сухого и мокрого грохочения.
Число продуктов при последовательном грохочении на ситах составляет п + 1, где п — число сит. В каждом случае исходным материалом для последующего просеивания служит один из продуктов предыдущего просеивания.
Последовательный ряд стандартных размеров отверстий сит (от больших к меньшим), применяемых при грохочении, называется шкалой грохочения (классификации), а постоянное отношение размеров отверстия смежных сит — модулем шкалы.
При крупном и среднем грохочении модуль чаще всего принимают равным 2. Такова, например, шкала классификации на ситах с отверстиями 50; 25; 12; 6 и 3 мм. Для ситовых анализов небольших навесок применяют контрольные
10,-
сетки с модулем v 10 = 1,259.
Промышленную шкалу грохочения устанавливают в зависимости от обогатимости углей, метода обогащения и требований потребителей к сортовому топливу и продуктам обогащения.
При грохочении и дроблении углей размер отдельных частиц в массе обрабатываемого материала оценивают их диаметром. Этот показатель зависит от формы частиц. Для частиц неправильной формы средний диаметр определяется путем непосредственных измерений длины, ширины и толщины (высоты) параллелепипеда, в который вписывается измеряемый кусок, и затем расчетов по одной из следующих формул:
^ = (/ + ^/2;
d^tl + b + h)/!;
= у[7Ь', dcp = у[~1Ь1г,
где I, b, h — линейные размеры куска в трех взаимно перпендикулярных измерениях, мм.
Крупность всей массы сыпучего материала оценивают по ее гранулометрическому составу, который определяют просеиванием материала через набор сит, подбираемых по определенному модулю (ситовый анализ). Методы проведения ситовых анализов унифицированы ГОСТ 2093-82. Материал, прошедший через сито с отверстиями /5, и оставшийся на сите с отверстиями /г(/2<Л)> называется классом. Пределы класса определяются размерами отверстий сит, на которых происходит грохочение.
Нижним классом называется материал, крупность которого меньше размера отверстия сита грохота. Содержание нижнего класса в любом продукте можно определить тщательным рассевом пробы на сите с отверствиями, размер которых равен размерам отверстий сита грохота.
При грохочении на три класса и более последовательность их выделения зависит от расположения сит. При этом различают грохочение от крупного к мелкому, от мелкого к крупному и комбинированное. Класс, используемый как готовый товарный продукт, называют сортом. Требуемое число классов и их крупность определяются процессом дальнейшей обработки материала или кондициями на готовые продукты.
6* 163
Рис. 5.1. Суммарные характеристики по "плюсу" (кривые суммарных остатков на ситах) (См. текст)
Средний диаметр узкого класса, ограниченного пределами сЦ и с?2, чаще всего определяют как среднее арифметическое этих пределов
dcp = (d]+d2 )/2.
Для определения среднего взвешенного диаметра всего продукта, состоящего из смеси частиц различных классов, на практике пользуются формулой:
Яср= (У1<А +У2^2 + ••• + %Л)/(У1+ У2 + •••+УД
где d\, ^2» dn -средние диаметры узких классов крупности, мм; yi, У2’ •••.?«-выходы узких классов крупности, %.
Графическое изображение гранулометрического состава сыпучего материала называют характеристикой крупности. Обычно пользуются суммарными (кумулятивными) характеристиками по "плюсу" (рис. 5.1). Вогнутая кривая 1 указывает на преобладание мелких зерен, выпуклая (кривая 2) — крупных, прямолинейная (кривая 3) — на равномерное распределение материала. Выход промежуточных классов можно определить путем интерполяции. При построении суммарных характеристик в широком диапазоне крупности зерен материала пользуются системами координат с полулогарифмической или логарифмической шкалами.
Результаты процесса грохочения оценивают по показателям качества продуктов разделения. Так, при подготовительном грохочении, при классификации углей на товарные сорта показатель качества разделения определяется содержанием мелкого материала в надрешетном продукте или крупного в подрешетном продукте; при обезвоживании — влажностью надрешетного продукта. В некоторых случаях для текущего контроля работы грохотов при относительно постоянном содержании а нижнего класса в исходном материале результаты грохочения оценивают упрощенно по содержанию 0 нижнего класса в надрешетном продукте, т.е. по так называемому засорению.
» 5.2. Закономерности процессов
сухого и мокрого грохочения
Степень полноты отделения мелкого материала от крупного при грохочении характеризуется эффективностью грохочения (Е, е), при которой извлекается нижний класс в подрешетный продукт:
Е = ур/а = 104 (а - 0) / [а (100 - 0)],
где у — выход подрешетного продукта, %; а, р и 0 — содержание нижнего класса крупности соответственно в исходном материале, подрешетном и надрешетном продуктах, %.
При грохочении материала на два продукта при взаимном засорении 164
Рис. 5.2. Зависимость удельной производительности инерционных грохотов от скорости движения и материала по ситу:
1—3 — размеры отверстий сит соответственно 25 х 25; 13 х 13 и 6 х 6 мм
Рис. 5.3. Зависимость эффективности грохочения Е от скорости движения и материала по ситу инерционного грохота
верхнего и нижнего из них широко применяется формула:
Е = 104 (3 - а)(а - 0) / [а(100 - а)(р - 0)].
Эффективность грохочения и массовая производительность грохота — основные технологические показатели рассматриваемого процесса. Они находятся в определенной зависимости один от другого и, в свою очередь, зависят от множества факторов.
Эффективность грохочения как функция нагрузки при разделении на грохотах различных типов носит экстремальный характер. Особенно он проявляется при применении сит с отверстиями продолговатой формы (колосниковые решета), при которых на эффективность процесса в случае малых нагрузок значительное влияние оказывает засорение подрешетного продукта, а в случае больших — засорение надрешетного.
Наряду с массовой производительностью грохота по исходному Q (т/ч) различают пропускную способность грохота Q\ [т/(ч-м)] и удельную производительность q [т/(чм2)].
21= Q/B-,
q = Q/(BL) = Q]/L,
где В — ширина просеивающей поверхности грохота, м; L — длина просеивающей поверхности грохота, м.
Для сравнительной оценки инерционных грохотов по интенсивности режима их работы используют коэффициенты работы сита
Kv = аш2 sin(a + р) / (#cos р),
где а — амплитуда колебаний, м; ы — частота колебаний, с-1; a — угол подбрасывания, градус; р — угол наклона сита, градус; g — ускорение свободного падения, м/с2.
Значения Kv, обеспечивающее удовлетворительные результаты разделения углей, для окончательного грохочения с минимальным переизмельчением составляют 1,5—1,8; для подготовительного грохочения при интенсивной работе грохота 3—3,5.
165
Один из важнейших факторов, влияющих на результаты разделения, — скорость движения материала по ситу грохота. Этот показатель не только определяет производительность грохота, как транспортирующего аппарата, но и в значительной мере влияет на эффективность грохочения.
Удельная производительность q инерционных грохотов с малым углом наклона просеивающей поверхности и эффективность грохочения Е на них, зависящая от скорости и, движения материала по ситу, .показана на рис. 5.2 и 5.3.
