CC BY
63
УДК 622.7-027.32./.33; 622.7:502.174
© И.А. Королев, 2015
И.А. Королев
МОДЕЛИРОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПОВТОРНОГО ОБОГАЩЕНИЯ ПРОМПРОДУКТА ОФ «МЕЖДУРЕЧЕНСКАЯ»
Представлены результаты исследования промпродукта коксующихся и энергетических марок угля, выпускаемого обогатительной фабрикой «Междуреченская», на предмет возможности его переобогащения. Пробы промпродукта были раздроблены до крупности менее 13 мм, после чего произведен их фракционный анализ и выполнен расчет коэффициента раскрытия сростков. Экспериментально установлены качественно-количественные показатели обогащения на спиральном сепараторе и флотации шламов. Методами компьютерного моделирования рассчитаны ожидаемые технологические показатели схемы повторного обогащения промежуточного продукта. Показано, что промпродукт коксующихся марок углей может быть повторно обогащен после дробления с получением концентрата требуемой зольности.
Ключевые слова: уголь, промпродукт, обогащение, исследование раскрываемости, фракционный анализ, моделирование технологической схемы, концентрат.
При обогащении углей трудной и очень трудной категорий обогатимосги для достижения кондиционной зольности концентрата на обогатительных фабриках зачастую применяется схема с выделением промпродукта, однако спрос на него весьма ограничен, а цена сравнительно невысока. Одним из путей превращения промпродукта в товарный продукт с высокими потребительскими качествами для последующего использования в различных отраслях топливно-энергетического комплекса может служить его дробление и повторное обогащение с выделением концентрата требуемой зольности. В последние годы данной проблеме уделяется все больше внимания, как в России [1], так и за рубежом [2].
В рамках предпроектной проработки возможности переобогащения дробленого промпродукта, выпускаемого на обогатительной фабрике «Междуреченская», выполнено моделирование технологической схемы переработки промпродукта различных марок
угля и рассчитаны качественно-количественной показатели процесса.
Сырьевую базу ОФ «Междуречен-ская» составляют добываемые на разрезе «Междуреченский» коксующиеся угли марок «КС», «ОС» и энергетические угли марок «Т», «А». Технологическая схема фабрики спроектирована универсальной и позволяет раздельно обогащать все перечисленные марки углей. Обогащаемые угли имеют разную обогатимость - от легкой до очень трудной. Для углей трудной и очень трудной категории обогатимости предусмотрено тяжелосредное обогащение в две стадии с выделением концентрата, промпродукта и отходов. При обогащении углей легкой обога-тимости возможна работа в одну стадию с разделением только на концентрат и отходы.
Перед разработкой технологической схемы переобогащения промпро-дукта необходимо установить, происходит ли раскрытие сростков угля и пустой породы в процессе дробления. Информация о характеристиках рас-
Таблица 1
Фракционный состав промпродукта класса 13-150 мм
Плотность фракций, кг/м3 Марка «КС» Марка «ОС» Марка «Т»
Выход, У, % Зольность, А", % Выход, У, % Зольность, А", % Выход, У, % Зольность, А", %
<1300 9,44 4,92 6,86 3,90 - -
1300-1500 18,46 9,40 42,43 7,80 5,97 13,70
1500-1800 31,87 15,80 49,70 25,80 75,67 26,50
>1800 40,23 52,10 1,01 46,30 18,36 35,10
Итого 100,00 28,19 100,00 16,87 100,00 27,31
крытия минеральных фаз в продуктах обогащения различной крупности позволит разработать рациональные технологические схемы обогащения, обеспечит создание ресурсосберегающих технологий и позволит повысить качественно-количественные показатели обогащения.
Для исследования раскрываемости были отобраны пробы промпродук-та марок «КС», «ОС», «Т» класса 13150 мм и определен их фракционный состав (табл. 1) путем расслоения в трех тяжелых жидкостях, представленных растворами хлористого цинка плотностью 1300, 1500 и 1800 кг/м3.
Далее пробы подверглись дроблению на молотковой дробилке с шириной щели на разгрузочной решетке 13 мм и последующему разделению на классы крупности 1-13 мм, 0,2-1 мм и 0-0,2 мм. Для класса 1-13 мм также произведен фракционный анализ, результаты представлены в табл. 2.
В работах [3, 4] предлагаются различные способы оценки раскрытия минеральных фаз в продуктах обогащения, основанные на результатах фракционного, минералогического, химического и некоторых других видов анализа. В данной работе в качестве критерия, характеризующего раскры-
Таблица 2
Количественный состав дробленого промпродукта
Плотность фракций, кг/м3 Марка «КС» Марка «ОС» Марка «Т»
У, % А", % У, % А", % У, % А", %
<1300 9,22 6,13 15,87 5,68 0,22 6,89
1300-1400 4,63 10,99 5,11 7,32 1,72 10,52
1400-1500 8,72 14,29 10,51 12,62 1,83 16,85
1500-1600 10,07 25,73 9,72 22,02 22,07 21,41
1600-1800 12,16 31,45 9,87 30,21 16,57 27,85
>1800 18,51 58,71 8,69 40,60 9,27 35,77
Итого 1-13 мм 63,31 30,95 59,77 18,83 51,68 25,46
0,2-1 мм 10,48 23,70 16,91 15,43 21,95 26,85
0-0,2 мм 26,21 23,32 23,32 12,89 26,37 31,32
Итого шлам 36,69 23,43 40,23 13,96 48,32 29,29
Всего 100,00 28,19 100,00 16,87 100,00 27,31
ваемость промпродукта, принят коэффициент раскрытия сростков K, который может быть определен по формуле [5]:
,1-13
У л
К = 1 -
у1-13'
1 -13
где у - выход класса 1-13 мм после дробления, %; уЛ"Л3 - выход промежуточных фракций в данном классе крупности, %.
