/
Автор: Борисов Л.Н. Шаповалов Ю.Г.
Теги: технология топлив технология топлива справочник месторождения коксохимическая промышленность химические технологии коксохимия
ISBN: 978-966-392-311-6
Год: 2010
Текст
(правочник
коксохимика
Угли для коксования. Обогащение углей
Подготовка углей к коксованию
Том1
ГОСТ 27313-95 (ИСО 1170-77)
ТОПЛИВО ТВЕРДОЕ МИНЕРАЛЬНОЕ
Угли бурые, каменные, антрациты, горючие сланцы, торф, кокс, продукты механической и термической
переработки.
Термины, обозначающие состояние топлива
Рабочее состояние топлива (индекс г) - состояние топлива с таким содержанием общей влаги и зольностью,
с которыми оно добывается, отгружается или используется.
Аналитическое состояние топлива (индекс а) - состояние аналитической пробы топлива, влажность которого
доведена до равновесного состояния с влажностью воздуха в лабораторном помещении.
Сухое состояние топлива (индекс d) - состояние топлива, не содержащего влаги (кроме гидратной).
Сухое беззольное состояние топлива (верхний индекс daf) - условное состояние топлива, не содержащего влаги
(кроме гидратной) и золы.
Органическая масса топлива (индекс о) - условное состояние топлива, не содержащего влаги и минеральной
массы.
Влажное беззольное состояние топлива (индекс af) - условное состояние топлива, не содержащего золы,
с влажностью, равной максимальной влагоемкости.
ОБОЗНАЧЕНИЕ ПОКАЗАТЕЛЕЙ КАЧЕСТВА ТОПЛИВА
Показатель Обозначе- ние показа- теля Индекс для обозначения состояния топлива
рабочего г аналитиче- ского a сухого сухого без- зольного органиче- ской массы
d daf о
Общая влага и; W( - - - -
внешняя влага /к ev W ex - - - -
влага воздушно-сухого топлива - - - - -
Влага аналитической пробы FT' - - - -
Максимальная влагоемкость —
Минеральная масса max (ММ) (ММ)' (MM)“ (MM)d - -
Зольность А А' Aa Ad — -
Выход летучих веществ V V' ya Vd у daf -
Высшая теплота сгорания Q, Qs Qi Qi Qdaf Qi
Низшая теплота сгорания Q, Q,r Qf QI Qdaf QI
Общая сера s. s,r sf sd - -
Сера в коксе SK Sk si - -
Пористость Рг - - pi - -
Насыпная плотность (BD) (BDY (BD)a - - -
Реакционная способность по СО? ^со2 - - - - -
Индекс спекаемости по Рогу RI - RI - - -
Пластометрические показатели по Сапожникову пластометрическая усадка X - X - - -
толщина пластического слоя У - У - - -
Выход продуктов коксования кокс К Kr Ka Kd — —
безводная смола Т, 4 T' a 1 К rd 1 К у daf -
газ Gk G a G d G daf -
Механические свойства кокса прочность по МИКУМ *4. — - - —
истираемость по МИКУМ M}() - - - -
прочность по Ирсид Ло Ло - - - -
истираемость по Ирсид ^10 ^10 - - - -
ФОРМУЛЫ ПЕРЕСЧЕТА ДЛЯ РАЗЛИЧНЫХ СОСТОЯНИЙ ТОПЛИВА
Состояние топлива Формула пересчета в состояние топлива
Г а d daf О
г 1 100-Ж" 100 100 100
юо-И''/' юо-и7/' ioo-(o7+Z) -ММ1')
а юр-и; 1 100 100 100
100-wa 100-Жа 1оо-(1Г+ля) 100-(Oza-Wa)
d 100 — И/ 100-И7" 1 100 100
100 100 1 loo-У 100- MMJ
daf 100 - (Ж,г + Z) 100-(Жа + Ла) 100- / 1 100-/
100 100 100 100
О ioo-(o7'+wf) 100 100-(Жа +Wa) 100- 100-МО6' 1
100 100 100-У
Стандарт ДСТУ 3472:2010 «Угли бурые, каменные и антрацит. Классификация»
Марка угля Обозначение Классификационные показатели
марка группа средний произвольный показатель отражения витринита i выход летучих веществ на сухое беззольное состояние г *4 % толщина пластического слоя у, ММ j индекс Рога RI, ед. | высшая теплота ; сгорания на сухое беззольное состояние, ; 2^/ мДж/кг
Бурый Б i j ! <0,4 От 50 до 70 вкл. - - Менее 24
Длинопламенный Д I 1 От 0,4 до 0,59 вкл. От 35 до 50 вкл. Менее 6 - -
Длинопламенный [ азовый дг От 0,50 до 0,69 вкл. От 35 до 44 вкл. От 6 до 9 вкл. - -
Газовый г П Г2 ! От 0,60 до 0,69 вкл. От 0,70 до 0,79 вкл. От 38 до 44 вкл. От 36 до 42 вкл. От 10 до 16 вкл. От 10 до 24 вкл. - -
Газовый жирный , отощённый гжо \ От 0,80 до 0,89 вкл. От 33 до 39 вкл. От 10 до 16 вкл. - -
Газовый жирный j гж От 0,80 до 0,89 вкл. От 33 до 38 вкл. Более 17 - -
Жирный ж От 0,9 до 1,19 вкл. От 28 до 36 вкл. Более 17 - -
Коксовый К ! Ki i От 1,04 до 1,19 вкл. От 28 до 30 вкл. От 13 до 16 вкл. - -
Коксовый к К2 От 1,20 до 1.49 вкл. От 18 до 28 вкл. От 13 до 28 вкл. - -
Отощённый i спекающийся • ОС От 1,50 до 1,69 вкл. От 14 до 22 вкл. От 6 до 12 вкл. От 13 до 50 вкл. -
: Тощий т От 1.70 до 2.59 вкл. От 8 до 18 вкл. Менее 6 Менее 13 От 35,2 до 36,5 вкл.
Антрацит | : 1 1 A j От 2,60 до 6,00 вкл. Менее 8 - - От 33,1 до 35,2
ИСПРАВЛЕНИЯ И ОПЕЧАТКИ
Стр. Строка Напечатано Должно быть
15 30 св. левая колонка пригеосикленальных пригеосинклинальных
16 23 св. правая колонка динаметаморфизм динамометаморфизм
17 15 св. левая колонка анизотрапия анизотропия
28 13 св. правая колонка пластинчатую пластическую
53 29 св. правая колонка марок ГЭН марок ГЖ
53 Табл. 2.19 подпись текчести текучести
57 4 сн. левая колонка и25 п25
70 5 св. левая колонка HGI = 35-5 ед. НС1 = 35-45ед.
74 Рис. 2.59 подпись Прибор Питера Прибор Питерса
113 5 сн. правая колонка деривотографического дериватографического
121 Таблица 5.1, графа 2 2 002 962 215 700
128 Таблица 5.15, графа 1 Е Т
173 3 сн. правая колонка импортёров экспортёров
Харьков, 2010
РЕДАКЦИОННЫЙ СОВЕТ
Власов Г. А.
Вовк А. В.
Войтенко Б. И.
Волокита Г. И.
Гураль В. В.
Гусак В. Г.
Гуртовая Н. И.
Довгалюк С. И.
Журавский О. В.
Ковалев Е. Т.
Ковальчук А. Ф.
Коломийченко А. И.
Кривонос В. В.
Крышень И. Г.
Магомедов М. С.
Мадар А. Е.
Орлов В. А.
Орлов В. В.
Рафальский П. Н.
Романюк И. В.
Рудыка В. И.
Старовойт А. Г.
Скачков С. А.
Тертычный А. Ф.
Филатов Ю. В.
Чаленко В. И.
Чуб В. Е.
Шабанов А. Л.
(правочник
((рксохимика
в шести томах
Том
Угли для коксования.
Обогащение углей.
Подготовка углей
к коксованию
УДК 662.74.001.24 (07)
ББК 35.512
С 74
Редакционная коллегия: Старовойт А. Г. - главный редактор, Зингерман Ю. Е. - зам. главного редак-
тора, Борисов Л. Н. - секретарь, Васильев Ю. С., Кравченко А. М., Присту-
па А. М., Шаповал Ю. Г.
Справочник коксохимика. В 6-и томах. Том 1. угли для коксования. Обогащение углей. Под-
С 74 готовка углей к коксованию / Под общ. ред. Л. Н. Борисова, Ю. Г. Шаповала.- Харьков: Изда-
тельский Дом «ИНЖЭК», 2010.- 536 с.- Русск. яз.
ISBN 978-966-392-262-1 (серия)
ISBN 978-966-392-311-6 (Том 1)
Авторы: Деменко В. В. (гл. 22, 25, 26), Долгарев Г. В. (гл. 32, п. 32.1), Дроздник И. В. (гл. 4, 5), Кузничен-
ко В. М. (гл. 34), Малина В. П. (гл. 31, гл. 32, п. 32.2), Мирошниченко Д. В. (гл. 1, 2, 3, 6), Ники-
тин И. Н. (гл. 7 -16,19, 21), Никитин Н. И. (гл. 7 - 16), Папушин Ю. Л. (гл. 17,18, 20), Радчен-
ко В. В. (гл. 23,24,27,28), Торяник Э. И. (гл. 2, п. 2.2), Трембач Т. Ф. (гл. 29), Федак С. П. (гл. 30),
Шульга И. В. (гл. 33).
Редакторы глав: Кочкин В. В. (гл. 30), Малина В. П. (гл. 33,34), Окольцев О. Я. (7 - 21), Папушин Ю. Л. (гл. 7 - 16,
19,21), Торянник Э. И. (гл. 1,2,3,6), Худокормов А. П. (гл. 22 - 26).
В данном томе приведена характеристика основных месторождений и технологические свойства углей для коксования,
технология обогащения углей, научные основы составления шихты, дано описание технологии подготовки углей для коксования
и работы углеподготовительных цехов коксохимических предприятий. В отдельном разделе рассмотрены специальные техноло-
гии подготовки углей для коксования: избирательное измельчение, частичное брикетирование, термическая подготовка и др.
Издание предназначено для специалистов коксохимического производства, проектных и научно-исследовательских орга-
низаций, преподавателей и студентов высших учебных заведений по специальности химическая технология топлива.
У цьому том! наведена характеристика основних родовищ i технолопчнг властивосп вугшля для коксування, технолопя зба-
гачення вугшля, науков! засади складення шихти, наведено опис технологи подготовки вугшля для коксування та роботи вуглешд-
готовчих цех!в коксох!м!чних виробництв. В окремому роздип розглянуп спещальш технологи подготовки вугшля для коксування:
вибгркове подр!бнення, часткове брикетування, терм!чна шдготовка та ш.
Видання призначене для спещалкпв коксох!м!чного виробництва, проектних i науково-дослщних оргашзащй, викладач!в i
студенпв вищих навчальних заклад!в 3i спещальносп х!м!чна технолопя палива.
ББК 35.512
ISBN 978-966-392-262-1 (серия)
ISBN 978-966-392-311-6 (Том 1)
© У НПА «Укркокс», 2010
© Гипрококс, 2010
© ИД «ИНЖЭК», 2010
Содержание
ОТ РЕДАКЦИИ..................................9
ПРЕДИСЛОВИЕ.................................11
Раздел 1. угли для коксования...............13
Глава 1. углеобразование, характер залегания
и добыча угля...............................15
1.1. Углеобразование.....................15
1.2. Запасы............................17
1.3. Добыча углей......................17
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей.
Методы анализа..............................19
2.1. Элементный состав.................19
2.2. Петрографические характеристики...24
2.3. Технологические свойства углей....30
2.3.1. Влажность, зольность, выход летучих
веществ, содержание общей серы
и ее форм...............................30
2.3.2. Формы выражения результатов анализа.35
2.3.3. Спекаемость и спекающая способность.40
2.3.4. Давление распирания..............55
2.3.5. Окисленность углей...............57
2.3.6. Химический состав золы...........61
2.4. Физико-химические свойства углей..65
2.4.1. Плотность, пористость, внутренняя
поверхность.............................65
2.4.2. Прочностные характеристики.......68
2.4.3. Теплофизические свойства.........70
2.4.4. Термогравиметрический анализ.....74
2.5. Лабораторные методы определения
выхода и качества основных химических
продуктов коксования....................79
Библиография..........................88
Глава 3. Классификация и кодификация углей.....90
3.1. Основные принципы построения
классификации углей.....................90
3.2. Классификация углей Украины..........90
3.3. Классификация углей по генетическим
и технологическим параметрам...........91
3.4. Кодификация каменных углей
и антрацитов..........................103
Библиография......................109
Глава 4. Научные основы и практика
составления угольных шихт
для коксования.............................110
4.1. Научные основы составления
угольных шихт.....................110
4.2. Практика составления угольных шихт для
коксования........................117
Библиография......................120
Глава 5. Характеристика основных
месторождений коксующихся углей..............121
5.1. Украина..........................121
5.1.1. Донецкий бассейн................122
(рравочник.Крксохимика. ТОм 1
5.1.2. Львовско-Волынский бассейн......131
5.2. Россия...........................133
5.2.1. Кузнецкий угольный бассейн......134
5.2.2. Печорский угольный бассейн......148
5.2.3. Южно-Якутский угольный бассейн..151
5.3. Казахстан........................151
5.3.1. Карагандинский бассейн..........151
5.4. Угли дальнего зарубежья..........156
5.4.1. Австралия.......................156
5.4.2. Соединенные Штаты Америки.......158
5.4.3. Канада..........................160
5.4.4. Польша..........................162
5.4.5. Китай...........................164
5.4.6. Южно-Африканская Республика.....165
Библиография......................167
Глава 6. Характеристика рынка
коксующихся углей..........................168
6.1. Производство коксующегося угля...168
6.2. Потребление коксующегося угля....169
6.3. Сравнительный анализ рынков
коксующегося и энергетического угля....171
6.4. Мировая торговля коксующимся углем.172
Библиография......................174
Раздел 2. Обогащение углей.................175
Глава 7. Общие сведения....................177
7.1. Краткие исторические сведения
о развитии обогащения углей...........177
7.2. Цели и задачи обогащения углей...179
7.3. Состав, свойства и классификация
ископаемых углей......................179
7.3.1. Состав и свойства углей.........179
7.3.2. Технологические свойства углей и их
влияние на качественные
показатели кокса........................184
7.3.3. Классификация ископаемых углей...186
7.4. Оценка показателей и эффективности
технологических процессов
обогащения............................189
Глава 8. Технологический комплекс
обогащения углей...........................193
8.1. Классификация методов и процессов
обогащения углей......................193
8.2. Типы обогатительных фабрик.......193
8.3. Основные промышленные сооружения
и коммуникации фабрики................193
8.4. Технологические схемы обогащения.194
Глава 9. Подготовительные процессы
обогащения.................................200
9.1. Грохочение и дробление углей.....200
9.1.1. Грохочение углей................200
9.1.2. Грохоты для классификации углей.202
б
9.1.3. Дробление угля...................202
9.1.4. Конструкции отечественных дробилок.204
9.2. Подготовка коксующихся углей
к обогащению...........................208
Глава 10. Гравитационные методы
обогащения углей...........................214
10.1. Гидравлическая отсадка............214
10.1.1. Элементы теоретических основ
процесса отсадки........................215
10.1.2. Гидродинамические и технологические
параметры отсадки.......................217
10.1.3. Схемы отсадки....................219
10.1.4. Отсадочные машины................220
10.1.5. Вспомогательное оборудование для
отсадочных машин........................221
10.2. Обогащение углей в тяжелых средах.222
10.2.1. Общие сведения...................222
10.2.2. Элементы теоретических основ
процесса.................................223
10.2.3. Физические свойства минеральной
суспензии................................223
10.2.4. Основное оборудование при обогащении
в тяжелых средах.........................225
10.2.5. Технология обогащения углей
в магнетитовой суспензии.................230
10.3. Обогащение на концентрационных
столах.................................238
10.4. Обогащение противоточной
сепарацией.............................239
10.5. Обогащение в винтовых сепараторах.240
10.6. Обогащение в конусных сепараторах.242
10.7. Обогащение в гидросайзерах........244
10.8. Пневматическое обогащение.........245
Глава 11. Флотация угольных шламов..........249
11.1 . Теоретические основы флотации....249
11.2 . Флотационные реагенты............252
11.3 . Флотационные машины..............254
11.4 . Вспомогательное оборудование.....257
11.5 . Факторы, влияющие на процесс
флотации углей........................260
11.6 . Формулы для определения основных
параметров процесса...................263
Глава 12. Специальные методы обогащения
углей......................................265
121. Магнитогидродинамическое
обогащение............................265
12.2 . Селективная флокуляция угольных
шламов................................265
Глава 13. Флокуляция угольных шламов........269
13.1. Общие сведения...................269
13.2 Практика применения коллективных
флокулянтов........................269
Глава 14. Обезвоживание продуктов
обогащения углей...........................272
14.1. Общие сведения....................272
14.2. Гравитационное обезвоживание......272
14.3. Обезвоживание мелких классов
центрифугированием....................275
14.4. Фильтрование........................278
Глава 15. Водно-шламовое хозяйство
обогатительных фабрик......................286
15.1. Общая характеристика................286
15.2. Характеристика шламовых пульп.......286
15.3. Схемы осветления шламовых вод.......287
15.4. Оборудование водно-шламовых систем..287
Глава 16. Термическое обезвоживание...........292
16.1. Общие сведения......................292
16.2. Тепловой расчет сушильной установки.293
16.3. Конструктивные типы и принцип
действия сушильных агрегатов..........294
16.4. Топочные устройства.................297
16.5. Вспомогательное оборудование........298
16.6. Основные требования безопасной
эксплуатации сушильных установок......300
Глава 17. Автоматизация процессов
обогащения углей...........................302
17.1. Общие положения.....................302
17.2 Автоматический контроль
технологических параметров............303
17.3. Автоматизация основных процессов
обогащения............................307
17.3.1. Схемы автоматизации технологических
комплексов..............................307
17.3.2. Автоматизация гравитационных
процессов обогащения....................308
17.3.3. Автоматизация флотационного
отделения...............................310
17.3.4. Автоматизация сушильных установок..311
17.4. Автоматизация вспомогательных
процессов.............................312
Глава 18. Основные направления развития
углеобогатительного производства...........313
18.1. Требования к углеобогатительным
фабрикам и общие тенденции
их развития...........................313
18.2. Состав и компоновка основных объектов
на промышленной площадке
и оборудования в корпусах..........314
18.3. Анализ технологических схем
обогатительных фабрик..................315
18.4. Основные направления разработки схем
обогащения коксующихся углей
с учетом их петрографического
состава..............................324
18.4.1. Общие положения....................324
18.4.2. Схемы обогащения слабоспекающихся
углей...................................324
18.4.3. Обогащение углей с целью
максимального извлечения
спекающихся компонентов..................326
18.5. Обессеривание углей...............330
(правочник Коксохимика. Том 1
7
Глава 19. Экологическая характеристика
углеобогатительного производства...........333
191 Общие сведения.....................333
19.2. Характеристика отходов
углеобогащения........................334
19.3. Возможные направления утилизации
отходов углеобогащения.................337
19.3.1. Извлечение органической фракции
из отходов обогащения...................338
19.3.2. Использование отходов углеобогащения
при производстве строительных
материалов..............................341
19.3.3. Использование отходов углеобогащения
при строительстве дамб и дорог..........342
19.3.4. Возможность использования отходов
флотации в других областях
промышленности.........................343
Глава 20. Опробование и контроль...........346
20.1. Общие сведения и определения.....346
20.2. Элементы теоретических основ
опробования...........................347
20.3. Правила и нормы отбора проб......348
20.4. Методы отбора проб...............351
20.5. Обработка проб...................353
20.6. Текущий контроль технологических
процессов.............................353
20.7 Оборудование для отбора
и обработки проб......................354
Глава 21. Характеристика производственной
среды в углеобогатительных цехах............358
Библиография к разделу 2..........361
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию....363
Глава 22. Прием и разгрузка углей..........365
22.1. Общие положения..................365
22.2. Схемы углеприема.................365
22.3. Размораживание углей перед
разгрузкой............................365
22.4. Типы и конструкции углеприемных
устройств.............................369
22.5. Расчет углеприема................372
22.6. Оборудование углеприема..........372
Библиография......................387
Глава 23. Складирование углей..............389
23.1. Общие положения..................389
23.2 Закрытые склады угля.............390
23.3. Открытые склады угля.............391
23.4. Оборудование закрытых складов угля.402
23.5. Оборудование открытых складов угля.407
Библиография......................411
Глава 24. Дробление и измельчение углей....412
241. Общие положения...................412
24.2. Предварительное дробление углей..412
24.3. Удаление инородных предметов.....412
24.4. Окончательное измельчение углей
или шихты.............................414
Справочник Коксохимика. Дом Д
24.5. Оборудование отделений предварительного
дробления, удаления инородных
предметов, окончательного
измельчения углей и шихты..........414
Библиография.......................424
Глава 25. Дозирование и смешение углей.....426
25.1. Общие положения..................426
25.2. Типы и конструктивное исполнение
дозировочных отделений................427
25.3. Расчет емкости бункеров дозировочного
отделения..............................429
25.4. Оборудование дозировочных
отделений..............................430
25.5. Типы смесительных отделений
и конструкций смесительных машин.......438
Библиография.......................440
Глава 26. Хранение готовой шихты...........441
26.1. Общие положения..................441
26.2. Конструктивные особенности
угольных башен........................441
26.3. Верх угольной башни (надбункерное
помещение).............................443
26.4. Емкостная (бункерная) часть
угольной башни.........................444
26.5. Подбункерное помещение
угольной башни.........................446
26.6. Варианты конструкции
угольных башен.........................446
26.7. Требования по технике безопасности,
охране труда и пожарной
безопасности..........................447
Библиография.......................447
Глава 27. Технологические схемы
углеподготовительных цехов.................448
27.1. Общие положения..................448
27.2. Схемы подготовки углей к коксованию.449
Библиография.......................451
Глава 28. Оборудование для отбора
и подготовки проб..........................453
281 Пробоотборники для угля и шихты....453
28.2. Машина проборазделочная
МПЛ-150М1..........................460
Глава 29. Системы санитарно-технического и
экологического назначения
в углеподготовительных цехах...............462
291 Аспирационные системы..............462
29.2 Пылеподавление на технологическом
оборудовании.......................466
Раздел 4. Специальные методы подготовки
углей для коксования ..............469
Глава 30. Избирательное измельчение
и пневмосепарация..........................471
30.1. Общие положения..................471
30.2. Существующие методы и устройства
избирательного измельчения............471
30.3. Пневмосепарация..................473
8
30.3.1. Общие положения.................473
30.3.2. Отделитель «с кипящим слоем» (ОКС).476
30.3.3. Установка избирательного
измельчения.............................478
30.3.4. Существующие технологические
схемы...................................480
Библиография.......................481
Глава 31. Брикетирование угольной шихты....483
31.1. Основные принципы технологии.....483
31.2. Установки частичного брикетирования
шихты на заводах Ниппон Стил
и Сумитомо Метал...................484
31.3. Установка частичного брикетирования
шихты для коксовых батарей № 5 - 6
Криворожского КХЗ......................486
Библиография.......................490
Глава 32. Термическая подготовка угольной
шихты перед коксованием....................491
321. Термическая подготовка шихты.......491
32.1.1. Теоретические основы термической
подготовки угольных шихт............491
32.1.2. Состояние разработок и внедрения
технологии ТПШ..........................492
32.2. Сушка угольной шихты перед
коксованием.......................513
Библиография.......................517
Глава 33. Скоростной нагрев и формование
угля в пластическом состоянии
для производства формованного
металлургического кокса (ФМК)...............519
Библиография......:.................526
Глава 34. Подготовка шихты
для предварительного уплотнения
(трамбования) перед коксованием............527
Библиография........................533
(правочник Коксохимика. Дом Д
От редакции
Новое издание «Справочника коксохимика» осуществляется по решению
Совета директоров УНПА «Укркокс». Организация написания и научного ре-
дактирования текстов была возложена на редакционную коллегию из ведущих
специалистов Гипрококса и уХИНа. Конкретную работу по формированию то-
мов и изданию книг выполняли специалисты Гипрококса.
Количество и состав томов настоящего издания приняты по аналогии с из-
данием «Справочника коксохимика» 1964 - 66 гг., но с изменениями в порядке
изложения материалов и с заново написанными текстами. Содержание томов
представлено ниже.
ТОМ 1. Угли для коксования. Обогащение углей. Подготовка углей
к коксованию
В составе тома 4 раздела: угли для коксования (качество углей, методы состав-
ления угольных шихт, характеристика основных угольных месторождений); обо-
гащение углей (технология работы углеобогатительных фабрик); подготовка углей
для коксования (технологии и оборудование углеподготовительных цехов); специ-
альные технологии подготовки углей для коксования (избирательное измельчение,
частичное брикетирование, термоподготовка, брикетирование шихты в пласти-
ческом состоянии, подготовка шихты для технологии с трамбованием).
ТОМ 2. Производство кокса
Во второй том помещены сведения по собственно производству кокса: тео-
ретические основы процесса коксования, расчеты коксовых печей, описание
конструкции коксовых печей и оборудования батарей, применяемых коксовых
машин, изложены вопросы эксплуатации в коксовых цехах, технология сухого
тушения, освещены проблемы обеспечения сохранности и организации ремон-
тов коксовых батарей.
Приведены описания технологии производства кокса из термообработан-
ной, предварительно уплотненной (трамбованной) шихты, производство кок-
са в печах без улавливания химических продуктов коксования, пекококсового
производства.
Дан краткий обзор других технологий переработки каменного угля: про-
изводство термоантрацита, коксование в кольцевых печах, производство фор-
мованного кокса, непрерывное слоевое коксование, процесс SCOP21, другие
технологии переработки угля.
ТОМ 3. Улавливание и переработка химических продуктов коксования
В томе выделены два раздела:
- в разделе Улавливание дано описание технологии первичного охлаждения
коксового газа, очистки коксового газа от аммиака, переработки надсмольной
воды, улавливание бензольных углеводородов, очистки коксового газа от серо-
водорода;
- во втором разделе помещено описание технологии цехов переработки сы-
рого бензола и каменноугольной смолы, получения различных видов пеков
и каменноугольных масел, извлечения из смолы фенолов и пиридиновых осно-
ваний.
Справочник Коксохимика. 1b'11
10
От редакции
ТОМ 4. Электроснабжение. Обеспечение энергетическими ресурсами.
Автоматизация управления технологическими процессами. Технологиче-
ский контроль коксохимического производства
Всего в томе 4 раздела в соответствии с названием тома. Первый раздел по-
священ особенностям электроснабжения коксового производства. Во втором
разделе изложены вопросы паротеплоснабжения, снабжения производства сжа-
тым воздухом, азотом и кислородом, обеспечения предприятия водой, отвода
и очистки сточных вод.
В третьем разделе освещаются вопросы автоматизации технологических
процессов в технологических цехах, впервые излагаются принципы примене-
ния интегрированных систем стратегического планирования и управления ре-
сурсами коксохимического предприятия. Отдельно в томе помещен раздел тех-
нологического контроля коксохимического производства.
ТОМ 5. Проектирование, сооружение и ввод в эксплуатацию коксохими-
ческого производства. Экологическая и промышленная безопасность
В первом разделе изложены вопросы проектирования и методов сооруже-
ния объектов коксохимического производства. Описана организация выпол-
нения специальных строительно-монтажных работ, особенности выполнения
огнеупорной кладки, разогрева и ввода в эксплуатацию коксовых батарей, пус-
ка объектов цехов улавливания, очистки коксового газа от сероводорода, цехов
переработки сырого бензола и каменноугольной смолы.
В отдельные разделы выделены вопросы экологической безопасности (вто-
рой раздел), промышленной безопасности (третий раздел) и защиты от корро-
зии (четвертый раздел).
ТОМ 6. Экономика, организация и управление коксохимическими пред-
приятиями
Том состоит из пяти разделов: ресурсное обеспечение предприятий (основные
средства, энергоресурсы, персонал); государственное регулирование экономики
(налогооблажение, ценообразование, лицензирование, внешнеэкономиче-
ская деятельность, финансы); организационные основы управления предприятием
(структура, планирование, учет и контроль); экономика отдельных подразделений
(основных технологических цехов и обеспечивающих служб); вопросы экономи-
ки проектирования строительства и реконструкции (инвестиции, ТЭО строитель-
ства, разработка сметной документации, бизнес-планирование).
Издание предназначено для специалистов коксохимических предприятий,
работников проектных и исследовательских организаций и может быть полез-
но преподавателям, аспирантам и студентам кафедр технологии топлива выс-
ших учебных заведений.
Отзывы и замечания просьба направлять в Гипрококс по адресу: Украина,
61002, Харьков, ул. Сумская, 60.
(правочН1,к Крксохимика. ТОм1
Предисловие
Первый том «Справочника коксохимика», открывающий всё шеститомное
издание, посвящен описанию угольной сырьевой базы коксохимического произ-
водства и содержит основные сведения по качеству используемых для коксования
углей, характеристику месторождений коксующихся углей в мире, методы подго-
товки угольных шихт для коксования.
Все сведения по угольной сырьевой базе изложены в первом томе в четырех
разделах.
В первом разделе (главы 1-6) приведены сведения о составе и свойствах коксу-
ющихся углей, методах анализа, приводится классификация и кодификация углей,
излагаются основы современных методов научного составления угольных шихт для
коксования. В отдельной главе дано описание месторождений коксующихся углей
в мире и более подробно в Украине и России, как основной сырьевой базы коксохи-
мической промышленности Украины.
Во втором разделе (главы 7 - 21) помещены сведения по технологии обогаще-
ния углей. В разделе приведено описание основных технологических процессов:
методов обогащения, обезвоживания, сушки, работы водно-шламового хозяйства,
организации контроля производства, приводятся экологические характеристики
и освещены основные направления развития углеобогатительного производства
в настоящее время.
Третий раздел (главы 22 - 29) содержит описание технологических процессов
углеподготовительных цехов коксохимического предприятия: разгрузка и склади-
рование углей, работа складов угля, дробление и измельчение, дозировка и смеши-
вание шихты, приведена характеристика основного оборудования, применяемого
в углеподготовительных цехах.
