Гравитационные методы обогащения. 2

1. Общая часть

1.1 Сырьевая база  проектируемого цеха.

    Сырьевой  базой являются рядовые угли шахт №4 и №5 марки «К» (коксовый) с известным долевым участием в шихте. Влажность рядовых углей составляет 6,2 %. Ситовый и фракционный состав предприятий-поставщиков представлены в табл. 1.1 – 1.4.

    1.2 Потребители готовой продукции и требования к ее качеству.

    Потребителем  готовой продукции проектируемого цеха могут являться металлургические заводы и коксохимические комбинаты, перерабатывающие угольный концентрат в коксовых батареях. В связи, с чем к конечным продуктам обогащения предъявляются следующие требования: предельная зольность концентрата не должна превышать 8.8 %, зольность полученного при обогащении промежуточного продукта должна быть не выше 45 %. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

2. Технологическая  часть.

    2.1 Выбор и обоснование принципиальной технологической схемы обогащения.

      На основании опыта работы обогатительных фабрик, перерабатывающих близкое по характеристикам сырье или и технологических норм проектирования обогатительных фабрик для рядового угля рассматриваемого марочного состава наибольший и наименьший размеры частиц, максимально эффективно обогащающиеся гравитационными процессами, составляет 100 – 0,5 мм. Отсутствие частиц крупностью более 100 мм позволит уменьшить количество сростков в крупных классах и упростить систему внутрифабричного транспорта продуктов. При глубине обогащения 0.5 мм целесообразно производить предварительное разделение исходного сырья на два машинных класса (+ 13 мм и 0.5 - 13 мм). Выбор граничного размера крупности определяется, исходя из ситового состава исходного материала с учетом оптимальной загрузки оборудования. Поскольку марочный состав предприятий-поставщиков совпадает, принимаем решение о совместном обогащении исходного сырья. Для обеспечения надежности работы проектируемого цеха (отделения)  ориентировочно принимаем 2 параллельно работающие секции. 

    2.2 Расчет характеристик  теоретических машинных  классов.

    Так как исходные данные представлены ситовым  и фракционным составом двух шахт, необходимо выполнить расчет характеристик  машинных классов. То, что рассев по классам крупности и расслоение по плотностным фракциям выполнен для готовых машинных классов, значительно упрощает расчеты. Для рассматриваемого примера при условии, что перед обогащением углей гравитационной крупности предполагается разделять сырье (шихту)  на два машинных класса (+ 13 мм - крупный и 0.5 - 13 мм - мелкий), производим расчет фракционного состава этих классов и их содержания в исходном материале (шихте). Результаты расчета приводим в таблицах 2.1 и 2.2

    Расчет  следует начинать с заполнения столбцов 2 и 4 таблицы 2.1.

    Определение выхода фракции плотностью менее 1400 кг/м³ машинного класса + 13 мм:

    γ^<1400₊₁₃ =( γ₁^<1400₊₁₃ · γ_{1 +13} ·Z₁ + γ₂^<1400₊₁₃ · γ_{2 +13} ·Z₂)/100, %

      γ^<1400₊₁₃ = (47,9 · 28,8 · 0,6 + 41,7 · 35,9 · 0,4)/100 = 14,265 %                 

    Аналогично определяется содержание остальных фракций, включая их суммарный выход:

    γ₊₁₃ = (100,0 · 28,8 · 0,6 + 100,0 · 35,9 · 0,4)/100 = 31,64%

    Для рассматриваемого примера корректировка  не требуется, так как: 

31,640 = 14,265 + 1,518 + 0,693 + 0,813 + 14,351

    Зольность определяется как средневзвешенная величина смешиваемых фракций. Определение зольности фракции плотностью < 1400 кг/м³ машинного класса + 13 мм производится по формуле:

    А^<1400₊₁₃ =( γ₁^<1400₊₁₃ · γ_{1 +13} · А₁^<1400₊₁₃ ·Z₁ + γ₂^<1400₊₁₃ · γ_{2 +13}· А₂^<1400 ·Z₂)/ γ^<1400₊₁₃ ·100,

    А^<1400₊₁₃ =(47,9 · 28,8 · 5,1 · 0,6 + 41,7 · 35,9 · 5,5 · 0,4)/14,265 · 100 = 5,27 %

      Аналогично определяется зольность остальных фракций, включая общую зольность машинного класса:

   А₊₁₃ = (100,0 · 28,8 · 42,3 · 0,6 + 100,0 · 35,9 · 41,2 · 0,4)/31,640 · 100 = 41,81 %

    Производим  расчет среднего значения зольности  машинного класса по полученным данным:

 А₊₁₃ = (14,265·5,27 + 1,52·16,05 + 0.69·30,09 + 0,813·40,26 + 14,35·81,5)/31,64

    А₊₁₃ = 41,81 %

    Аналогично  производится расчет фракционного состава мелкого машинного класса и заполнение столбцов 5 и 7 таблицы 2.1. Данные в столбцах 2 и 3 табл. 2.1 пропорциональны друг другу (коэффициент пропорциональности  равен К₊₁₃ = 100,0/31,64 = 3,1606), что позволяет определить выхода соответствующих фракций к классу из соотношения:

      γ_кл^<1400₊₁₃ = γ^<1400₊₁₃· К₊₁₃ = 14,265 · 3,1606 = 45,09 %

    Аналогично  определяется содержание остальных  фракций. Выполняем сравнение значения суммарного выхода и суммы выходов фракций:

    45,09 + 4,80 + 2,19 + 2,57 + 45,36 = 100,00

    Полученные  при расчете показатели таблицы  2.1 используются для заполнения таблицы 2.2. Расчет выхода и зольности класса 0 - 0.5 мм производится по формулам:

    γ_0-0.5 = ( γ_{1  0-0.5} ·Z₁ + γ_{2  0-0.5} ·Z₂)/100, %

    γ_0-0.5 = (16,7 · 0,6 + 18,5 · 0,4)/100 = 17,42 %

    А_0-0.5 = (А_{1 0-0.5} · γ_{1  0-0.5} ·Z₁ + А_{2 0-0.5 ·} γ_{2  0-0.5} ·Z₂)/ γ_0-0.5 ·100, %

    А_0-0.5 = (16,7 · 19,9 · 0,6 + 18,5 · 21,6 · 0,4)/17,42 · 100 = 20,62 %

    Выполняем проверку правильности расчета выходов машинных классов (сумма должна составлять 100.0 %) и расчет средней зольности шихты:

    А_ср= (31,64 · 41,81 + 50,94 · 34,20 + 17,42 · 20,62)/100 = 34,24 %

    Определяем среднюю зольность шихты по исходным данным (табл. 1.1 и 1.3):

    А_ср= 33,9 · 0,6 + 34,8 · 0,4 = 34,24 % 

    2.3 Выбор процессов обогащения

    Категория обогатимости определяется по величине показателя обогатимости Т:

    Т = γ_пф ·100/(100 – γ_п), %

    Определяем  плотностной диапазон промпродукта для каждого машинного класса      

    А₊₁₃^<1500 = 6,3 %     

    А_0.5-13^<1500 = 6,0 %     

    Так как суммарные зольности фракций плотности менее 1500 кг/м³ обоих машинных классов не превышают 10 % - промежуточными следует считать фракции в пределах: 1500-1800кг/м³ 

    Величина  показателя обогатимости углей принятых машинных классов в этом случае составит:

    Т₊₁₃ = (2,19 + 2,57) ·100/(100 – 45,36) = 8,7

    Т_0.5-13 = (4,84 + 6,38) ·100/(100 – 33,25) = 16,9

    В соответствии с приложением Д  категория обогатимости крупного машинного класса –средняя, мелкого машинного класса –очень трудная.

    Для рассматриваемого примера в соответствии с нормами проектирования предусматриваем использование:

• тяжелосредных сепараторов для обогащения угля крупного машинного                класса;
• тяжелосредные гидроциклоны для обогащения угля мелкого машинного класса.

    2.4 Расчет теоретического баланса продуктов обогащения

    Для рассматриваемого примера концентраты  обогащения углей разных машинных классов  предполагается направлять разным потребителям, поэтому теоретический баланс выполняем  отдельно для угля каждого машинного  класса и определяем плотности разделения для отделения продуктов при обогащении каждого машинного класса. Теоретический баланс рассчитан на ЭВМ с использованием программы «GRAVCALK». Результаты расчета представлены в приложении Б и в таблице 2.3.

    В таблицу 2.5 включены данные о плотностях, по которым происходит эффективное отделение концентрата от промпродукта ρ^к_р и промпродукта от отходов ρ^о_р, необходимые для расчета практического баланса продуктов обогащения.  
 

    2.5 Расчет практического  баланса продуктов  обогащения.

    Целью расчета практического баланса  продуктов обогащения теоретических  машинных классов является определение  качественно-количественных показателей  продуктов разделения с учетом взаимозасорения при обогащении. Практический баланс рассчитан на ЭВМ с использованием программы «GRAVCALK». Результаты расчета представлены в приложении Б и в таблице 2.4. 

    По  результатам расчета практического баланса окончательно принимаем выделение двух продуктов разделения для крупного машинного класса и трех продуктов – для мелкого.  

    2.6 Разработка схемы  обогащения.