В соответствии с ГОСТ 10100-84, к промпродукту относятся фракции плотностью 1500-1800 кг/м3, если фракции плотностью менее 1500 кг/м3 имеют зольность ниже 10%, в противном случае за промпродукт принимаются фракции 1400-1800 кг/м3. Используя данное определение промежуточных фракций, по данным табл. 2 можно рассчитать коэффициент раскрытия сростков разных марок угля. Для марки «КС»
уЛ-Л.3 = Ум03-18оо = 30,95% ,
поскольку зольность фракции плотностью менее 1500 кг/м3 равна
Л<15оо = 10,28% .
Следовательно, коэффициент раскрытия сростков составит
3о, 95 К = 1 - 3°195 = 0,51. 63,31
Аналогично, для марки «ОС» коэффициент равен K = 0,67, для марки «Т» - K = 0,22. Полученные значения могут быть использованы при расчете качественно-количественной схемы обогащения по методике, подробно изложенной в публикации [6].
С целью установления технологических показателей обогащения шламов крупностью 0,2-1 мм, полученных в итоге дробления промпродукта, проведены опыты по физическому моделированию процесса обогащения на лабораторном винтовом сепараторе.
Для максимального извлечения горючей массы обогащение осуществлялось в две стадии. На первом этапе экспериментов исходная проба разделялась на концентрат 1, промежуточный продукт и отходы таким образом, чтобы получить концентрат с минимально возможной зольностью. Следующая задача - снижение потерь горючей массы с отходами. Для ее решения промежуточный продукт первой стадии разделения повторно обогащался на этом же сепараторе с выделением концентрата 2, промпродукта и тяжелой фракции, которая объединялась с отходами первой стадии. В конечном счете, на винтовом сепараторе получены четыре продукта (табл. 3): концентрат 1, концентрат 2, промпро-дукт и отходы.
Таблица 3
Результаты обогащения класса 0,2-1 мм на винтовом сепараторе
Продукт Марка «КС» Марка «ОС» Марка «Т»
У, % А", % У, % А", % У, % А", %
Концентрат 1 13,20 9,77 41,64 10,20 9,98 14,44
Концентрат 2 28,00 13,02 29,05 12,61 - -
Итого концентрат 41,20 11,98 70,69 11,19 9,98 14,44
Промпродукт 33,60 27,97 19,54 21,83 71,94 24,50
Отходы 25,20 37,16 9,77 33,29 18,08 43,06
Итого отходы 58,80 31,91 29,31 25,65 90,02 28,23
Всего 100,00 23,70 100,00 15,43 100,00 26,85
Таблица 4
Практический баланс продуктов обогащения дробленого промпродукта
Продукт Марка «КС» Марка «ОС» Марка «Т»
Y, % Ad, % Y, % Ad, % Y, % Ad, %
Концентрат 1-13 мм 16,47 10,10 30,58 10,17 3,81 17,50
Концентрат 0,2-1 мм 3,53 11,88 10,48 11,29 1,77 14,22
Концентрат 0-0,2 мм 17,82 9,53 28,94 9,37 13,52 13,89
Итого концентрат 37,82 10,00 69,99 10,01 19,09 14,64
Отходы 1-13 мм 38,18 40,32 20,39 32,35 41,46 26,33
Отходы 0,2-1 мм 5,41 32,09 4,52 25,35 18,27 28,40
Отходы 0-0,2 мм 18,59 39,16 5,10 41,68 21,18 39,72
Итого отходы 62,18 39,26 30,01 32,88 80,91 30,30
Всего 100,00 28,19 100,00 16,87 100,00 27,31
При дроблении промпродукта образовалось значительное количество шламов крупностью 0-0,2 мм, для определения флотируемости и флоку-лируемости которых моделировались физико-химические процессы. Исследования проводились с реагентными режимами, принятыми на ОФ «Между-реченская».
По результатам экспериментов разработана технологическая схема переобогащения промпродукта, которая предусматривает следующие основные операции:
• дробление класса 13-150 мм до крупности менее 13 мм;
• обогащение класса 1-13 мм в тя-желосредном гидроциклоне с выделением концентрата и отходов;
• разделение класса 0,2-1 мм на концентрат и отходы на спиральном сепараторе;
• флотация шлама 0-0,2 мм.