В четвертом разделе (главы 30 - 34) собрано описание технологических про-
цессов подготовки углей к коксованию, которые нашли ограниченное применение
в мире в технологии производства кокса и на данном этапе практически не исполь-
зуются в Украине. Однако редакция сочла целесообразным привести в первом томе
краткое описание этих технологий, основываясь как на отечественном опыте их
освоения, так и на публикациях в зарубежных источниках. К таким технологиям
отнесены: избирательное измельчение петрографически неоднородных углей, ча-
стичное брикетирование шихты с использованием связующего, термическая пере-
работка углей перед коксованием (предварительная сушка и нагрев до более высо-
ких температур). В краткой форме изложен отечественный опыт освоения техно-
логии брикетирования угля в пластическом состоянии в технологии производства
формованного металлургического кокса.
В изложенных в томе сведениях использованы данные, приведенные в опубли-
кованных монографиях, статьях в научных журналах, справочниках, в норматив-
ных документах (стандартах, технических условиях). Использованы сведения из
конкретных проектов Гипрококса, производственные данные предприятий, ре-
зультаты лабораторных определений и опытно-промышленных испытаний, про-
водимых уХИНом.
Тексты первого тома после изложения авторами до передачи в печать прошли
научное редактирование учеными и специалистами, компетентными в коксохими-
ческом производстве.
Настоящий том «Справочника коксохимика» предназначен для специалистов
коксохимического производства, проектных и исследовательских организаций
и может быть полезен преподавателям, аспирантам и студентам кафедр перера-
ботки угля высших учебных заведений.
(правочник Коксохимика- Трм 1
РАЗДЕЛ
Угли для
коксования
ГЛАВА 1
УГЛЕОБРАЗОВАНИЕ/ ХАРАКТЕР ЗАЛЕГАНИЯ
И ДОБЫЧА УГЛЯ
1.1. Углеобразование
Углеобразование - это двухстадийный процесс
превращения растительного вещества в уголь. Первая
стадия - накопление и преобразование растительного
вещества в торф (исходный материал основной массы ис-
копаемых углей - ГУМОЛИТЫ) под влиянием биохимиче-
ских факторов до перекрытия торфяников отложением
кровли из различных минеральных пород.
Вторая стадия - превращение в недрах земли тор-
фа (в результате ДИАГЕНЕЗА) в бурый уголь (землистый
с аттритовой структурой, иногда содержащий углефици-
рованные обломки и фрагменты древесины, или отно-
сительно плотный, с однородной гелитовой структурой)
и эволюция последнего (МЕТАМОРФИЗМ), при благо-
приятных геологических условиях, в каменные угли (до
антрацитов включительно) под влиянием интенсивности
и продолжительности воздействия физико-химических
факторов (давление, температура).
Различие стратиграфии (исходный период форми-
рования) и тектонических режимов развития структур,
в которых происходило образование угленосных форма-
ций, отражалось на характере угленосности - числе пла-
стов угля, а также протекании процесса метаморфизма
горючих ископаемых и соответственно их качества.
Естественным завершением процесса углеобразова-
ния явился процесс разрушения угленосных формаций,
ставших в результате подъема материков и горообразо-
вания областью разрыва, что особенно четко прояви-
лось в верхнепалеозойских каменноугольных бассейнах,
сформировавшихся в сложных авлакогенах, крупных
прогибах пригеосикленальных и складчатых областей.
На территории относительно устойчивых материковых
платформ в зонах площадей интенсивных тектонических
нарушений, приводящих к максимализации воздействия
давления и температуры, способствующей углеобразо-
ванию. В зонах аэрации и активного воздействия под-
земных вод угли подверглись окислению, выветриванию,
а подчас и выгоранию.
Угленосные формации создали пояса и узлы углена-
копления - зоны в верхнем осадочном слое земной коры,
в пределах которых в определенный геологический пе-
риод произошло их обильное отложение.
Накопления ископаемых углей происходили нерав-
номерно в отдельные геологические периоды и приуро-
чены в основном к каменноугольному, пермскому и юр-
скому, а также к верхнемеловому и третичному периодам.
В каменноугольном периоде в Северном полуша-
рии образовался широтный пояс, простирающийся от
Аппалачского бассейна (США) через бассейны Испании,
(правочнлк Коксохимика. Трм 1
Франции, Великобритании, Германии, Польши до Донец-
кого, Подмосковного и Кузнецкого бассейнов в России,
а также Карагандинского и Экибазстузского в Казахстане.
Пермский пояс углеобразования имеет субмери-
диальное простирание и протягивается от Таймырского
бассейна России (через Тунгусский, Кузнецкий, бассейны
Монголии, Китая и Индии) до восточных бассейнов Ав-
стралии.
Выделяются также широтный юрский (Тургайский,
Канско-Ачинский, Иркутский, Южно-Якутский, Буреин-
ский бассейны) и меридиональные меловые пояса на
Дальнем Востоке России и Западе Северной Америки.
В переделе поясов углеобразования существуют
узлы углеобразования - площади с обильным скоплени-
ем углей в пределах данного пояса.
В каменноугольном периоде образовались наи-
более крупные узлы углеобразования - Аппалачский
(США), Нижнерейнско-Вестфальский (Германия), Верхне-
силезский (Польша), Донецкий (Украина и Россия), Кара-
гандинский (Казахстан).
Пермские узлы углеобразования приходятся на
Таймырский, Тунгусский, Кузнецкий бассейны (Россия),
Шанси (Китай), Ранигандж (Индия), Боуэн и Сидней (Ав-
стралия).
Юрские узлы углеобразования - Канско-Ачинский,
Иркутский и Южно-Якутский бассейны (Россия), а также
бассейны Средней Азии и Казахстана.
Узлы углеобразования мелового возраста составля-
ют Ленский, Зырянский и другие бассейны Дальнего Вос-
тока России, а также бассейн Скалистых гор (Запад США).
К основным факторам, влияющим на состав и свой-
ства ископаемых углей, относятся: исходный материал,
условия накопления и превращения в торфяной стадии,
физико-химические факторы (температура, давление) на
стадиях диагенеза и метаморфизма.
Исходный материал. Исходным материалом ис-
копаемых углей являются продукты превращения пре-
имущественно или высокоорганизованных растений,
или водорослей. В зависимости от этого выделено два
основных типа углей - гумусовые и сапропелитовые. Об-
разовавшие горючие ископаемые гумусовой природы
высокоорганизованные растения состоят в основном
из лигнинно-целлюлозных тканей (60 - 70%); меньшее
участие в их составе принимают белки (1 - 15%) и еще
меньшее - кутин, воски, смолы, суберин (1-5 %); послед-
ние представляют собой вещества, откладывающиеся
внутри растительных тканей и защищающие растения от
испарений. Количественно преобладающим в природе
и используемым как сырье для коксования является гу-
мусовый тип углей.
16
Раздел 1. Угли для коксования
Условия накопления. Непременным условием,
при котором отмерший растительный материал мог на-
капливаться без полного разложения, является большая
или меньшая изоляция этих накоплений от кислорода
воздуха. Поэтому местами накопления отмерших рас-
тений являются болота, покрытые различным уровнем
и количеством воды. Накопление исходного органиче-
ского материала при формировании древних торфяни-
ков, послуживших для образования пластов угля, почти
всегда происходит при одновременном отложении мине-
ральных веществ, приносимых водой и ветром. При этом
органические и минеральные вещества тесно смешаны
друг с другом. В зависимости от количества минераль-
ных веществ, приносящихся в торфяник, зольность углей
будет колебаться в широких пределах. При изменении
условий накопления в период формирования торфяника
образовавшийся из него пласт будет составлен из уголь-
ных пачек неодинаковой зольности.
Условия накопления влияют на количество и харак-
тер распределения минеральных веществ в угле, а сле-
довательно, и на зольность, и на обогатимость угля. Если
пласт угля сложен угольными пачками, состоящими из
тесно смешанных органических и минеральных веществ,
то обогатимость такого угля будет труднее, чем состояще-
го из малозольных угольных пачек, разделенных высоко-
зольными породными прослойками. Зольность и обо-
гатимость углей существенно влияют на теплотворную
способность и спекаемость, а также на качество получае-
мого из них кокса.
Условия превращения. Торфообразование. На
свойства твердых горючих ископаемых значительно
влияют условия превращения органического материала
в торфяной стадии углеобразования, главным образом
степень обводненности торфяников и химический харак-
тер среды превращения.
Установлено образование слагающих уголь различ-
ных петрографических составляющих - витрена и фюзе-
на - из одинакового органического материала (стволов,
ветвей, стеблей), но в различных по степени обводненно-
сти условиях его превращения. При превращении этого
материала в обводненной среде, когда в период торфя-
ной стадии углеобразования изменения происходят под
влиянием анаэробных бактерий, образуются вещества,
которые при дальнейшем превращении в каменноуголь-
ной стадии формируют витрен. При превращении того
же исходного материала в условиях смены аэробного
и анаэробного процессов получают фюзен и компоненты
его группы.
Диагенез. После покрытия залежи торфа кровлей из
минеральных пород начинается первая стадия процесса
углеобразования - диагенез - медленное превращение
торфа в плотный бурый уголь. Если при торфообразова-
нии преобладали окислительные процессы, то при диа-
генезе в основном происходят химические реакции вос-
становительного характера. Большое влияние на форми-
рующиеся свойства углей имеет химический характер
среды превращения, получивший в дальнейшем термин
«степень восстановленное™». Значительная степень вос-
становленное™ углей проявляется в большей их спекае-
мое™ и повышенном содержании серы.
Главную роль в процессах превращения органиче-
ской массы в период диагенеза все больше играют фак-
торы давления, повышения температуры, химический
характер окружающей среды, минеральные вещества,
вступающие в реакцию с органическими веществами
с образованием металлоорганических соединений, и ми-
неральные вещества, действующие как катализаторы.
Метаморфизм углей - стадия углеобразования,
включающая постепенное превращение бурых углей
в каменные и дальнейшую их эволюцию в антрациты.
Под метаморфизмом углей подразумевают изменения,
происходящие с углем в естественных условиях в про-
странстве и во времени под влиянием факторов темпе-
ратуры (определяющая роль), давления и времени (дли-
тельность процесса).
Различают три основных типа метаморфизма: ре-
гиональный (геотермический, глубинный), контактовый
(термический), тектонический (динамометаморфизм). На
процессы изменения свойств углей наибольшее влияние
оказывает региональный метаморфизм.
Динаметаморфизм рассматривается лишь как част-
ный случай глубинного метаморфизма, когда преоблада-
ет действие высокого давления, а контактовый метамор-
физм относится к редким случаям особого влияния при
углеобразовательном процессе высокой температуры.
Региональный метаморфизм проявляется в боль-
шинстве крупных угольных бассейнов - Кузнецком, До-
нецком, Карагандинском, Аппалачском, Рурском и дру-
гих. Им обусловлено зональное распределение на пло-
щади бассейнов различно метаморфизованных углей,
обладающих неодинаковыми свойствами. Изменения
свойств углей, происходящие под влиянием региональ-
ного метаморфизма, связаны с максимальной глубиной,
на которую погружались пласты угля: чем глубже по-
гружались пласты, тем сильнее метаморфизован уголь,
и, наоборот, при неглубоком погружении пластов стадия
метаморфизма угля будет относительно меньшей. Связь
между глубиной погружения пластов и стадией метамор-
физма угля была замечена на угольных пластах, занима-
ющих в угленосной толще различное стратиграфическое
положение: чем больше стратиграфическая глубина, тем
выше стадия метаморфизма угля.
Если в период метаморфизма угленосная толща за-
легала не горизонтально, то один и тот же пласт угля мо-
жет находиться на различной глубине, а слагающий его
уголь испытывает влияние различных температур и ока-
жется разнометаморфизованным. Поэтому изменение
стадий метаморфизма может происходить как по прости-
ранию пласта, так и по линии его падения.
Изменение степени метаморфизма углей с глубиной
нашло выражение в «правиле Хильта», согласно которо-
му (встречаются и отклонения) в одном и том же бассейне
с углублением от пласта к пласту угли должны быть все
более зрелыми: на каждые 100 м глубины выход летучих
веществ из углей уменьшается примерно на 2 %.
Справочник Коксохимика. Том 2
Глава 1. Углеобразование, характер залегания и добыча угля
17
В Донбассе с явлением динамометаморфизма связы-
вают определенную закономерность метаморфических
изменений в углях. Установлено, что в углях всех пластов
стадия метаморфизма повышается по простиранию угле-
носной толщи с севера на юг и с запада на восток.
По совокупности основных показателей состава
и свойств углей выделяют три стадии (группы) метамор-
физма углей: низкую (буроугольную), среднюю (камен-
ноугольную) и высщую (антрацитовую). В необратимом
и последовательном процессе метаморфизма углей про-
исходит нарастание в элементном составе количества ор-
ганического углерода, снижение содержания кислорода,
водорода и азота. С повышением степени метаморфизма
возрастают блеск и показатель отражения витринита,
оптическая анизотрапия, микротвердость. Хрупкость
углей увеличивается от бурых к каменным до стадии кок-
совых, а затем снижается к антрацитам. Снижается про-
зрачность в шлифе до полного исчезновения на стадии
тощих углей и антрацитов. Меняется цвет оболочек спор:
у длиннопламенных углей - лимонно-желтый, газовых -
желтый, жирных - оранжевый, коксовых - красный, сла-
бо отличающийся от цвета основной массы. В антрацитах
споры можно наблюдать только в поляризованном све-
те. На средней стадии метаморфизма углей изменяются,
с определенными экстремальными значениями, микро-
хрупкость, трещиноватость, люминесценция, плотность
органической массы, гидрофильность, теплопровод-
ность, электрические свойства, скорость прохождения
ультразвука, спекаемость, теплота сгорания и др.
Основным показателем стадии метаморфизма углей
в большинстве стран мира принят показатель отражения
витринита (для плотных бурых, каменных углей и антра-
цитов) и гуммита (для мягких бурых углей).
1.2. Запасы
Для характеристики угольных бассейнов большое
значение имеет величина балансовых запасов углей
в них, т. е. разведанных запасов, удовлетворяющих про-
мышленным кондициям и горно-техническим условиям
эксплуатации.
По экономическому значению запасы ископаемых
углей подразделяются на две основные группы: балан-
совые, отвечающие всем нормативным требованиям,
и забалансовые - такие, которые по тем или иным при-
чинам не могут быть использованы в настоящее время,
но являются резервом для промышленного освоения
в будущем.
Балансовые запасы по степени разведанности под-
разделяются на категории: А, В, С1 и С2.
Категория А - закончены все геологоразведочные
работы, определены свойства углей и направление их
практического использования. Сюда относятся запасы
углей в эксплуатируемых разработках и данные исполь-
зуются для проектирования и строительства шахт.
Категория В - проведена разведка и установлены
типы углей по всем промышленным параметрам. До-
(правочник Коксохимика. Том 1
статочно полно выяснены общие и гидрогеологические
условия разработки месторождения.
Категория С1 - запасы в районах, примыкающих
к контурам запасов категорий А и В, определенные на
основании редкой сети буровых скважин. Свойства углей
и направление их использования определены только по
лабораторным испытаниям.
Категория Q - предполагаемые запасы в недрах по
геологическим (на глубине до 15 - 20 км) или геофизиче-
ским (на глубине свыше 20 км) данным, подтвержденные
результатами опробования в отдельных скважинах и вы-
работках. Данные могут использоваться при перспектив-
ном планировании геологоразведочных работ.
Балансовые запасы категорий А, В, С1 составляют
группу промышленных запасов. Все подсчитанные запа-
сы углей называются геологическими.
1.3. Добыча углей
Добыча углей на шахтах - это комплекс горных ра-
бот (процессов), связанных со вскрытием, подготовкой
шахтных полей и их отработкой.
Основными процессами в технологии добычи угля
считаются очистные работы (непосредственно выемка
угля из пласта), транспортирование добытого угля, его
обогащение и отгрузка. Под непосредственно добычей
угля понимают процессы выемки, погрузки и транспор-
тирования угля в очистном забое.
Добыча угля включает в себя различные стадии про-
изводственного процесса, которые группируются по на-
значению и месту их выполнения. Различают очистные,
подготовительные, транспортные и другие работы. Эти
работы можно условно изобразить в виде взаимного
расположения предметов труда, средств труда и окру-
жающей среды. Такое условное изображение отдельных
стадий технологического процесса называется техноло-
гической схемой. Технологическая схема характеризует
технологический процесс, указывает порядок выполне-
ния работ во времени, режим их проведения и средства
их осуществления. В связи с тем, что технологический
процесс добычи угля включает в себя отдельные стадии,
различают технологические схемы очистных работ, тех-
нологические схемы проведения выработок, технологи-
ческие схемы подземного транспорта и др.
Технологические схемы производственных процес-
сов могут изменяться как со сменой горно-геологических
условий, так и средств механизации. Технологическая
схема производственных процессов в очистном забое
зависит от комбинации способов выемки и крепления.
Поэтому возможные сочетания процессов в выемочном
поле или по шахте в целом характеризуются большим
разнообразием. Отдельные процессы группируются по
месту их выполнения. По этому признаку можно выде-
лить три уровня производственных процессов шахты.
Первый уровень - процессы в выемочном поле (непо-
средственная выемка угля). Главным процессом на этом
уровне (рис. 1.1) являются работы, выполняемые в очист-
18
Раздел 1. Угли для коксования
ном забое, и транспортирование в выемочном поле.
Вспомогательными процессами являются проведение и
поддержание выработок, а также проветривание и осу-
шение. Второй уровень - процессы в магистральных вы-
работках, околоствольных дворах и стволах. Здесь глав-
ными являются процессы транспортирования по наклон-
ным и горизонтальным выработкам и в околоствольном
дворе, а также подъем. Вспомогательными процессами
являются водоотлив, проветривание и ремонт вырабо-
ток. Отдельно следует выделить процессы на поверхно-
сти шахты. Главными процессами здесь являются погруз-
ка угля в железнодорожные вагоны, транспортирование
и складирование, а также транспортирование и склади-
рование породы.
Рис.1.1.
Схема процессов,
осуществляемых в шахте
Справочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 2
СОСТАВ И СВОЙСТВА КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
МЕТОДЫ АНАЛИЗА
2.1. Элементный состав
Элементным составом органической массы углей
называют содержание ее основных элементов: углерода,
водорода, кислорода, азота и органической серы.
Данные элементного состава используются для ха-
рактеристики технологической ценности, природы, сте-
пени зрелости каменных углей и представления о моле-
кулярной структуре его органических веществ.
При определении углерода, водорода и кислорода
необходимо иметь в виду, что эти элементы одновремен-
но входят в состав органической и минеральной массы
углей.
В минеральной массе углей углерод встречается
в виде карбонатов, водород - во влаге и гидратной воде
силикатов, кислород - в таких соединениях, как силикаты
(оксиды алюминия и кремния), оксиды железа, карбона-
ты, сульфаты и др.
Чем больше зольность испытуемого угля, тем боль-
шая ошибка вносится при определении элементного со-
става его органической массы. Поэтому при зольности
угля больше 10% его рекомендуется предварительно
обогащать.
ГОСТ 2408.1-95 (ИСО 625-75) предусматривает опре-
деление углерода и водорода двумя методами.
Определение углерода и водорода методом Либиха.
Сущность метода заключается в сжигании пробы угля
в медленном токе кислорода (50 - 70 см3/мин) при усло-
вии продвижения зоны нагрева лодочки с навеской по
ходу тока кислорода: продукты неполного сгорания до-
горают над оксидом меди; весь водород превращается
в воду, весь углерод - в диоксид углерода. Эти продукты
поглощаются соответствующими реагентами и опреде-
ляются гравиметрически. Оксиды серы удерживаются
хроматом свинца, хлор - серебряной сеткой, а оксиды
азота - гранулированным диоксидом марганца.
Ускоренный метод определения углерода и водоро-
да. Ускоренный метод определения углерода и водорода
основан на полном сжигании навески топлива в быстром
токе кислорода (180 - 200 см3/мин) в присутствии твер-
дого окислителя (оксид меди или хрома) при условии
продвижения зоны нагрева лодочки с навеской навстре-
чу току кислорода и последующем гравиметрическом
определении массы образующихся при этом диоксида
углерода и воды.
В отличие от метода Либиха в процессе сжигания
не образуются оксиды азота в количествах, мешающих
определению углерода и водорода.
При возникновении разногласий определение про-
изводят по методу Либиха.
(рравочник Коксохимика. Том 1
При анализе многозольных углей (более 10%) сле-
дует вносить поправку на содержание углерода и водо-
рода в минеральных веществах. Содержащийся в составе
карбонатов (СаСО3, MgCO3) углерод определяется стан-
дартным методом (ГОСТ 13455-91/ISO 925-97). Установ-
лена величина ошибки при определении углерода в ор-
ганической массе углей в зависимости от содержания
карбонатов: повышение содержания в угле карбонатов
на 5% приводит к ошибке в определении органическо-
го углерода на 0,6%. Поправка на содержание водорода
в минеральной форме в зависимости от общей зольности
углей исходит из допущения, что все количество такого
водорода обусловлено присутствием в углях глинистых
материалов, содержащих в среднем около 10% гидрат-
ной воды: повышение зольности угля на 5 % требует вне-
сения поправки в содержание органического водорода в
пределах 0,05 - 0,06 %.
Определение азота проводится по ГОСТ 28743-93
(ИСО 333-96), который устанавливает два метода опреде-
ления азота по Кьельдалю: полумикро- и макрометод.
Определение азота полумикрометодом Кьельдаля.
Сущность метода состоит в нагревании известной мас-
сы пробы с серной кислотой в присутствии смешанного
катализатора для превращения азота в сульфат аммония.
Из раствора сульфата после подщелачивания аммиак от-
гоняют с паром, поглощают его борной кислотой и опре-
деляют титрованием серной кислотой.
Определение азота макрометодом Кьельдаля. Ме-
тод основан на кипячении навески топлива в концентри-
рованной серной кислоте в присутствии катализатора
для превращения азота в сульфат аммония, разложении
образовавшегося сульфата аммония щелочью и отгон-
ке выделяющегося при этом аммиака в раствор серной
кислоты. Избыток серной кислоты титруют раствором
гидроксида натрия или калия. Азот в топливе рассчиты-
вают, исходя из количества серной кислоты, вступившей
в реакцию с аммиаком.
Содержание кислорода в углях определяют по ГОСТ
2408.3-95 (ИСО 1994-76). Данный стандарт устанавливает
три метода определения кислорода: расчетный и два экс-
периментальных - макро- и полумикрометоды.
Расчетный метод определения кислорода. Метод
основан на вычислении массовой доли кислорода в ор-
ганической массе топлив, исходя из представления, что
сумма массовых долей влаги минеральной и органиче-
ской масс топлива составляет 100 %.
20
Раздел 1. Угли для коксования
Лаборатория химических
методов исследования
угля
Массовую долю кислорода в органической массе
аналитической пробы топлива (О*) в процентах вычисля-
ют по формуле:
Qad = 100- (№а + ММа + Са0 + Н* + N* + S*),
где Wa -массовая доля влаги в аналитической
пробе топлива, определенная по ГОСТ
11305, ГОСТ 27314-91 (ИСО 589-81) или
ГОСТ 27589-91, %;
Сао, Н* N* S* - массовая доля органических углеро-
да, водорода, азота, серы (соответ-
ственно) в аналитической пробе топ-
лива, определенные стандартными
методами;
ММ(> -массовая доля минеральных веществ
в аналитической пробе топлива, оп-
ределенная по ГОСТ 29086-91 (ИСО
602-83) или рассчитанная по формуле:
ММ“ = А° + (СО2)“„, + W°„ + 0,625-8“ -2,5-(S“ -S^4),
где Аа - зольность аналитической пробы топлива,
определенная по ГОСТ 11306-83 или ГОСТ
11022-95 (ИСО 1171-97),%;
(CO2)*w - массовая доля диоксида углерода из кар-
бонатов в аналитической пробе топлива,
определенная по ГОСТ 13455-91 (ИСО
925-97), %;
S*, - массовая доля пиритной и сульфатной раз-
новидностей серы в аналитической пробе
топлива, определенная по ДСТУ 3528-97
(ГОСТ 8606-94, ИСО 334-92), %;
S* - массовая доля серы в золе топлива, опреде-
ленная по ГОСТ 10538-87 и пересчитанная
на аналитическое состояние топлива, %;
W“nm - массовая доля гидратной влаги в
аналитической пробе топлива, %,
вычисленная по формуле:
Аа
С=(А12Оз)гО,353—,
где (А12О3) - массовая доля оксида алюми-
ния в золе топлива, опреде-
ленная по ГОСТ 10538-87,%.
Массовую долю кислорода в органи-
ческой массе аналитической пробы топли-
ва (О^) в процентах можно вычислить при-
ближенно по формуле:
0^=100- (Wa + Аа + S* + с* + н; + N*),
где S* С* Н* N* - массовые доли общей
серы, углерода, водо-
рода, азота в аналити-
ческой пробе топлива,
определенные по соот-
ветствующим стандар-
там.
При массовой доле диоксида углеро-
да из карбонатов в аналитической пробе (CO2)*w более
2,0% массовая доля кислорода уточняется:
о ad = 100 - (Wa + Аа + (СО)* w + S* + С* + Н* + N*).
Исходя из приведенных выше формул, расчетный
метод оценки содержания кислорода включает погреш-
ности определения углерода, водорода и т.д. Тем не
менее, метод расчета содержания кислорода вполне
приемлем для сравнительно приближенной его оценки,
когда нет особых требований к точности.
Сущность метода прямого определения кислоро-
да заключается в полном термическом разложении углей
без доступа воздуха при высокой температуре с дальней-
шим восстановлением углеродом образовавшихся кис-
лородсодержащих продуктов.
При термическом разложении навески сухого то-
плива в потоке инертного газа (аргона, азота) кисло-
род топлива количественно выделяется в виде СО2, СО
и Н2О. Эти оксидные соединения восстанавливаются над
раскаленной гранулированной или платинированной
(с нанесенной платиной) сажей до СО и Н2, превращая
таким образом весь кислород топлива в оксид углерода.
Оксид углерода количественно окисляют до двуоки-
си углерода и последнюю определяют гравиметрически
или титрометрически.
При возникновении разногласий массовую долю
кислорода определяют одним из прямых методом.
Пересчет результатов на другие состояния топлива
производят по ГОСТ 27313-95 (ИСО 1170-77).
Истинный элементный состав органической массы
угля рассматривается как сумма содержащихся только
в органической его массе углерода, водорода, азота, ор-
ганической серы и кислорода, т. е. истинная органиче-
ская масса угля равна:
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
21
Co + H^ + N^ + S^ + O>100%.
Для определения в углях количества органической
серы (%) можно пользоваться расчетным методом:
S>S?-(S‘04+S‘)-S“,
где S* - массовая доля органической серы, %;
- массовая доля общей серы, %;
S*, S*o -массовая доля пиритной и сульфатной раз-
новидностей серы в аналитической пробе
топлива, определенных по ГОСТ 8606, %;
-массовая доля элементарной (свободной)
серы, %.
Каменные угли разной степени зрелости значитель-
но отличаются между собой по элементному составу.
В метаморфическом ряду углей с ростом степени
химической зрелости наиболее резко изменяется содер-
жание кислорода. Снижение содержания водорода про-
исходит постепенно. Существенных изменений в содер-
жании азота в метаморфическом ряду каменных углей не
наблюдается. Заметно снижается содержание водорода и
азота только на стадии антрацита, который почти полно-
стью составлен углеродными структурами.
Изменение содержания углерода в зависимости от
стадии метаморфизма для кузнецких углей показано на
рис. 2.1.
Установлено, что в более восстановленных углях
содержание углерода несколько выше, чем в менее вос-
становленных. На низких стадиях метаморфизма (длин-
нопламенные, газовые угли) это различие по углероду
не превышает в основном 1 % для всего диапазона из-
менения углей по степени восстановленности. В более
метаморфизованных углях данная разница уменьшается
до 0,3-0,5 %.
Содержание водорода в углях при общем размахе
2-6% повышается с увеличением выхода летучих ве-
ществ (рис. 2.2) и уменьшается с ростом количества фю-
зенизированных компонентов.
Рис. 2,1.
Взаимосвязь содержания
углерода и показателя
отражения витринита
Выход летучих веществ %
а е
Рис. 2.2.
Взаимосвязь содержания
водорода и выхода летучих
веществ в углях
22
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.3.
Зависимость содержания
углерода (а), водорода
(б) и кислорода (в)
в микрокомпонентах
от степени
метаморфизма углей
Содержание азота не подчиняется каким-либо чет-
ким закономерностям. Однако подмечено, что, начиная
с тощих углей, наблюдается тенденция к снижению со-
держания азота, которая усиливается в сторону антра-
цитов. Это отвечает общей закономерности повышения
содержания углерода до 95 - 98 % и более в высокоме-
таморфизованных антрацитах при уменьшении содержа-
ния всех остальных элементов - водорода, кислорода.
Элементный состав ископаемых углей зависит от пе-
трографического состава. В табл. 2.1 приведены данные
об элементном составе микрокомпонентов бурых углей
Подмосковного бассейна.
Таблица 2.1.
Элементный состав
микрокомпонентов
подмосковных бурых углей
Наименование микрокомнонейтов Элементный состав, % {daf]
С Н N °.
Витринит (И 72,32 4,65 0,44 3,11 19,48
Инертинит (7) 83,02 3,26 0,41 2,93 10,38
Экзины спор (!) 72,92 5,97 0,54 7ДЗ 13,33
В одном и том же угле наибольшее количество угле-
рода содержится в инертините, а в витрините и липтини-
те его содержание практически одинаковое.
Наибольшее количество водорода содержится
в липтините, а наименьшее - в инертините. По количе-
ству водорода витринит занимает промежуточное по-
ложение между инертинитом и липтинитом. Наибольшее
количество кислорода содержит витринит, а наимень-
шее - инертинит; липтинит содержит несколько меньше
кислорода, чем витринит, но больше, чем инертинит.
Характер изменения содержания углерода, водоро-
да и кислорода в микрокомпонентах угля с повышением
степени его зрелости можно проследить по закономер-
ностям, приведенным на рис. 2.3.
Влияние петрографического состава на содержание
углерода выражается простым соотношением:
С. = 0,8Сп + 20,
ф ’ в ’
в котором параметр Сф отражает содержание углеро-
да в фюзенизированных компонентах, а Св - суммарно
в компонентах витринита и липтинита.
Исходя из приведенной зависимости, содержание
углерода в фюзенизированных компонентах всегда выше
его содержания в витрините. В каменных углях эта раз-
ность составляет 2-5 %.
