CC BY
69
© В.А. Козлов, 2014
УДК 622.7:658.512; 622.7.017.2; 622.7:504.064.43; 622.7.098.2
В.А. Козлов
ВЛИЯНИЕ СПОСОБОВ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЯ НА ВЫХОД КОНЦЕНТРАТА В ТЕОРЕТИЧЕСКОМ БАЛАНСЕ ПРОДУКТОВ НА ПРИМЕРЕ ДЕНИСОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЮЖНО-ЯКУТСКОГО КАМЕННОУГОЛЬНОГО БАССЕЙНА
Обозначена проблема влияния способов обогащения угля в схеме углеобогатительной фабрики на результат расчета теоретического баланса продуктов на примере исследований угля Денисовского месторождения Южно-Якутского каменноугольного бассейна.
Ключевые слова: фракционный состав, обогатимость угля, баланс продуктов.
Работа по комплексному исследованию качественной характеристики и обогатимости угля пласта К4 Денисовского месторождения была выполнена ОАО «Сибнииуг-леобогащение» в 2003 году [1].
Угли в соответствии с ГОСТ 25543-88 относятся к коксующимся углям марки «К». Месторождение находится в зоне вечной мерзлоты, и в связи с этим угли имеют слабую структурную прочность и сильно измельчены. Это обуславливает наличие большого количества шлама (таблица грансостава приведена ниже), и предполагает применение процессов флотации с целью максимального извлечения ценного компонента.
В настоящее время выполняется проект обогатительной фабрики для переработки углей ш. «Денисовская» и ш.«Дежневская», промплощадка которой будет располагаться между п.Чульман и г. Нерюнгри в Южной Якутии.
Гранулометрический состав рядового угля согласно отчету [1] (табл. 1)
Для каждого элементарного класса в работе [1] определены фракционные составы по 6 плотностям разделения.
Сводный фракционный состав рядового угля класса 0х50 мм (табл. 2).
На рис. 1 представлены кривые обогатимости рядового угля класса 0х50 мм.
Теоретический баланс продуктов обогащения обычно рассчитывается по данным фракционного лабораторного анализа, что, как покажем ниже, является некорректным подходом, и
Таблица 1
Классы, Рядовой уголь
мм вых.,% зольн.,%
>50 0,41 41,40
25-50 0,86 60,40
13-25 8,28 44,60
6-13 12,49 35,10
3-6 20,28 24,40
2-3 7,43 21,00
1-2 11,46 16,80
0,5-1 11,36 14,50
0-0,5 27,43 14,60
Всего: 100,0 22,90
в том числе:
0,3-0,5 5,38 14,10
0,15-0,3 8,50 13,40
0,05-0,15 4,94 15,70
0-0,05 8,61 15,40
Итого: 27,43 14,60
0-0,3 22,05 14,70
Плотность Фракций, кг / м3 Среднее значение фракций Выход, % Зольность, % Суммарные данные
всплывшие фракции потонувшие фракции
г,% Ас,% г,% Ас,%
1 2 3 4 5 6 7 8
1200-1300 1250 34,89 6,38 34,89 6,38 100,0 22,86
1300-1400 1350 29,56 13,21 64,45 9,51 65,11 31,68
1400-1500 1450 12,34 23,36 76,79 11,74 35,55 47,04
1500-1600 1550 5,17 33,43 81,96 13,11 23,21 59,64
1600-1800 1700 4,92 44,61 86,88 14,89 18,04 67,15
1800-2000 1900 2,00 56,25 88,88 15,82 13,12 75,60
2000-2800 2400 11,12 79,08 100,0 22,86 11,12 79,08
Итого: 100,0 22,9
Таблица 3
Наименование Выход, Зольность, Плотность,
продукта % % кг / м3
Концентрат 64,45 9,5 1400
Микст 35,55 47,1
Итого: 100,0 22,9
предполагает некоторое завышение выхода концентрата.
Например, теоретический баланс рядового угля класса 0х50 мм, вышеприведенного фракционного состава, на заданную зольность концентрата 9,5% определяется по кривым обога-тимости (рис.1, табл. 3).
Выход концентрата 64,45 %, заданной зольностью 9,5 %, получен при плотности разделения ровно 1400 кг/м3, что является случайным совпадением. Микст в балансе является относительно низкозольным продуктом и, следовательно, потребуется вторая стадия разделения для микста с получением из него промпродукта и породы.
Выход концентрата 64,45% является теоретически максимально возможной величиной, получаемой в лаборатории с разделением в тяжелых жидкостях всего угля с включением шламов крупностью до «нуля». В промышленных условиях разделить шлам крупностью до «нуля» на производи-
мом в мире в настоящее время углеобогатительном оборудовании, принцип работы которого основан на использовании только гравитационных и центробежных сил, фактически не представляется возможным. В связи с чем, общепринятым процессом на производстве для разделения угольного шлама до «нуля» является флотация, использующая физико-химические взаимодействия флотореагентов с поверхностью угольных частиц и сродство угольных частиц к пузырькам воздуха в водной среде.