Определение оптимальных параметров процессов для получения максимального выхода суммарного концентрата фабрики требуемой зольности осуществлялось с помощью комплекса проблемно-ориентированных программ компьютерного моделирования и автоматизированного расчета технологических схем углеобогатительных
фабрик на основе данных лабораторных испытаний.
Расчет качественно-количественных показателей обогащения каменных углей выполнен по разработанной математической модели технологической схемы фабрики. На основании известных закономерностей разделения минеральных комплексов в обогатительных аппаратах с учетом эффективности их работы рассчитаны показатели обогащения угля.
Смоделированный практический баланс продуктов обогащения дробленого промпродукта марок «КС», «ОС» и «Т» по описанной выше методике приведен в табл. 4.
На основании анализа результатов, полученных в процессе моделирования технологической схемы повторного обогащения промпродукта различных марок угля, выпускаемого на обогатительной фабрике «Междуреченская», можно сделать следующие выводы:
1. Согласно гранулометрическому составу дробленого промпродукта (табл. 2) зольность угля крупностью менее 1 мм марок «КС» и «ОС» ниже, чем зольность исходного промпродук-та. Этот факт свидетельствует о том, что в процессе дробления одновременно с раскрытием сростков про-
изошло измельчение легких фракций, и часть низкозольных угольных частиц перешла в мелкие классы угля.
2. Коэффициент раскрытия сростков для промпродукта коксующихся марок «КС» и «ОС» составил 51% и 67% соответственно, тогда как для промпродукта марки «Т» - всего 22%. Низкий выход и сравнительно высокая зольность легких фракций, образованных при дроблении промпродукта марки «Т», указывает
1. Козлов В.А. Раскрываемость промежуточных фракций угля Усинского месторождения Печорского каменноугольного бассейна // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2014. - № 4. - С. 176-179.
2. Xie W. et al. Liberation characteristics of coal middlings comminuted by jaw crusher and ball mill // International Journal of Mining Science and Technology, 2013. - V. 23. - P. 669-674.
3. Surowiak A. Assessment of coal mineral matter liberation efficiency index // Journal of
КОРОТКО ОБ АВТОРЕ_
на нецелесообразность его повторного обогащения, в отличие от промпродукта марки «КС» и, особенно, марки «ОС».
3. Для принятия окончательного решения по запуску технологической линии по переобогащению дробленого промпродукта необходимо выполнить расчет капитальных и эксплуатационных затрат, чтобы установить экономический эффект от внедрения данной технологии.
_ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
the Polish Mineral Engineering Society, 2013. -P. 153-158.
4. Oki T. et al. Calculation of degree of mineral matter liberation in coal from sink-float separation data. - Minerals Engineering, 2004. -V. 17. - P. 39-51.
5. Койбаш В.А., Король В.Я. Проектирование углеобогатительных фабрик. - М.: Углетехиздат, 1954.
6. Артюшин С.П. Проектирование углеобогатительных фабрик. - М.: Недра, 1974. i«m=i
Королев Иван Алексеевич - аспирант, e-mail: korolev.ivan@inbox.ru, Кузбасский государственный технический университет имени Т.Ф. Горбачева.
UDC 622.7-027.32./.33; 622.7:502.174
MODELING OF FLOWSHEET FOR MIDDLINGS CLEANING ON COAL PREPARATION PLANT «MEZHDURECHENSKAYA»
Korolev I.A. - Graduate Student, e-mail: korolev.ivan@inbox.ru,
Kuzbass State Technical University named after T. Gorbachev, 650026, Kemerovo, Russia.
This article represents results of studies of the cleaning of middlings of coking and thermal coal produced by the coal preparation plant «Mezhdurechenskaya». Samples were crushed to size smaller than 13 mm then was completed float-sink analysis and liberation degree was calculated. Performance of separation on spirals and slimes flotation was evaluated in an experimental way. Expected results of the middlings cleaning were estimated using computer simulations. It is shown that middlings of the coking coal have perspectives to be cleaned with an output of high quality concentrate more likely than thermal coal middlings.
Key words: coal, middlings, cleaning, liberation analysis, float-sink analysis, flowsheet modelling, concentrate.
REFERENCES
1. Kozlov V.A. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2014, no 4, pp. 176-179.
2. Xie W. et al. Liberation characteristics of coal middlings comminuted by jaw crusher and ball mill. International Journal of Mining Science and Technology, 2013. V. 23. P. 669-674.
3. Surowiak A. Assessment of coal mineral matter liberation efficiency index. Journal of the Polish Mineral Engineering Society, 2013. P. 153-158.
4. Oki T. et al. Calculation of degree of mineral matter liberation in coal from sink-float separation data. Minerals Engineering, 2004. V. 17. P. 39-51.
5. Koybash V.A., Korol' V.Ya. Proektirovanie ugleobogatitel'nykh fabrik (Design of coal preparation plants), Moscow, Ugletekhizdat, 1954.
6. Artyushin S.P. Proektirovanie ugleobogatitel'nykh fabrik (Design of coal preparation plants), Moscow, Nedra, 1974.