Между компонентами наибольшая разница в содер-
жании углерода отмечается в бурых и малометаморфизо-
ванных каменных углях. В сторону тощих углей и антра-
цитов эта разность уменьшается до нуля в сильномета-
морфизованных антрацитах.
В научных классификациях горючих ископаемых
широко используют данные элементного состава в мас-
совом и атомном базисах и производные из этих данных
величины в виде атомных отношений.
Установлено, что в качестве обобщенных параме-
тров структуры, величины которых разграничивают от-
дельные типы горючих ископаемых, можно принять сле-
дующие показатели:
в
с С тт N
5 = — Н +— и л
6 14
где С, Н и N - содержание в топливе (%, daf) углерода,
водорода и азота соответственно;
пат -общее число атомов всех основных эле-
ментов (углерод, водород, кислород, азот,
сера) в единице массы, равной 100 г;
пс - число атомов углерода.
Общее число атомов определяется как
С тт О N S
F Н И 1-1-,
12--------------------------16 14 32
С
а величина пг - —.
с 12
На рис. 2.4 приведен график зависимости между
структурным показателем 5 и выходом летучих ве-
ществ Vdafдля витринитовых углей Кузнецкого бассейна
и месторождений ЮАР, США и Австралии.
В качестве параметра восстановленности можно ис-
пользовать показатель В, определяемый по следующей
формуле:
50(ин -2и0 -3«N -2«s)
D =---------------------,
«с+1
где /?н, и0, п$, flN, лс -число атомов соответствующих
элементов.
(рравочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
23
На рис. 2.5 показана графическая зависимость пара-
метра степени восстановленности витринитов В от струк-
турного показателя 5.
1 - Кузнецкий бассейн;
2 - месторождения ЮАР, США и Австралии
Кроме углерода, водорода, кислорода, азота и орга-
нической серы, к органической массе углей относят фос-
фор и некоторые другие элементы, входящие в состав
органоминеральных соединений.
Определение фосфора производится по ДСТУ
2537-94 (ГОСТ 1932-94, ИСО 622-81). Данный стандарт
устанавливает объемный, гравиметрический и фотоко-
лориметрический методы определения фосфора в золе,
полученной после его сжигания в диапазоне массовой
доли фосфора от0,01 до 0,10%, а также фотометрический
метод, основанный на восстановлении молибдофосфата.
Объемный и гравиметрический методы основаны
на удалении кремнезема из золы угля путем выпарива-
ния или осаждения и последующем осаждении фосфора
при помощи молибденового реактива в виде фосфоро-
молибденового аммония.
Фотоколориметрический метод А основан на уда-
лении кремнезема из золы с последующим восстановле-
нием 2-водным хлоридом олова (II) желтой комплексной
аммониевой соли молибденофосфорной кислоты и опре-
(правочник Коксохимика. Том 1
делении оптической плотности полученного синего ком-
плексного фосфорномолибденового раствора.
Фотоколориметрический метод Б основан на
озолении навески угля, обработке золы смесью серной
и азотной кислот, отделении кремнезема фильтрованием
и определении в фильтрате массовой доли фосфора пу-
тем измерения оптической плотности полученного сине-
го молибденофосфорного раствора.
Фосфор является весьма вредной составной частью
угля, хотя его содержание очень редко превышает 0,2%,
а в большинстве случаев бывает намного меньше. Фос-
фор портит свойства металла: чугун при наличии уже
0,003 % фосфора становится хладноломким, качество
стали также значительно ухудшается с повышением со-
держания в нем фосфора.
Каменные угли Донбасса отличаются относительно
невысоким содержанием фосфора - от 0,005 до 0,062%,
угли Кузбасса часто содержат большое количество фос-
фора -до 0,12-0,17%.
В процессе коксования весь фосфор угля остается
в коксе. Получающиеся при коксовании химические про-
дукты и газ почти не содержат фосфора. Вследствие этого
содержание фосфора в коксе (РЛ %) можно рассчитать по
количеству фосфора в шихте (Pd, %), по формуле:
р^!£о .
X ш'
где Вк - выход валового кокса в процентах.
Стандартные методы определения мышьяка в углях
регламентированы в ДСТУ 2600-94 (ГОСТ 10478-93, ИСО
601:81, ИСО 2590:73).
Данный стандарт устанавливает два метода фото-
метрической оценки мышьяка в бурых и каменных
углях. Сущность одного из них заключается в озолении
навески топлива со смесью Эшка, отделении мышьяка
от мешающих примесей в виде трихлорида, поглоще-
нии его азотной кислотой и фотометрическом опреде-
лении мышьяка по интенсивности окраски раствора
мышьяково-молибденовой сини.
Мышьяк в углях находится в составе органических
соединений, а также в составе пиритов и марказитов.
Мышьяк является технологически вредным элементом
при производстве кокса (аналог фосфора). Корреляция
содержания мышьяка с химико-петрографическими па-
раметрами, с зольностью, с составом золы и с другими
показателями в общем случае невысокая или просто от-
сутствует. Содержание мышьяка уменьшается в сторону
более метаморфизованных углей и с повышением коли-
чества в них фюзенизированных компонентов.
Мышьяк в углях подлежит изучению и оценке как
токсичный компонент, загрязняющий окружающую сре-
ду при сжигании угля, и как вредный компонент для по-
лучения специального кокса, германия.
При коксовании углей мышьяк частично попадает
в отходящие газы и концентрируется в жидких продуктах
переработки. По имеющимся данным, в кокс переходит
60 - 70 % содержащегося в угле мышьяка, а остальная часть
концентрируется в жидких продуктах коксования (смолах),
снижает их качество, обусловливает токсичность.
Рис. 2.4.
График зависимости между
структурным показателем
5 и выходом летучих веществ
Vdaf для витринитовых
углей
Рис. 2.5.
График зависимости
параметра степени
восстановленности
витринитов В от
структурного
показателя 5
24
Раздел 1. Угли для коксования
Определение хлора производится по ГОСТ
9326:2003 (ИСО 587-81), который устанавливает методы
определения хлора сжиганием в муфеле со смесью Эшка
и в калориметрической бомбе.
Метод определения хлора сжиганием в муфеле со
смесью Эшка. Сущность метода состоит в полном сжи-
гании навески топлива путем спекания со смесью Эшка
в муфельной печи, извлечении хлоридов водой и опреде-
лении их титрованием раствором нитрата ртути (II) в при-
сутствии индикатора дифенилкарбазона в азотнокислой
кислоте (меркуриметрическое титрование).
Метод определения хлора сжиганием в калоримет-
рической бомбе. Сущность метода состоит в полном
сжигании навески топлива в калориметрической бомбе
и определении хлоридов в промывных водах по методу
Фольгарда или меркуриметрическим методом.
Основное количество хлора в углях находится в во-
дорастворимой форме в составе NaCI, оксохлоридов
и органического вещества. Соотношение указанных
форм нахождения С1 различно для разных стадий мета-
морфизма, уровней и геохимических особенностей фор-
мирования угленосных отложений. Высокое содержание
хлора отмечено в соленых углях, обогащенных одновре-
менно натрием. Исследования по содержанию хлора
в различных петрографических типах показали возрас-
тание его концентрации в компонентах инертинита и ма-
товых литотипах. Отмечена прямая связь содержания
хлора с минерализацией подземных вод и возрастанием
глубины.
Отмечается некоторое увеличение хлора в зольных
углях. С ростом стадии метаморфизма углей (при умень-
шении выхода летучих веществ и увеличении показателя
отражения витринита) происходит незначительное сни-
жение содержания хлора.
Хлор в углях относится к числу промышленно вред-
ных элементов, вызывающих коррозию аппаратуры
при технологическом использовании углей. Отмечено
влияние хлора на состав получающихся при коксовании
химических продуктов. При содержании менее 0,015%
хлор практического влияния на окружающую среду и ап-
паратуру не оказывает (фоновое содержание).
Определение германия производится по ГОСТ
10175-75. Данный метод основан на измерении опти-
ческой плотности окрашенного коллоидного раствора
фенилфлуороната германия, образующегося при взаимо-
действии в кислой среде двуокиси германия с фенилф-
луороном.
Германий занимает особое место среди микро-
элементов, так как угольные месторождения являются
основной сырьевой базой, обеспечивающей промыш-
ленное производство германия. Содержание германия
в углях колеблется в широких пределах (от 1-10“5 до
1 %). Закономерности распределения германия изуче-
ны наиболее детально. Германий в углях в основном
связан с органической массой и находится частич-
но в виде германийорганических соединений (солей
и комплексов).
2.2. Петрографические характеристики
Петрография углей занимается описанием и изуче-
нием различных составных частей угля преимуществен-
но органической природы. Петрографические анализы
в международной практике имеют важное значение для
решения вопросов генезиса, изменчивости угольных
пластов в разрезе и площади их простирания, метамор-
физма угля и направления его использования. Развитие
петрографического анализа в углехимии позволило углу-
бить знания о природе угля, составе его органической
массы, распределении и составе минеральных веществ
в угле. О значимости получаемых при петрографическом
анализе характеристик свидетельствует использование
их в качестве классификационных параметров в между-
народных классификациях углей. В разработанной Ев-
ропейской экономической комиссией новой Междуна-
родной системе кодификации углей среднего и высокого
рангов (каменный уголь) из восьми обязательных пока-
зателей кода угля три являются петрографическими: от-
ражательная способность витринита, рефлектограмма
витринита, мацеральный состав (ГОСТ 30313-95). Ни одно
научное исследование по углям не обходится без данных
петрографического анализа.
В петрографии твердых горючих ископаемых при-
меняются два метода исследования - макроскопиче-
ское описание по наружному виду (термин изучаемых
составных частей угля - макроингредиенты, литотипы)
и микроскопическое изучение с помощью микроскопа
при различной степени увеличения в проходящем и от-
раженном свете (термин изучаемых составных частей -
микрокомпоненты, мацералы). Оба метода исследования
одинаково важны для познания природы, зрелости, со-
става и технологических особенностей твердых горючих
ископаемых. Основными макроингредиентами каменных
углей, предложенными в свое время английским палео-
фитологом Мэри Стопе, являются четыре различных типа:
блестящий уголь (витрен), полублестящий (кларен), мато-
вый (дюрен), волокнистый (фюзен).
Блестящий уголь (витрен) - наиболее блестящая
составная часть полосчатых углей. Под микроскопом
представляется однородным и бесструктурным, в нем
отсутствуют признаки клеточной структуры и примеси
каких-либо форменных элементов.
Матовый уголь (дюрен) - самый твердый по срав-
нению с другими макроингредиентами. Внешне неодно-
роден. Составными частями дюрена являются основная
масса (бесструктурные вещества, продукты глубокого
превращения растений, которые уже ничем не напо-
минают свое происхождение) и форменные элементы
(«структурные» элементы углей, превращенные остатки
исходных растений, сохранившие свои морфологиче-
ские отличительные особенности).
Полублестящий уголь (кларен) - промежуточное об-
разование между витреном и дюреном. Внешне неодно-
роден, но в меньшей мере, чем дюрен. Основная масса
в кларене количественно преобладает над форменными
элементами.
Справочник Крксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
25
Волокнистый уголь (фюзен) - по внешнему виду на-
поминает древесный уголь, легко растирается в порошок
(минерализованный фюзен обычно твердый). Под микро-
скопом представляет собой вещество с более или менее
сохранившейся клеточной структурной стеблевых тка-
ней высших растений.
Для решения практических вопросов технологии
переработки углей целесообразно было объединить
индивидуальные микрокомпоненты в небольшое число
групп, внутри которых сосредоточить близкие по микро-
скопической картине и технологическим качествам ми-
крокомпоненты. Рекомендованная Международным ко-
митетом по петрологии углей номенклатура мацералов
предусматривает три группы микрокомпонентов и 10
индивидуальных микрокомпонентов (табл. 2.2).
Такое расчленение полосчатых каменных углей
и микроскопически неоднородных макроингредиентов
на три группы микрокомпонентов является научно обо-
снованным, поскольку витреновые (витринит), фюзено-
вые (фюзинит, инертинит) и споровые (экзинит, липтинит)
вещества - это генетические типы, которые прослежива-
ются на всех стадиях углеобразования.
Каменно- угольный бассейн Период углеобразо- вания, петрографиче- ский тип углей Количественно- микроскопический анализ, %
витри- нит фюзи- нит липти- нит
Донецкий (Западный Средний карбон, кла- реновый тип. 75-80 4-12 6-12
Донбасс) Нижний карбон, спо- ровый дюрен 48-57 20-25 19-27
Кузнецкий Пермь, клареновый тип. Пермь, фюзен овый дюрен 65-75 30-55 21-34 38-58 2-4 7-11
Кизелов- ский Нижний карбон, спо- ровый дюрен 38-55 13-18 25-37
Караган- динский Карбон, дюрено- клареновый тип. Карбон,кларено- дореновыйта 65-80 40-60 8-23 18-42 1-13 0-12
Печорский Пермь, клареновый тип 75-85 15-20 0-2
Таблица 2.3.
Содержание трех групп
микрокомпонентов
в каменных углях различных
петрографических
типов по некоторым
каменноугольным бассейнам
стран СНГ
Наименование групп мацералов Обозначение группы Наименование мацералов
Витринит V Колинит Телинит
Экзинит Е Споринит Кутинит Резинит Агъгиниг
Инертинит 1 Фюзинит Семифюзинит Микринит Склеротинит
Уголь каждого пласта представляет собой сложную
смесь большого числа петрографических составляющих,
которые обладают различными химическими и физически-
ми свойствами. В углях разных пластов, а тем более разных
месторождений, основные петрографические составля-
ющие содержатся в различных количествах и в разных со-
отношениях, причем химические и физические свойства
могут значительно изменяться в зависимости от степени
метаморфизма, окисленности и других факторов.
В табл. 2.3 приведена петрографическая характери-
стика каменных углей различных угольных бассейнов.
Действующая в настоящее время в Украине номен-
клатура групп микрокомпонентов и индивидуальных
микрокомпонентов стандартизована. В ГОСТ 9414.1-94
(ИСО 7404-1-84) дана классификация групп мацералов
и их подразделений. По стандартизованной систематике
различают следующие три или четыре группы мацералов:
витринит, семивитринит (выделяют в самостоятельную
группу при содержании ее в угле свыше 3 %), липтинит
(экзинит) и инертинит (табл. 2.4, рис 2.7 - 2.10).
Группа мацералов и минеральных включений Мацерал
Витринит Vt Телинит Коллинит Витродетринит
Семивитринит Sv Семителинит Семиколлинит
Липтинит [(экзинит) Споринит Кутинит Резинит Субериилт Алымнит Лишодетринит
Инертинит 1 Микринит Макринит Семифюзинит фюзинит Склеротинит Инертодетринит
Минеражжые включения М Глишпые минералы Сульфиды железа Карбонаты Окислы кремния Прочие минеральные включения
Таблица 2.4.
Группы мацералов,
минеральных включений и их
подразделения
Таблица 2.2.
Номенклатура мацералов
и их групп каменных
углей, рекомендованная
Международным комитетом
по петрологии углей
Исходя из многогранности петрографии углей, ГОСТ
9414 разработан и применяется для характеристики ка-
менных углей при их технологическом использовании.
Он устанавливает направленную систему петрографиче-
ского анализа. Стандарт включает в себя пять следующих
частей (ГОСТов): Часть 1. Словарь терминов. Часть 2. Ме-
тод подготовки образцов угля. Часть 3. Метод определе-
ния групп мацералов. Часть 4. Метод определения микро-
литотипного, карбоминеритного и минеритного состава.
Часть 5. Метод определения показателей отражения.
26
Раздел 1. Угли для коксования
Сложный состав углей, добываемых в мире, в соче-
тании с разнообразием применения петрографии угля во
всех отраслях, использующих угли, затрудняет составле-
ние всеобъемлющего перечня терминов. ГОСТ 9414 при-
меним к терминам, которые используются только при
исследовании каменного угля или антрацита. Дополни-
тельные сведения можно получить из Международного
справочника по петрологии угля. В раздел «Общие тер-
мины» вошли определения: уголь, углефикация, стадия
метаморфизма, бурый уголь и лигнит, суббитуминозный
уголь, каменный уголь, битуминозный уголь, антрацит.
В разделе «Термины по оптической микроскопии» даны
установленные стандартом определения, предназначен-
ные для применения в общепринятых методах петрогра-
фического анализа каменного угля и антрацита, деталь-
но описанные в части 5 настоящего стандарта и в ГОСТ
12113-94 (ИСО 7404-5.85). В разделе «Петрографические
термины» приведены общеупотребительные термины,
подходящие для многих стран: мацералы, субмацерал,
группа мацералов, микролитотип, минеральное веще-
ство, минеральные включения, карбоминерит, минерит.
Приведенная в части 1 ГОСТ 9414 корреляционная
таблица позволяет ориентироваться в сопоставлении
наиболее распространенных в мире классификаций
углей на виды по стадиям метаморфизма (табл. 2.5).
Метод подготовки образцов угля устанавливает
общие положения подготовки полированных брикетов
(аншлиф-брикетов) из измельченного угля, которые при-
меняются для исследования углей и их смесей в отражен-
ном свете с помощью микроскопа. Представительную
пробу воздушно-сухого угля установленной степени из-
мельчения (сита №1,6) смешивают со связующим (синте-
тические смолы, шеллак, канифоль - близкие по твердо-
сти к углям и инертные к применяемому иммерсионному
маслу). Формуют смесь в брикет, одну сторону которого
шлифуют и полируют до получения гладкой поверхно-
сти без рельефа и царапин. Следует обращать внимание
на представительность отбираемой для брикета пробы
угля. Она достигается тщательным проведением после-
довательных операций отбора, усреднения, измельче-
ния и сокращения угольной пробы. Этим обеспечивается
достоверность данных не только петрографического со-
става и произвольного показателя отражения витринита,
но и приобретающей все большее значение для произ-
водственного процесса рефлектограммы витринита.
Метод определения групп мацералов. Опреде-
ление количественного содержания групп мацералов
производят на аншлиф-брикетах. Аншлиф-брикет ис-
следуют под микроскопом в отраженном свете и иденти-
фицируют мацералы в иммерсионной среде, сравнивая
их по показателю отражения, цвету, морфологии, высо-
те микрорельефа, структуре, степени ее сохранности,
а также по размерам. Их количественное соотношение
определяют методом подсчета точек. Всего делают не
менее 500 подсчетов точек. Выбирают такую длину шага,
которая обеспечивает равномерный подсчет точек по
всей поверхности брикета. Минеральные включения
определяют в воздушной среде по показателю отраже-
ния, высоте микрорельефа, цвету и форме залегания.
При анализе петрографически однородных углей или
углей известного петрографического состава подсчет
производят на одном аншлиф-брикете один раз с обя-
зательным контролем 5 - 10% исследуемых проб. При
исследовании углей, по которым ранее не проводилось
определение петрографического состава, или углей
сложного петрографического состава с содержанием
мацералов группы витринита менее 50% подсчет про-
изводят на двух аншлиф-брикетах, приготовленных из
одной и той же пробы угля.
Для определения категории углей по ГОСТ 25543-
88 «Угли бурые каменные и антрациты. Классификация
по генетическим и технологическим параметрам» по ре-
зультатам петрографического анализа вычисляют содер-
жание фюзенизированных компонентов на чистый уголь,
равное сумме мацералов группы инертинита и двух тре-
тей группы семивитринита:
SOK=1 + 2/3 Sv.
Показатель отражения витринита. Получаемый
при петрографическом анализе показатель отраже-
ния витринита (Ro) применяется для характеристики
степени метаморфиза угля в качестве классификаци-
онного параметра, для установления состава угольных
смесей в выпускаемых обогатительными фабриками
концентратах и для контроля марочного состава шихт
на коксохимических заводах ГОСТ 12113-94 (ИСО 7404-
5.85) устанавливает метод определения минимального
(Яо min), максимального (R0 max) и произвольного (Яут)
показателей отражения с помощью микроскопа в им-
мерсионном масле и в воздухе на поверхности аншлиф-
брикета витринитовой составляющей угля. Метод при-
меняется для характеристики как отдельных углей, так
и их смесей.
Сущность метода заключается в измерении и срав-
нении электрических токов, возникающих в фотоэлек-
тронном умножителе под влиянием светового потока,
отраженного от полированных поверхностей мацералов
исследуемого образца и стандартных образцов (этало-
нов). Эталон показателя отражения - это стандартный об-
разец с известным показателем отражения, полирован-
ная поверхность которого используется для калибровки
аппаратуры, предназначенной для измерения показате-
ля отражения. При проведении измерений применяют
не менее трех эталонов с показателями отражения, близ-
кими или перекрывающими область измерения показа-
телей отражения исследуемых образцов. Для измерения
показателя отражения угля, равного 1,0%, следует при-
менять эталоны с показателями отражения приблизи-
тельно 0,6%; 1,0%; 1,6%. Общеупотребительные этало-
ны с известными показателями отражения - оптическое
стекло ТФ-5 Ro = 0,58%; лейкосапфир Ro = 0,60%; алюмо-
иттриевый гранат R = 0,92%; гадолиниево-галлиевый
гранат R(~ 1,73%. Истинные значения показателя отра-
жения эталонов определяют в специальных оптических
лабораториях или рассчитывают по показателю пре-
ломления. Если показатель преломления не известен,
показатель отражения определяют тщательным сравне-
нием с эталоном с известным показателем отражения.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
27
Показатель отражения витринита ГОСТ 25543-86 Международная классификация, 1988 ASTM, 388-841987
вид угля Qf, МДж/кг вид угля Q*, МДж/кг вид угля (£4 МДж/кг
0,2 } Бурый J к Менее 24 .. го ранга к - Менеег- Лцпжт '""F 1 ; Менее19Д; - iKrtr.r т — ~ — — — Г—— — •
0,4 0,8 1,0 ; V м 1,6 Каменный ! I к _ Среднего ранга Г : J к S К JXJ < -х S g. X LO г
: i 2,0. 3* Ю к Св. 8 до 14 ВКЛЮЧ.
'2^ - / к Менее 8 - к ! Семиан ।
2,6 : 2,8 3,0 --3,2. - М . 3,6 I Антрацит! — ------- !- rtJ Q. "I ’• а * о. 8 £ - в “«С; к — ^Йенее или ;;/\paw8
Таблица 2.5.
Корреляция распространен-
ных в мире систем
подразделения генетического
ряда углей на виды
с системой, принятой
в ГОСТ25543-88
Показатель отражения - это отношение интенсивности
светового потока, отраженного от полированной поверх-
ности, к интенсивности нормально падающего светового
потока на эту поверхность, выраженное в процентах. По
ГОСТу 12113-94 определяют произвольный, максималь-
ный и минимальный показатели отражения. Произволь-
ный - это показатель отражения, определяемый в непо-
ляризованном свете без вращения предметного столика
микроскопа. Максимальный и минимальный показатели
отражения - это соответственно наивысшее и наимень-
шее значение показателя отражения, определяемое в ли-
нейно поляризованном свете, при вращении предметно-
го столика микроскопа.
Измерения показателя отражения делают до тех
пор, пока не будет получено требуемое число измере-
ний. На каждом аншлиф-брикете необходимо выполнить
от 40 до 100 и более измерений в зависимости от одно-
родности и степени анизатропии исследуемого образца.
Количество измерений увеличивают с повышением не-
однородности в составе группы витринита, а также при
выраженной анизотропии каменных углей и антрацитов.
Для установления состава угольных смесей по рефлекто-
граммам необходимо провести не менее 500 измерений
на аншлиф-брикете исследуемой пробы угля. Если уча-
стие углей различной степени метаморфизма, входящие
в состав шихты, нельзя установить однозначно, проводят
еще 100 измерений, и так до 1000.
Максимальный, минимальный и произвольный по-
казатели отражения, вычисляют как средние арифмети-
ческие значения всех отсчетов соответственно. Кроме
среднего показателя отражения вычисляют стандартное
отклонение - обязательный показатель характеристики
рефлектограммы в международной кодификации углей.
Рефлектограмма - это диаграмма процентного содержа-
ния витринита для каждого шага (И) в 0,1 %, или полушага
(1/2 И) в 0,05%, где каждому диапазону шага, например
0,70 - 0,79; 0,80 - 0,89 и т. д., соответствует полученное
количество наблюдений, переведенное в % от общего
количества измерений.
Пример оформления результатов определения
показателя отражения для угольной смеси приведен
в табл. 2.6, а соответствующая ей рефлектограмма -
на рис. 2.6.
Показатель отражения Количество наблюдений Процент наблюдений
0,60-0,69 - j:.-.:: _
0,70-0,79 15 ;з
0,80-0,89 42 8
0,90-0,99 106 21 ..
1,00-1,09 79 16V /
1,10-1,19 49 ТО •
1,20-1,29 J . ... 33
1,30-1,39 ; .- - 82 .L
1,40-1,49 48 У <Й-^то: -
1,50-1,59 46 • 9
1,60 и более - - -
Таблица 2.6.
Результаты измерения
показателей отражения
витринита угольной смеси
28
Раздел 1. Угли для коксования
Показатель отражения, %
Современный уровень внедрения ЭВМ в управле-
ние различными процессами позволяет проводить учет
и обработку данных петрографического анализа под
управлением компьютера и воспроизводить их на экране
дисплея. Компьютеризация процесса петрографического
анализа позволила широко внедрить его в коксохимиче-
ское производство. Расшифровка получаемых при петро-
графическом анализе рефлектограмм дает возможность,
наряду с другими технологическими параметрами, кон-
тролировать марочный состав выпускаемых обогати-
тельными фабрикам концентратов и осуществлять теку-
щий контроль их состава на коксохимических заводах.
Современный петрографический анализ позволяет
решать практические вопросы технологии переработ-
ки углей. Свойства угля определяются количественным
соотношением присутствующих в угле мацералов и ми-
нералов, а также стадией метаморфизма. О стадии мета-
морфизма петрографически неоднородных углей можно
судить по изменению цвета микрокомпонентов, рельефа,
по показателю отражения.
Мацералы группы витринита (рис. 2.7) имеют
ровную поверхность и серый цвет различных оттенков.
Показатель отражения в иммерсионном масле для ка-
Петрографический
комплекс «Luchia»
менных углей колеблется от 0,40 до 2,59 % включительно.
Мацералы группы витринита с показателем отражения
от 0,5 до 1,69 % включительно при нагревании без досту-
па воздуха переходят в пластическое состояние. Это их
свойство в зависимости от стадии метаморфизма опре-
деляет их поведение в процессе коксования.
Мацералы группы липтинита (рис. 2.8) изменяют
цвет от темно-коричневого, черного до серого и на ста-
дии коксовых углей цвет их становится подобен витри-
ниту, и эта группа практически бывает не различима при
подсчете. Показатель отражения у этой группы самый
низкий от 0,21 до 1,5 %. При коксовании липтинит образу-
ет более подвижную пластинчатую массу, чем витринит.
Группа инертинита (рис. 2.9) меняет цвет от белого
до желтого и характеризуется высоким показателем от-
ражения и резко выраженным микрорельефом. Мацера-
лы этой группы не переходят в пластическое состояние
и не спекаются на всех стадиях метаморфизма.
Группа семивитринита (2.10) по физическим
и химико-технологическим свойствам занимает проме-
жуточное положение между группой витринита и инер-
тинита, но ближе стоит к витриниту. Цвет в отраженном
свете - серо-белый различных оттенков. Показатель от-
ражения колеблется от 0,60 до
2,70 включительно и всегда пре-
вышает значение показателя от-
ражения витринита. Мацералы
этой группы являются первым
переходом от витринита к инерти-
ниту. В процессе коксования они
не переходят в пластическое со-
стояние, но в некоторой степени
они способны размягчаться.
Микрокомпоненты групп
витринита и липтинита углей
средней стадии метаморфизма в
процессе термической деструк-
ции образуют жидко-вязкую пла-
стическую массу и обусловливают
спекаемость угля. Основное раз-
личие свойств микрокомпонен-
тов группы витринита и липтинита
заключается в том, что образова-
(правочник Коксохимика. "Jom Т
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
29
а - коллинит; б - телинит
Рис. 2.7.
Витринит
m
а - резинит, споринит; б - кутинит
Рис. 2.8.
Липтинит
Рис. 2.9.
Инертинит
- склеротинит; г - макринит
(правочник {^оксохимика. {ом 2
30
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.10.
Семивитринит
ние пластического состояния липтинита начинается при
более низких температурах и характеризуется оно мень-
шей вязкостью.
Не образующие самостоятельно пластическую массу
микрокомпоненты групп семивитринита и инертинита
активно участвуют в процессах спекания и коксообра-
зования, выявляя родственную генетическую природу с
микрокомпонентами групп витринита и липтинита.
Закономерности изменения технологических
свойств углей в зависимости от их петрографического
состава и стадии метаморфинизма весьма усложняют-
ся и оказываются различными в разных угольных бас-
сейнах. Если угли состоят только или преимущественно
из микрокомпонентов группы витринита, то изменение
их свойств в зависимости от стадии их метаморфизма
хорошо выражается выходом летучих веществ: с ростом
стадии метаморфизма углей выход летучих веществ из
них уменьшается. Если же угли имеют более сложный
петрографический состав и содержат значительное ко-
личество липтинита (Кизеловский бассейн, Западный
Донбасс) или инертинита (Кузбасс), то показатель выхо-
да летучих веществ не дает правильную характеристику
стадии их метаморфизма, поскольку микрокомпоненты
группы липтинита дают значительно больший, а группы
инертинита значительно меньший выход летучих ве-
ществ, чем микрокомпоненты группы витринита той же
стадии метаморфизма.
В состав каменных углей входят также минераль-
ные вещества, являющиеся вредной примесью, так как
они при коксовании угля переходят в кокс (зольность
кокса возрастает по сравнению с углем примерно на
30%) и ухудшают его качество. Минеральные включения
в каменных углях представлены глинистыми минерала-
ми, сульфидами железа, карбонатами, окислами крем-
ния и прочими минералами. Минеральные включения
в отраженном свете без иммерсии резко отличаются от
мацералов и могут быть подсчитаны отдельно от них.
В одном и том же угле наибольшей зольностью обладает
инертинит, наименьшей - витринит, а липтинит занимает
промежуточное положение, приближаясь к витриниту.
Закономерной связи между минерализацией микроком-
понентов каменных углей и стадией их зрелости не на-
блюдается.
В настоящее время установлено, что с уменьшени-
ем содержания минеральных веществ спекаемость углей
улучшается, причем в первую очередь для слабоспека-
ющихся углей.