Таким образом, расчет теоретического баланса необходимо производить с учетом существующих процессов обогащения и, в соответствии с ними, производить разделение угля по машинным классам. Для нашего случая принимаем, что класс 0,3х50 мм обогащается гравитационно-инерционным способом и в центробежном поле сил, более конкретно, класс 1х50 мм в тяжелосредных гидроциклонах и класс 0,3х1 мм в спиральных
Зо|ЫККПЪ,%
Кривая вольностей элементарных фракций- Кривая зольности концентрата
Кривая вольности отаодов - Кривая плотностей
Рис. 1. Кривые обогатимости рядового угля класса 0x50 мм
Таблица 4
Процессы Классы, Выход, Зольность,
обогащения мм % %
Инерционные 0,3-50 77,95 25,16
Флотация 0-0,3 22,05 14,70
Всего: 100,0 22,9
сепараторах (или в гидросайзерах). Тонкий класс 0х0,3 мм обогащается способом флотации. Тогда рядовой уголь разделим по машинным классам крупности с учетом процессов обогащения (табл. 4).
Рассчитаем теоретический выход концентрата для условий, что класс 0,3х50 мм будет обогащаться гравитационным способом, а класс 0х0,3 мм способом флотации.
Рассмотрим отдельно фракционный состав класса 0,3х50 мм (табл. 5).
Значение показателя обогатимости угля класса 0,3х50 мм согласно ГОСТ 10100-84 составляет 28,6%, что относит уголь к очень трудной категории обогатимости (IV).
На основании фракционного состава угля класса 0,3х50 мм построены кривые обогатимости (рис. 2) и вычислен теоретический баланс продуктов обогащения 1-й стадии разделения угля на зольность концентрата 9,5 %.
Критерий обогатимости, определяемый по кривой Бэрда на графике рис. 2, дает значение выхода продукта в пределах ±100 кг/м3 от плотности разделения - 38,1%, что характеризует уголь как чрезвычайно трудный к обогащению, что соответствует определению ГОСТ 10100-84.
Теоретический баланс продуктов для класса 0,3х50 мм на зольность концентрата 9,5%, вычисленный по фракционному составу (табл. 6).
Рис. 2. Кривые обогатимости машинного класса 0,3x50 мм
Таблица 6
Плотность фракций, кг / м3 Среднее значение фракций Выход, % Зольность, % Суммарные данные
всплывшие фракции потонувшие фракции
г,% Ас,% г,% Ас,%
1 2 3 4 5 6 7 8
1200-1300 1250 34,58 7,05 34,58 7,05 100,0 25,16
1300-1400 1350 26,07 14,12 60,65 10,09 65,42 34,73
1400-1500 1450 12,78 24,53 73,43 12,60 39,35 48,38
1500-1600 1550 5,88 33,87 79,31 14,18 26,57 59,86
1600-1800 1700 5,67 45,00 84,98 16,24 20,69 67,24
1800-2000 1900 2,32 56,69 87,30 17,31 15,02 75,64
2000-2800 2400 12,70 79,10 100,0 25,16 12,70 79,10
Итого: 100,0 25,16
Наименование продукта Выход, % Зольность, % Плотность разделения, кг / М 3
Концентрат 56,38 9,50 1380
Микст 43,62 45,40
Итого: 100,0 25,16
Класс 0х0,3 мм будет обогащаться флотацией и в работе [1] приведены данные по лабораторному опыту дробной флотации (табл. 7)
По этим данным в отчете [1] построена кривая флотируемости шлама, по которой определяем, что за 4,2 минуты можно получить концен-
Продукты фло- Выход, Зольность, Суммарные всплыв- Суммарные потонув-
тации % % шие шие
Вых.,% Зольн.,% Вых.,% Зольн.,%
Концентрат-1 11,9 7,8 11,9 7,8 100,0 14,2
Концентрат-2 17,8 8,3 29,7 8,1 88,1 15,1
Концентрат-3 42,8 9,5 72,5 8,9 70,3 16,8
Концентрат-4 13,4 11,7 85,9 9,3 27,5 28,1
Концентрат-5 7,0 20,1 92,9 10,1 14,1 43,6
Концентрат-6 1,1 27,1 94,0 10,3 7,1 66,7
Концентрат-7 0,8 46,5 94,8 10,6 6,0 74,0
Концентрат-8 0,5 55,2 95,3 10,9 5,2 78,2
Итого: 95,3 10,9 100,0 14,2 4,7 80,7
Отходы 4,7 80,7 - - - -
Всего: 100,0 14,2 - - - -
Таблица 8
Класс, мм Выход класса к р.у. Выход конц-та к классу, % Выход конц-та к р.у.,% Зольность, % Плотность, кг / м3
0,3-50 77,95 56,38 43,95 9,50 1380
0-0,3 22,05 87,0 19,18 9,50 -
Итого: 100,0 - 63,13 9,50 -
трат зольностью 9,5 % с выходом 87,0 %.