    Для рассматриваемого примера в соответствии с рекомендациями принимаем три  технологических комплекса: комплекс подготовки угля к обогащению, комплекс обогащения крупного машинного класса в тяжелосредных сепараторах и комплекс обогащения мелкого машинного класса отсадкой.

    В связи с тем, что исходный уголь  необходимо разделить по крупности 13 мм с высокой эффективностью для обеспечения возможности обогащения крупного машинного класса в тяжелосредных сепараторах, предусматриваем операцию мокрого грохочения на вибрационных грохотах.

    Обесшламливание перед тяжелосредными гидроциклонами предусмотрено производить на инерционных грохотах, обеспечивающих достаточно высокую эффективность процесса. Схема комплекс подготовки угля приведена на рис. 2.1

    Всплывший продукт тяжелосредной направляем на грохота для сброса суспензии, отмывки утяжелителя и окончательного обезвоживания. Потонувший продукт операции так же направляем на грохота для отмывки магнетита и окончательного обезвоживания. Некондиционную суспензию, образующуюся после отмывки магнетита от продуктов обогащения, и часть кондиционных суспензий тяжелосредной сепарации предусматриваем направлять на магнитную сепарацию.

     В составе  комплекса обогащения мелкого машинного  класса в тяжелосредных гидроциклонах предусматриваем предварительный сброс некондиционной суспензии на дуговых ситах, отмывка утяжелителя и обезвоживание продуктов обогащения на инерционных грохотах. Регенерация некондиционной суспензии осуществляется на магнитных сепараторах. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

    Схема комплекса обогащения мелкого машинного  класса в тяжелосредных гидроцикланах приведена на рис. 2.3.

2.7 Расчет качественно-количественных  показателей продуктов  технологической  схемы

      2.7.1. Расчет операции  шламообразования  в операциях технологической  схемы.

    Для рассматриваемого примера учет шламообразования в первой операции “Мокрое грохочение” технологической схемы, приведенной на рисунке 2.1, производится следующим образом:

- определяем количество и зольность составляющих исходного продукта № 1, поступающих на мокрое грохочение и имеющих крупность более  0.5 мм (по данным табл. 2.2):          

          γ₁₍₊₁₃₎^+0.5исх = 31,64 %   А₁₍₊₁₃₎^+0.5исх = 41,81 %

          γ_1(0.5-13)^+0.5исх = 50,94 %   А_1(0.5-13)^+0.5исх = 34,20 %

          γ₁^+0.5исх = 82,58 %    А₁^+0.5исх = 37,11 %

    Количество  вновь образованного шлама и его зольность   

    γ₁₍₊₁₃₎^0-0.5доп = γ₁₍₊₁₃₎^+0.5исх ·n₁/100 = 0,95 % 

    А₁₍₊₁₃₎^0-0.5доп =  А₁₍₊₁₃₎^+0.5исх = 41,81 %

    γ_1(0.5-13)^0-0.5доп = γ_1(0.5-13)^+0.5исх · n₁/100 = 1,53 % 

    А_1(0.5-13)^0-0.5доп = А_1(0.5-13)^+0.5исх = 34,20 %

- определяется  оставшееся количество составляющих  крупнозернистой части исходного продукта после учета шламообразования:

γ_{1(+13) ш}^+0.5 = γ₁₍₊₁₃₎^+0.5исх - γ₁₍₊₁₃₎^0-0.5доп = 30,69 % 

А_1(+13)ш^+0.5 =  41,81 %

γ_{1(0.5-13) ш}^+0.5 = γ_1(0.5-13)^+0.5исх- γ_1(0,5-13)^0-0.5до = 49,41 % 

А_1(0.5-13)ш^+0.5 = 34,20 %

γ_{1 ш}^+0.5 = γ_{1(+13) ш}^+0.5 + γ_{1(0,5-13) ш}^+0.5 = 80,10 %   

- определяется количество шлама в продукте № 1 и его зольность после учета шламообразования по формулам:

γ_{1 ш}^0-0,5 = γ₁₍₊₁₃₎^0-0.5доп + γ_1(0.5-13)^0-0.5доп + γ₁^0-0.5исх = 0,95 + 1,53 + 17,42 = 19,90 %  

А_{1 ш}^0-0,5 =( γ₁₍₊₁₃₎^0-0.5доп· А₁₍₊₁₃₎^0-0.5доп + γ_1(0.5-13)^0-0.5доп· А_1(0.5-13)^0-0.5доп + γ₁^0-0.5исх· А₁^0-0.5исх) / γ_{1 ш}^0-0,5 = (0,95 · 41,81 + 1,53 · 34,20 + 17,42 · 20,62)/19,90 = 22,68 %