По отрицательному влиянию на технологические
свойства различаются два вида минеральных веществ,
определяющих зольность углей и коксов: распределен-
ные микроскопически тонко в органической массе и ме-
ханически примешанные в виде пустой породы и угли-
стых сланцев. Первые не снижают прочность получаемо-
го кокса, вторые же вызывают появление трещиноватости
кокса и приводят к резкому снижению его механической
прочности.
Степень вредности минеральных веществ опреде-
ляется не только разнообразием форм их связи с органи-
ческой массой. Необходимо учитывать не только общее
содержание минеральных компонентов, но и их химиче-
ский состав. Для доменного производства наличие в золе
кокса окислов железа, кальция и магния полезно, т. к. они
выполняют функции руды и флюсов.
В некоторых случаях минеральные соединения угля,
взаимодействуя с его органической массой при коксова-
нии, оказывают каталитическое влияние на процессы,
проходящие с органической массой угля.
Некоторые минеральные вещества в коксуемых
углях особенно вредны, например фториды и хлориды
щелочных металлов, поскольку даже небольшие коли-
чества образующихся при коксовании фторо- и хлоро-
водорода разрушают огнеупорную кладку и арматуру
коксовых печей.
2.3. Технологические свойства углей
2.3.1. Влажность, зольность, выход летучих
веществ, содержание общей серы
и ее форм
Влага углей. Для удобства определения влаги
в углях и в соответствии с принятыми на практике мето-
дами анализа влагу угля подразделяют на влагу внешнюю
и влагу воздушно-сухого топлива.
Влага внешняя (Wex) - часть общей влаги топлива,
которая удаляется при его высушивании до воздушно-
сухого состояния.
Влага воздушно-сухого топлива (Wh) - часть общей
влаги топлива, которая остается в нем после высушива-
ния до воздушно-сухого состояния.
Для характеристики влажности угля в целом ис-
пользуют термин влага общая (W() (общая рабочая вла-
га (IV’)) - общее содержание внешней влаги и влаги
воздушно-сухого топлива.
ГОСТ 27314-91 (ИСО 589-1981) устанавливает (п. 8)
три метода определения общей влаги в каменных углях.
Два из них применимы ко всем углям, третий следует ис-
пользовать только для углей, устойчивых к окислению.
Метод А Пробу кипятят с толуолом в колбе с об-
ратным холодильником. Влага испаряется из угля и пере-
носится с парами толуола в холодильник, соединенный
с градуированным приёмником. Вода в приёмнике от-
деляется, образуя нижний слой, а избыток толуола пере-
(jipjBOMiniK Крмохпмика ~[ом 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
31
ливается в перегонную колбу. Влагу в угле вычисляют по
массе пробы и объему собранной воды.
Объем конденсата в приёмнике измеряют после
охлаждения до комнатной температуры.
Метод В. Пробу высушивают в печи при температу-
ре 105 - 110 °C в токе азота и вычисляют влагу по потере
массы.
Метод С (для каменных углей, устойчивых к окисле-
нию). Пробу высушивают при температуре 105 -110 °C на
воздухе и вычисляют влагу по потере массы.
Сущность метода определения внешней влаги (ГОСТ
27314-91 (ИСО 589-81) заключается в высушивании про-
бы при комнатной температуре или в сушильном шкафу
с температурой не более 40 °C для бурых углей и не более
50°C для каменных углей и горючих сланцев и вычисле-
нии массовой доли влаги по потере в массе.
Сущность метода (ГОСТ 27314-91 (ИСО 589-81)
определения влаги воздушно-сухого топлива заключа-
ется в следующем. Влагу определяют по лабораторной
пробе (крупностью не более 3 мм и массой не менее
500 г) после определения внешней влаги сушкой при
температуре от 105 до 110 °C или методом дистилляции.
Из лабораторной пробы отбирают в бюксы навеску мас-
сой около 10 г. Открытые бюксы помещают в сушильный
шкаф, предварительно нагретый до температуры от 105
до 110 °C, и выдерживают при этой температуры не ме-
нее 60 мин.
Для того чтобы правильно оценить результаты ана-
лиза угля, необходимо знать влажность той пробы, из
которой непосредственно производится определение
показателей. С этой целью было введено понятие «влага
аналитической пробы» (№“)- содержание влаги в пробе
крупностью менее 0,2 мм.
Сущность метода (ГОСТ 27314-91 (ИСО 589-81) опре-
деления влаги аналитической пробы заключается в вы-
сушивании навески аналитической пробы топлива (мак-
симальный размер зерен не более 0,2 мм) в сушильном
шкафу при температуре 105 - 110 °C (не менее 30 мин) и
вычислении массовой доли влаги по потере в массе.
В табл. 2.7 приведены данные по содержанию анали-
тической влаги в углях Донецкого бассейна.
Марка Wa,%
д <9
г <5
ж <3,5
к <2,5
ОС <1,5
т <1
А <4,0
Зависимости изменения содержания влаги в ряду
метаморфизма от бурых углей к антрацитам для трех
групп петрографических микрокомпонентов приведены
на рис. 2.11.
Справочник Коксохимика. Том 1
Рис. 2.11.
Зависимость влажности
микрокомпонентов от
степени метаморфизма
углей
В одном и том же угле наибольшей влажностью
обладает витринит, наименьшей - инертинит, а липти-
нит занимает промежуточное положение, приближаясь
к инертиниту. С увеличением зрелости каменных углей
влажность инертинита и липтинита уменьшается незна-
чительно. Влажность витринита от углей менее зрелых
к углям средней стадии метаморфизма (марки Ж) значи-
тельно уменьшается, а затем (до углей марки Т включи-
тельно) изменяется мало.
Содержание влаги в измельченном угле зависит от
природы топлива и степени его измельчения, а также от
температуры и относительной влажности атмосферы по-
мещения. Для получения сравнимых величин влажности
было предложено унифицировать условия доведения
угля до равновесного состояния и ввести понятия «гигро-
скопическая влага угля» (№ГИ) и «максимальная влагоем-
кость» (W).
' max'
Гигроскопическая влага угля - влага аналитической
пробы, находящейся в равновесном состоянии с атмо-
сферой, относительная влажность которой составляет
(60 ± 2) % при температуре (20 ± 5) °C (ГОСТ 8719-90).
В отличие от аналитической гигроскопическая вла-
га - устойчивая характеристика угля, отражающая его по-
ристую структуру, гидрофильные свойства органических
и минеральных компонентов. В ряду метаморфизма эти
свойства закономерно изменяются, что обусловливает
и соответствующий характер изменения гигроскопиче-
ской влаги - от бурых к каменным углям ее количество
уменьшается, а затем, в области тощих углей и антраци-
тов, повышается за счет роста пористости. Содержание
гигроскопической влаги увеличивается в окисленных
углях, что используют в качестве диагностического при-
знака степени окисления углей.
Изменчивость влаги гигроскопической от стадии
метаморфизма (показателем отражения витринита) для
углей Кузбасса можно выразить корреляционным урав-
нением:
Таблица 2.7.
Влага, определяемая
в аналитических пробах
каменных углей Донбасса
различной степени зрелости
W™ = 16,07 - 32,24ЯО + 24,326 )2 -
-7,615 (Rrf + 0,855 {Ro)\
Максимальная влагоемкость - влажность угля, ко-
торая находится в равновесном состоянии с атмосферой,
насыщенной водяными парами. Из-за эксперименталь-
ных трудностей при работе в такой атмосфере определе-
32
Раздел 1. Угли для коксования
Химическая
лаборатория
ние проводят при относительной влажности 96 %. Опре-
деление описано в ГОСТ 8858-93 (ИСО 1018-75).
Максимальная влагоемкость отражает химическую
природу угля, петрографический состав и стадию мета-
морфизма. Для неокисленных каменных углей макси-
мальная влагоемкость практически равна влаге рабочей.
В бурых же углях различие между этими видами влаги
может быть весьма существенным при более высоких
значениях влаги рабочей.
Максимальная влагоемкость связана со степенью
углефикации углей, поэтому ее используют при класси-
фикации углей для пересчета теплоты сгорания пробы на
влажное беззольное состояние.
В области значений Ro = 0,5 - 1,15% особенности
изменения максимальной влагоемкости для кузнецких
углей описывается уравнением:
^шах = ехр (9,069 - 14.7967?О + 6.3487?;).
В области же Ro = 1,15 - 2,90% максимальная влаго-
емкость линейно увеличивается с ростом стадии мета-
морфизма в соответствии с уравнением:
^=2.04-0.8.
Количество влаги в углях имеет большое практиче-
ское значение. Так, повышенная влажность углей способ-
ствует сорбции ими кислорода и ускорению протекания
процессов окисления при хранении на воздухе, что ухуд-
шает качество углей, а иногда и приводит их к самовоз-
горанию. Влага в угле является балластом, удорожающим
его транспортировку. Наличие значительных количеств
влаги в углях ухудшает их сыпучесть, затрудняет работу
грохотов при классификации углей по крупности, вы-
зывает слеживаемость в бункерах и является причиной
смерзаемости при транспортировке углей в вагонах
в зимнее время (при влажности выше 4 - 696). Влажность
готовой шихты выше 8% требует увеличения расхода
тепла при коксовании на 30 кДж/кг шихты на каждый
процент влаги. При увеличении влажности шихты нару-
шается обогрев камеры - нагревается низ и недостаточ-
но прогревается верхняя часть. При высокой влажности
ухудшается состояние кладки коксовых печей. Увеличе-
ние (уменьшение) влажности шихты против оптимальной
на 1 % приводит к увеличению (уменьшению) периода
коксования на 20 мин.
Зольность (Ad). Твердое топливо всех видов содер-
жит примесь минеральных веществ, которые составляют
его минеральную массу. По происхождению минераль-
ные вещества углей можно разделить на внутренние, ко-
торые были накоплены в процессе образования пластов
угля, и внешние, попавшие в топливо при его добыче из
окружающих пород (кровли, почвы, прослойков пласта).
Содержание внутренних минеральных веществ более
или менее постоянно для углей данного месторождения
и незначительно по сравнению с внешними минеральны-
ми примесями, содержание которых зависит от способа
добычи угля.
Зола - неорганический остаток после полного сго-
рания угля. Масса образующейся золы, или зольность,
зависит от содержания и состава минеральной массы
углей, а также от условий их сжигания. Необходимо учи-
тывать, что:
в процессе сжигания углей состав минеральной мас-
сы значительно изменяется, поэтому масса и состав
золы никогда не бывают равными массе и составу
минеральных веществ угля*;
среди реакций, протекающих в минеральной массе
при озолении углей, преобладают реакции разло-
жения, поэтому зольность угля всегда получается
несколько меньше, чем содержание минеральной
массы.
ГОСТ 11022-95 (ИСО 1171-97) устанавливает методы
определения зольности при медленном и ускоренном
озолении.
Метод медленного озоления. Сущность метода за-
ключается в сжигании пробы топлива в муфельной печи.
В течение 60 мин повышают температуру печи до 500 °C
и поддерживают эту температуру в течение 30 мин. Про-
должают нагрев до 815 ± 10 °C и выдерживают при этой
* Нельзя говорить о содержании золы в топливе, так как зола в топ-
ливе не содержится, а образуется при его сжигании. Можно гово-
рить только о зольности угля или выходе золы при сжигании.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
33
температуре не менее 60 мин. Зольность в процентах
рассчитывают по массе остатка после прокаливания.
Методы ускоренного озоления.
Метод ускоренного озоления с естественной вен-
тиляцией. Для проведения озоления с естественной вен-
тиляцией муфельная печь должна иметь вытяжную трубу,
расположенную в задней стенке. Нагревают муфельную
печь до температуры 815 ±15 °C. Продолжительность
озоления (после достижения в муфельной печи темпера-
туры озоления) - 20 - 35 мин.
При принудительной подаче кислорода в муфель-
ную печь продолжительность озоления (после достиже-
ния в муфельной печи температуры озоления 865 ± 15 °C)
составляет 20 - 25 мин.
При разногласиях в оценке зольности топлива опре-
деления проводят методом медленного озоления.
Установлено, что в одном и том же угле наибольшей
зольностью обладает инертинит, наименьшей - витринит,
а липтинит занимает промежуточное положение, при-
ближаясь к витриниту. Зольность инертинита донецких
углей составляет порядка 12 % и более. Напротив, в углях
Кузбасса инертинит малозолен (зольность его немного
выше зольности витринитов). Закономерной взаимо-
связи между зольностью микрокомпонентов и стадией
их зрелости не наблюдается.
Выход летучих веществ (И^). Выход летучих ве-
ществ является показателем структурных особенностей
составных частей ископаемых углей, поскольку указыва-
ет на количество термически нестойких, отщепляющихся
при данной температуре атомных групп из их макромо-
лекул.
Под летучими веществами понимают сложную
смесь всех газо- и парообразных продуктов, образу-
ющихся и выделяющихся при нагреве без доступа воз-
духа до определенной температуры. В их состав входят:
газы (окклюдированные + адсорбированные + некон-
денсирующиеся при нормальных условиях продукты
разложения органических и минеральных составляющих
угля), жидкие продукты в парообразном состоянии (влага
пирогенетическая + маслянистые продукты разложения
органической массы угля, называемые смолой).
Характер изменения выхода летучих веществ в ряду
метаморфизма для трех групп микрокомпонентов пока-
зан на рис. 2.12.
Из него можно сделать вывод, что в одном и том же
угле наибольший выход летучих веществ образует липти-
нит, а наименьший - инертинит.
Выход летучих веществ определяется по ГОСТ 6382-
2001 (ИСО 562-1998, ИСО 5071-1:1997). Сущность метода
заключается в следующем. Пробу в тигле нагревают при
температуре 900 ± 10 °C без доступа воздуха в течение
7 мин. Выход летучих веществ в процентах вычисляют по
разности общей потери массы и потери за счет испаре-
ния влаги.
Нелетучий остаток, одновременно полученный в ти-
гле после определения выхода летучих веществ, также
отражает природу и степень зрелости углей. В зависимо-
сти от внешнего вида остаток характеризуют как: порош-
кообразный, слипшийся - при легком нажиме пальцем
рассыпается в порошок, слабоспёкшийся - при нажиме
рассыпается на кусочки, спёкшийся, не сплавленный -
для раскалывания на отдельные кусочки необходимо
приложить усилие, сплавленный, не вспученный - пло-
ская лепешка с серебристым металлическим блеском
поверхности высотой менее 15 мм, сплавленный, сильно
вспученный - остаток с серебристым металлическим бле-
ском поверхности высотой более 15 мм.
В случае если массовая доля диоксида углерода при
определении выхода летучих веществ составляет более
2%, то в величину выхода летучих веществ необходимо
вносить соответствующую поправку, учитывающую раз-
ложение карбонатов в условиях определения.
Определение диоксида углерода карбонатов осу-
ществляется по ГОСТ 13455-91 (ИСО 925-97).
В зависимости от способа измерения диоксида
углерода существуют два метода: гравиметрический
и объемный.
Сущность гравиметрического метода заключается
в следующем. Пробу топлива обрабатывают соляной кис-
лотой, которая вступает в реакцию с имеющимися карбо-
натами, выделяющими диоксид углерода. Диоксид угле-
рода, выделенный в результате разложения карбонатов,
поглощают и взвешивают.
Ускоренный объемный метод определения диокси-
да углерода карбонатов основан на разложении карбо-
натов соляной кислотой и определении объема выделив-
шегося при этом диоксида углерода.
При разногласиях в оценке качества топлива и при
наличии карбонатов в виде сидерита и магнезита опре-
Рис.2.12.
Зависимость выхода
летучих веществ
из микрокомпонентов
от степени метаморфизма
углей
Ряд метаморфизма
Справочник Коксохимика. Том 1
34
Раздел 1. Угли для коксования
деление содержания диоксида углерода карбонатов сле-
дует проводить только гравиметрическим методом.
На основании определения влаги, выхода летучих
веществ и зольности в углях определяют несколько рас-
четных показателей.
Нелетучий остаток определяют по формуле:
(J\rV)a = 100-7a-JVa.
Нелетучий углерод определяют по формуле:
Caf = \W-Wa -Аа -Va.
Указанные показатели служат для условной характе-
ристики термоустойчивости органической массы углей.
СОДЕРЖАНИЕ ОБЩЕЙ СЕРЫ
И ЕЕ ФОРМ В УГЛЯХ
Сера содержится в углях в виде различных соеди-
нений, входящих в органическую и минеральную части
топлив. Суммарное содержание серы в органической и
минеральной массах углей называют серой общей и обо-
значают символом SJr
В углях месторождений России количество серы
варьируется от нескольких десятых процента в Западной
и Восточной Сибири до 8 - 12% в Подмосковном и Ки-
зеловском бассейнах. Сернистость углей Донецкого бас-
сейна изменяется от 0,5 до 4,0 % и более.
В табл. 2.8 представлена группировка донецких
углей по сернистости.
Таблица 2.9.
Среднее содержание общей,
пиритной, органической
и сульфатной серы в углях
различных районов Донбасса
Таблица 2.8.
Группировка донецких углей
по сернистости
Номер групш Наименование групп ; углей
! Малосернистые От 0,5 до 1,5
11 Среднесернистые От 1,6 до 2,5
Сернистые ; От 2,6 до 4,0
IV Высокосернистые i Более 4,0
Большой практический интерес представляют дан-
ные о сернистости донецких каменных углей разных ма-
рок. Среди неспекающихся и слабоспекающихся углей
марки Д преобладают угли сернистые, а среди неспека-
ющихся углей марки Т - среднесернистые угли. Хорошо
спекающиеся угли (марок Ж и К), составляющие основу
угольных шихт для коксования, а также угли марки ОС,
принадлежат в основном к сернистым и высокосерни-
стым углям.
На абсолютную величину общей сернистости оказы-
вают влияние состав углеобразователей, петрографиче-
ский и химический состав углей, состав вмещающих по-
род, а также морфология угольных пластов. Сернистость
непосредственно связана с явлениями диагенеза, мета-
морфизма, восстановленности и выветривания углей.
Некоторое влияние оказывают также и фациальные усло-
вия образования пластов угля и пород кровли. Так, они
следующим образом обусловили среднее содержание
общей серы в углях Донбасса:
(среднее), %
Прибрежно-континентальные 1,6
То же, со слабым влиянием моря 2,2
Прибрежно-морские 3,4
То же, с длительным влиянием моря 3,9
Для определения содержания общей серы исполь-
зуют ДСТУ 3528-97 (ГОСТ 8606-94, ИСО 334-1992). По этому
методу аналитическую пробу топлива вместе со смесью
Эшка сжигают в окисляющей среде с целью удаления го-
рючей массы и преобразования серы в сульфаты. Далее
сульфаты экстрагируют с раствором соляной кислоты
и определяют гравиметрическим способом после осаж-
дения их хлоридом бария.
Для ускоренного определения содержания общей
серы применяется другой (менее точный) метод сжигания
навески угля в смеси с кварцевым песком (катализатор)
в струе кислорода (воздуха) в электрической печи при
1200 ±50 °C. Образующиеся оксиды серы улавливаются
в поглотительном сосуде, наполненном слабым раство-
ром пероксида водорода. Добавка к навеске угля квар-
цевого песка (SiOn) необходима для перевода сульфат-
ионов в SO,.
Сера в углях находится в четырех основных формах,
а именно: органической, сульфатной, пиритной и эле-
ментарной. Однако для технологических целей наиболее
важно различить пиритную (Sdp) и органическую (Sd) фор-
мы серы, которые, к тому же, наиболее весомо представ-
лены в общей массе сернистых соединений.
Среднее содержание общей, пиритной, органиче-
ской и сульфатной серы в углях различных районов Дон-
басса представлено в табл. 2.9.
Ранен Сера, %
общая пирит- ная органи- ческая сульфат- ная
Красноармейский 2,66 1,50 1,09 0,07
Донецко- Макеевский 2,25 1,15 1,02 0,08
Центральный 3,33 2,23 1,00 0,10
Лисичанский 3,94 2,19 1,58 0,17
Алмазно- Марьевский 3,33 1,93 1,30 0,10
Селезневский 2,79 1,69 1,02 0,08
Луганский 3,66 2,25 1,31 0,10
Белокалитвинский 3,79 2,84 0,85 0,10
С содержанием серы в углях связана их склонность
к самовозгоранию. Комплексные исследования углей
различной степени метаморфизма по склонности к само-
возгоранию позволили выявить три максимума для углей
с содержанием углерода 76; 85 и 89%. которые характе-
ризуются в том числе и увеличенным содержанием тио-
эфирных и дисульфидных групп. С проблемой самовозго-
рания сталкиваются и при складировании породы в отва-
(Ъравочник Коксохимика. ТЪм 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
35
лы, в которых повышено содержание общей и пиритной
серы. Пиритная сера в процессе самонагревания отвала
окисляется с образованием сульфатов и чистой серы.
Между содержанием общей и пиритной серы суще-
ствует корреляционная зависимость:
5/=0,7375/-0,377.
Что же касается «органической», то этим термином
обозначают серу, химически связанную с органически-
ми веществами угля. Сера в этих соединениях находится
в виде сульфидных (1), дисульфидных (2), бистиоэфир-
ных (3), тионных (4), тиофенных (5), тиофанных (6) груп-
пировок:
-S-C-S- (2),
)C=S (4),
IZ>S (б)
Приблизительное количество органической серы
в угле можно вычислить по следующим формулам:
Sd = 0,2605/+0,2,
5/ =0,2505/+0,367,
5/ = (0,525/ + 0,15)(1 - / /100).
Отмечено, что доля органической серы в угле растет
при снижении его общей сернистости.
Сульфатная (сульфаты железа (III), натрия, магния
и гипс) и элементная сера в сумме редко превышают
0,2% и вследствие этого не оказывают какого-либо зна-
чительного влияния на процесс переработки угля и ка-
чество получаемого кокса. Стоит лишь добавить, что по-
вышенное содержание сульфатной серы характерно для
окисленных углей.
Установлено, что в углях Донбасса витринит содер-
жит наименьшее (по сравнению с другими микрокомпо-
нентами) количество органической серы и наибольшее
количество пиритной серы, в липтините пиритная сера
практически отсутствует, но концентрируется органиче-
ская, а инертинит содержит как пиритную, так и органи-
ческую серу.
Принципиальный ход превращений сернистых сое-
динений при коксовании представлен в табл. 2.10.
Данные табл. 2.10 свидетельствуют, что в процессе
коксования происходит обогащение углеродистого мате-
риала сульфидной, а после 500 °C и органической серой
за счет разложения пиритной и сульфатной серы. Кроме
того, часть серы выделяется в виде сероводорода и лету-
чих органических соединений. После 500 °C происходит
некоторое снижение доли сульфидной серы в углероди-
стом остатке коксования угля.
ГОСТ 30404-2000 (ИСО 157-96) устанавливает мето-
ды определения массовых долей сульфатной, пиритной
/ органической серы.
J-Ti3O4HMK Коксохимика. Том 1
2.3.2. Формы выражения результатов анализа
Согласно ГОСТ 27313-95 результаты анализа углей
могут быть выражены в различной форме. Данное об-
стоятельство связано с тем фактом, что уголь условно
можно представить в виде трех составляющих, а имен-
но - органической массы, влаги и минеральных ком-
понентов. Исходя из этого, результаты анализа можно
выразить на уголь в целом (с учетом содержания влаги
и минеральных компонентов), на сухой (без влаги) уголь
и сухой деминерализованный (без влаги и минеральных
компонентов).
Применяются следующие термины.
Рабочее состояние топлива (индекс г) - состояние
топлива с таким содержанием общей влаги и зольностью,
с которыми оно добывается или используется.
Аналитическое состояние топлива (индекс а) - со-
стояние аналитической пробы топлива, влажность кото-
рого доведена до равновесного состояния с влажностью
воздуха в лабораторном помещении.
Сухое состояние топлива (индекс d) - состояние
топлива, не содержащего влаги (кроме гидратной*.
Сухое беззольное состояние топлива (индекс daf) -
условное состояние топлива, не содержащего влаги (кро-
ме гидратной) и золы.
Органическая масса топлива (индекс о) - условное
состояние топлива, не содержащего влаги и минераль-
ной массы.
Влажное беззольное состояние топлива (индекс
af} - условное состояние топлива, не содержащего золы,
с влажностью, равной максимальной влагоемкости.
В табл. 2.11 приведены обозначения основных по-
казателей качества угля для различных состояний. Пока-
затель качества топлива обозначается символом с двумя
индексами: уточняющим (нижним) и выражающим со-
стояние топлива (верхним).
Вид серы Содержаше данного вида серы (%) при разных значениях температуры, °C
исходный уголь 300 i 400 i 500 vvv
Пиритная 1,75 i 1,75 i 1,42 I 0,31 ! i ! 0,00
Сульфатная 0,71 0,55 : 0,44 : ; 0,01 ? 0,00
Сульфидная 0,00 0,13 0,44 0,93 : 0,84
Органическая 1,79 1,63 : 1,70 1J1
Всего серы 4,25 4,06 ЗЛ1 2,95 2,65
* Гидратная влага входит в состав минеральной части углей в виде
кристаллогидратов, например, глин (алюмосиликаты состава
vSiO, уАкОг отМеО • нН.О) и гипса (CaSO/2H,O).
Таблица 2.10.
Перераспределение
различных форм серы
в процессе коксования
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 2.11. Обозначение показателей Индекс для обозначения состояния топлива
; Обозначе- , сухого без- i : зольного ;
качества твердого топлива* Показатель - ние показа- теля рабочего аналитиче- ского сухого органиче- ской массы
|
r а d ! daf о
1 2 3 4 5 i 6 I 1
1. Общая влага _5. J - - : - J
1.1. Внешняя влага К - - i j -
1.2. Влага воздушно-сухого топлива . -Л ’ - - - : - • -
2. Влага аналитической пробы - Wa - i - ’ -
3. Максимальная влагоемкость • w 1 max - - - : - : -
4. Гидратная влага ; if WMM wa rr мм wd MM I — i -
5. Минеральная масса (MM) : (MM)r (ММ)а (MM)d j
6. Диоксид углерода из карбонатов угля CO, JJJ- (СО2)“ (CO2)d 1
7. Зольность A Ar Аа Ad -
8. Выход летучих веществ ; V r Уа V* ’ ydaf — t
8.1. Выход летучих веществ горючих Vr c Г с ydaf ; c 1 -
8.2. Выход летучих веществ негорючих z va _ лс vd nc -
. 9. Выход летучих веществ (объемный) V. vr V va V vd V ydaf V -
' 10. Нелетучий остаток (NV) (NVy (W)° (NV)d i - ; -
11. Нелетучий углерод (расчетная величина) ... 9... .. Ci _ С Cd 4 cfaf -
12. Высшая теплота сгорания Qs e; е; Q? ! Q* J JI—_j
12.1. Высшая теплота сгорания влажного I беззольного топлива (расчетная величина) Qf - - - - -
ИЗ. Низшая теплота сгорания (расчетная величина) _J:, Q,d : Qdaf Q,u
" 14. Общий углерод c ... cr с° cd - -
14.1.Органический углерод (расчетная величина) c _ 0 cr0 С° cd Cdaf Co°
14.2.Неорганический углерод c H HT СММ На j Hd -
1. Знак «-» означает, что показа- тели в соответствующем со- : 15. Общий водород -
стоянии топлива не могут быть определены или рассчитаны. 15.1.Органический водород (расчетная величина) H°. Ho Hd 0 ° 1
2. Для обозначения химических Hd nMM
элементов, не приведенных 15.2. Неорганический водород (расчетная величина) H.M\f Hr на пмм - _ 1
в таблице, определяемых в топ- ливе или золе, используют при- ; 16. Азот N Nr № NJ №
нятые общие обозначения, при odaf
этом для элементов, определяе- мых в золе, прибавляют нижний 17. Кислород (определяемая величина) 0 Or Оа Od 0°
18. Кислород (расчетная величина) ... °d 0, Oda °* .. oj _JL_.
индекс А.