Средняя скорость иср (м/с) движения материала по ситу инерционного грохота определяется зависимостью
мср ~ 0’55 па sina sinp,
где п — вынужденная частота колебаний сита, мин-1; а — амплитуда колебаний сита, м; a — угол подбрасывания, градус; р — угол наклона просеивающей поверхности к горизонту (до 50°).
Закономерная связь эффективности грохочения с временем рассева описывается уравнением кинетики грохочения
Е = 1 - exp (-kt11),
где кип — параметры грохотимости, зависящие от свойства материала и условий грохочения; t — время грохочения.
Если принять во внимание, что скорость и движения материала по ситу грохота не изменяется по его длине L, то время грохочения
(= U и и тогда
Е = 1 - ехр[-Л(Л/и)"].
На основании уравнения диффузионного массопереноса при решении двумерной задачи получена зависимость для расчета эффективности грохочения ег (извлечения частиц, размер которых меньше крупности разделения, в подрешетный продукт).
Для грохотов с плоской формой просеивающей поверхности эта зависимость имеет вид:
е„ = 1 -0,5[1 + 0,5 Ф (щ/ 4Б/)]х {0,5Ф[(уг-й)/ 7ш]},
где Ф(х) = (2/Vtt) Jexp(-z2)d. — интеграл вероятности; и — продольная скорость
О
потока, м/с; t — время грохочения;, с; Dx, D, — коэффициенты рассеяния, м2/с;
v — скорость закономерного осаждения частиц (вертикальная скорость потока), м/с; h — средняя высота потока пульпы на решете (объемный расход пульпы, приходящийся на единицу поверхности, м3/м2).
Величины VF, и а также усредненные значения скоростей и иг, полученные экспериментальным путем для грохотов типа ГИСТ72А и гидрогрохота ГГН с неподвижной просеивающей поверхностью, составляют:
ГГН ГИСТ72А
5,58 0,715
У ....................
ГГ 0,03 0,037
У L'Z.................
и, м/с...................... 4,5 0,25
V, м/с..................... 0,15 0,018
166
Рис. 5.4. Кинетика извлечения классов меньше крупности разделения в подрешетный продукт гидрогрохота ГГН (1—3) и грохота ГИСГ72А (4):
1—4 — удельные производительности соответственно 100; 150; 200 и 250т/(м2ч)
Рис. 5.5. Влияние влажности И'Р углей на удельную производительность q грохота при граничной крупности разделения 13 мм:
1,2 — эффективность грохочения соответственно 85 и 95%
Рис. 5.6. Зависимость эффективности грохочения углей Е от их влажности W
А, В — область эффективного сухого грохочения углей; В-С — область неэффективного сухого грохочения угля; D—Е — область мокрого грохочения (См. текст)
Расчетные кривые кинетики разделения и опытные данные (рис. 5.4) свидетельствуют о том, что построенная модель достаточно точно описывает процесс разделения на грохотах различных типов.
Влажность исходных углей — один из наиболее существенных факторов, отрицательно влияющих на технологические показатели работы грохота, работающего в режиме сухого грохочения (рис. 5.5, 5.6).
На процесс грохочения, в основном, оказывает влияние поверхностная влага, особенно при грохочении мелкого материала, так как она вызывает слипание мелких частиц, налипание их на крупные куски и замазывание отверстий сит. При некоторых предельных содержаниях влаги (6—9%), зависящих от влагоемкости материала, и размере отверстий сита менее 25 мм эффективность грохочения резко падает. При влажности материала, превышающей 25%, подвижность зерен возрастает и наступают условия для мокрого грохочения.
167
Рис. 5.7. Зависимость удельной производительности q грохота от содержания ft нижнего класса крупности в исходном материале:
1—3 — эффективность грохочения соответственно 80, 90 и 95%
Рис. 5.8. Зависимость эффективности грохочения Е от содержания подрешетного продукта £ в исходном материале:
1—3 — соответственно сито с отверстиями 25 х 25; 13 х 13 и 6 х 6 мм
Гранулометрический состав исходных углей влияет на удельную производительность грохота (рис. 5.7) и эффективность грохочения. Последняя достигает высоких значений, если содержание подрешетного продукта в исходном материале составляет 60—80% и более (рис. 5.8). Для сухого грохочения эта зависимость справедлива при оптимальном режиме грохочения и содержании внешней влаги в исходных углях до 3—4%.
Во многом процесс грохочения зависит от состава нижнего класса в исходном материале, особенно от наличия "трудных зерен", имеющих размер, близкий к размеру ячейки сита. Установлено, что зерна, диаметр которых меньше, чем три четверти отверстия сита, легко проходят в промежутках между крупными зернами материала и по достижении ими поверхности сита проваливаются через отверстия. Такие зерна в отношении грохочения называют "легкими". Зерна крупнее трех четвертей отверстий сита проходят с трудом в промежутках между крупными зернами и через отверстия сита. Эта трудность прохождения прогрессивно возрастает по мере приближения диаметра зерен к размеру отверстий сита. Зерна, диаметр которых меньше полуторного размера отверстия сита, затрудняют проникновение к его поверхности "трудных зерен", легко застревают в отверстиях. Зерна, размер которых больше отверстий сита, но меньше полуторного их размера, называют "затрудняющими".
Существенное влияние на процесс грохочения оказывают форма зерен грохотимого материала (конструкция и форма отверстий сит). Обычно материал, состоящий из зерен пластинчатой и продолговатой формы, менее благоприятен для грохочения, чем материал с зернами с круглой и кубообразной формы.
Технологические возможности просеивающей поверхности в первую очередь зависят от живого сечения, т.е. от отношения суммарной площади ячеек сита ко всей площади просеивающей поверхности. Для проволочных сит с квадратными ячейками живое сечение F (%) определяют по формуле
F = 100а2 / (а + с)2 = 100 (1 + 2с/а)~2,
а для сит с прямоугольными ячейками по формуле
F = 100аЬ / [(а + с)(Ь + с)],
где а, b — размеры стороны ячейки, мм; с — диаметр проволок утка и основы, мм.
168
Сита с мелкими ячейками принято характеризовать их плотностью К (%), т.е. отношением площади, занимаемой проволокой, к общей площади сита
К- 100-А.
В зависимости от значения К различают сита малой плотности (до 25%), нормальной плотности (25—50%), большой плотности (50—75%) и особенно большой плотности (свыше 75%).
С увеличением живого сечения сита возрастает его просеивающая способность, однако получению возможно большего живого сечения за счет уменьшения расстояния между ячейками препятствует необходимость повышения прочности сита. Конструкция сит, применяемых для грохочения, весьма разнообразна. Это обусловлено не только различным назначением сит и большим разнообразием условий их эксплуатации, но и стремлением увеличить срок службы и живое сечение сит.
На практике применяют просеивающие поверхности с круглыми, квадратными, прямоугольными, щелевидными отверстиями и отверстиями другой формы, которые влияют на производительность грохота и на засорение продуктов разделения.
Сита и решета с прямоугольными отверстиями, по сравнению с рабочими поверхностями, у которых квадратные и круглые отверстия того же номинального размера, имеют большую производительность, меньше забиваются, но на них нельзя получить точные по размеру зерен классы (сорта) материала.