Тогда теоретический выход концентрата для всего рядового угля с учетом флотации шлама класса 0х0,3 мм составит (см. табл. 8).
Полученное значение теоретического выхода концентрата 63,13 % является максимально возможным выходом для рассматриваемого рядового угля с учетом процессов обогащения машинных классов. Это значение на 1,32 % ниже, чем выход, определяемый по фракционному составу угля 64,45 %.
Таким образом, можно сделать вывод, что теоретический баланс про-
1. Отчет по НИР «Провести комплекс-
ное исследование качественной характери-
стики и обогатимости угля пласта К4 Дени-
дуктов зависит от применяемых способов обогащения машинных классов угля. Это накладывает более жесткие ограничения сверху по теоретическому выходу концентрата, т.е. получить практический выход концентрата более 63,13 % при прочих равных условиях будет уже невозможно, что на 1,32 % ниже теоретического выхода определяемого по общепринятой методике.
Данный факт должен учитываться при выполнении проектирования углеобогатительных фабрик, оценки тендерных конкурентных предложений и экономической эффективности проектов.
- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
совского месторождения». - ОАО «Сибнии-углеобогащение». Прокопьевск, 2003. ШИЛ
КОРОТКО ОБ АВТОРЕ
Козлов Вадим Анатольевич - кандидат технических наук, доцент, главный технолог ООО «Коралайна Инжиниринг» (СЕТСО).
UDC 622.7:658.512; 622.7.017 622.7:504.064.43; 622.7.098.2
EFFECT OF THE COAL PREPARATION METHODS ON THE CONCENTRATE YIELD IN THE THEORETICAL COAL-CLEANING BALANCE IN TERMS OF THE DENISOVSKY COALFIELD, SOUTH YAKUTIA
Kozlov V.A., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, OOO "Coraline Engineering" (CETCO).
The author points at the presence of influence exerted by coal preparation methods used at a coal-cleaning plant on the theoretical coal-cleaning balance calculation in terms of the analysis of coal from the Denisovsky coalfield in South Yakutia. The calculation of the theoretical coal-cleaning balance should account for dressing processes included in the coal-cleaning plant flowsheet, and size classification of coal should be performed accordingly. The calculation should take into account difference of physical principles of dressing processes, e.g., gravity preparation in jig washer or float-and-sink cyclone and foam flotation of slurry coal. In this case, the theoretical coal-cleaning balance depends both on the float-and-sink analysis data and the slurry coal flotation results, and the calculated concentrate yield is in this case lower than in the common calculation based on the float-and-sink analysis outcome. A real-world yield of concentrate, considering errors of coal classification on the available washing equipment, cannot exceed the theoretical concentrate yield. Thus, we have an appropriate maximum concentrate yield constraint. The knowledge of this fact will allow tender committees to appreciate competitive bids on new coal preparation plant projects.
Key words: fractional composition, coal washability, coal-cleaning balance, concentrate yield, ash content, coal flotation.
REFERENCES
1. RF State Standard 10100-84. Black Coal and Anthracite. Washability Assessment Methods. Moscow: Izd. standartov, 2002.
2. Otchet po NIR «Provesti kompleksnoe issledovanie kachestvennoi kharakteristiki i oboga-timosti uglya plasta K4 Denisovskogo mestorozhdeniya». - OAO «Sibniiugleobogashchenie». Prokop'evsk, 2003.
3. GOST 10100-84. Ugli kamennye i antratsit. Metod opredeleniya obogatimosti. M.: IPK Iz-datel'stvo standartov, 2002.
4. Kozlov V.A. Pokazatel' obogatimosti, kak instrument issledovaniya fraktsionnogo sostava uglya. Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten'. № 9. M.: Izd-vo MGGU, 2010.
5. Kozlov V.A. Issledovanie znachenii pokazatelya obogatimosti dlya razlichnykh klassov krupno-sti uglya El'ginskogo mestorozhdeniya. Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten'. № 5. M.: Izd-vo MGGU,
6. Kozlov V.A., Kozlov E.V. Vybor naibolee ratsional'nykh metodov otsenki obogatimosti uglei dlya prakticheskogo primeneniya pri proektirovanii obogatitel'nykh fabrik. Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten'. № 4. M.: Izd-vo MGGU, 2012.
2011.