3. Показатель плавкости золы (46) . s,d —
должен быть увязан с показа- телями рабочей атмосферы, 19. Общая сера £ s,r s,a - -
20. Сульфидная сера $MeS $MeS cd °MeS -
например: гВ(ох) - температура плавления в окислительной
атмосфере; tB(r) - в восстано- 21. Пиритная сера sn snr Sn° sd - -
вительной атмосфере; tB(or) - P P P p
в полувосстановительной атмо- сфере. * 22. Сульфатная сера ^SOi Ssoj Oa JSO4 $50.1 - -
4. При обозначении вязкости плавленой золы (47) в скобках ; 23. Элементарная сера 4 -
i 24. Органическая сера (расчетная величина) s0 SJ s°
указывают температуру, при
которой определяли вязкость,
например: VA (1400) - вязкость золы при 1400°C. ; 25. Горючая сера s° sd
SQ’wcuivitw. ’{ом 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
37
1 2 3 4 5 6 7 Продолжение табл. 2.11
26. Сера минеральной массы $.w\f cn - -
27. Сера золы .. A SA - -
28. Летучая сера (полукоксование) SdaK ...... -
29. Сера в полукоксе SsK QO ^sK SdK - -
30. Летучая сера (коксование) va 4JT i
31. Сера в коксе sK SK co “K_ 4L_ - -
32. Сера по смыву бомбы .Sb Co % - -
33. Фосфор p Pr pa Pd - -
34. Хлор Cl Clr Cla Cld - -
35. Мышьяк As Asr Asa Asd - -
36. Выход толуольного экстракта В Br Ba Bd B^ B°
37. Содержание восков в толуольном экстракте Bw ВЦ ВЦ ВЦ B^ ВЦ '
38. Содержание смол в толуольном экстракте (ацетоновый экстракт) Br R' Br Bdr B^f ВЦ
39. Гуминовые кислоты (HA), . (HAY, (HAY (HA)d (HA)W (hay
40. Гуминовые кислоты свободные (HA)f ; (HA)} (HA)} (HA)d (HA)^ (HAY
41. Кажущаяся плотность : 4. - - -
42. Действительная плотность dr - - - -
43. Пористость Pr - - Pdr - -
44. Удельная поверхность (UP) (UPY - - -
45. Насыпная плотность (BD) (BDY (BD)a - - -
46. Плавкость золы
46.1.Температура спекания ‘s - - - - -
46.2.Температура начала деформации - - - - -
46.3.Температура плавления - - - - -
46.4.Температура жидкоплавкого состояния !c - - - - -
47. Вязкость плавленой золы - - - - -
48. Температура возгорания - - - - -
49. Индекс абразивности Al Al - - - -
50. Индекс размолоспособности
50.1.Метод Хардгров HGl HGl - - - -
50.2.Метод ВТИ Kjo ^.10 - - - -
51. Реакционная способность по СО2 &CO2 - - - - -
52. Реакционная способность по Оо Ro: - - - - -
53. Реакционная способность по Н2О Кц-о - - - - -
54. Показатель отражения витринита R - - - - -
54.1.Среднее значение произвольного показателя отражения витринита (в иммерсии) R r - - - - -
54.2.Среднее значение максимального показателя отражения витринита (в иммерсии) Rmix - - - - -
38
Раздел 1. Угли для коксования
Продолжение табл. 2.11
1 2 3 4 5 6 7
543.Среднее значение произвольного показателя отражения витринита (в воздухе) К, - - - -
54.4.Среднее значение максимального показателя отражения витринита (в воздухе) р Л шах - - - - -
55. Показатель анизотропии отражения - - - - -
56. Мацеральный состав
56.1.Гуминит н - - - - -
56.2.Витринит V, - - - - -
563.Инертинит I - - - - -
56.4Липтинит L - - - - -
56.5.Семивитринит - - - -
57. Индекс спекаемой» RI - - - -
58. Индекс свободного вспучивания SI - SI - - -
59. Дилатометрические показатели по Одиберу-Арну
59.1 .Максимальное сжатие а a - - -
59.2.Макснмальное расширение b - b - -
593.Температура начала пластического сжатия h - h - - -
59.4.Температура максимального сжатия hi - hi - -
595.Темлература максимального расширения hn - hu - - -
60. Тип кокса по Грей-Кингу GK - GK - - -
61. Пластометрические показатели по Сапожникову
61.1 .Пластометрическая усадка X - X - -
61.2Ълщина пластического слоя У - У - - -
62. Показатели текучести в пластическом состоянии по Гизелеру
62.1 .Температура начала пластического состояния h - h - - -
62.2.1емпература максимальной текучести • hiax. - - -
623.Температура затвердевания Л - Z3 - - -
62.4.Максималыяя текучесть - - - -
63. Давление вспучивания - - - -
64. Выход продуктов полукоксования 1
64.1.Полукокс w w w w - -
642. Полукокс (беззотьный) R w w -
643.Безводаая смола T isK pa pdaf -
64.4.Пирогенетмческая вода ^sK sK 1 •ux -
64.5.Газ GsK g° i -
64ДПек P* pr sK i pa ! sK pd rsK -
65. Выход продуктов коксования i 1
65.1-Кокс К Kr I Ka - -
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
1 2 3 4 5 б 7
65.2.Кокс (беззольный) к; Кс -
65.3.Безводная смола ч 'га 1К Тк pdaf -
65.4.Пирогенетическая вода ж; wa -
65.5.Газ Ск Ga -
65.6.Пек рк рк ра ГК рк Pd°f -
66. Механические свойства кокса
66.1.Прочность по МИКУМ ^40 Че - - - -
66.2.Прочность по Ирсид 4) Ао - - : - -
66.3.Истираемость по МИКУМ ^10 Мо - - - -
66.4. Истираемость по Ирсид Ао Ао - - - -
66.5.Прочность на сбрасывание Shi Shi - - -
66.6.Прочность на сжатие АС RC - - - -
Окончание табл. 2.11
В ГОСТ 27313-95 (ИСО 1170-77) принято несколько
другое обозначение. Соотношение обозначений приве-
дено в табл. 2.12.
Показатель Обозначение показателей
ГОСТ 27313-95 ИС01170-77
Влага W м
Общая сера S, sT
Сера сульфатная $SO4 Ss
Теплота сгорания высшая Q, Q ^gr.V
Рабочее состояние г ar
Аналитическое состояние (воздушно-сухое) а ad
Органическая масса (состоя- ние топлива без влаги и минеральной массы) 0 dmmf
Результаты анализа топлива, за исключением кажу-
щейся плотности, пересчитывают на различные состоя-
ния по табл. 2.13.
Результаты определения элементного состава
и высшей теплоты сгорания для топлива с влажностью W}
пересчитывают на влажность W2 умножением на фактор
100-и;
пересчета , а для топлива с зольностью при
пересчете на зольность А2 (при W = const) - умножением
х 100-Л
на фактор-------.
100-4
При содержании диоксида углерода из карбонатов
(СО2У> 2% в формулах пересчета (табл. 2.13) величины
А',Аа, ^заменяют на Ar+ (CO2)r,Aa+ (CO2)“,Ad+ (CO2)d.
Массовую долю минеральной массы в аналитиче-
ской пробе топлива ММа вычисляют по формуле:
ММа = Аа + (СО2)а + WaMM + 0,6255; -2,5($* -5^).
Кроме того, можно пользоваться следующими эмпи-
рическими формулами:
Таблица 2.12.
Соотношение обозначений,
приведенных в ГОСТ27313-9.
и ИСО 1170-77
Состояние топлива Формула пересчета в состояние топлива
Т а d daf 0
г 1 100- 100 . . 100 100
100-07 100-07 100-(»7 + Z) 1ОО-(0'Г-.ШГ)
a s g 1 1 1 100 100 100
100 -wa 100-(lF“ + Л") 100-(FT-Wfl)
d 100-0; 100- 1 100 100
100 100 юо-У 100-lWMJ
: daf lOO-Q^ + Z) 100 100-(^а + ^д) 100 100-л*' 1 100-/
100 lOO-W*
i i ! о ioo-(Fr;+MMr) юо : 1ОО-(0ГД+ММД) 100 lOO-W* ' 100 100 100 -Ad 1
Таблица 2.13.
Формулы пересчета
на различные состояния
топлива
Справочник Коксохимика. Том J
40
Раздел 1. Угли для коксования
ММа = 1,10/4" + 0,555; + 0,87(СО2)" - 0,10 (Fe2O3)"-
-2,755^+2,3255^,
ММа = 1,10Л" + 0,55^,
ММа = 1,08/4" + 0,555/.
Гидратная влага (^w) трудно поддается определе-
нию и может быть рассчитана по следующей формуле:
_ 0,353?4/2О3" • Л"
w шо
Кроме того, существует прямой метод определения
минерального вещества по ГОСТ 29086-91 (ИСО 602-83)
«Уголь. Метод определения минерального вещества».
Сущность метода заключается в частичной деминерали-
зации пробы угля обработкой соляной и фторводород-
ной кислотами в условиях, при которых угольное веще-
ство остается неизменным, регистрацией потери массы
угля, обусловленной кислотной обработкой, и опреде-
лении нерастворимой части минерального вещества
озолением частично деминерализованного угля, опре-
делении содержания железа в золе с целью расчета со-
держания пирита в экстрагированном угле, определении
количества соляной кислоты, поглощенной угольным
веществом.
2.3.3. Спекаемость и спекающая способность
Согласно ГОСТ 17070-87 термины спекаемость и спе-
кающая способность угля определяются следующим об-
разом:
спекаемость - свойство угля переходить при нагре-
вании без доступа воздуха в пластическое состоя-
ние с образованием связанного нелетучего остатка;
спекающая способность - свойство измельченного
угля спекать инертный материал с образованием в
установленных стандартом условиях связанного не-
летучего остатка.
Для определения указанных свойств углей пользу-
ются приведенными ниже методами.
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПЛАСТОМЕТРИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ
ПО МЕТОДУ Л. М. САПОЖНИКОВА
Метод определения пластометрических показате-
лей по Л. М. Сапожникову позволяет получить комплекс
количественных и качественных характеристик, которые
дают возможность составить достаточно полное пред-
ставление о технологической ценности углей.
Метод основан на медленном нагревании при по-
стоянном давлении пробы каменного угля и измерении
расстояний между поверхностями раздела: уголь - пла-
стическая масса - полукокс.
В результате проведения испытания определяют
следующие показатели:
толщина пластического слоя (у) - максимальное
расстояние между поверхностями раздела: уголь -
пластическая масса - полукокс, определяемое при
пластометрических испытаниях угля в установлен-
ных стандартом условиях;
пластометрическая усадка (х) - конечное измене-
ние высоты угольной загрузки при пластометриче-
ских испытаниях угля в установленных стандартом
условиях.
Кроме того, учитывается характеристика пластоме-
трической кривой и полученного коксового королька.
Пластометрический показатель толщины пласти-
ческого слоя является одним из основных параметров
классификаций ДСТУ 3472-2010 и ГОСТ 25543-88. В Меж-
дународной системе кодификации углей среднего и вы-
сокого рангов (ГОСТ 30313-95) показатели толщины пла-
стического слоя у и пластометрической усадки х входят
в число дополнительных параметров, которые использу-
ют для более детальной оценки углей в зависимости от
направлений использования.
Показатель толщины пластического слоя наиболее
пригоден для оценки углей со средней и умеренно высо-
кой спекаемостью. При испытании углей с низкой спекае-
мостью в пластометрическом аппарате образуется слиш-
ком тонкий пластический слой либо совсем не образуется.
В таких случаях измерения проводить трудно или совсем
невозможно, поэтому толщину пластического слоя менее
6 мм не измеряют, а отмечают в протоколе - «менее 6 мм».
Методика определения пластометрических показа-
телей установлена в ГОСТ 1186-87 (СТ СЭВ 5775-86).
Для определения пластометрических показателей
используют специальный аппарат (рис. 2.13), измерения
на котором могут быть автоматизированы (замеры и за-
пись пластометрической кривой с фиксированием тол-
щины пластического слоя и пластометрической усадки)
(рис. 2.14).
В состав аппарата входят:
стакан пластометрический из жаропрочной стали
со съемным дном. Диаметр стакана, мм: наружный -
70; внутренний на уровне дна - 59, внутренний на
высоте 50 мм от дна и выше - 60;
пластометр, состоящий из стержня, стальной иглы
цилиндрической формы диаметром 1 мм и высо-
той 55 мм, указателя, укрепленного неподвижно на
стержне пластометра, и передвижной металличе-
ской шкалы. Цена деления шкалы - 1 мм, толщина
штрихов на шкале - 0,1 - 0,2 мм;
штемпель с отверстиями для удаления летучих ве-
ществ;
трубки для термопары и иглы пластометра, рычаг
и груз, обеспечивающие давление на угольную на-
веску, равное 0,1 МПа;
вращающийся барабан с часовым механизмом для
записи пластометрической кривой. Скорость дви-
жения поверхности барабана - 1 мм/мин;
металлическая линейка для измерения высоты
угольной загрузки.
Для проведения испытания лабораторную пробу
с размером зерен 0 - 3 мм массой 1 кг измельчают до
частиц размером 1,6 мм, не допуская переизмельчения.
Зольность пробы не должна превышать 10%.
Справочник Коксохимика. Трм J
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
Концентрат обогатительных фабрик, для которого
установлена норма зольности более 10%, испытывают
при его фактической зольности.
Навеску воздушно-сухого угля массой (100 ±0,1) г
загружают в стакан в четыре приема. После каждой пор-
ции (около 25 г) поверхность угля в стакане разравнива-
ют острым концом пластометра, но не утрамбовывают.
Испытания проводят при следующем режиме повы-
шения температуры: через 30 мин после включения тем-
пература должна достигнуть 250 °C, в интервале темпера-
тур от 250 до 730 °C скорость нагрева должна составлять
3 °С/мин.
Через каждые 10 мин в протоколе испытания отме-
чают время в минутах от начала основного периода и со-
ответствующую ему температуру дна стакана.
В интервале температур от 350 до 650 °C при помо-
щи пластометра производят периодически измерения
верхнего и нижнего уровней пластического слоя.
Для измерения верхнего уровня пластического слоя
иглу пластометра через отверстие в планке осторожно
Рис. 2.13.
Пластометрический
аппарат
1 - штемпель; 2 - прижимная планка; 3 - стакан; 4 - трубка для термопары; 5 - пластометр; 6 - верхний кирпич;
7 - дно стакана; 8 - нагреватель; 9 - нижний кирпич; 10 - плита; 11 - груз; 12 - стойка барабана;
13 - барабан с часовым механизмом; 14 - перо; 15 - подвеска груза; 16,21 - шарнирный валик; 17- рычаг;
18 - муфта для крепления рычага; 19 - стойка; 20 - установочный винт
Справочник Крксохимика' Том 1
42
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.14.
Пластометр
Автоматизированный
ластометрический
аппарат
опускают в бумажную трубку, а шкалу устанавливают на
планке. Когда конец иглы коснется пластического слоя,
иглу поддерживают рукой так, чтобы она не вдавлива-
лась в пластическую массу, и отсчитывают по шкале коли-
чество миллиметровых делений от «нулевого деления»
до верхней поверхности указателя.
Для измерения нижнего уровня пластического слоя
прокалывают пластическую массу иглой пластометра до
тех пор, пока она не достигнет твердого слоя полукокса.
Отсчитывают деления по шкале пластометра от «нулево-
го деления» до верхней поверхности указателя.
Частота измерений верхнего и нижнего уровней
пластического слоя зависит от характера пластометриче-
ской кривой, записываемой на барабане (рис. 2.15).
1) при зигзагообразной кривой (рис. 2.15а) верхний
уровень замеряют в момент максимального подъе-
ма и спада кривой; нижний уровень - только в мо-
менты максимального спада. Если спады кривой
очень часты, то измерения нижнего уровня произ-
водят не при каждом спаде, а с таким расчетом, что-
бы прокалывание пластической массы происходило
не чаще одного раза в 8 - 10 мин;
2) при горбообразной кривой (рис. 2.155) верхний
уровень измеряют один раз в 5-8 мин, а нижний
уровень - один раз в 10 мин;
3) при кривой промежуточного характера (с невы-
соким подъемом) измерения верхнего и нижнего
уровней пластического слоя производят один раз
в 10 мин с таким расчетом, чтобы проколы пластиче-
ской массы по возможности не нарушали характера
пластометрической кривой (частые проколы могут
увеличивать усадку и угол снижения кривой);
4) при плавно опускающейся (пологопадающей) кри-
вой (рис. 2.15 в) измерения верхнего и нижнего
уровней производят один раз в 10 мин. Для плохо
спекающихся углей измерение нижнего уровня
пластического слоя может быть затруднительным,
так как при проколах игла пластометра может про-
никнуть через слой полукокса до дна стакана. В этом
случае следует прекратить измерения на 15 - 20 мин
(до температуры 550 °C) и затем очень осторожно
проводить измерения верхнего и нижнего уровней
не более одного раза в 15 мин;
5) при образовании очень жидкой пластической массы
измерения верхнего и нижнего уровней пластиче-
ского слоя производят в соответствии с характером
пластометрической кривой при очень осторожном
прокалывании пластического слоя и извлечении
иглы пластометра.
1 - указатель; 2 - шкала; 3 - заклепка; 4 - игла; 5 - скоба
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
Рис. 2.15.
Виды пластометрической
кривой
в
На миллиметровой бумаге, снятой с барабана, под
пластометрической кривой наносят оси координат для
построения кривых измерения верхнего и нижнего уров-
ней пластического слоя. По оси абсцисс откладывают
время, по оси ординат - результаты измерений верхнего
и нижнего уровней пластического слоя. Точки верхнего
уровня так же, как и точки нижнего уровня, соединяют
плавными кривыми, продолженными до пересечения
с осью абсцисс. Если кривая верхнего уровня имеет
зигзагообразный характер, то проводят дополнительно
(правочник Коксохимика. Jom 2
среднюю линию между точками на равном расстоянии от
максимальных и минимальных.
За толщину пластического слоя у в миллиметрах
принимают максимальное расстояние между кривыми
верхнего и нижнего уровней пластического слоя в милли-
метрах. При зигзагообразном характере кривой верхнего
уровня отсчет производят от средней линии (рис. 2.15а).
Допускается при толщине пластического слоя ниже
6 мм не представлять результаты в виде числовых значе-
ний, а делать запись «у менее б мм».
Раздел 1. Угли для коксования
За величину пластометричёской усадки х в милли-
метрах принимают конечное снижение пластометриче-
ской кривой относительно «нулевой линии».
Расхождения между результатами двух определе-
ний толщины пластического слоя не должны превышать
значений, приведенных в табл. 2.14.
Таблица 2.14.
Расхождения между
результатами двух
определений толщины
пластического слоя
Толщина пластического слоя у, мм Допускаемое расхождение
водной лаборатории в разных лабораториях
До20включ. 1 2
0т20до30включ- 2 3
Свыше 30 3 4
Расхождения между результатами двух определений
пластометрической усадки не должны превышать 3 мм
в одной лаборатории и 4 мм в разных лабораториях.
Результат испытания не учитывается, если:
1) температура во время опыта отклонилась от графи-
ка подъема температуры более чем на 5 °C в интер-
вале температур от 350 - 650 °C и на 10 °C в осталь-
ное время опыта;
2) пластическая масса вытекла наверх штемпеля или
поднялась в трубке для измерения пластического
слоя выше уровня пластического слоя в стакане,
что определяется по резкому увеличению верхнего
уровня в трубке.
Кроме определения толщины пластического слоя
и пластометрической усадки, определяется также техни-
ческая характеристика нелетучего остатка:
1) трещиноватость (слаботрещиноватый, трещинова-
тый, сильнотрещиноватый);
2) пористость (малопористый или пористый, с мелки-
ми или крупными порами);
3) бахрома (низкая, средняя, высокая);
4) губка (маленькая, средняя, большая, с мелкими или
крупными пузырьками, полая);
5) блеск (матовый, полуматовый, полублестящий, бле-
стящий);
6) цвет (светло-серый, серый, темно-серый, черный);
7) сплавленность (рыхлый, спеченный, сплавленный,
проплавленный).
Показатель толщины пластического слоя - один из
наиболее чувствительных параметров качества углей, на
величину которого влияют стадия метаморфизма, петро-
графический состав, степень восстановленности, а также
зольность и окисленность углей.
Минеральные примеси или корреляционно-свя-
занная с ними зольность оказывают независимо от их
состава однозначно отрицательное влияние на толщи-
ну пластического слоя. Уменьшение пластического слоя
с повышением зольности угля аналитически выражено
зависимостью:
90)/
~ 90-Л*' ’
где у - толщина пластического слоя при зольности Ad
(в %), мм;
уо- толщина пластического слоя беззольного угля,
т. е. его органической массы, мм.
Органическая масса углей в зависимости от ее со-
става по-разному влияет на формирование толщины
пластического слоя. Фюзенизированные компоненты по-
добно минеральным примесям проявляют себя, в основ-
ном, как инертная, химически слабоактивная часть угля.
Поэтому с увеличением содержания этих компонентов
толщина пластического слоя линейно уменьшается. Об-
ратное этому воздействие оказывают спекающие компо-
ненты групп витринита, липтинита и 1/3 семивитринита.
Толщина пластического слоя органической массы (уо),
определяемая по указанной выше формуле, линейно за-
висит от соотношения фюзенизированных и спекающих
компонентов следующей зависимостью:
_ х, юо
ск 100-£(Ж'
С повышением степени восстановленности углей
толщина пластического слоя увеличивается. Наибольшее
влияние восстановленность оказывает на угли с повы-
шенной толщиной пластического слоя (R = 0,9 - 1,2%).
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ВСПУЧИВАЕМОСТИ УГЛЯ
Индекс свободного вспучивания - показатель спе-
каемости угля, определяемый по контуру нелетучего
остатка, полученного при быстром нагревании угля в тиг-
ле в установленных стандартом условиях, путем сравне-
ния контура остатка с контурами стандартных образцов.
Индекс свободного вспучивания входит в число
основных параметров Международной системы кодифи-
кации углей среднего и высокого рангов (ГОСТ 30313-95),
а также принят в виде дополнительного параметра
в классификации по ГОСТ 25543-88.
Методика определения индекса свободного вспу-
чивания углей изложена в ГОСТ 20330-91 (ИСО 501-81).
Уголь, используемый для определения показателя
свободного вспучивания, представляет собой аналити-
ческую пробу, измельченную до прохождения через сито
200 мкм. Фракция частиц 0,1 - 0,2 мм должна составлять
не менее 40 % от массы навески.
Аппаратуру монтируют, как показано на рис. 2.16.
Пустой тигель помещают на кварцевый треугольник
и устанавливают в защитное вытяжное устройство над
горелкой. Подачу газа и воздуха к горелке регулируют
таким образом, чтобы температура внутренней поверх-
ности основания тигля достигала (800 ±10) °C через 1,5
мин и (820 ± 5) °C через 2,5 мин с момента воспламенения
газа. ГОСТ допускается также использование электрона-
гревательной печи, обеспечивающей указанный выше
режим нагрева (рис. 2.17).
Порядок проведения испытания. Взвешивают 1,00 -
1,01 г свежеизмельченного угля в сухом тигле, которым
слегка постукивают по столу приблизительно 12 раз
для выравнивания поверхности угля. Тигель закрывают
крышкой без отверстия и помещают на кварцевый тре-
угольник, удерживаемый в вытяжном защитном устрой-
стве горелки.
Справочник Коксохимика. Том 2
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
1 - тигель; 2 - асбестоцементные трубки с толщиной
стенок 5 мм; 3 - горелка 1 2
\ 9
1 -желобчатая огнеупорная плита;
2 - вторая огнеупорная плита; 3 - кварцевая чашка;
4 - цилиндр из огнеупорного материала;
5 - крышка из огнеупорного материала;
6 - асбестовый лист; 7 - алюминиевый корпус;
8 - крышка из огнеупорного материала; 9 - термопара;
10 - тигель с крышкой
(правочник Коксохимика. Том 1
Зажигают газ и нагревают тигель с заданной скоро-
стью в течение времени, необходимого для исчезновения
факела пламени от сгорания летучего вещества; в любом
случае время нагревания должно быть не менее 2,5 мин.
Гад)выключают, и тигель охлаждают. Остаток осторожно
извлекают из тигля и сравнивают со стандартными про-
нумерованными профилями, указанными на рис. 2.18.
В случае использования электропечи тигель по-
мещают в середину отрегулированной электронагрева-
тельной печи на кварцевую подставку.
Показатель вспучивания пробы выражают следу-
ющим образом:
О - неспекшийся остаток;
Уг - невспученный коксовый остаток, который
рассыпается под нагрузкой 500 г;
1 - невспученный коксовый королек, который
выдерживает нагрузку 500 г и распадается
не более чем на две или три твердые спек-
шиеся части;
от1Угдо9 - индекс профиля, которому в большей сте-
пени соответствует вспученный коксовый
королек.
Среднее арифметическое значение показателя
вспучивания пяти определений записывают с точностью
до У> единицы.
Диапазон результатов пяти определений, выполнен-
ных в одной лаборатории одним лаборантом на одной
и той же аппаратуре и с одной и той же аналитической
пробой, не должен превышать 1 единицу. Среднее зна-
чение пяти определений, полученных в каждой из двух
различных лабораторий на представительных навесках,
взятых из одной пробы после ее приготовления, не долж-
но отличаться более чем 1Л единицы.
Показатель свободного вспучивания позволяет
различать по спекаемости угли, которые трудно или не-
возможно разделить по толщине пластического слоя. На-
пример, угли с у ниже 6 мм могут иметь значения SI от 0
до 1 Уг, а угли с у - 6 мм могут иметь значения SI до 4.
Индекс свободного вспучивания более четко диффе-
ренцирует угли с пониженной спекаемостью, но в обла-
сти хорошо спекающихся углей теряет чувствительность
и остается на уровне максимальных величин [SI-8- 9).
Индекс свободного вспучивания изменяется со стадией
метаморфизма, достигая максимума при Ro = 1,1 - 1,4%,
и существенно зависит от петрографического состава,
снижаясь при увеличении содержания инертинита и лип-
тинита. Более высокие значения показателя SI характер-
ны для более восстановленных углей.
ОПРЕДЕЛЕНИЕ СПЕКАЕМОСТИ
ПО МЕТОДУ ГРЕЙ-КИНГА
Тип кокса по Грей-Кингу - показатель спекаемости
угля, определяемый по виду и характеристике нелетучего
остатка, полученного из угля или смеси угля с инертным
материалом при медленном нагревании в установлен-
ных стандартом условиях и путем сравнения с эталонной
шкалой типов коксов.
Рис. 2.16.
Аппаратура для метода
с газовым нагреванием
Рис. 2.17.
Электронагревательная
печь
46
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.18.
Стандартные профили
с соответствующими
номерами
Показатель типа кокса по Грей-Кингу (GK) принят
в качестве дополнительного параметра в Международ-
ной системе кодификации углей среднего и высокого
рангов (ГОСТ 30313-95).
Метод определения показателя типа кокса по Грей-
Кингу установлен в ГОСТ 16126-91 (ИСО 502-82).
Пробу угля, используемую для определения типа
кокса по методу Грей-Кинга, измельчают до полного про-
хождения через сито с размером ячеек 200 мкм. При не-
обходимости измельченную пробу рассыпают тонким
слоем на минимальный отрезок времени и содержание
влаги приводят до приблизительного равновесия с ат-
мосферой лаборатории. Измельчение проводят осто-
рожно, чтобы избежать чрезмерного измельчения угля
и чтобы не менее 40% всей пробы состояло из частиц
размерами 0,1 - 0,2 мм. Установка для определения типа
кокса по Грей-Кингу представлена на рис. 2.19.
Определение типа кокса по методу Грей-Кинга в ди-
апазоне от А до G2 проводится следующим образом. На-
гревают печь до температуры 325 °C. Навеску угля массой
20 г взвешивают и переносят в реторту. Соединяют при-
ёмник с боковым отводом реторты и вставляют в печь
так, чтобы центр угольного слоя совпадал с центром
печи. Регулируют подачу энергии таким образом, чтобы
после введения реторты в печь исходная температура
325 °C установилась в течение 3-7 мин, а затем равно-
мерно повышалась с постоянной скоростью 5°С/мин
до 590 °C. Затем нагревание регулируют таким образом,
чтобы после достижения температуры 600 °C эта темпе-
ратура печи сохранялась постоянной в течение 15 мин.
Вынимают и охлаждают реторту, осторожно извлекают
коксовый остаток.
Полученный коксовый остаток сравнивают с эта-
лонной шкалой образцов, учитывая внешний вид и ме-
ханическую прочность (рис. 2.20) по классификационной
таблице.
Тип кокса обозначают латинскими буквами от А
до G. Буквами А, В, С и G обозначены коксы, сохранив-
шие первоначальный объем. При этом они различаются
следующим образом: А - неспекшийся, порошкообраз-
ный, иногда в виде кусков, которые разрушаются при
прикосновении; В - слабо спекшийся, частично в порош-
ке, частично в кусочках, которые ломаются и рассыпа-
ются при прикосновении; С - спекшийся, обычно в виде
одного очень хрупкого матового куска, который легко
ломается, порошок отсутствует; G - хорошо спекшийся,
при трении не пачкает пальцы, при постукивании о твер-
дую поверхность издает отчетливый металлический звук,
поверхность на изломе серая, оплавленная с лёгким бле-
ском - коксовый остаток стандартного вида.
Буквами D, Е, F обозначены коксы, дающие силь-
ную усадку. При этом они различаются следующим обра-
зом: D - умеренно твердый и сморщенный, иногда рас-
трескивается, при трении окрашивает пальцы, обычно
матовый и черный, более спекшийся чем сплавленный;
Е - твердый и очень сухой, сморщенный, обычно силь-
но растрескавшийся, издает умеренный металлический
звук при постукивании о твердую поверхность, не окра-
шивает пальцы рук, серый или черный с легким блеском,
значительно уменьшен в объеме; F- твердый, прочный
и сморщенный, может быть растрескавшимся, издает
умеренный металлический звук, при трении не окраши-
вает рук, излом серый, оплавленный, значительно умень-
шен в объеме.
Символами Gj и G2 обозначены вспученные коксы.
При этом они различаются следующим образом: Gt -
слегка вспученный; G2 - умеренно вспученный.
Если полученный коксовый остаток настолько вспу-
чен, что заполняет поперечное сечение реторты, опреде-
ление повторяют с углем, смешанным с соответствующим
количеством электродного углерода или эквивалентного
материала.
Справочник Крксохимика. Трм 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
Рис. 2.19.
Установка для определения
типа кокса по Грей-Кингу
1 - направляющие планки; 2 - термопара; 3 - металлический защитный кожух; 4 - реторта; 5 - силиконовая трубка;
б - магнезиево-асбестовый наполнитель; 7 - боковой патрубок; 8- приёмник; 9 - нагревательный элемент
Рис. 2.20.
Типы коксового остатка
по Грей-Кингу
(рравочник Коксохимика. Том 1
48
Раздел !. Угли для коксования
Качество высокотемпературного электродного
углерода следующее: влага - менее 1 %, выход летучих
веществ - менее 1,5%, зольность - менее 5%, общая
плотность при 25 °C - от 1,0 до 1,05 г/см3, относительная
плотность при 25 °C - от 2,05 до 2,90 г/см3, остаток на сите
с размером ячеек 212 мкм - нет, остаток на сите с разме-
ром ячеек 125 мкм - менее 26%, остаток на сите с раз-
мером ячеек 63 мкм - от 10 до 40%, содержание частиц,
проходящих через сито с размером ячеек 63 мкм, - от 50
до 85%. Как правило, для характеристики углей Донец-
кого бассейна используют пековый кокс Запорожского
КХЗ, удовлетворяющий требованиям, предъявляемым
стандартом к инертной добавке.
При проведении опыта с участием электродного
углерода взвешивают в колбе X г электродного угле-
рода, где X - всегда целое число, и добавляют (20 - X) г
пробы угля. Колбу закрывают и тщательно перемешива-
ют содержимое. Переносят смесь в реторту и проводят
определение, как указано выше. Испытание повторяют,
изменяя, при необходимости, содержание электродного
углерода в 20 г смеси до тех пор, пока при использовании
минимальной массы электродного углерода не получит-
ся коксовый остаток типа G. Для углей, дающих тип кокса
с индексом более G2, нижний индекс означает минималь-
ное количество граммов электродного углерода, добав-
ляемого для получения коксового остатка стандартного
типа G.
Расхождения между результатами не должны пре-
вышать следующих значений, приведенных в табл. 2.15.
Таблица 2.15.
Расхождения между
результатами определения
типа кокса по методу
Грей-Кинга
Тип кокса Максимально допускаемые расхождения между результатами
одна и та же лаборатория (сходимость) различные лаборатории (воснроизводимость)
ОтЛдоЦ Одна буква
Выше <7j Однаединйца в нижнем индексе .