Производительность грохота зависит от размера отверстий сит. При конструктивно одинаковых просеивающих поверхностях и исходном материале одного и того же состава она уменьшается или увеличивается прямо пропорционально размеру отверстий. Эта закономерность положена в основу всех существующих методов расчета производительности инерционных грохотов.
Угол наклона просеивающей поверхности также влияет на процесс грохочения. Для инерционных грохотов угол наклона |30пт рекомендуется выбирать по формуле
1.580О.8,
где 0 — засорение надрешетного продукта (от 5 до 60%).
Для гидрогрохотов с продольным расположением колосников просеивающую поверхность рекомендуется устанавливать под углом 28—34°, с поперечным расположением колосников — под углом 35—45°. Оптимальный угол наклона струй к неподвижной просеивающей поверхности, установленной под углом 20°, составляет 30—40°.
Мокрое грохочение на неподвижной просеивающей поверхности характеризуется многообразием факторов, влияющих на разделение зернистых материалов по крупности и определяющих качественно-количественные показатели этого процесса.
Все факторы, влияющие на процесс мокрого грохочения на неподвижной просеивающей поверхности, можно разделить на три основные группы:
I — факторы технологического порядка. Они учитывают многообразие встречающихся производственных условий и технологические требования производства. К ним относят производительность, расход воды, гранулометрический состав исходного материала, плотность исходного материала, содержание твердого в рабочей жидкости, коэффициент трения исходного материала по рабочей поверхности;
169
- II — факторы, характеризующие конструктивные особенности сопел гидрогрохота и просеивающей поверхности, а также материал рабочей поверхности;
III — гидродинамические и гидравлические факторы, определяющие условия протекания и физическую сущность происходящего процесса. К ним относят: соотношение воды, подаваемой на загрузочную и основную части гидрогрохота, давление воды; скорость движения потока пульпы по гидрогрохоту; гидравлический радиус потока и соотношение жидкого к твердому в пульпе, число и периодичность промывочных струй.
Основные технологические критерии, характеризующие процесс гидрогрохочения углей, — эффективность грохочения и граничная крупность разделения. В результате математической обработки экспериментальных данных получены эмпирические зависимости этих показателей от основных технологических, конструктивных и гидродинамических факторов.
Для гидрогрохотов с плоской формой просеивающей поверхности эти зависимости выражаются степенными функциями следующего вида:
Е = 38[^(р^0’5^0,5)]-0’26 [Ld/d cpCosa)]0,02 x(^B/sinac)0>3[vH/(^J)]0’08;
Jrp = 7,O7[^(36OOvH)]o>034 (ac/a)0,1()7 x (J/5)°>73(L/15OO)0’078,
где E — эффективность грохочения; qy — удельная производительность, кг/(м2/с); р — плотность материала, кг/м3; g — ускорение свободного падения, м2/с; d — размер щели между колонками; L — длина просеивающей поверхности, м; dcp— параметр, характеризующий гранулометрический состав исходного материала, м; a — угол наклона просеивающей поверхности, градус; qB — удельный расход воды, кг/кг; ас — угол наклона струи к просеивающей поверхности, градус; vH — начальная скорость потока, м/с.
Эффективность грохочения на гидрогрохоте с плоской формой просеивающей поверхности зависит от величины Фруда и ряда инвариант, в число которых входят геометрический и гидравлический комплексы.
2
Геометрический комплекс LJ/(Jcpcosa) представляет собой безразмерную величину, пропорциональную вероятности прохождения частиц некоторого среднего диаметра dcp через щель d по длине сита L, а гидравлический <7H/sinac — величину, пропорциональную доле воды, приходящейся на единицу веса твердого.
Полученные зависимости верны при следующих ограничениях: 20,8
48,6 кг/(см2); 0,005 d 0,015 м; 1 qB 1,8 кг/кг; 2^Ь^5м;15^а^
40°; 0,007 Jcp 0,023 м; 3 vH 9 м/с; 25 ас 50°; 1300 р
1800 кг/м3.
Значения индекса корреляции, равные для этих зависимостей 0,90—0,92, свидетельствуют о том, что данные, полученные с помощью этих уравнений, вполне адекватны данным экспериментальным определений и поэтому указанные уравнения могут быть рекомендованы для практического применения.
Для гидрогрохотов ГНК с конической формой просеивающей поверхности получена зависимость технологических показателей у от основных параметров: удельной производительности qT [т/(ч-м2)]; удельного расхода воды qB (м3/т); ширины щели между колосниками d (мм) и гранулометрического
170
состава исходного продукта (средний размер зерен) dcp, (мм).
у = «о + «1 lg<7T + ^2lg<7B + «31g^cp + 041g4
где a0, ар a2> а3> a4 — коэффициенты уравнения, выбор которых зависит от различных параметров:
Коэффициент «0 а1 а2 «3 а4
Эффективность грохочения по нижнему классу Е j, % 114,5 -6,1 8,1 -11,5 4,6
Эффективность грохочения Е2, % 86,6 -3,8 3,5 5,5 4,1
Граничная крупность разделения ^Гр’ мм •• -16,3 -0,5 -1,2 1,7 27,5
Исследования процесса разделения угля на конических поверхностях показали, что при установке на верхнем и нижнем конусах сит соответственно с продольным и поперечным расположением колосников достигаются показатели разделения аналогичные показателям разделения на ситах с продольным расположением колосников при условии, что dn = 1,3 dnp, где dn и dnp — размер отверстий сит соответственно с поперечным и продольным расположением колосников.
Полученные зависимости справедливы при следующих ограничениях: 40 «£ «£ <7Т 100 т/(ч-м2); 0,5 qB =£ 1м3/т; 8,9 dcp =s 18,5 мм; 6 d 20 мм.
Выполненные расчеты показали, что коэффициент корреляции для зависимости Ef, Е2; drp = f(qT, qB, dcp, d) равен соответственно 0,93; 0,82 и 0,98.
Производительность грохотов. Ориентировочную производительность инерционного грохота, работающего в режиме сухого грохочения, рекомендуется определять по формуле института "ИОТТ":
(2 = Е(/1^3^5^7>
где F — рабочая площадь грохота, м2; q — удельная производительность по питанию, т/(м2-ч); к^ - к-/ — поправочные коэффициенты, учитывающие соответственно изменение гранулометрического состава исходных углей, требуемую эффективность грохочения, влажность исходных углей, содержание глинистых примесей в исходных углях, влияние угла наклона грохота, влияние типа просеивающей поверхности, расположение просеивающей поверхности на грохоте.