Несмотря на то что нет точного соотношения между
индексом свободного вспучивания и типом коксового
остатка по Грей-Кингу, приблизительное соотношение
показано в табл. 2.16. Данные таблицы дают возможность
судить о необходимости смешивания угля с электродным
углеродом и возможном его количестве.
Таблица 2.16.
Приблизительное
соотношение величин
индекса свободного
вспучивания и типа
коксового остатка
по Грей-Кингу
Индекс свободного вспучивания Тип коксового остатка по Грей-Кингу
От Одо % От А до В
От 1 до4 0т(7до(т2
ОтДУгдоб 0тЛдо6'4
От 6% до 8 0tG3aoG9
От 814 до 9 От G7 и выше
Тип кокса по Грей-Кингу довольно тесно связан с
толщиной пластического слоя и суммой фюзенизирован-
ных компонентов. С ростом толщины пластического слоя
увеличивается количество инертной добавки, необходи-
мое для получения коксового остатка стандартного типа
G. Фюзенизированные компоненты оказывают влияние,
аналогичное действию инертной добавки.
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ДИЛАТОМЕТРИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ
ПО МЕТОДУ ОДИБЕРА-АРНУ
Метод основан на нагревании в трубчатой электро-
печи угольного стержня, сформованного под давлением,
и измерении изменения его длины в зависимости от тем-
пературы.
Дилатометрические показатели, определяемые
в приборе Одибера-Арну, испульзуются для оценки спе-
каемости углей. Они характеризуют термопластические
свойства углей - вспучиваемость и температурные ин-
тервалы пластичности.
Дилатометрические показатели по методу Одибера-
Арну приняты в качестве дополнительных параметров
в Международной системе кодификации углей среднего
и высокого рангов (ГОСТ 30313-95).
Методика определения дилатометрических по-
казателей по методу Одибера-Арну установлена в ГОСТ
13324-94 (ИСО 349-75).
Для приготовления угольного стержня 10 г пробы (с
зольностью менее 10%) в аналитическом измельчении
(причем масса частиц крупностью 0,1 - 0,2 мм должна со-
ставлять не менее 40 %) смешивают с 1 см3 дистиллирован-
ной воды и затрамбовывают в специальную форму таким
образом, чтобы длина стержня составляла 60 ± 0,25 мм.
В трубку дилатометра (рис. 2.21) осторожно вставля-
ют угольный стержень и помещают в печь, предваритель-
но нагретую до 330 °C.
При достижении 340 °C увеличивают температуру
поминутно с постоянной скоростью 3 °С/мин, допуская
отклонение не более + 3°С от установленной скорости
повышения температуры за пятиминутный период.
Систематически снимая показания перемещения
поршня под влиянием температуры и выражая отмечен-
ные перемещения в процентах от первоначальной длины
угольного стержня, можно вычертить кривые дилатации
(рис. 2.22).
Характеристики испытания:
а - сжатие (контракция) - максимальное уменьше-
ние длины угольного стержня при нагревании,
выраженное в процентах от исходной длины;
b - расширение (дилатация) - максимальное уве-
личение длины угольного стержня при нагре-
вании, выраженное в процентах от исходной
длины.
t} - температура размягчения (начало пластическо-
го состояния), при которой поршень опускает-
ся на 0,5 мм (или на одно деление, если шкала
калибрована в процентах стандартной длины
стержня от исходного положения);
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
А
1 - калиброванная трубка; 2 - поршень
Установка для определения
дилатометрических
показателей по методу
Одибера-Арну
Рис. 2.21.
Дилатометрическая трубк
и поршень
1И - температура максимального сжатия (контрак-
ции) - температура, при которой поршень до-
стигает самого нижнего положения;
1Ш- температура максимального расширения (ди-
латации) - температура, при которой поршень
достигает своего самого высокого положения.
Дилатация может быть положительной, при которой
длина угольного стержня после испытания больше исход-
ной длины, отрицательной, при которой максимальная
длина стержня после испытания меньше исходной дли-
ны, нулевой, при которой длина угольного стержня после
испытания равна исходной длине.
При отсутствии дилатации (расширения) длина
угольного стержня после сжатия не изменяется при даль-
нейшем нагревании.
После достижения максимального расширения на-
гревание продолжают в течение еще 5 мин, затем нагре-
вание прекращают, а поршень немедленно удаляют во
избежание его застревания.
Сжатие (контракцию) угольного стержня вычисляют
по формуле:
а=£^100,
L
Рис. 2.22.
Кривые дилатации
а - отсутствие дилатации; б - отрицательная дилатация;
в - нулевая дилатация; г - положительная дилатация
Справочник Коксохимика. Том 1
50
Раздел 1. Угли для коксования
а расширение (дилатацию) в процентах - по формуле:
6 = ^±юо,
L
где А) - первоначальное положение поршня относитель-
но шкалы, мм;
L2 - положение поршня относительно шкалы после
сжатия, мм;
Ь'2 - положение поршня относительно шкалы после
расширения, мм;
L - первоначальная длина угольного стержня, мм.
Результат сжатия и расширения округляют до цело-
го числа.
Дилатометрические показатели определяют парал-
лельно на двух одновременно подготовленных угольных
стержнях из одной и той же аналитической пробы.
За результат определения принимают среднее
арифметическое результатов двух параллельных опреде-
лений в пределах допускаемых расхождений. Допускае-
мые расхождения между результатами двух определений
приведены в табл. 2.17.
Таблица 2.17.
Допускаемые расхождения
между результатами
двух определений
дилатометрических
показателей по методу
Одибера-Арну
Наименование показателя Максимально допустимое расхождение между результатами, %
сходимость воспроизводимость
Дилатация (6) 7(1+—) 1 100 10(1+—) 100
Контракция (а) | 7(1+—) _ 100 10(1 + —) 100
Анализ изменчивости максимального расширения
показал, что онотесно связано с толщиной пластического
слоя. Полученные результаты позволяют заключить, что
для углей с толщиной пластического слоя более 12 мм
и содержанием фюзенизированных компонентов менее
30% взаимосвязь между исследуемыми показателями
спекаемости у и б описывается уравнением:
у = 0,066 + 12.
Графическое изображение этой взаимосвязи приве-
дено на рис. 2.23.
УСКОРЕННЫЙ МЕТОД ОПРЕДЕЛЕНИЯ ДИЛАТОМЕТРИ-
ЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРИБОРОМ ИГИ-ДМетИ
ГОСТ 14056-77 устанавливает метод определения
индекса вспучивания Ив, периода нагрева до начала
вспучивания Пн и периода вспучивания Пв.
Показатели, определяемые в приборе ИГИ-ДМетИ,
позволяют оценить спекаемость углей на основе харак-
теристики вспучиваемости и температурных интервалов
пластичности.
Сущность метода заключается в нагреве 2 г спрессо-
ванного угля и определении начала, продолжительности
и величины вспучивания угольного брикета в условиях
свободного расширения в трубке.
Для проведения испытания применяют дилатометр
(рис. 2.24), состоящий из нагревательного блока, реги-
стрирующего барабана, системы записи и трубок длиной
117 и 140 мм и внутренним диаметром 12 ± 0,15 мм.
Навеску испытуемого угля в аналитическом измель-
чении массой 2 ±0,01 г засыпают в трубку при помощи
воронки с коротким, но широким отростком. В трубку
вставляют пуансон и переносят ее под пресс. Уплотнение
производят при давлении 218 МПа (2200 кгс/см2).
Трубки с угольными брикетами переносят в печь, на
брикеты устанавливаются штемпели, соединенные с ре-
гистрирующей системой.
Угли марок Г, Ж, К и шихты испытывают при темпера-
туре 470 °C, марки ОС - при 600 °C, а марки Т - при 800 °C.
Для более четкого разграничения углей допускается из-
мерение показателя Ив при двух температурах.
В процессе испытания вследствие вспучивания угля
его объем увеличивается, штемпель поднимается и на
миллиметровой бумаге автоматически записывается
кривая динамики вспучивания угля в пластическом со-
стоянии.
При испытании некоторых сильно вспучивающихся
углей пластическая масса может не поместиться в труб-
ке длиной 117 мм. В этом случае повторяют испытание
в трубках длиной 140 мм.
Испытания считают законченным, когда после сни-
жения кривой вычерчивается прямая линия.
После проведения испытания получают кривую
(рис. 2.25). Бумагу с кривой вспучивания поворачивают
на 180° (рис. 2.26) и наносят на ней координаты. По оси
абсцисс откладывают время в секундах, а по оси орди-
нат - величину индекса вспучивания в миллиметрах.
На дилатометрической кривой находят точки нача-
ла и конца вспучивания. Проекции точек начала и конца
вспучивания на ось абсцисс делят отрезок, представля-
ющий собой общее время нагрева угля от начала опыта
Рис. 2.23.
График зависимости между
толщиной пластического
слоя у и дилатометрическим
показателем b
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
1 - барабан; 2 - гайка для крепления барабана;
3 - зажим для бумаги; 4 - направляющая трубка;
5 - перо; 6 - плита; 7 - груз; 8 - клемма; 9 - корпус печи;
10 - теплоизоляция; 11 - трубка для загрузки угля;
12 - контрольное ограничительное кольцо;
13 - нагревательный блок; 14 - дно печи; 15 - плита; 16 -
установочный винт; 17- спираль из нихрома;
18 - керамика для спирали; 19- крышка печи;
20 - отверстие для термопар; 21 - держатель трубки;
22 - штемпель; 23 - уровень; 24 - нить; 25 - блок
до конца вспучивания, на две части: 0 - 1 - период на-
грева угля до начала вспучивания, обозначаемый Пн,
и 1 - 2' - период вспучивания, обозначаемый Пв.
Величина ординаты в миллиметрах, соответству-
ющая отрезку 2 - 2f, представляет собой приращение
брикета за весь период вспучивания и обозначается ин-
дексом Ив с обязательным указанием температуры про-
ведения испытания.
При вытекании пластической массы отдельных
сильно вспучивающихся углей из трубок высотой 140 мм
числовые значения дилатометрических показателей Ив
и Пв записывают со знаком «»>.
Определение дилатометрических показателей Ив,
Пн, Пв производят для каждой пробы по двум навескам
параллельно. За результат испытания принимают сред-
нее арифметическое двух определений в пределах допу-
скаемых расхождений.
Расхождение между результатами двух параллель-
ных определений не должно превышать:
а) по показателю Ив:
4 мм - для углей с Ив до 50 мм;
8 мм - для углей с Ив свыше 50 до 80 мм;
12 мм - для углей с Ив свыше 80 мм;
6) по показателю Пи и /7 •
П D
15 % по отношению к среднему арифметическому
двух параллельных определений.
При получении результатов с большими расхожде-
ниями проводят повторное испытание и за окончатель-
ный результат принимают среднее арифметическое трех
наиболее близких определений.
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ВЫХОДА ЖИДКОПОДВИЖНЫХ
ПРОДУКТОВ ИЗ ПЛАСТИЧЕСКОЙ
МАССЫ УГЛЕЙ
ГОСТ 17621-89 «Угли каменные. Метод определе-
ния выхода жидкоподвижных продуктов из пластиче-
ской массы углей» распространяется на каменные угли
и устанавливает метод определения выхода продуктов
термической деструкции угля (жидкоподвижных, твер-
дого остатка, парогазовых и летучих веществ) в период
пластичности под действием центробежных сил.
Метод основан на нагревании угля в загрузочном па-
троне трубчатой электропечи центрифуги с одновремен-
ным отфильтровыванием жидкоподвижных продуктов
термической деструкции в момент их образовывания.
Метод применим в интервале значений жидкопод-
вижных продуктов от 3 до 80 %.
Высушенную до воздушно-сухого состояния лабо-
раторную пробу угля крупностью 0 - 3 мм рассеивают на
ситах с размером отверстий 1 и 3 мм. Полученный уголь
классов 1 - 3 мм и 0 - 1 мм взвешивают в отдельности
и устанавливают их массовую долю в пробе.
Для определения берут навеску массой 6 г, состоя-
щую из двух отдельных частей, - класса 1 - 3 мм и 0 -1 мм,
взятых пропорционально массовой доле этих классов
в исходной воздушно-сухой пробе угля.
Собирают установку по схеме, указанной на рис. 2.27.
На приёмник жидкой фазы патрона ставят вкладыш,
Рис. 2.24.
Дилатометр ИГИ-ДМег
Рис. 2.25.
Первоначальный вид
дилатометрической кр
(до обработки)
Рис. 2.26.
Вид обработанной крив
(первоначальная кривая
повернута на 180°)
(Ъравочник Коксохимика. г]рм 1
52
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.27.
Схема установки
определения выхода
жидкоподвижных продуктов
Жидкоподвижные продукты взвешивают вместе
с приёмником. Подтеки жидкоподвижных продуктов,
прошедшие через сетку, но оставшиеся на ее внешней
стороне, отделяют от сетки и взвешивают вместе с жид-
коподвижными продуктами.
Твердый остаток отделяют от вкладыша и асбесто-
вой прокладки и тоже взвешивают.
Выход парогазовой фазы определяют по разности
между массой исходной навески угля и суммой масс жид-
коподвижных продуктов и твердого остатка.
Определение выхода продуктов деструкции угля
производят параллельно в двух навесках.
Выход жидкоподвижных продуктов (X) и твердого
остатка (JQ в процентах вычисляют по формуле:
где т - масса жидкоподвижных продуктов или твердого
остатка, г;
Wj-масса исходной воздушно-сухой навески угля, г.
Выход парогазовой фазы (Х2) в процентах вычисля-
ют по формуле:
Х2 = 100-(% + У0.
Допустимые расхождения между результатами двух
определений выхода жидкоподвижных продуктов при-
ведены в табл. 2.18.
Таблица 2.18.
Допустимые расхождения
определения выхода
жидкоподвижных продуктов
из пластической массы углей
1 - крепежная стойка; 2 - электродвигатель; 3 - муфта;
4 - корпус подшипников; 5 - кожух центрифуги;
6-резервная электропечь; 7- токосъемник;
8 - крепление тахометра; 9 - тахометр;
10- контакты термопары; 11 - подвод электрического
тока к электропечи; 12 - скользящие контакты;
13 - держатель печи; 14-электропечь; 15 - дверцы;
16- контакты электродвигателя;
17-опорная плита
снабженный фильтрующей сеткой. Затем на фильтру-
ющую сетку послойно загружают навеску угля массой 6
г. Сначала на сетку загружают уголь класса 1 - 3 мм, а по-
верх его насыпают уголь класса 0 -1 мм. Подготовленный
патрон помещают в трубчатую электрическую печь через
ее донное отверстие, завинчивают дно печи, на вкладыш
помещают термопару и закрывают дверцу кожуха цен-
трифуги.
Через 1-2 минуты после начала нагрева печи
включают центрифугу и плавно увеличивают число ее
оборотов до 1500 мин-1. Следят за скоростью повыше-
ния температуры, регулируя ее таким образом, чтобы
температура угольной массы достигала 300 °C в течение
5 мин. В интервале температур от 300 до 600 °C скорость
нагрева навески угля должна составлять (70 ± 5) °С/мин.
При достижении температуры 550°C электропечь вы-
ключают, при этом температура повышается до 600 °C за
счет тепловой энергии.
Через 12 мин, считая от начала опыта, центрифу-
гу выключают и после полной ее остановки открывают
дверцу кожуха.
Выход ЖИДКОПОДВИЖНЫХ продуктов, % Допускаемое расхождение, %
водной лаборатории в разных лабораториях
До15включ. 2,0 2,5
От 15 до 50 3,0 3,5
Свыше 50 4,0 4,5
За окончательный результат определения прини-
мают среднее арифметическое результатов двух парал-
лельных определений, если расхождения не превышают
допускаемых.
Если расхождения между результатами двух парал-
лельных определений выше допускаемых, то проводят
третье определение и за окончательный результат при-
нимают среднее арифметическое результатов двух наи-
более близких определений в пределах допускаемых
расхождений.
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПЛАСТИЧЕСКИХ
СВОЙСТВ УГЛЕЙ В ПЛАСТОМЕТРЕ ГИЗЕЛЕРА
Сущность метода Гизелера заключается в опреде-
лении пластических свойств углей при нагревании их
в тигле с мешалкой путем измерения скорости вращения
мешалки в образующейся пластической массе в зависи-
мости от повышения температуры.
Метод оценки пластических свойств углей по Ги-
зелеру включен в перечень методов, применяемых для
определения дополнительных параметров Международ-
ной системы кодификации углей среднего и высокого
рангов (ГОСТ 30313-95).
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
53
В настоящее время в Украине и СНГ данный метод не
стандартизован, а в научных и производственных целях
можно использовать окончательный проект стандарта
ISO/FDIS 10329 «Coal - Determination of plastic properties -
Constant-torque Gieseler plastometer method».
Согласно этому стандарту пробу угля воздушно-
сухого состояния массой 5 г и крупностью менее 0,425 мм
(50% пробы должно быть крупностью менее 0,212 мм)
помещают в металлический тигель с мешалкой (рис. 2.28)
и уплотняют весом 1 кг 12 раз с высоты 115 мм. После
этого тигель с мешалкой помещают в баню с расплавом
свинца и олова, нагретую до 300 °C, и постепенно со ско-
ростью 3 °С/мин повышают температуру до конца прове-
дения испытания (прекращения вращения мешалки).
1 - тигель; 2 - крышка тигля; 3 - направляющая втулка;
4 - трубка для выхода газа; 5 - ствол; 6 - мешалка;
а - диаметр головки; b - величина угла 70 °;
с - зазор между мешалкой и выемкой в дне тигля
Справочник Коксохимика. Том 1
В процессе испытания фиксируются следующие тем-
пературы с точностью до 1 °C:
начального размягчения,
максимальной текучести, /тах;
затвердевания, Л;
диапазона пластичности t3 - /г
Основной показатель - максимальная текучесть
угля (Fmax), т. е. максимальная скорость вращения ме-
шалки, которую определяют в делениях/мин (параметр
dd/min) или в оборотах tax/мин (параметр т). Посколь-
ку одно деление - это условная угловая единица, равная
3,60 (100 делений в круге), то между параметрами dd/min
и««» существует простое соотношение: dd/min = 100л.
При значении максимальной текучести больше
1 dd/min его можно выражать в виде десятичного лога-
рифма.
Наиболее важной характеристикой является макси-
мальная текучесть (пластичность по Гизелеру), которая
характеризует вязкость пластической массы. Этот по-
казатель имеет большое значение при оценке угля как
сырья для коксования.
Величина максимальной текучести углей зависит от
тех же факторов, что и толщина пластического слоя по
ГОСТ 1186-87; поэтому с увеличением у возрастает мак-
симальная текучесть. Максимальная текучесть так же, как
и толщина пластического слоя, изменяется экстремально
в зависимости от стадии метаморфизма. Максимум теку-
чести совпадает со стадией метаморфизма, характерной
для марок ГЭН и Ж при содержании инертинита до 45 %.
Допускаемые расхождения при определении мак-
симальной текучести приведены в табл. 2.19.
Рис. 2.28.
Тигель с мешалкой
Максимальная текучесть, Максимально допустимое расхождение
СХОДИМОСТЬ ' (в одной лаборатории) / воспроизводимость {в разных лабораториях) с Ig (dd/min)
<20 03 0,7
20-10000 ОЛ 0,3
>10000 0,2 0,4
Температурная точка, °C 7 20
Таблица 2.19.
Допустимые расхождения
определения текчести углей
по Гизелеру
ОПРЕДЕЛЕНИЕ СПЕКАЮЩЕЙ СПОСОБНОСТИ
ПО РОГА
Индекс Рога (R1) - показатель, характеризующий
спекающую способность угля и определяемый по проч-
ности нелетучего остатка, полученного при быстром на-
гревании смеси угля с инертным материалом в установ-
ленных стандартом условиях.
Определение спекающей способности по Рога про-
изводится в соответствии с ГОСТ 9318-91 (ИСО 335-74).
Индекс Рога является одним из параметров класси-
фикации углей Украины (ДСТУ 3472-2010) и единой клас-
сификации по ГОСТ 25543-88, в которых он используется
для разграничения каменных углей при толщине пласти-
54
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.30.
Барабан для испытания на
истираемость
ческого слоя у менее 6 мм. В международной системе
кодификации углей среднего и высокого рангов (ГОСТ
30313-95) индекс Рога включен в число дополнительных
параметров.
Для проведения испытания измельчают пробу воз-
душно-сухого угля так, чтобы он проходил через сито
с размером отверстий 0,2 мм. Измельчение проводят
осторожно, чтобы избежать чрезмерного измельчения
угля и чтобы не менее 40% всей пробы состояло из ча-
стиц размерами 0,1 -0,2 мм. Зольность пробы угля не
должна превышать 10%.
Испытание проводят следующим образом. Взвеши-
вают чистый сухой тигель, помещают в него 1* г угля и 5 г
эталонного антрацита**, взвешенного с погрешностью не
более 0,01 г. Тщательно перемешивают мешалкой в тече-
ние 2 мин, разравнивают поверхность и помещают на нее
стальной груз. Уплотняют под прессом (рис. 2.29) смесь
не менее 30 с под грузом массой 6 кг. Вынимают тигель
из-под пресса и накрывают его крышкой, оставив сталь-
ной груз в тигле.
Рис. 2.29.
Пресс для уплотнения
смеси антрацита
и испытуемого угля
* Если испытуемый уголь характеризуется толщиной пластическо-
го слоя по ГОСТ 1186 ниже 6 мм, допускается готовить смесь из
2 г угля и 4 г эталонного антрацита. При обозначении индекса
в скобках необходимо указать соотношение.
** В качестве эталонного применяют антрацит с зольностью на
сухое состояние менее 4%, выходом летучих веществ на сухое
беззольное состояние 5,0 - 6,5 % и крупностью 0,3 - 0,4 мм.
Доводят температуру печи до (850 ±10) °C и поме-
щают в нее тигель. После нагревания общей продолжи-
тельностью 15 мин вынимают тигель из печи и оставляют
его охлаждаться на асбестовом листе в течение 45 мин.
После охлаждения вынимают груз из тигля с помощью
стержня. Сметают кисточкой обратно в тигель частицы
кокса и взвешивают тигель с содержимым с погрешно-
стью не более 0,01 г. Очень осторожно переносят со-
держимое тигля на сито, просеивают его, переносят над-
решётный продукт обратно в тигель и взвешивают его
с содержимым. Переносят содержимое тигля в барабан
(рис. 2.30) и закрывают его крышкой. Вращают барабан
в течение 5 мин со скоростью (50 ± 2) мин'1.
Извлекают кокс из барабана и снова его просеива-
ют. Переносят кокс, оставшийся на сите, в тигель и снова
взвешивают. Возвращают кокс из тигля в барабан и повто-
ряют процедуру истирания, просеивания и снова взве-
шивают надрешётный продукт точно так же, как описано
выше. Выполняют третье испытание на истираемость при
тех же условиях, просеивают и взвешивают конечный
надрешётный продукт.
Индекс Рога определяют по формуле:
где w, - общая масса кокса в тигле после карбонизации, г;
(рравочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
55
т2 - масса кокса, оставшегося на сите перед первым
испытанием на истираемость, г;
- масса кокса, оставшегося на сите после первого
испытания на истираемость, г;
тА- масса кокса, оставшегося на сите после второго
испытания на истираемость, г;
т5 - масса кокса, оставшегося на сите после третьего
испытания на истираемость, г.
Индекс Рога - величина безразмерная, его опреде-
ляют ближайшим целым числом как среднее арифмети-
ческое результатов двух отдельных определений, кото-
рые различаются не более чем на 3 единицы. При боль-
шем расхождении испытание следует повторить.
Значения индекса Рога колеблются в интервале от О
до 85 единиц. Согласно действующему стандарту расхо-
ждения между результатами параллельных определений
в одной лаборатории не должны превышать 3 ед., при ис-
пытаниях в разных лабораториях - 5 ед.
Изменчивость индекса Рога определяется степенью
метаморфизма, петрографическим составом и восста-
новленностью угля. На рис. 2.31 приведена графическая
зависимость между индексом Рога (RJ, ед.) и толщиной
пластического слоя (у, мм).
Наряду с индексом Рога RI] 5 иногда используют
близкий по своей сущности параметр Я/24 при соотноше-
нии угля и антрацитовой добавки 2:4. Анализ имеющих-
ся данных показал, что между этими характеристиками
существует определенная взаимосвязь, которую можно
выразить уравнением:
RI-, 4 = 11,9 + 0,767Л7| 5 + 0,081(7У15)2.
2.3.4. Давление распирания
Под давлением распирания следует понимать дав-
ление, которое проявляет перешедшая в пластическое
состояние угольная масса при условии, что она лишена
возможности свободно расширяться.
В промышленных условиях при коксовании свобод-
ному расширению угля препятствуют стенки печи и слой
вышележащей угольной загрузки. Лишь в верхнем тон-
ком слое загрузки эти силы не уравновешены, поэтому
здесь может проявляться вспучивание, ведущее к обра-
зованию так называемого «губчатого» кокса.
По мере прогрева коксуемой угольной загрузки
пластические слои перемещаются в направлении от
Справочник Коксохимика. Три 1
греющих стен к осевой плоскости камеры коксования,
а толщина слоев полукокса-кокса нарастает. В момент
слияния пластических слоев в осевой плоскости камеры
коксования наблюдается максимум давления распира-
ния. При коксовании трамбованного угольного пирога,
загружаемого в камеру коксования с зазорами 15 - 20 мм
по сторонам, вначале происходит его свободное расши-
рение до момента соприкосновения со стенами, а затем
развивается давление распирания на стены.
Давление распирания оказывает отрицательное
влияние на стенки коксовой камеры. Согласно Правилам
технической эксплуатации коксохимических предприя-
тий величина давления распирания заводских шихт не
должна превышать значения 7 кПа.
Вследствие сложности определения давления рас-
пирания в промышленных условиях наиболее часто для
оценки этого показателя используют полупромышлен-
ные или лабораторные печи.
В УХИНе разработана унифицированная лабора-
торная печь для прямого определения давления распи-
рания насыпных и трамбованных шихт, рассчитанная на
загрузку 1 кг угля (рис. 2.32).
Разработанная конструкция печи позволяет опреде-
лять величину давления распирания как трамбованных,
так и насыпных шихт (углей).
Для трамбованных шихт влажность должна соот-
ветствовать средней влажности в заводских условиях,
а именно 11,5%. Высота трамбованного пирога, полу-
чаемого в трамбователе, составляет 90 мм. Учитывая
размеры его основания (100 х 100 мм), плотность пи-
рога составляет 1,110 кг/дм3, что находится на уровне
плотности промышленного трамбованного пирога при
этой влажности. Учитывая, что в промышленной печи
средняя величина зазора между пирогом и греющими
стенами составляет по 20 мм (посередине длины печи),
ширина реторты, в которую помещают трамбован-
ный пирог, должна быть на 20 мм больше его толщины
(т. е. 90 + 20= 110 мм).
В печи применяют двусторонний нагрев при темпе-
ратуре передней стенки 950 °C, задней - 900 °C. Разница
температур передней и задней стенок объясняется необ-
ходимостью обеспечения одинаковой скорости коксова-
ния передней и задней части угольного пирога (передняя
часть отстоит от греющей стенки на 20 мм, задняя часть
плотно соприкасается с греющей стенкой). Такая разни-
ца температур обеспечивает встречу пластических слоев
посередине ширины пирога.
Продолжительность коксования составляет 1 ч
35 мин - 1 ч 50 мин. После окончания испытания обо-
грев выключают, а реторту оставляют в печи на 3 часа для
термического выдерживания кокса. После этого реторту,
охладившуюся примерно до 300 °C, извлекают из печи
и оставляют на воздухе до полного охлаждения. Таким
образом, обеспечивается «сухое» тушение кокса. При не-
обходимости полученный кокс испытывают на механиче-
скую прочность в специальном барабане и исследуют по
другим методикам.
Для испытания насыпной угольной загрузки футе-
ровку реторты выполняют таким образом, чтобы сталь-
ная пластинка толщиной 3 мм по боковым сторонам на-
Рис.2.31.
Взаимосвязь индекса Рога
и толщины пластического
слоя
56
Раздел 1. Угли для коксования
А-А
Рис. 2.32.
Унифицированная печь
для определения давления
распирания трамбованной
и насыпной угольной загрузки
к
1 - электропечь; 2 - стальная реторта; 3 - крышка с газоотводным патрубком; 4 - стальная пластинка;
5 - эластичная вставка; 6-угольная загрузка; 7 - кварцевый шток; 8 - датчик давления; 9 - асбестовая подкладка;
10 - термоизоляция; 11 - термопара
Таблица 2.20.
Максимальное давление
распирания донецких
углей, кПа
Таблица 2.21.
Зависимость максимального
давления распирания от
насыпной плотности угля
кладывалась на футеровку с заходом 5 мм, образуя при
этом стенку, в которую упирается кварцевый стержень.
Такая же пластинка используется и при испытании трам-
бованной угольной загрузки.
В нижней части под пластинку, для исключения за-
цепления с днищем реторты, подкладывают полоску из
рыхлого асбеста шириной 10 мм и толщиной 3 - 4 мм.
Перед загрузкой шихты (угля) пластинку жестко
фиксируют при помощи деревянного шаблона толщи-
ной 17 мм. Ширина насыпной загрузки составляет 90 мм,
влажность насыпной загрузки принята 10%, плотность
0,8 кг/дм3. После окончания загрузки шаблон вынимают,
придерживая пластинку при помощи стержня, пропу-
щенного через патрубок реторты. Чтобы не допустить
смещения пластинки при закреплении крышки реторты
и установки ее в печь, между передней стенкой и пла-
стинкой по ее бокам вставляют эластичные распорные
вставки, выполненные из бумаги. Для исключения зазора
между стержнем и датчиком давления последний поджи-
мают к стержню с усилием 0,2 кПа, которое принимается
за нулевое показание, а затем вычитается при конечном
определении давления распирания.
Далее процесс ведется как и при трамбованной
загрузке. Продолжительность процесса коксования (от
установки реторты в печь до достижения максимального
давления распирания) при насыпной загрузке меньше
на 20 - 25 мин, чем при трамбованной, и составляет 1 ч
15 мин - 1 ч 25 мин.
Величина максимального давления распирания,
развиваемого при коксовании углей разных месторожде-
ний и марок, колеблется в широких пределах. В табл. 2.20
приведены величины максимального давления распира-
ния, развиваемого донецкими углями различных марок.
На основании приведенных и других данных можно
сделать вывод, что давление распирания увеличивается
с уменьшением выхода летучих веществ.
Величина давления распирания зависит и от боль-
шого числа других факторов, а именно: от петрографиче-
ского состава угля, свойств пластической массы и т. д.
Маркаугяя Г Максимальнее давление распиражЛ/лДа--.....
•г ИИЙИЙв
?<5..-г21,о С.г:
Давление распирания определяется не только свой-
ствами угля, оно зависит также от ряда технологических
условий коксования: насыпной плотности, влажности
шихты, добавок отощающих присадок, скорости коксо-
вания и т.д.
В табл. 2.21 приведены данные, характеризующие
зависимость максимального давления распирания от на-
сыпной плотности.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
При увлажнении шихты одновременно с насыпной
плотностью изменяется и давление распирания.
При добавке к углям отощающих присадок (кок-
совой мелочи, углей марок Т и А) давление распирания
уменьшается.
Уменьшение давления распирания при введении
в шихту отощающих присадок можно объяснить тем, что
пластическая масса становится более неоднородной
и пузырькам газа, образующимся при нагревании угля,
легче прорваться наружу.
Установлено, что чем меньше помол шихты, тем
большее давление распирания она сможет развить.
Величина давления распирания тесно связана со ско-
ростью коксования. При скорости нагрева угля 6°С/мин
максимальное давление распирания развивается в конце
периода коксования в интервале температур 600 - 700 °C;
при уменьшении скорости нагрева до 3°С/мин максимум
перемещается в область более низких температур (450 -
500 °C), при этом максимальная величина давления рас-
пирания уменьшается примерно на 45%.
С уменьшением ширины камеры коксования давле-
ние распирания возрастает. Кроме того, установлено, что
при длительном хранении сильно распирающийся уголь,
вследствие его окисления, может полностью потерять
это свойство.
С другой стороны, давление распирания обуслов-
ливает увеличение выхода и прочности кокса, так как
оно способствует более полному сращиванию размяг-
ченных частиц угля, что приводит к повышению плот-
ности кокса.
На рис. 2.33 показан график зависимости комплекс-
ного показателя Пк от величины давления распирания.
Пк - комплексный показатель, учитывающий техно-
логическую ценность исходной шихты с точки зрения по-
лучения из нее максимального выхода как валового, так
и металлургического кокса с высокими прочностными
показателями, рассчитывается по следующей формуле:
BdkBJI15
к я1Оюо ’
где В^ - выход сухого валового кокса, %;
Вч - выход металлургического кокса;
И25*- механическая прочность кокса, %;
И]() - истираемость кокса, %.
* См. п. 2.5. Лабораторные методы определения выхода и качества
основных химических продуктов коксования.
Давление распирания не подчиняется закону адди-
тивности и поэтому необходимо каждый вариант шихты
исследовать опытным путем - коксованием в лаборатор-
ной печиУХИНа.
2.3.5. Окисленность углей
Способность углей взаимодействовать с разными
окислителями, а также окисляться и выветриваться при
хранении на воздухе в естественных условиях имеет
весьма существенное практическое значение и пред-
ставляет большой теоретический интерес.
Окисление углей вследствие контакта с кислородом
воздуха при добыче, транспортировке, хранении и ис-
пользовании резко ухудшает качество углей (в первую
очередь их спекаемость), в некоторых случаях вызывая
их самовозгорание. По ориентировочным подсчетам в
стране ежегодно теряется более 5 % углей вследствие их
окисления и самовозгорания, а также ухудшения техно-
логических свойств.
Процессы взаимодействия углей с кислородом воз-
духа могут сопровождаться различными явлениями, по-
следовательность которых представлена на рис. 2.34.
Соприкасаясь с воздухом в естественных условиях
при невысоких температурах (20 - 25 °C), уголь сорбиру-
ет кислород, но в течение некоторого времени призна-
ки протекания процессов не обнаруживаются (период
«скрытой подготовки»). В этом периоде выделяющаяся
при медленном окислении теплота рассеивается и тем-
пература угля практически не изменяется. Постепенная
активация угля ускоряет дальнейшее протекание окис-
лительных процессов, вследствие чего температура
угля повышается (период автоокисления или самона-
гревания). Повышение температуры угля усиливает про-
текание реакций взаимодействия его с кислородом, ко-
личество выделяющейся теплоты увеличивается и уголь
самовозгорается. Если увеличить отвод теплоты в период
самонагревания угля, то он постепенно охлаждается, ин-
тенсивность окисления снижается и процесс переходит
в стадию выветривания.
Петрографические микрокомпоненты углей обла-
дают различной склонностью к окислению и самовозго-
ранию. Несмотря на то что при невысоких температурах
инертинит поглощает значительно больше кислорода,
чем другие микрокомпоненты углей, все же он более
устойчив к окислению, чем липтинит, и особенно витри-
Рис.233.
График зависимости
показателя Пк от величины
максимального давления
распирания
(правочник Коксохимика‘ Трм 1
58
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.35.
Начальная стадия
выветрелости, появление
краевых клиновидных
трещин
Рис. 2.36.
Увеличение клиновидных
и образование ветвистых
трещин
Рис. 2.34.
Последовательность
явлений, протекающих
при взаимодействии угля
с кислородом
нит, который является наименее стойким к окислению
и самовозгоранию микрокомпонентов углей. При тем-
пературе выше 100 °C липтинит окисляется значительно
интенсивнее, чем витринит. В каменных углях с повыша-
ющейся стадией метаморфизма по склонности к окисле-
нию сближаются как витринит и липтинит, так и витринит
и инертинит. Микроскопические исследования показали,
что на стадии глубокого выветривания окислению под-
вергаются все петрографические компоненты углей.
Необходимо отметить, что склонными к самовозго-
ранию являются угли преимущественно генетически вос-
становленного типа.
Способность каменных углей к окислению и само-
возгоранию заметно снижается с ростом степени их хи-
мической зрелости. По мере окисления углей происходит
ухудшение их спекаемости, сокращение температурных
границ пластического состояния, увеличение вязкости
пластической массы. Наиболее чувствительными к окис-
лению по этим показателям оказываются слабоспека-
ющиеся угли - газовые и отощённые спекающиеся, что
имеет большое практическое значение для установления
допустимых сроков хранения разных углей на складах.
В настоящее время наиболее распространены
в Украине два метода определения окисленности углей,
а именно: по ГОСТ 8930-94.
ГОСТ 8930-94 «Угли каменные. Метод определения
окисленности» устанавливает петрографический метод
определения окисленности каменных углей. Сущность
метода заключается в исследовании под микроскопом
в отраженном свете аншлиф-брикета угля и количествен-
ном определении по микропризнакам отношения пло-
щади выветрелых участков к его общей площади точеч-
ным методом.
Выветрелость углей определяют по следующим
микропризнакам:
наличие клиновидных и разветвленных трещин
в угольных зернах (рис. 2.35 - 2.37). В менее окис-
ленных углях трещины имеют клиновидную форму
и располагаются по краям угольных зерен (рис. 2.35).
В более окисленном угле трещины выветрелости
распространяются в глубину зерна и при этом при-
обретают ветвистое строение (рис. 2.36 и 2.37);
наличие дезинтеграции угольных зерен (рис. 2.38
и 2.39). Дезинтеграция наблюдается под микро-
скопом в виде нарушения монолитности угольных
где
зерен в угле многочисленными трещинами. Появле-
ние дезинтеграции зерен в угле указывает на боль-
шую глубину процесса окисления;
снижение рельефа в наиболее окисленных участках
угля (рис. 2.38 и 2.39);
наличие пустот и каверн выщелачивания, резко вы-
деляющихся черным цветом на общем светлом фоне
полированного угля (рис. 2.37 - 2.39).
Окисленность пробы угля (ОКП) в процентах рас-
считывают по формуле:
ОКП=^
11 В + Н
В - число точек выветрелых площадей аншлиф-
брикета;
Н - число точек невыветрелых площадей аншлиф-
брикета.
(правомник Коксохимика Г<>м 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
5
Рис. 2.37.
Дальнейшее увеличение
трещин, каверн и пустот
выщелачивания
Рис. 2.39.
Высокая степень
выветрелости угля.
Увеличение количества
трещин и снижение рельефа
в местах их развития,
переходящее в полную
дезинтеграцию угольных
зерен
ОПРЕДЕЛЕНИЕ СТЕПЕНИ ОКИСЛЕННОСТИ УГЛЕЙ
МЕТОДОМ ИГД АН СССР - УХИНа
Метод основан на нагревании смеси каменных
углей с твердым окислителем и установлении температу-
ры возгорания, зависящей от свойств и степени окислен-
ности испытуемого угля.
Степень окисленности каменных углей устанавлива-
ют по разности между температурой возгорания восста-
новленного бензидином исследуемого каменного угля
и температурой его возгорания по условной шкале.
Аппарат для определения температуры возгорания
приведен на рис. 2.40.
При проведении опыта используют пробу угля с раз-
мерами частиц менее 0,200 мм.
На первом этапе проводят определение темпера-
туры возгорания исследуемого угля. Навеску каменного
угля массой 0,5000 ± 0,0007 г тщательно перемешивают
в фарфоровой чашке с 0,25 ±0,01 г нитрита натрия. По-
лученную смесь через воронку переносят в сухую про-
бирку.
Пробирку закрывают резиновой трубкой с встав-
ленной в нее стеклянной трубкой, которая посредством
силиконовой (каучуковой) трубки присоединена к бюрет-
ке. Кран бюретки проверяют на герметичность. Бюретку
заполняют водой и открытый конец опускают в стакан
с водой на глубину 10-15 мм. Уровень воды в стакане
не должен превышать 30 - 35 мм.
Пробирку с навеской устанавливают в блок. Аппарат
обеспечивает одновременный анализ четырех образ-
цов. По центру вставляют регистрирующую термопару,
устанавливают термопару на нагревателе и включают
программируемый нагрев со скоростью 5 °C, поворотом
крана бюретку сообщают с пробиркой. Отмечают темпе-
ратуру возгорания исследуемого угля в момент вспышки,
которая сопровождается резким снижением уровня воды
в бюретке вследствие давления выделяющихся газов.
По окончании опыта печь отключают, промывают бю-
ретку, вынимают из блока пробирку и меняют воду в ста-
кане. После охлаждения до температуры не выше 50 °C
установка готова к выполнению повторных испытаний.
На втором этапе проводят определение температу-
ры возгорания исследуемого угля после его восстанов-
Рис.2.38.
Высокая степень
выветрелости угля.
Появление дезинтеграции
частиц угля и пустот
выщелачивания
60
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.40.
Общий вид установки для
определения температуры
возгорания
1 - медный блок; 2 - электрическая печь; 3 - пробирки с навесками; 4 - бюретки; 5 - стаканчики;
6 - программируемый блок управления; 7 - термопара в медном блоке; 8 - термопара на нагревателе
Таблица 2.24.
Предельные сроки хранения
угля на складах в сутках
ления. Навеску угля массой 0,5000 ± 0,0007 г тщательно
перемешивают в фарфоровой чашке с 0,0125 ±0,0007 г
бензидина и 0,25 ±0,01 г нитрита натрия. Полученную
смесь через воронку переносят в сухую пробирку и да-
лее проводят испытание, как и в случае определения
температуры возгорания исходного угля.
Определяют разность между температурой возгора-
ния испытуемого угля и температурой возгорания испы-
туемого угля после восстановления и устанавливают сте-
пень его окисленности. Критерии установления степени
окисленности углей приведены в табл. 2.22. При ДГ > 26 °C
угли полностью теряют способность спекаться.
Таблица 2.22.
Критерии установления
степени окисленности углей
Йазноаьмеждутемпературой возгорания испытуемого угля итемпёратуройвозгорания ' • испытуемого угля после восстановления А/, X Стёпеньокисйенностн
Менее 7 Неокисленяый
Свыше 7 до 12 включительно Частично окисленный
Свыше 12 Окисленный
Результаты единичных измерений температуры воз-
горания углей округляют до целых чисел.
За результат анализа принимают среднее арифме-
тическое значение двух параллельных измерений. Ве-
личины сходимости и воспроизводимости приведены
в табл. 2.23.
Таблица 2.23.
Величины сходимости
и воспроизводимости
Диапазон измере- ния температуры возгорания камен- ных углей, °C Сходимость, °C Воспроизводи- мость, °C
От 300 до 500 включительно 2 3
Вследствие того что со временем уголь окисляется и
теряет свои технологические свойства (в первую очередь
спекаемость), за состоянием углей на складе должен
быть установлен тщательный контроль. Чтобы не допу-
скать окисления и самовозгорания углей, в необходимых
случаях должны производиться контрольные измерения
температуры в штабелях. Для хранения угля на складах
устанавливаются следующие предельные сроки в сутках
(табл. 2.24).
Наименование Летний период Зимний период
Обогащенные угли всех бассейнов и- марок у /L. : ‘ ' ; <30 '90/45
-РйдоВые убш отсевы:. Донецкого, Куз- нецкого,Львовско-Волынскогобассейнов (кроме газовыхи длмннопяаменных) 80/40 100/50
Газовые угли Донецкого и Кузнецкого бассейнов, угли всех марок Карагандин- ского и Печорского бассейнов 60/30 90/45
Длиннопламенные угли Донецкого бас- сейна и газовые угли Западного Донбасса 40/20 60/30
Примечание. В числителе указан срок хранения на открытых скла-
дах, в знаменателе - на закрытых складах.
Срок хранения исчисляется от даты закладки поло-
вины штабеля.
Срок хранения смеси углей разных марок определя-
ется по марке с минимальным сроком хранения.
Угли, лежавшие на складе дольше установленного
выше срока, могут быть использованы для коксования
только после специального исследования их качества.
Летний период включает время с 1 мая по 1 октября,
а зимний период - с 1 октября по 1 мая.
Справочник К°ксохимика- Трм 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
61
Сроки хранения углей, поступающих из стран даль-
него зарубежья, устанавливаются по данным поставщика.
2.3.6. Химический состав золы
В твердых горючих ископаемых только девять не-
органических элементов содержатся в количестве, пре-
вышающем 0,1 % (или 1000 г/т твердого топлива). Эти
элементы (Si, Al, Fe, Са, Mg, Na, К, Ti, S) называются
макрокомпонентами минеральной части, главными или,
за исключением серы, основными золообразующими
элементами, так как они образуют основную массу золы
(остатка после окисления твердого топлива в определен-
ных условиях).
В табл. 2.25 суммированы основные типы соедине-
ний каждого из главных неорганических компонентов.
Элемент Форма соединения
А1 Алюмосиликаты: каолиниты Al4SiO4OI0(OH)6; монтмориллониты Al2_xMgxSi4O10(OH)2; шитыК1_^(А1,Ге%-8<3+1А1,.лО|0(ОН)2; полевые шпаты;(К, Na)[AISi3O3J-H2O, Na[AISijOg] -Ca[Al2Si3O8] -хН2О. Даусонит NaAl[CO3](OH)2. Комплексные гуматы
S1 а-кварц, халцедон. Элементорганические соединения. Алюмосиликаты (см. алюминий)
Fe FeS2 (пирит, марказит). Сульфаты. Карбонаты, сидерит (FeCO3 и др.). Оксиды и гидроксиды. Комплексные гуматы
Са (Mg) Карбонаты: СаСО3, MgCO3, CaMg(CO3)2 И Др. Гипс CaSO42H2O. Гуматы. Алюмосиликаты (см. алюминий)
Na, К Алюмосиликаты (см. алюминий). Хлориды (NaCl, КС1). Гуматы
Ti Рутил TiO2
Железо представлено в основном соединениями
Fe (II), чаще всего это дисульфиды и сидерит. Содержа-
ние пирита на отдельных участках угольных пластов
достигает 10-20 %. В углях пирит находится в виде кон-
креций различной формы и размеров. В наибольшей
степени распространены высокодисперсные включения
пирита (< 100 или < 40 мкм), тесно связанных с органи-
ческим веществом. Крупные конкреции пирита (> 3 мм),
называемые иногда колчеданом, в значительных коли-
чествах содержатся только в отдельных месторождени-
ях. Содержание железа в алюмосиликатных минералах
обычно составляет < 3 % (в пересчете на Fe2O3), поэтому
алюмосиликатная форма может преобладать над осталь-
ными формами соединений железа только при содержа-
нии Fe2O3 (в золе) менее 2 %.
Вследствие стехиометричности состава дисульфи-
дов железа можно рассчитать содержание железа в этой
форме (Fep) и его (Fep долю (%) по отношению к общему
содержанию железа в образце:
^ = 0,47^,
Fe'p=&Sdp(Fe2OuAd),
где Sd - содержание бисульфидной (пиритной) се-
ры, определяемое по прямой химической
методике, %;
Ad - зольность образца;
Fe2O.A ~ содержание оксида железа в золе, %.
Кальций и магний содержатся в виде органоми-
неральных соединений (гуматов), карбонатов, сульфа-
тов, алюмосиликатов. Карбонаты представлены в углях
обычно сидеритом, кальцитом, редко анкеритом и имеют
эпигенетическое происхождение. Кальцит встречает-
ся в углях чаще в виде эпигенетических выделений по
трещинам, реже кальцит наблюдается среди основной
массы в виде зерен, включенных в органическое ве-
щество. Сидерит в основной массе содержится в виде
крупных конкреций. Содержание карбонатов обычно
не превышает 1 -2%, однако известны угли с содержа-
нием карбонатов до 5 - 10%, что характерно для углей
кольчугинской серии Кузбасса. Как правило, содержание
магния меньше, чем кальция. При этом чем больше кон-
центрация кальция в образце, тем меньше соотношение
MgO: СаО, т. е. содержание кальция в углях изменяется
в более широких пределах, чем магния.
Натрий и калий содержатся в концентрациях < 0,2 %
или 1 - 3 % (в расчете на золу). В углях со средним содер-
жанием натрия и калия их основными соединениями
являются алюмосиликаты с характерным соотношением
К: Na = 2 4- 2,1. Однако в углях с повышенным содержани-
ем щелочных металлов соотношение К: Na существенно
меньше, чем для алюмосиликатов, и алюмосиликаты не
могут быть основными видами соединений для натрия.
В подобных углях щелочные металлы содержатся в виде
хлоридов (главным образом, NaCl) или гуматов.
В литературе угли с повышенным содержанием
щелочных металлов часто называют «солеными». В быв-
шем Советском Союзе к «несоленым» относят угли с со-
держанием водорастворимых соединений натрия (в
расчете на количество натрия, выщелачивающегося из
сухого угля, Nad} < 0,3%, при Nad< 0,4% и соотношении
К2О: Na2O > 1. К «слабосоленым» относятся угли с Nad -
0,3 - 0,6 %; Nad = 0,4 - 0,7 % и К2О: Na2O = 1 - 0,3; к «соле-
ным» - угли с Nad > 0,6 %; Nad> 0,7 % и К2О: Na2O < 0,3.
Кремний и алюминий. Кварц обычно содержится
в углях в количестве 2-5 %, в отдельных пластах его со-
держание возрастает до 10 - 20%, и он может являться
преобладающим неорганическим соединением.
Из алюмосиликатов наиболее распростране-
ны глинистые минералы (групп каолинита, иллит-
монтмориллонита, хлорита), полевые шпаты и в некото-
рых углях - вулканическое стекло.
Таблица 2.25.
Основные формы соединений
главных неорганических
элементов
Справочник Коксохимика. Том 1
62
Раздел 1. Угли для коксования
Содержание глинистых минералов в углях обычно
лежит в пределах 2-20 % и составляет 40 - 70 % от обще-
го количества минеральных примесей.
Полевые шпаты и вулканическое стекло присутству-
ют, как правило, в виде крупных включений.
В процессе озоления углей минеральные компонен-
ты претерпевают ряд химических превращений, причем
одни компоненты влияют на изменения других. В резуль-
тате получается сложный композиционный продукт, со-
стоящий в основном из следующих оксидов и сульфатов:
SiO2, Al2O3, Fe2O3, CaO, MgO, Na2O, K2O, CaSO4.
По составу золы угли подразделяются на: кремни-
стые, глиноземные, железистые, известковые (табл. 2.26).
Таблица 2.26.
Характеристика золы по
химическому составу
Типы зол углей Пределы колебания состава, %
А1А SiO2 ГеД СаО
Кремнистые 8-30 40-70 ДО 20 до 20
Глиноземные 30-45 40-55 До 20 ДО 20
Железистые 10-20 30-55 >20 ДО 20
Известковые 5-20 15-40 5-20 ! 20-40
ГОСТ 10538-87 «Топливо твердое. Методы опреде-
ления химического состава золы» устанавливает методы
определения в золе топлива диоксида кремния (SiOJ,
оксида железа (Fe2O3), оксида алюминия (А12О3), оксида
магния (MgO), оксида кальция (СаО), оксида калия (К2О),
оксида натрия (Na2O), оксида фосфора (Р2О5), диоксида
титана (TiO2), триоксида серы (SO3), смешанного оксида
марганца (Мп3О4).
Массовые доли элементов вычисляют по формулам:
Si = 0,4674 • SiO2 5 = 0,4005 SO3
Fe = 0,6994 • Fe2O3 Ti = 0,5995 • TiO2
Al = 0,5293 • A l2O3 Mn = 0,7203 • Mn3(\
Mg = 0,6032 • MgO Na = 0,7419 • Na2O
Ca = 0,7147 CaO К = 0,8301 • K2O
P = 0,4365 P2O5
Пересчет результатов определения оксида элемен-
та на бессульфатную массу (Хбс) производят по формуле:
Y _
6с iK-so3'
где X - массовая доля определяемого оксида элемен-
та в золе, %;
- сумма всех определяемых оксидов элементов
в золе, %;
SO3- массовая доля триоксида в золе, %.
На основании данных химического состава золы
разработаны различные индексы, являющиеся его ком-
плексным показателем.
Индекс основности угля, %, (вар. 1):
И _ ЮОЛУеД + CaO+MgO+Na2O + K2O)
°~ (ЮО-Г^Х&Оз+^Оз)
где Ad - зольность, %;
Vdaf- выход летучих веществ, %;
Fe2O3, CaO, MgO, Na2O, КуО, Al2O3, SiO2 - массовое
содержание соответствующих оксидов в золе, %.
Индекс основности золы (вар. 2):
; _ (Fe2O3 + CaO + MgO + Na2O + К2О)
°~ (SiO2 + Al2O3)
Основность золы:
_Ad(Fe2O3 + CaO + MgO + К2О + Na2O)
ash - 100
Основно/кислотное отношение золы:
^2^3 + СаО + MgO + Na2O + К2О
SiO2 + TiO2 + Al2O3
Индекс шлакования:
Fe2O3 + CaO + MgO + Na2O + KyO $d
SiO2 + TiO2 + Al2O3
Индекс засорения. Характеризует свойство шлака
насыщать кокс:
^е2^з + CaO + MgO + Na2O + К2О
•Na2O.
SiO2 + TiO-j + Al2O3
Общая щелочность угля:
(Na2O + Q,ttWK2O)Ad
100
Кремниевое отношение. Характеризует вязкость
шлака:
__________SiO2_________
SiO2 + Fe2O3 + CaO + MgO
В табл. 2.27 приведены результаты анализов хими-
ческого состава золы исследованных углей Донбасса, не-
которых обогатительных фабрик России, американских
и австралийских углей.
Украинские концентраты в сравнении с российски-
ми, американскими и австралийскими характеризуются
более высоким содержанием Fe2O3 в золе углей и, вслед-
ствие этого, высокими значениями Ио.
Установлено, что индекс основности (7J коррели-
рует с такими физическими свойствами золы, как ее мо-
лекулярная масса (М, г/моль), действительная плотность
(dr, г/см3) и температура плавкости (ТП7, К). Графические
изображения данных зависимостей представлены на
рис. 2.41 - 2.43 (величины действительной плотности
золы, ее молекулярной массы и температуры плавления
рассчитаны как средневзвешенные по долевому участию
и значениям соответствующих показателей свойств от-
дельных оксидов, взятых из справочных данных).
Методика определения действительной плотности
золы разработана в УХИНе. Сущность этого метода заклю-
чается в определении массы и объема испытуемой пробы
золы взвешиванием в воздухе и в пикнометрической жид-
кости. Для определения действительной плотности золы
используется пикнометр объемом 25 см3, навеска золы
крупностью менее 0,2 мм массой 1,0 г. Допускаемое расхо-
ждение между результатами параллельных определений
в одной лаборатории не должно превышать 0,009 г/см3.
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
63
A‘ ’’ Химический состав золы, %
SiOj Ге2О, AIA MgO CaO Na2O I / SOj
ИВ ? ij! it fit r< h Г L 1 И i • i) * ijbl 1 fffi Hi li 1 ч|| \ Jlj
Интервал 6,5 -9,5 0,82-3,30 40,24-54,95 5,98 - 28,26 18,87-27,26 0,75-2,26 1,16-7,71 0,42-1,75 0,96-3,14 0,53-2,78
Среднее 8,4 1,71 49,40 16,25 23,07 1,32 2,47 0,99 2,24 1,67
t-—.л?'u ™ -“~ ‘‘*7*77:—y-*7>~; ™r~?.-—“;'; 7:~ —;n.*-^ '-'*7*
ZZZTI!
Интервал 7,0-11,5 0,24-0,85 46,36 - 69,4 1,7-10,97 17,2-30,42 0,91-2,98 2,46-8,41 0,7-2,23 0,72-2,7 0,62-6,81
Среднее 9,2 0,49 52,67 6,70 23,5 1,88 4,82 1,32 1,94 3,74
t lii ill’ll’ 1 f
Интервал 6,6-10,0 0,38-0,66 51,8-65,4 2,4-5,5 25,4 - 36,8 0,3-0,7 0,2-1,8 0,3-0,6 0,8-1,1 0,1-0,6
Среднее 93 0,55 58,1 3,8 31,2 0,5 1,3 0,4 ) 1,0 0,3
Интервал 4,5-9,75 038-1,20 45,40 - 56,68 5,13-14,38 27,08-32,79 0,70-1,05 1,27-3,60 0,19-1,24 1,22-3,02 0,76-3,25
Среднее 8,0 0,87 51,13 8,29 29,86 0,93 3,26 0,62 1,93 1,82
Таблица 2.27.
Усредненная характеристика
минеральной части
концентратов Украины,
России, Австралии и США
Рис. 2.41.
Взаимосвязь между индексом
основности (1())золы и ее
молекулярной массой (М)
Рис. 2.42.
Взаимосвязь между
индексом основности золы
(1о) и ее действительной
плотностью (dr)
Рис. 2.43.
Взаимосвязь между индексом
основности золы (1о)
и ее температурой
плавления (Тп1)
Справочник Коксохимика. То.м 1
64
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 2.28.
Максимально допускаемые
расхождения между
результатами определения
температур плавкости золы
визуальным методом, °C
Плавкость золы угля - свойство золы угля постепен-
но переходить из твердого состояния в жидкоплавкое
через стадии спекания, размягчения и плавления при на-
гревании в установленном стандартом условиях.
Так как зола угля представляет собой сложный ком-
позиционный продукт, плавление золы описывается на-
бором температур, которые характеризуют все стадии
этого процесса. В соответствии с этим метод определения
плавкости золы является, по сути, методом определения
характерных температур плавкости золы.
Процесс плавления золы углей протекает обычно
в пределах 1000-1600 °C.
Определение температуры плавкости золы прово-
дят по ГОСТ 2057-94 (ИСО 540-95). ГОСТ 2057-94 устанав-
ливает микроскопическо-фотографический и прямой ви-
зуальный методы определения характерных температур
плавкости золы.
При испытании определяется:
температура деформации tA - температура, при ко-
торой появляются первые признаки оплавления
(скругления) углов и граней образца или происхо-
дит наклон вершины пирамиды;
температура образования полусферы tB - темпера-
тура, при которой образец принимает приблизи-
тельно полусферическую форму, т. е. когда высота
становится равной половине диаметра основания;
температура растекания (жидкоплавкого состоя-
ния) tc - температура, при которой образец расте-
кается по подставке, образуя слой, высота которого
равна 1/3 высоты образца при температуре полу-
сферы.
При определении плавкости золы испытания про-
водят в условиях восстановительной или окислительной
газовой среды, что необходимо указывать при представ-
лении результатов анализа.
Под окислительной газовой средой понимают про-
ведение испытания образца в присутствии воздуха.
Для создания восстановительной среды в печь по-
дают одну из смесей: СО: СО^ (по объему) или Н2: СО2
(по объему) при минимальной линейной скорости по-
тока, обтекающего образец, - 400 мм/мин, рассчитанной
при температуре окружающей среды.
Монооксид и диоксид углерода должны быть очи-
щены от кислорода. Вследствие того что присутствие
кислорода в атмосфере печи повышает температуру
плавкости золы, контроль за газовой средой обязателен.
Применяемые газовые среды в методах определе-
ния плавкости золы моделируют поведение углей при
сжигании в промышленных агрегатах: при слоевом сжи-
гании в зоне образования шлака создается восстанови-
тельная среда, а при пылевидном сжигании в условиях
избытка воздуха - окислительная.
Плавкостные характеристики зол приближенно от-
ражают реальные процессы сжигания углей: t. - появле-
ние первых порций расплава, tB - существенное увеличе-
ние количества жидкой фазы и размягчение, tc - полное
расплавление твердых продуктов сжигания.
Характерные изменения формы образца золы
(рис. 2.44) фиксируют в виде отдельных фотографических
снимков и одновременно записывают значения tA, tB, tc.
При возникновении разногласий плавкость золы
определяют микроскопическо-фотографическим ме-
тодом.
По величине температуры плавкости золы различа-
ют легкоплавкую золу с температурой плавления ниже
1200 °C, среднеплавкую золу - от 1200 до 1350 °C, туго-
плавкую золу - выше 1350 °C.
В табл. 2.28 приведены максимально допускаемые
расхождения между результатами определения темпера-
тур плавкости золы визуальным методом.
Обозначение температур Максимально допускаемые расхождения между результатами
поГОСТ 2057-94 по ИСО 540:1995 сходи- мость для всех сред воспроизводимость
восстано- вительная среда окисли- тельная среда
DT 30 80 80
- ST 30 60 40
НТ 30 60 40
FT 50 80 50
Величины сходимости при определениях по
ГОСТ 2057-94 и стандарту ИСО 540:1995 совпадают. Ре-
зультаты воспроизводимости, приведенные в табл. 2.28,
заимствованы из ИСО 540:1995. В ГОСТ 2057-94 цифры
по оценке воспроизводимости отсутствуют. Сходимость
микроскопо-фотографического метода для всех харак-
терных температур плавкости составляет 20 °C, а воспро-
изводимость-30 °C.