Необходимый фронт грохочения Fr для достижения заданной производительности при известных условиях грохочения определяют по формуле
Fr=i,25e/(^iW4W7x
где 1,25 — коэффициент неравномерности нагрузки:
Поправочный коэффициент к\
Содержание подрешетного продукта в
исходном, % *1 10 3,5 1 20 2 1оправоч1 30 1,5 1ЫЙ ко 40 1,3 ЭффиЦ! 50 1,1 иент к2 60 1,05 70 1 80 0,95 90 0,9
Требуемая эффективность грохочения, % 60 65 70 75 80 85 90 95 98
к2 2 1,85 1,7 1,55 1,4 1,3 1,15 1 0,7
171
Поправочный коэффициент kg
Угол наклона грохотов ГИЛ, ГИТ,
градус 10 11 12 13 14 15 '16 17
к5 0,7 0,76 0,89 0,9 0,95 1 1,1 1,8
Угол наклона грохотов
ГИЛ, ГИТ,
градус 18 19 20 21 22 23 24
к5 1,24 1,3 1,37 1,5 1,56 1,62 1,7
Угол наклона ГИСЛ,
градус 0 1 2 3 4 5 6 7
к5 0,8 0,82 0,84 0,86 0,88 0,9 0,92 0,94
Угол наклона ГИСЛ,
градус 8 9 10 11 12 13 14 15
к$ 0,96 0,98 1 1,05 1,1 1,15 1,22 1,27
В зависимости от типа сита значения поправочного коэффициента к6 следующие:
Сита Проволочные Ш тамповэнные Из резины и полиуретана Струнные
Форма отверстий Квад- Прямо- Квад- Круглая Щеле- Специ- Попереч-
сит ратная угольная ратная видная альная ное расположение струн
кб 1 0,85 0,7 1,3 1,4 2,0
В зависимости от расположения сита на грохоте по ярусам значения поправочного коэффициента к7 следующие: I ярус — 1; II — 0,9; III — 0,6.
Удельные производительности грохочения разных марок углей по данным ИОТТ приведены в табл. 5.1, а поправочные коэффициенты к$ и к4 — в табл. 5.2 и 5.3
Производительность грохота с эластично-деформируемой поверхностью (ГЭДП) в двухситном исполнении определяется, в основном, производительностью нижнего сита. Производительность верхнего сита Q\ определяют по формуле
<21 =
где — удельная производительность по исходному питанию, т/(м2-ч); F — площадь сита, м2.
Производительность нижнего сита 02 рассчитывают по формуле
02 = КУ^Е/Са^Д
где </2 — удельная производительность нижнего сита, т/(ч-м2);
<72= 126,46- {61,39E2[l + (WP)21(T3] х (WP)°’3l / [a°-08(10,8 + 6а-0,163а2)]},
Е2 — требуемая эффективность грохочения по нижнему ситу, %; WP — содержание рабочей влаги в классе 0—6 мм, %; а — содержание класса 0— 6 мм в питании упруго деформируемого сита, %; ав — содержание класса 0— 25 мм в питании грохота, %; Ев — требуемая эффективность грохочения по верхнему ситу, %; а — угол наклона грохота к горизонту, градус.
172
Таблица 5.1
Удельная производительность инерционного грохота, т (м^ч)
Уголь Размеры отверстий сит, мм
6x6 10x10 | 13x13 | 25x25 50x50 75x75 100x100 | 150x150
Каменный 6 9 13 20 30 40 56 80
Антрацит 7,5 11 14,5 24 27,5 50 70 100
Сланец 4 7,5 10 18 29 39 50 75
Примечания:!. При мокром грохочении удельную производительность для сит с отверстиями размером 25; 13; 10 и 6 мм следует увеличить соответственно в 1,3; 1,4; 1,5 и 1,7 раза. 2. Внешняя влажность исходного материала 3%.
Таблица 5.2
Значения поправочного коэффициента к$
Размер отверстий сит, ми Содержание внешней влаги в исходном материале, %
3 1 4 4,5 | 5 6 _ [ Более 6
6x6 1 0,75 0,65 0,6* 0,5** 0 4**
10x10 1 0,85 0,7 0,65* 0,56** 0,5**
13x13 1 0,9 0,75 0,7 0,65** 0,6**
25x25 1 1 0,95 0,92 0,9 0,8
50x50 1 1 1 1 0,95 0,9
* Требуется систематическая очистка сит
* * Требуется применение сит специальных конструкций или специальных грохотов для грохочения влажных углей
Таблица 5.3
Значения поправочного коэффициента к$
Размер отверстий сит, мм Содержание внешней влаги в исходном угле, % Содержание глинистых примесей в исходных углях,%
2 4 1 6 1 8 10
6x6 6 0,9 0,8 0,6 0,2 —
13x13 6 1 1 1 0,95 0,92
>6 1 0,96 0,91 0,85 0,79
25x25 =£ 6 1 1 1 1 1
6 1 1 0,98 0,95 0,91
Размер отверстий сит, мм Содержание внешней влаги в исходном угле,% Содержание глинистых примесей в исходных углях, %
12 14 1 16 | 18 20
6x6 6 — — —
13x13 6 0,9 0,86 0,82 0,77 0,72
>6 0,69 0,57 0,43 0,27 —
25x25 6 1 0,9 0,9 0,9 0,9
6 0,87 0,84 0,8 0,76 0,72
173
Производительность грохота ГЦЛ со спиральной просеивающей поверхностью рекомендуется определять по формуле
Qq = 0,47pp<pnSZ)2,
гДе Qo ~ производительность грохота, т/ч; р. — коэффициент разрыхления движущейся массы материала; (р - коэффициент заполнения (ф = 0,154-0,25); р - плотность материала, кг/м3; 5 - шаг спирали, м; D - диаметр цилиндра, м.
Влияние на производительность грохота содержания нижнего класса в исходном материале учитывается поправочным коэффициентом ка, а содержание зерен плоской формы в верхнем классе ки, а влияние ширины щелей ке:
Поправочный коэффициент ка
Содержание подрешетного продукта в исходном, % а 65 0,92 70 0,94 75 0,96 80 0,98 85 1 90 1,02 95 1,04
Поправочный коэффициент ки
Содержание плоских
зерен в надрешетном
продукте, % 10 20 30 40 50 60 70
1,02 1 0,98 0,96 0,94 0,92 0,9
Поправочный коэффициент ке
Ширина щели, мм 50 75 100 125 150 200 250
ке 1 1,33 1,42 1,73 1,83 2 2,13
С учетом указанных факторов формула производительности спирального грохота имеет вид
Q = kakckuQ{}.
Удельную производительность q.t [кг/(м2 с)] гидрогрохотов с неподвижной просеивающей поверхностью рекомендуется определять по формуле
<7,.= Ю^Л15^27/^3-85^0’15),
где «у,,— удельный расход воды, м3/т; 5— расстояние между колосниками, м; Е — эффективность грохочения, %; (/ср — параметр, характеризующий гранулометрический состав исходного материала, м;
<Р = S(jr/y,)/(Xy,),
где Xj — средний размер зерна /-го класса крупности, м; у, — выход /-го класса крупности, %.
Производительность дугового грохота по подрешетному продукту определяют по формуле
q = 0,84gD/?vL/(p
где q — объемная производительность дугового грохота по подрешетному продукту, м3/с; ц — коэффициент расхода, равный 0,6; D — диаметр питающего трубопровода; h — суммарная ширина щелей сита, м; v — скорость
174
поступления пульпы на сито, м/с; L — длина сита по дуге, м; 3 — коэффициент, учитывающий непрямолинейность изменения высоты потока по длине сита (0 = 1,56): В — ширина сита, м; г — радиус дугового сита по дуге, м.
Производительность конического грохота по фугату определяют по формуле
Q = цПЛе V <7(pEJ/7cosa/[D(l-e)],
где Q - объемная производительность, м3/с; ц - коэффициент расхода (ц = = 0,7ч-0,75); D - диаметр средней части конической поверхности, м; h - высота обезвоживающей поверхности, м; £ - пористость зернистого слоя; ф - коэффициент формы частиц, представляющий отношение поверхности шара 5Ш к поверхности равновеликой по объему частицы 5Г (ф - 5Ш/5Г); d - средний диаметр частиц, м; Н - напор водоугольной смеси, м; a - угол между образующей конуса и его осью, градус.
Пористость слоя определяют по формуле
е = (8-8н)/8,
где 8 - плотность частиц, кг/м3; 8Н - насыпная плотность частиц, кг/м3.
Опытным путем установлено, что для угольных зерен размером 12-15 мм пористость равна 0,45-0,5.
Основные факторы, определяющие производительность конических грохотов, - площадь обезвоживающей поверхности и пористость зернистого слоя. Пористость слоя угля на сите практически мало изменяется, следовательно, повышение производительности можно получить только увеличением площади сит. Однако увеличение площади сит ограничено, так как производительность пропорциональна величине П0,5, что обусловлено уменьшением центробежных сит с увеличением диаметра средней части конической поверхности. Площадь сит может быть в небольших пределах увеличена за счет их высоты. Однако это возможно только при равномерном распределении поступающей водоугольной смеси по всей высоте кольцевого сита.
5.3. Оборудование для сухого и мокрого грохочения
В отечественной практике и за рубежом наметилась устойчивая тенденция создания грохотов, производительность которых должна обеспечивать однопоточность технологических секций современных высокопроизводительных углеобогатительных фабрик.
Грохота, основным рабочим органом которых является просеивающая поверхность, различаются по способу перемещения грохотимого материала по этой поверхности и характеризуются рядом конструктивных особенностей. Признак, определяющий конструктивные особенности грохота - характер движения просеивающей поверхности или ее элементов.
По характеру движения просеивающей поверхности грохота разделяют на неподвижные, с движением отдельных элементов просеивающей поверхности, иподвижные.
В соответствии с формой просеивающей поверхности различают грохота п л о с к и е, у которых сита располагаются с наклоном или горизонтально, с переменным углом наклона сит, дуговые, цилиндрокони-
175
ч е с к и е (с одним или двумя конусами), цилиндрические (барабанные), а также грохота, выполненные в виде многогранных призм и пирамид.
В зависимости от насыпной плотности грохотимого материала в группе подвижных грохотов с колеблющейся (вибрирующей) рабочей поверхностью выделяют три типа: легкие, средние и тяжелые. Грохота этой группы характеризуются также исполнением, определяющим траекторию колебаний просеивающей поверхности и вид механизма, который приводит ее в колебательное движение.
Согласно ГОСТ 23788-79 тип и исполнение грохота, определяемые траекторией колебаний, обозначается буквенной аббревиатурой и цифровыми показателями. Первая буква в принятой структуре обозначает грохот; следующая или следующие - характеризуют исполнение (И - с круговыми или близкими к ним колебаниями; С - с прямолинейными колебаниями; ИС - с близкими к прямолинейным колебаниям); последняя определяет тип грохота (Л - легкий, С - средний, Т - тяжелый).
В зависимости от объемной плотности (р) грохотимого материала последняя буква аббревиатуры обозначает: Л - (р 1400 кг/м3); С - (р 1800 кг/м3); Т-(р 2500 кг/м3).
Первая цифра в структуре условного обозначения показывает ширину просеивающей поверхности (2 - 1000; 3 - 1250; 4 - 1500; 5 - 1750; 6 - 2000; 7 -2500; 8 - 3000; 9 - 3550; 10 - 4000 мм), вторая - число ярусов сит. Обозначение грохота может заканчиваться буквенным или цифровым индексом его модификации.
В развитие и дополнение к существующим обозначениям инерционных грохотов было предложено по-новому закодировать ширину просеивающей поверхности и ввести в обозначение исполнение вид перерабатываемого материала, а также специальные конструктивные признаки.
Типоразмер ширины просеивающей поверхности грохотов предложено кодировать следующим образом:
Ширина просеивающей Ширина просеивающей
поверхности, мм: поверхности, мм:
500 0,50 1750 1,75
630 0,63 2000 2,00
800 0,80 2500 2,50
1000 1,00 3000 3,00
1250 1,25 3500 3,50
1500 1,50 4000 4,0
В зависимости от перерабатывающего материала грохота могут быть следующих исполнений:
Перерабатываемый материал: уголь, антрацит, горючие сланцы................................ У
кокс............................................................ К
руда черных и цветных металлов.................................. Р
окатыши серые................................................... С
окатыши обожженные при температуре не более 5000°С.............. О
агломерат охлажденный при температуре не более 120°С............ А
агломерат горячий с температурой не более 800°С................................................. Г
порошки......................................................... П
176
щебень, гравий, песок и другие неметаллорудные строительные материалы......................................................... Щ
для множества (два и более) видов материалов (универсальное испол-
нение) ....................................................... М
прочие (другие) материалы..................................... Д
В зависимости от специальных конструктивных признаков грохота могут
быть следующих исполнений:
Специальные конструктивные признаки:
с подогревом сит.............................................. S
с охлаждением сит............................................. N
с устройством для передвижения................................ V
неравномерные и разнонаправленные колебания................... W
относительные колебания составных частей грохота.............. R
Структура условного обозначения инерционных грохотов, учитывающая предложенные изменения и встречающаяся на практике показана на рис. 5.9.
Обозначения модернизации и исполнения грохота в зависимости от специальных конструктивных признаков вносят в структуру условного обозначения только при их наличии. Структура условного обозначения не распространяется на грохота, поставляемые на производство до введения в действие настоящего стандарта.
Пример условного обозначения грохота с круговыми колебаниями, легкого типа, с шириной просеивающей поверхности 1750 мм, с двумя ярусами сит для угля, для условий УХЛ4:
ГИЛ-1,75 х 2-У-УХЛ4 ТУ ...
В настоящее время на углеобогатительных фабриках, шахтах и разрезах для различных видов грохочения, наряду с грохотами с колеблющейся рабочей поверхностью, широко применяют подвижные грохота, у которых рабочая поверхность движется путем вращения ее целиком (параметрический ряд грохотов цилиндрических ГЦЛ и высокопроизводительных конических грохотов с принудительной очисткой ГСК), или за счет вращения отдельных элементов, образующих сито (параметрический ряд грохотов шнековых ГШ), перемещается с помощью тяговых цепей (грохот-питатель, грохот ПКО,
Рис. 5.9. Грохот ГИТ-51-1,1:
1 — просеивающая поверхность; 2 — вибратор; 3 — связь-балка; 4 — пружинная опора
177
скребковый грохот), а также различные конструкции грохотов с неподвижной рабочей поверхностью. В частности, для мокрого подготовительного грохочения используют гидрогрохота с неподвижной просеивающей поверхностью различной формы (плоские и двухконусные - ГГН и ГНК), а также с комбинированными (неподвижное + подвижное) ситами (установка УМГ 2,5, агрегатная установка грохотов ГГН и ГИСТ), для обезвоживания и обесшламливания мелкого и крупного концентрата применяют конусные грохота, дуговые и плоские сита.
Для классификации углей повышенной влажности сухим способом разработаны и испытаны экспериментальные образцы грохотов с различным характером движения просеивающей поверхности, электронагревом сит, принудительной очисткой сит, струнными ситами различных модификаций, а также отечественная модель вероятностного грохота и грохота, на котором для интенсификации разделения применяют подогретый воздух.
Вне зависимости от технологического назначения и способа грохочения все конструкции грохотов должны иметь высокую эффективность грохочения и большую производительность, обеспечивающую малопоточность технологической схемы; относительно небольшие габаритные размеры и массу; максимально возможный коэффициент динамичности; оказывать минимальное воздействие на опорные устройства (перекрытия); иметь минимальное число трущихся частей и деталей, простую и надежную конструкцию, низкий расход энергии, средства, предотвращающие забивание отверстий сит грохотимым материалом; обеспечивать низкую степень измельчения углей; обладать малым уровнем шума.
Исходя из этих требований развитие техники для грохочения углей в последние годы осуществляется по двум основным направлениям:
I - дальнейшее совершенствование и модернизация существующих конструкций; базируется на экстенсивном развитии унифицированных инерционных грохотов с традиционной (прямоугольной в плане) поверхностью грохочения, повышение их надежности и долговечности, а также совершенствование просеивающих поверхностей;
II - в основу положены принципы интенсификации известных способов разделения и создание новых способов и аппаратов, позволяющих достичь высоких технико-экономических результатов грохочения при минимальной трудоемкости и затратах. Это направление, базирующееся на закономерностях двумерной модели грохочения и кинетики грохочения, а также обобщенных зависимостях эффективности разделения от основных, влияющих на грохочение, факторов характеризуется созданием и внедрением принципиально новых грохотов с более прогрессивной формой рабочей поверхности, позволяющей эффективно использовать кинетические закономерности процесса и вести разделение в слое минимальной высоты. К числу новейших разработок относят двухконусные гидрогрохота ГНК, конические грохота с принудительной очисткой сит ГСК, а также грохота с различной формой (коническая + плоская) и динамикой отдельных участков просеивающей поверхности (установка УМГ).
Грохота для предварительного грохочения. Для предварительного грохочения углей, антрацитов и горючих сланцев промышленностью освоены и серийно выпускаются грохота ГИТ 51А (в настоящее время заменяется грохотом ГИТ-51-1,1) и ГИТ 71М, а также цилиндрические грохота ГЦЛ1 и ГЦЛЗ с рабочим органом в виде спирали. На этой операции может быть использован грохот колосниковый ГК-61 и ГК-71, цепной грохот-питатель конструкции ВНИПИРУДМАШ.
178
Таблица 5.4
Технические характеристики инерционных грохотов ГИТ
Параметр ГИТ51А ГИТ-51-1,1 ГИТ71М
Производительность, т/ч: по углю (решета с отверстиями 250-350 375-525 До 700
100x100 мм) по сланцу (решета с отверстиями — — До 900
100 мм) Размер сит, мм ширина 1750 1750 2500
длина 3500 4270 5000
площадь 6,12 7,47 12,5
Число ярусов 1 1 1
Размер отверстий сита или ширина 50-300 50-300 50-300
щелей между колосниками, мм Частота колебаний сита, мин-' 600-750 735-970 730
Амплитуда колебаний короба 4-7 3-7 4-8
(регулируемая), мм Угол наклона сита к горизонту, 10-18 10-30 15-30
градус Максимальная крупность кусков в 400 800
питании, мм Номинальная мощность 20 15 22
электродвигателя, кВт Габариты колеблющейся части грохота, мм длина 4045 4270 5300
ширина 3275 2460 3300
высота 2400 1450 1720
Вес грохота без 6,25 13,5
электродвигателя, т Разработчик Г ипромашугле Гипромашугле Гипромашобога-
обогащение, обогащение, щение,
г. Луганск г. Луганск г. Санкт-Петер-
(Украина) (Украина) бург
Изготовитель Луганский завод Луганский завод Воронежский
угольного маши- угольного маши- завод горно-обо-
построения им. построения им. гатительного
Пархоменко Пархоменко оборудования
(Украина) (Украина)
Грохота ГИТ 51А (ГИТ-51-1,1) и ГИТ 71М предназначены для разделения по крупности 50 мм и более сыпучих материалов с насыпной плотностью до 2800 кг/м3.
Эти грохота просты по конструкции. Они состоят из наклонно расположенного короба с просеивающими поверхностями и дебалансного вибратора, вал которого установлен на подшипниках, закрепленных на боковинах короба. Короб грохота устанавливают на раме или подвешивают с помощью Упругих опор (пружинных или резиновых амортизаторов), их число обязательно четное (не менее четырех). Вал вибратора соединяют с установленным
179
неподвижно электродвигателем с помощью клиноременной передачи или упругой лепестковой муфты. Смазка подшипников жидкая. При вращении вала вибратора за счет неуравновешенной массы дебалансов возникает центробежная сила инерции Р, составляющие которой и обусловливают траекторию колебаний короба
Р = 2wm2n2r/900,
где т - масса одного дебалансного груза, кг; п - частота вращения вала, мин-1; г - расстояние от центра тяжести дебалансного груза до оси вращения, м.
Характер траектории колебаний, в основном, определяется конструктивными особенностями грохотов и вибраторов, а также параметрами последних.
Режим работы инерционных грохотов чаще всего регулируют изменением угла наклона короба, направления и частоты вращения вибратора, а также изменением массы дебалансов.
Технические характеристики грохотов ГИТ51А, ГИТ-51-1,1, и ГИТ71 приведены в табл. 5.4.
Грохот ГИТ51А состоит из короба с ситом, установленного или подвешенного на четырех амортизаторах. В каждом амортизаторе по три пружины. В центральной части короба укреплен инерционный вибратор, вал которого расположен под нерабочим участком сита. Снаружи короба размещены неуравновешенные массы (дебалансы), вращающиеся вместе с валом вибратора и закрытые кожухами. При вращении вала вибратора короб с ситом колеблется на пружинах-амортизаторах; траектория движения каждлой его точки расположена в вертикальной плоскости и близка к окружности, радиус которой равен амплитуде колебаний короба. Корпуса подшипников вибратора соединены трубой, внутри которой расположен вал вибратора, вращающийся с помощью клиноременной передачи от асинхронного электродвигателя с короткозамкнутым ротором. Двигатель установлен на подвижной подмоторной раме, компенсирующей нагрузки на ремни передачи при колебаниях короба. Вал вибратора вращается в двух роликоподшипниках.
Грохот в опорном исполнении устанавливают на специальной раме, в которой размещены воронка для подрешетного продукта, и упоры, не допускающие бокового раскачивания короба. На раме может быть укреплен пылезащитный кожух.
У грохота в подвесном исполнении боковые упоры и пылезащитный кожух крепят к специальным конструкциям. Воронку для подрешетного продукта изготовляют по месту сборки грохота. Основания пружин подвесок закрепляют болтами к опоре.
В грохоте в подвесном исполнении угол наклона короба регулируют изменением длины подвесок, а в грохоте с опорным исполнением-поворотом пружинных опор грохота относительно короба и установкой их на тумбы различной высоты. Для регулирования высоты тумб в соответствии с заданным углом наклона короба завод поставляет специальные промежуточные опоры (прокладки).
Грохот ГИТ-51-1,1 (рис. 5.9), работающий в режиме сухого грохочения, состоит из короба с просеивающей поверхностью 7, вибратора 2 и четырех пружинных опор 4. Карты просеивающих поверхностей устанавливают на связь-балках 3, соединяющих две боковины короба и крепят клиньями. В отличие от грохота ГИТ51А вибратор грохота ГИТ-51-1,1 размещается над просеивающей поверхностью на специальных площадках, установленных на боковинах короба. Смазка подшипников вибратора - жидкая. На концах вала вибратора грохотов ГИТ51А и ГИТ-51-1,1 расположены по два дебаланса, один 180
5365 max
Рис. 5.10.Грохот ГИТ71М:
(а) 1 — короб; 2 — пружинная опора; (б) 1 — привод; 2 — сито; 3 — дебалансный вал
из которых закреплен неподвижно, а второй может поворачиваться относительно неподвижного дебаланса и фиксироваться на нем с помощью болта. Это позволяет за счет регулирования амплитуды колебаний короба в зависимости от изменения технологических факторов (нагрузка, гранулометрический состав и т.п.) изменять динамический режим работы грохота. Просеивающая поверхность представляет собой листовое решето толщиной 25 мм с квадратными отверстиями. Для предохранения от интенсивного изнашивания на лист наварены продольные брусья сечением 40x40 мм, которые по мере изнашивания заменяют.
Конструкция короба предусматривает возможность установки колосниковой просеивающей поверхности из металла или эластомерных материалов в виде отдельных секций, устанавливаемых каскадом. При этом щель расширяется к концу секции.
Грохот ГИТ-71М выпускается в опорном исполнении (рис. 5.10). Он состоит из короба У с ситом 4, вибратора с приводом 3 и пылезащитного укрытия. Короб грохота изготовляют из отдельных клепаных элементов и ус-
181
2
Рис. 5.11. Грохот цилиндрический ГЦЛ;
7 — цилиндр; 2 — загрузочный желоб; 3 — рама; 4 — механизм привода; 5 — смотровой люк; 6 — приводные катки
танавливают на пружинных опорах 2. Предусмотрено применение различных просеивающих поверхностей: колосниковых плит, решет с квадратными и круглыми отверстиями, рамочных сит.
Вибратор состоит из дебалансного вала 5, опирающегося на закрепленные в корпусе подшипники, шкива и маховика со сменными дебалансами, при помощи которых регулируется амплитуда колебаний.
Грохот изготовляют как с правым, так и с левым расположением привода, с пылезащитным укрытием или без него. Укрытие собирается из отдельных легких металлических щитов.
Грохота типа ГИТ - наиболее надежные из инерционных грохотов. Короба этих грохотов изготовляют из тонколистового проката, а детали короба соединяют высокопрочными болтами. Массивность элементов конструкции короба определяется не только требованиями надежности, но и динамикой грохота.
Грохот ГИТ51А был испытан на фабрике "Краснолучская" ПО "Донбасс-антрацит". При выделении из рядового антрацита класса + 100 мм грохот обеспечил производительность до 345 т/ч при эффективности грохочения до 97%. У грохота ГИТ-51-1,1 по сравнению с грохотом ГИТ51А в 1,5 раза увеличены производительность и ресурс до первого капитального ремонта, на 70% снижен удельный расход электроэнергии и в 2,3 раза уменьшена удельная масса.
Грохот ГИТ71М испытывался на операции подготовительного грохочения сланцев крупностью до 900 м. Его производительность по питанию составила от 400 до 1140 т/ч при эффективности грохочения соответственно 97,7 и 84,7%.
Цилиндрический грохот ГЦЛ (рис. 5.11) со спиральной просеивающей поверхностью состоит из вращающегося на катках цилиндра /, загрузочного желоба 2, механизма привода 4, укрепленного на раме 3. Грохот устанавливают непосредственно на раме, для него не нужен специальный 182
фундамент. Ось цилиндра имеет небольшой наклон к горизонту. С одной стороны, цилиндр опирается на приводные, а с другой - на опорные катки, укрепленные на раме грохота. Приводные катки 6 вращаются электродвигателем через редуктор. Для предотвращения сдвига цилиндра по каткам вдоль своей оси вниз служат упорные катки. Все вращающиеся части грохота закрыты металлическими ограждениями. Ограждение цилиндра, состоящее из отдельных секций, которые можно снимать, образует пылезащитный кожух. В кожухе имеются лазовые и смотровые люки 5, фланцы для подключения к вытяжной вентиляции.
Рабочая поверхность грохота представляет собой многозаходную спираль, расстоянием между витками которой определяется размером кусков подрешетного продукта. Образованная витками спираль по технологии рассева аналогична колосниковому ситу грохота с плоской рабочей поверхностью.
Преимущества грохота - простота конструкции, надежность в эксплуатации, сравнительно небольшое переизмельчение крупных кусков и высокая произоводительность, недостаток - повышенное засорение подрешетного продукта надрешетным.
Грохота ГЦЛ рекомендуется применять на операциях предварительного грохочения при наличии в исходном материале кусков размером не более 250 мм (для ГЦЛ1) и 500 мм (для ГЦЛЗ).
Технические характеристики типов цилиндрических грохотов ГЦЛ
ГЩП ГЦЛЗ
Максимальная ориентировочная производитель-
ность при наибольшей ширине рабочей поверх-
ности, т/ч 400 1000
Максимально допустимая крупность кусков, мм.... 250 400x400x500
Рабочая длина цилиндра, мм 1500 2500
Диаметр рабочей поверхности (внутренней), мм.... 1200 1700
Ширина щелей между витками рабочей поверх-
ности, мм 50; 70; 100 100; 150; 200
Уклон наклона оси цилиндра к горизонту, градус... 8 8
Частота вращения цилиндра, мин-* 11 9,26
Мощность электродвигателя, кВт 4,5 7,5
Габариты, мм
длина 3750 5700
ширина 1750 2000
высота 2400 3460
Масса, т 3,2 9
Изготовитель - Карагандинский машиностроительный завод им. Пархоменко.
При грохочении рядовых углей и антрацитов влажностью 4-7% удельная производительность этих грохотов (при ширине щелей между спиралями 100 мм) достигает 70т/(ч м2), а эффективность грохочения 97-98%.
На некоторых углеобогатительных предприятиях, построенных до 1960 г., роль аппаратов для предварительного грохочения выполняют стационарные грохота и решетки. Горизонтальные решетки с отверстиями свыше 200 мм устанавливают на вагоноопрокидывателях и ямах привозных углей, а наклонные под углом 35—45° колосниковые грохота, зачастую с консольно расположенными колосниками, устанавливают над транспортными самотечными желобами.
183
Инерционные грохота для подготовительного, окончательного и обезвоживающего грохочения. В угольной промышленности для классификации и обезвоживания в основном применяют инерционные грохота. Серийно выпускают грохота ГИТ, ГИЛ, ГИСЛ, ГИСТ, однако наряду с этими грохотами на ряде предприятий еще находятся в эксплуатации грохота с прямолинейными колебаниями (ГСЛ), а также экспериментальные образцы различных моделей инерционных грохотов.
Грохот ГИ Т-0, 63х2-М предназначен для сухого разделения проб угля и других материалов с объемной массой не более 2500 кг/м3 в лабораторных условиях и ОТК углеобогатительных фабрик.
Грохот состоит из короба с двумя ярусами проволочных сит, инерционного вибратора и пружинных опор, с помощью которых колеблюющаяся масса крепится на опорной раме с воронкой для сбора подрешетного продукта, входящей в комплект поставки.
Короб состоит из двух боковин, соединенных между собой двумя рядами поперечных связей из обрезиненных труб круглого сечения. Пространство между верхними и нижними поперечными связями перекрыто резиновым листом.
Опорами для сит служат полосы из конвейерной ленты, размещенные над связями, и стальные полосы, приваренные к боковинам. Сита крепят по периферии деревянными брусьями и клиньями. Инерционный вибратор установлен в средней части короба между ситами. Амплитуду колебаний короба регулируют путем разворота дебалансов вибратора относительно друг друга. По требованию заказчика грохот может быть укомплектован пылезащитным укрытием.
Технические характеристики грохота ГИТ-0,63х2-М
7 Полезная площадь, м ............................................... 0,7
Число ярусов......................................................... 2
Амплитуда колебаний (регулируемая), мм........................... 1,2-2
Частота колебаний, с~1 ............................................ 235
Габариты, мм длина....................................................... 1320
ширина......................................................... 1370
высота.......................................................... 885
Масса грохота (с рамой и двигателем), кг........................... 500
Разработчик - Гипромашуглеобогащение, г. Луганск (Украина). Изготовитель -Машиностроительный завод № 2 им. Пархоменко ПО "Каргормаш" (Казахстан).
, Грохота инерционные наклонные с круговыми или близкими к ним колебаниями (ГИЛ) применяют в основном для сухого подготовительного и окончательного грохочения. По принципиальной схеме работы грохота ГИЛ подобны грохотам ГИТ и состоят из аналогичных сборочных единиц. Технические характеристики грохотов ГИЛ, применяемых в угольной промышленности, приведены в табл. 5.5.
Грохота ГИЛ32-0,15, ГИЛ43А, ГИЛ52А (рис. 5.13-5.15) по конструкции аналогичны, имеют унифицированные между собой узлы и детали, их изготовляют в опорном и подвесном исполнении, с правым и левым расположением привода.
Грохота ГИЛ32-0,15 и ГИЛ42-0,3 состоят из установленного на четырех упругих опорах короба, в котором на гибких элементах расположены вдоль короба, установлены два яруса просеивающих поверхностей и вибратор. Виб-184
Таблица 5.5
Технические характеристики грохотов ГИЛ
Параметры ГИЛ32-0.15 ГИЛ42-0.3 ГИЛ43А ГИЛ52А
Удельная производительность по исходному продукту, т/(ч м ) 13,6 13,6 16,7 14,8
Максимальная крупность кусков в питании, мм Размеры сит, мм 100 150 150 150
длина Н.д. 4300 4000 4500
ширина 1250 1500 1500 1750
Полезная площадь одного яруса, м^ 3,1 5,5 6 7,85
Число сит 2 2 3 2
Размеры отверстий сита или ширина щелей между колосниками, мм 6-50 6-50 6-50 6-50
Частота колебаний сита, с-^ 16-24 16 16 16
Амплитуда колебаний сита, мм 1,6-3,7 2,5-3,5 3,2 3,2
Угол наклона сита к горизонту, градус 10-25 10-25 10-25 10-25
Мощность электродвигателя, кВт Габариты, мм 4-5 7,5 10 10
длина 3200 4500 4500 5050
ширина 1900 2160 2300 2550
высота 1250 1400 1650 1250
Масса грохота без электродвигателя, т 1636 3064 3550 3240
Изготовитель Карагандинский машиностроительный Луганский завод им. Пархоменко завод № 2 им. Пархоменко ПО "Каргормаш" Коломенский завод тяжелого станкостроения, г. Коломна
186
б
Рис. 5.14. Грохот ГИЛЗА в опорном (а) и подвесном (б) исполнении:
1 — короб; 2 — дебалансный вибратор; 3 — пружинная опора; 4 — сита; 5 — пружинная подвескй 7
188
Рис. 5.15. Грохот ГИЛ52А
1 — короб грохота; 2 — инерционный возбудитель колебаний; 3 — сита; 4 — рама опорная; 5 — опора виброизолирующая; 6 — привод
ратор выполнен в виде установленного на подшипниках вала, на концах которого закреплены дебалансы. Для регулирования амплитуды колебаний короба предусмотрен дополнительный дебаланс. Вал вибратора подсоединяется к электродвигателю упругой лепестковой муфтой.
Корпус короба состоит из двух боковин с накладными листами в местах крепления вибратора, поперечных связей из труб, концевых связь-балок из фасонного проката и загрузочного лотка. Вдоль боковин корпуса короба с внутренней стороны приварены полосы, которые предназначены для крепления к ним сит. С наружной стороны короба к боковинам прикреплены четыре цапфы, к которым крепятся опоры или подвески грохота.
Для установки грохота с разными углами наклона короба применяют промежуточные опоры. По требованию заказчика грохота могут поставляться с пылезащитным укрытием.
Трубчатая форма поперечных связей грохотов ГИЛ наиболее подходит к круговой траектории движения короба при работе грохота, образуя равнопрочное сечение. При модернизации грохотов ГИЛ с целью улучшения и повышения их технологических показателей и увеличения среднего ресурса до капитального ремонта была изменена конструкция боковины, поперечных связей и улучшен их крепеж, применен упругий подситник и усовершенствован вибратор.
На всех модернизированных грохотах ГИЛ применен встроенный унифицированный вибровозбудитель, работающий на жидкой смазке.
Из практики работы грохотов ГИЛ42, ГИЛ43 и ГИЛ52 известно, что при влажности рядовых углей до 5,5-6% на них были достигнуты удовлетворительные показатели эффективности грохочения при крупности разделения 6; 13 и 25 мм и производительности до 100 т/ч - соответственно 70-80; 85-90 и свыше 95%.
Приемочные испытания опытных образцов грохотов ГИЛ52А и ГИЛ43А на ГОФ "Новопавловская" ПО "Антрацитуглеобогащение" и ЦОФ "Донецкая" ПО "Торезантрацит", а также их промышленная эксплуатация показали, что в
189
LH9S SOSC
tf
результате модернизации достигнуто повышение производительности; за счет приращения амплитуды колебаний сита удалось несколько повысить порог влажности, при котором на серийных грохотах процесс рассева прекращается. Вместе с тем при влажности рядового антрацита (класса 0-6 мм) свыше 7,5% отверстия сит залипают и эффективность грохочения резко падает. При такой влажности для преодоления сил сцепления угольных частиц между собой и ситом необходимо интенсифицировать