Предложен ряд эмпирических уравнений, описы-
вающих взаимосвязь химического состава золы с темпе-
ратурой ее плавкости:
1. Универсальное уравнение
= 3,208-0,0178ЯО.
2. Для соленых углей Западного Донбасса:
tc = 2105 -10,45ЯО2 - 22,5СаО - 7,09Fe2O3 -
- 29,49К2О - 9,85Ш,О - 32,11Р2(95.
В некоторых случаях необходимо знать абразивные
свойства золы.
Коэффициент абразивности золы определяют
в лаборатории на центробежном абразивметре по
ГОСТ 21708-96. Сущность метода определения коэффи-
циента абразивности золы заключается в определении
изменения массы стального образца, установленного в
абразивметре под углом 450 к потоку воздуха, в который
подают из питателя заданное количество золы. Коэффи-
циент абразивности золы обозначают символом Ка.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
Рис. 2.44.
Характерные формы
образца золы
г 2г " 1/Зг
а - пирамида; б-куб или цилиндр; в -усеченный конус.
1 - исходное состояние образца; 2 - деформация; 3 - сфера; 4 - полусфера; 5 - растекание,
г - радиус полусферы
2.4. Физико-химические свойства углей
2.4.1. Плотность, пористость, внутренняя
поверхность
Плотность является одной из важнейших физиче-
ских характеристик углей. Различают действительную,
кажущуюся и насыпную плотности.
Действительную и кажущуюся плотности использу-
ют для технологических расчетов, при вычислении за-
пасов углей в недрах, при установлении количества до-
бытого топлива, а также для расчетов пористости углей.
Понятие насыпной плотности введено для характеристи-
ки состояния угля в насыпном слое. По этому показателю
судят об уплотнении слоя угля или о степени заполнения
технологического оборудования (бункеров, камер коксо-
вых печей), а также транспортных средств.
Под действительной плотностью (dd) понимают
отношение массы твердого тела, лишенного пор и тре-
щин (т. е. вещества в порошкообразном состоянии), к его
объему. Действительная плотность органической массы
угля - это экспериментально найденная его плотность
с пересчетом на содержание в нем влаги, газов и мине-
ральных веществ. Она зависит от элементного состава
угля и «плотности упаковки» молекул, а также от особен-
ностей их структуры и взаимной связи в веществах угля.
Справочник Коксохимика. Том 1
Определение (ГОСТ 2160-92) действительной плот-
ности основано на нахождении массы и объема аналити-
ческой пробы топлива путем ее взвешивания в воздухе
и в пикнометрической жидкости.
Поскольку угли и их петрографические компоненты
содержат минеральные и органические вещества, дей-
ствительную плотность их органической массы опреде-
лить невозможно. Ее можно вычислить:
_(100-Z)^
r ~ \Wd-Adddr ’
где Ad - зольность угля на сухую массу, %;
dd- экспериментально установленная действитель-
ная плотность угля, кг/м3;
d - действительная плотность золы, кг/м3.
Если плотность золы не определена, используется
средняя ее плотность, принимаемая от 2,7 до 3 г/см3. Уве-
личение плотности золы на 1 % повышает действитель-
ную плотность угля примерно на 0,01 г/см3..
Действительная плотность углей зависит от влажно-
сти пробы, поэтому для получения сравнимых результа-
тов действительную плотность принимают по воздушно-
сухой аналитической пробе и пересчитывают на сухую
массу.
бб
Раздел 1. Угли для коксования
Изменение действительной плотности в метаморфи-
ческом ряду твердого топлива представлено на рис. 2.45.
Рис. 2.45.
Зависимость
действительной плотности
от степени метаморфизма
твердого топлива
Наименьшую действительную плотность среди
углей одной и той же стадии метаморфизма (рис. 2.46)
имеет липтинит, которая увеличивается с возрастани-
ем степени метаморфизма. Стадия метаморфизма углей
практически не влияет на действительную плотность
инертинита. Действительная плотность витринита из-
меняется по кривой с минимумом в области углей, с со-
держанием углерода 86%, т.е. аналогично изменению
плотности каменных углей, особенно резко возрастая
для тощих углей и антрацитов.
Рис. 2.46.
Зависимость
действительной плотности
петрографических
составляющих от степени
метаморфизма витринита
При окислении углей их действительная плотность
увеличивается. Нагревание угля без доступа воздуха
вызывает также рост действительной плотности образу-
ющихся твердых продуктов, особенно интенсивно в на-
чальных стадиях нагрева (600 - 650 °C).
Кажущаяся плотность или объемная масса - отно-
шение массы угля в куске или массиве (с ненарушенной
структурой, естественной влажностью, минеральными
компонентами и находящимися в порах и трещинах га-
зами) к его объему. Показатель кажущейся плотности
(da) отличается от показателя действительной плотности
только из-за наличия пор и трещин в кусках углей, поэто-
му кажущаяся плотность всегда меньше действительной
(для каменных углей на 0,1 - 0,2 г/см3), причем величина
da для них колеблется от 1,2 до 1,4 г/см3.
Для определения кажущейся плотности применяют
гравиметрический, объемный и гравиметрический с па-
рафинированием образца топлива методы (ГОСТ 2160-92).
Наиболее универсальным методом (распространяется
наряду с твердым топливом и на размокаемые в воде
образцы рыхлых и землистых углей) является гравиме-
трический с парафинированием образца топлива. Кусок
топлива взвешивают в воздухе. Затем плотно обвязывают
тонкой навощённой или шелковой нитью и опускают на
1 - 2 с в сосуд с парафином, расплавленным до температу-
ры 80 - 90 °C. После затвердения пленки кусок взвешивают
в воздухе. Затем помещают кусок в корзинку и взвешивают
его в воде.
Значение кажущейся плотности куска топлива вы-
числяют по формуле:
-0,9982
° = т т (rc|4-m,3)-0,9982 ’
W14 т\1 ,
“77
где /и13 - масса испытуемого куска топлива,
взвешенного в воздухе, г;
w|4 - масса испытуемого куска топлива,
покрытого слоем парафина и взве-
шенного в воздухе, г;
dn - плотность парафина, принимается
равной 0,89 г/см3;
w|7 = (w16-w15)- масса куска топлива, покрытого
слоем парафина, в воде, г;
т15 - масса, уравновешивающая пустую
корзинку в воде, г;
w|6 - масса, уравновешивающая кор-
зинку с куском топлива, покрытого
слоем парафина, в воде, г.
Из двух параллельных определений в кусках топли-
ва рассчитывается среднее значение кажущейся плотно-
сти для образца.
По показателям действительной плотности и ка-
жущейся плотности рассчитывают общую пористость
углей - объем, занимаемый порами, %.
Показатель пористости (Р) определяют по формуле:
Суммарная пористость неокисленных каменных
углей как совокупность молекулярных и микропор (раз-
мер 5 + 8-10'10 м, занимаемая площадь поверхности до-
стигает 70 - 85 м2/г, превышает 50 - 60 % общего объема
пор), переходных пор (занимаемая площадь поверхно-
сти невелика, снижаясь к антрацитам до 3 м2/г), макропор
и микропустот (занимаемый объем значительно меньше,
чем молекулярных и микропор, уменьшается в ряду
каменных углей, но возрастает от тощих углей к антра-
цитам, что объясняет повышенную гигроскопическую
влажность антрацитов по сравнению с тощими углями)
изменяется в метаморфическом ряду по кривой с мини-
мумом в области углей с содержанием углерода 86 - 88 %
(рис. 2.47).
При исследовании пористой структуры каменных
углей широко используют методы определения теплоты
их смачивания (теплоты адсорбции) различными жидко-
стями, а также получения и изучения изотерм адсорбции
паров, газов и жидкостей.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
67
Установлено, что удельная внутренняя поверхность
углей закономерно уменьшается от длиннопламенных
углей к тощим и вновь несколько увеличивается в ан-
трацитах. Внутренняя удельная поверхность витринита
составляет 36- 155 м2/г (уменьшается от угля марки Д к
углю марки Т), инертинита - 14 - 22 м2/г, липтинита газо-
вого угля - 20 - 30 м2/г.
Насыпная плотность - отношение массы свежена-
сыпанного угля к его объему, включая объем пор и тре-
щин внутри зерен и кусков, а также объем пустот между
ними, определяемое в установленных условиях заполне-
ния емкости.
На практике насыпная плотность углей и угольных
шихт изменяется от 0,6 до 0,85 т/м3 и зависит от их влаж-
ности. Зависимость насыпной плотности шихты из углей
Донбасса от ее влажности приведена на рис. 2.48.
7 - фактическая влажность;
2-в пересчете на сухую массу
Необходимо отметить, что насыпная плотность угля
тесно связана со степенью его окисленности, определяе-
мой по методу УХИНа. График зависимости между насып-
ной плотностью и степенью окисленности углей пред-
ставлен на рис. 2.49.
Насыпная плотность угля связана с величиной тан-
генса угла естественного откоса его засыпи, которая за-
висит от коэффициента трения скольжения между уголь-
ными зернами. Угол естественного откоса измельченных
до 0-3мм углей составляет 40-45° при влажности
6-8 %, а для более мелких зерен эта величина уменьша-
ется до 1 б °. Уменьшение угла естественного откоса вызы-
вает повышение насыпной плотности угля. Величина угла
естественного откоса учитывается при конструировании
бункеров, угольных конвейеров, складов.
Насыпная плотность зависит от степени заполнения
объема угольными зернами, которая определяется соот-
ношением между зернами углей разного размера. Иссле-
дования показывают, что измельченный уголь имеет наи-
большую насыпную плотность при таком соотношении
классов крупности:
Размер менее
зерна, мм 10-5 5-3 3- 1 1 -0,5 0,5
Содержание
классов
крупности, % 32,4 14,4 15,0 17,6 20,6
Определение насыпной плотности угля проводится
несколькими методами, основанными на измерении мас-
сы топлива в насыпном виде в фиксированном объеме.
Широко распространена на коксохимических заво-
дах методика определения насыпной плотности шихты
в аппарате Геккера-Мамута (рис. 2.50).
Для проведения испытаний из сменной пробы ших-
ты отквартовывают пробу массой (6 ±0,1) кг, которую за-
тем с помощью порционного делителя распределяют на
три части массой (2 ±0,1) кг каждая.
Отквартованную часть пробы загружают совком че-
рез верхнее отверстие в бункер-цилиндр 1, при этом ши-
бер 2 закрыт. Под цилиндром устанавливают взвешенный
приёмник 3. После этого открывают шибер и высыпают
шихту в банку-приёмник. Избыток шихты (выше кромки
банки) срезают линейкой и взвешивают приёмник с про-
бой. Все взвешивания в килограммах выполняют с точно-
стью до 0,01 кг.
Расчет насыпной плотности шихты выполняют по
следующей формуле:
1000 Г
где BDr - насыпная плотность, т/м3;
q{ - масса приёмника с шихтой, кг;
q2 - масса приёмника без шихты, кг;
V - объем приёмника, равный 0,002 м3.
Рис. 2.47.
Зависимость суммарной
пористости углей от
степени метаморфизма
Рис. 2.48.
Влияние влажности шихты
на ее насыпную плотность
Рис. 2.49.
График зависимости между
насыпной плотностью
и степенью окисленности
углей
(правочник Коксохимика. Трм 1
68
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.50,
Аппарат Геккера-Мамута
для определения насыпного
веса
1 - бункер-цилиндр; 2 - шибер; 3 - приёмник
За результат испытания принимается среднее ариф-
метическое трех результатов параллельных определений
из одной расквартованной пробы.
Увеличение насыпной плотности загружаемой
в коксовую камеру угольной шихты не только повышает
производительность батарей коксовых печей, но также
улучшает качество кокса. Для этой цели разработано
много способов: изменение степени измельчения уголь-
ной шихты до оптимальной величины, трамбование, бри-
кетирование и т. д.
2.4.2. Прочностные характеристики
Под механической прочностью (А) понимают спо-
собность твердых тел сопротивляться деформации и раз-
рушению при обработке. Механическая прочность изме-
ряется величиной работы, расходуемой на единицу вновь
образующегося при разрушении поверхности тела:
где Q
A- Q ,
$НОВ $ИСХ
- работа на разрушение;
SHCX и Sff0B - поверхность твердого тела соответ-
ственно до и после разрушения.
В зависимости от задач и метода исследования раз-
личаются следующие виды механической прочности
угля: дробимость - свойство, определяемое совокупно-
стью твердости, вязкости и трещиноватости, хрупкость -
способность разрушаться без заметного поглощения ме-
ханической энергии в необратимой форме, твердость -
способность оказывать сопротивление упругим или
пластическим деформациям, упругость - способность
восстанавливать свои первоначальные размеры и фор-
му после устранения сил деформации, пластичность -
способность сохранять деформацию вплоть до предела
текучести после устранения деформирующего усилия,
является противоположностью хрупкости.
Дробимость и хрупкость углей имеют большое зна-
чение при решении вопросов, связанных с промышлен-
ным использованием углей, в частности, с вопросами
производительности дробильных устройств, грануломе-
трического состава измельченных углей.
Существующие методы определения дробимости
различаются способом разрушения кусков угля. В на-
стоящее время самыми распространенными методами
оценки дробимости угля являются методы ВИМСа (Все-
союзный институт минерального сырья) и Хардгрова.
Определение механической прочности угля мето-
дом ВИМСа. Принцип определения заключается в изме-
рении степени раздробления весьма малых навесок угля
металлическими шарами в небольших вращающихся ци-
линдрических камерах (рис. 2.51).
Аппарат состоит из шести небольших металлических
камер цилиндрической формы с внутренним диаметром
82 мм и длиной 50 мм. Камеры с навеской угля и стальны-
ми шарами (б7= 19 мм, п = 6 шт, масса шаров - 108 ±1 г)
помещаются в латунном цилиндре, закрепленном на
валу и вращающемся на шарикоподшипниках. Скорость
вращения камер - 90 об/мин.
Пробу угля перед загрузкой дробят до размеров
зерен 5,1 - 4,0 мм и берут объем, равный 20 см3. Испы-
туемый уголь загружают в камеры вместе со стальными
шарами (по два параллельных опыта). После определен-
ного количества оборотов (500 или 250) прибор останав-
ливают. Продукты дробления рассеивают, а полученные
классы взвешивают. Выход класса вычисляют в процен-
тах от всего раздроблённого угля.
Механическую прочность определяют по массе
класса с крупностью, превышающей половину началь-
Рис. 2.51.
Диспергометрический
прибор для определения
механической прочности
угля по методу ВИМСа
1 - камера; 2 - уголь; 3 - шары; 4 - стенка камеры; 5 - вал; 6 - шкив
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
6
ного размера зерен, содержащихся в продуктах измель-
чения. При начальной крупности зерен 5,1 - 4,0 мм эту
величину дает остаток на сите 2,46 мм. Содержание клас-
са меньше 0,074 мм служит мерой образования мелких
классов при дроблении.
ГОСТ 15489.2-93 (ИСО 5074-80) устанавливает метод
определения коэффициента размолоспособности камен-
ного угля в приборе (рис. 2.52) Хардгрова.
Прибор состоит из неподвижной размольной чаши
5 из закаленной стали с горизонтальной дорожкой, по
которой движутся восемь стальных шариков диаметром
25,4 мм. Шарики приводятся в движение верхним на-
жимным кольцом 4, которое вращается со скоростью
19-21 мин-1. Верхнее нажимное кольцо, выполненное из
того же материала, что и чаша, соединено с валом и при-
водится в действие электродвигателем через редуктор 3.
А-А
1 - счетчик оборотов; 2 - груз; 3 - редуктор;
4 - верхнее нажимное кольцо; 5 - размольная чаша
На валу установлен груз 2. Общее вертикальное
усилие на шарики, создаваемое верхним нажимным
кольцом, зубчатым зацеплением, валом и грузом, должно
составлять 284 ±2 Н или иметь общую массу 29 ±0,2 кг.
Прибор снабжен счетчиком оборотов 1 и автоматиче-
ским устройством, отключающим прибор после 60 ±0,2
оборотов.
Для испытания берут фракцию угля с размерами ча-
стиц от 1,18 мм до 600 мкм массой 50 ±0,01 г. После пре-
кращения испытания уголь рассеивают на сите 75 мкм.
Массу угля, прошедшего через сито с размером отвер-
стий 75 мкм, т в граммах, вычисляют по формуле
Л77 = 50 — Ш],
где Wj - масса угля, оставшегося на сите, г.
Коэффициент размолоспособности определяют по
тарировочному графику, который строят для каждого
конкретного прибора по эталонным образцам раздроб-
ляемых углей. Пример тарировочного графика представ-
лен на рис. 2.53.
Рис. 2.53.
Пример калибровочного
графика
Рис. 2.52.
Прибор Хардгрова
для определения
размолоспособности
Размолоспособность углей по показателю HGI для
донецких углей различной стадии метаморфизма, вы-
раженной содержанием углерода Cda}t приведена на
рис. 2.54.
Рис. 2.54.
Зависимость величины HGI
от степени метаморфизма
(Cdaf) донецких углей
Справочник Коксохимика. Том 1
70
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.55.
Зависимость
микротвердости
каменных углей от степени
метаморфизма
Дробимость каменных углей зависит, включая
и петрографический состав, от стадии их метаморфиз-
ма. Для донецких углей она закономерно повышается
от длиннопламенных и газовых (уровень показателя
HGI=35 - 5 ед.) до углей средней стадии метаморфиз-
ма с максимумом у наименее прочных коксовых углей
(HGI свыше 100 ед.). Сопротивление дробящим усилиям
и петрографических составляющих углей неодинакова:
наименее прочен инертинит, несколько выше прочность
витринита и наиболее трудно дробим - липтинит.
Индекс размолоспособности обратно пропорцио-
нален содержанию инертинита и липтинита для углей
низкой стадии метаморфизма и прямо пропорционален
их количеству в высокометаморфизованных углях.
При испытании в приборе Хардгрова донецких
малометаморфизованных длиннопламенных и газовых
рядовых и полученных из них обогащенных проб углей
индекс Хардгрова для обогащенных углей был ниже, чем
у соответствующих им рядовых углей, особенно ощутимо
для углей шахт Западного Донбасса, характеризующих-
ся повышенным содержанием инертинита и липтинита.
У средне- и высокометаморфизованных углей показатель
Хардгрова для обогащенных углей был ощутимо выше,
чем у аналогичных им рядовых углей, хотя здесь, несо-
мненно, следует учитывать и влияние на дробимость
углей наличия минеральных компонентов.
В России действует метод определения коэффици-
ента размолоспособности (К10) по ВТИ, регламентиро-
ванный в ГОСТ 15489.1-93. Сущность метода определения
размолоспособности в приборе ВТИ аналогична методу
Хардгрова. В лабораторном стандартном приборе, ко-
торый представляет собой протарированную шаровую
мельницу, при определенных условиях размалывают
воздушно-сухую пробу угля заданного гранулометриче-
ского состава, проводят ситовый анализ продукта раз-
мола и определяют коэффициент размолоспособности
по тарировочному графику, построенному с помощью
эталонного угля. Размол пробы (50 г воздушно-сухого
угля крупностью 1,25 - 3,2 мм) производится стальными
шарами диаметром (25 ± 1) мм и общей массой (4 ± 0,035)
кг. Время размола составляет 6 ± 0,4 мин, что соответ-
ствует 540 оборотам барабана. Расчет коэффициента раз-
молоспособности проводят по тарировочному графику,
исходя из величины /?90 (полного остатка топлива на сите
90 мкм, выраженного в % от массы навески). Диапазон по-
казателей от твердых углей к мягким соответствует вели-
чинам К10 от 0,77 до 2,5.
Пересчет величины HGIhz шкалу ВТИ можно выпол-
нить по формуле:
Кло = 0,32 + 0,0149/7(7/.
Коэффициент размолоспособности, полученный
в лаборатории для воздушно-сухого угля определенного
гранулометрического состава, может быть пересчитан
на рабочее состояние топлива, т. е. на общую влагу ра-
бочего топлива и на другой гранулометрический состав
исходного угля.
Хрупкость угля определяется при его разрушении
в различных вращающихся полых цилиндрах или при
сбрасывании на металлическую плиту. В настоящее вре-
мя определяется в соответствии с ГОСТ 15490-70 «Угли
бурые, каменные, антрацит и термоантрацит. Методы
определения механической прочности». Кривая зависи-
мости хрупкости углей от стадии их метаморфизма ана-
логична кривой изменения дробимости.
Показатели твердости тел зависят от применяемого
метода их определения (склерометрического, абразив-
ного, статического вдавливания и др.). Наиболее близка
к условиям измельчения твердых горючих ископаемых
в дробильных устройствах обычного типа склерометри-
ческая твердость. Она определяется работой на диспер-
гирование, затрачиваемой при истирании, шлифовании
или царапании. По основанной на этом принципе мине-
ралогической шкале Мооса показатели твердости для
каменных углей изменяются в пределах от 2 до 5 с макси-
мумом для высокометаморфизованных углей. При пере-
ходе к тощим углям и антрацитам микротвердость резко
возрастает.
Изучение прочностных характеристик углей дает
возможность определить техническую ценность разных
углей и решить ряд вопросов при их промышленном ис-
пользовании.
Измеренная под микроскопом удельная величина
отпечатка алмазной пирамиды, вдавливаемой в уголь
под постоянной нагрузкой, характеризует микротвер-
дость углей, которую определяют прессом ПМТ-3. Зако-
номерность изменения микротвердости углей с ростом
их метаморфизма, характеризуемой выходом летучих
веществ, приведена на рис. 2.55.
2.4.3. Теплофизические свойства
Основными тепловыми характеристиками углей яв-
ляются их теплоемкость, теплопроводность, температу-
ропроводность и теплота сгорания.
Теплоемкость каменных углей рассматривается
в качестве одной из важнейших теплофизических харак-
теристик, с использованием которых выполняют при-
кладные термохимические расчеты. Истинной удельной
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
7
теплоемкостью (далее просто теплоемкостью) называет-
ся количество теплоты, которое необходимо сообщить
единице массы вещества, чтобы повысить его температу-
ру на 1 ° в определенном температурном интервале. В ме-
таморфическом ряду углей Донбасса теплоемкость углей
закономерно уменьшается (табл. 2.29).
Исследуемые материалы Теплоемкость, кДж/(кг*К),
Бурые угли 1,17
Каменные угли Донбасса:
длиннолламевные 1,15
газовые 1,13
жирные 1,09
коксовые 1,07
отощённо-спекающиеся 1,05
тощие 1,00
антрацит 0.93
С повышением температуры истинная теплоемкость
угля равномерно увеличивается для всего метаморфиче-
ского ряда углей.
Выделенные из каменного угля Кузбасса микроком-
поненты обладают следующей удельной теплоемкостью,
кДж/(кг-К): витринит - 1,04; инертинит - 0,83; липтинит -
1,255.
Теплоемкость углей линейно возрастает с увеличе-
нием влажности. Содержащиеся в углях минеральные
компоненты снижают теплоемкость углей, так как имеют
теплоемкость в интервале 0,71 - 0,83 кДжДкг-К).
Коэффициент теплопроводности характеризует
проницаемость материала для теплового потока; он чис-
ленно равен количеству теплоты, переносимого через
единицу поверхности за единицу времени при единич-
ном градиенте температуры, и обозначается X (Вт/(м-К).
Коэффициент температуропроводности численно
равен скорости изменения температуры тела в процессе
его нагрева или охлаждения при изменении градиента
температуры, равном единице на единицу длины. Он
обозначается а м2/с. Оба указанных коэффициента связа-
ны соотношением:
X
а =---,
d£v
где С. - удельная теплоемкость материала, кДж/(кг-К);
dQ - его кажущаяся плотность, кг/м3.
Теплопроводность и температуропроводность ка-
менных углей и антрацитовувеличиваетсясуменьшением
выхода летучих веществ из углей (от 0,11 до 0,250 Вт/(м-К)
и от 10 до 17 м2/с соответственно для длиннопламенных
углей и антрацитов). Величина тепло- и температуропро-
водности микрокомпонентов каменных углей выше для
витринита и инертинита и ниже для липтинита.
Увеличение влажности, зольности, действительной
плотности углей приводит к росту коэффициентов их теп-
ло- и температуропроводности.
Термическая обработка углей без доступа воздуха
приводит к значительному увеличению коэффициентов
теплопроводности (при 1100 °C - в два раза от исходно-
го) и температуропроводности (при 1100 °C - в три раза)
получающихся твердых продуктов.
Средний линейный коэффициент термического рас-
ширения кусков углей I зависит от степени их метамор-
физма (рис. 2.56).
Таблица 2.29.
Удельная теплоемкость
углей Донбасса
Рис. 2.56.
Зависимость среднего
линейного коэффициента
термического расширения
от степени метаморфизма
углей
Теплота сгорания - это свойство углей выделять то
или иное количество тепла при полном сгорании в при-
сутствии кислорода (или воздуха) и выражается количе-
ством тепла, выделяемом при сгорании единицы веса
угля, обозначаемым Q, МДж/кг (ккал/кг).
Отражая основные свойства горючих ископаемых
(природа, состав, метаморфизм), теплота сгорания широ-
ко использовалась в различных классификациях твердых
горючих ископаемых и в настоящее время является од-
ним из основных технологических параметров в Между-
народной системе кодификации углей среднего и высо-
кого рангов.
Теплота сгорания топлива определяется экспери-
ментально с помощью специального калориметра по
ДСТУ ISO 1928:2006 (ГОСТ 147-95, ИСО 1928-76). Сущ-
ность метода заключается в полном сжигании навески
испытуемого топлива в калориметрической бомбе под
давлением сжатого кислорода (при постоянном объеме)
в изотермическом режиме и измерении прироста тем-
пературы воды в калориметрическом сосуде, а также
в определении поправок на теплоту, выделяемую при
сжигании расходных материалов, и теплоту образования
и растворения в воде серной и азотной кислот в условиях
испытания.
На рис. 2.57 приведена принципиальная схема ка-
лориметрической установки для определения теплоты
сгорания твердых топлив.
Калориметрическая бомба для сжигания в сборе
представляет собой цилиндрический стакан с завинчи-
вающейся крышкой из кислотоупорной нержавеющей
стали вместимостью 250 - 350 см3, выдерживает давле-
ние 10,8 МПа. В крышку бомбы вмонтированы клапаны
для впуска и выпуска кислорода, а также электроды для
подводки тока к запальной проволоке, причем один
Справочник К°кс0Х1,'П1ка- Том 1
72
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.57.
Принципиальная схема
классического калориметра
с бомбой сжигания и
термостатом для
определения теплоты
сгорания твердых топлив
Бомба для определения
теплоты сгорания угля
1 - калориметрическая бомба; 2- мешалка;
3 - крышка термостата; 4 - система для зажигания на-
вески; 5 - термометр или прибор, его заменяющий;
6 - калориметрический сосуд; 7 - термостат
электрод является одновременно газопроводящей труб-
кой, а второй - держателем чашечки с навеской.
Результатом выполнения анализа является определе-
ние экспериментальной теплоты сгорания по бомбе Q?
На практике пользуются показателями высшей (ис-
тинной) теплоты сгорания Qs и низшей (полезной) тепло-
ты сгорания Qt. Количество тепла, выделяемое углями
при сжигании в калориметрической бомбе, оказывается
более высоким, чем при сжигании угля в топке. Поэтому
для определения истинной высшей теплоты сгорания не-
обходимо вводить поправку на теплообразование серной
и азотной кислот. Высшую теплоту сгорания испытуе-
мой пробы топлива кДж/кг вычисляют по формуле:
где S“ - массовая доля серы в топливе,
а - коэффициент, учитывающий теплоту образо-
вания и растворения в воде азотной кислоты,
равный:
0,001 - для тощих углей и антрацитов;
0,0015- для других углей.
Экспериментальное определение теплоты сгорания
ведут по аналитической, воздушно-сухой пробе угля.
Полезную или низшую теплоту сгорания в его рабо-
чем состоянии следует определять с учетом затрат тепла
на нагрев и испарение рабочей и образующейся при сго-
рании водорода угля влаги по формуле:
Калориметрический
комплекс АС-600
Qipai.очник । м и к.1 Т1'1 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
7
д>е;-24,42(8,9)/Г+ FT,
где На - массовая доля водорода в аналитиче-
ской пробе топлива;
Wa — массовая доля воды в испытуемом
продукте.
Высшую теплоту сгорания на влажное беззольное
состояние 2"{исходя из высшей теплоты сгорания сухо-
го беззольного топлива Qdaf, пересчитывают по форму-
ле, приведенной в ГОСТ 27313-95 (ИСО 1170-77):
100
где максимальная влагоемкость на влажное без-
зольное состояние угля, которая определяет-
ся по ГОСТ 8858-93 (ИСО 1018-75).
При отсутствии фактических значений максималь-
ной влагоемкости высшую теплоту сгорания на влажное
беззольное состояние в первом приближении для донец-
ких углей можно рассчитать по следующей формуле:
б/ = 2,2752^ -10895, ккал/кг.
Соотношение высших теплот сгорания на сухое без-
зольное и влажное беззольное состояние для донецких
углей приведено в табл. 2.30.
Теплота сгорания, ккал/кг
of
Более 8200 Более 7750
7200-7750 <
-74йД7950: + / 6100-7200, .
Менее 7450 МенеебЮО
Таблица 2.30.
Соотношение высших
теплот сгорания
донецких углей
При полном сгорании 1 кг углерода выделяется
34 МДж теплоты, а 1 кг водорода - 143 МДж теплоты, то
есть чем больше в угле водорода и меньше углерода (при
одинаковом количестве кислорода), тем выше его тепло-
та сгорания.
Исходя из этого, разработан ряд математических за-
висимостей, прогнозирующих по данным элементного
анализа углей величину их теплоты сгорания (МДж/кг):
1. Менделеев Д. И. (расчет теплоты сгорания нефти,
однако дает удовлетворительные результаты и для
углей):
2/о/ = 81С^ + W0Hdaf + 26(5/ -Odaf).
2. Гладун И. Г., Гагарин С. Г. (каменные угли России):
Qdaf = (83,37-0,9592^)^ + 285,46Я<Уо/ +
+29,94(5/
3. Мирошниченко Д. В., Улановский М. Л. (каменные
угли Донбасса):
Справочник К0кс0химика- Том 1
Qdal =W(ACial + 0,5TlHdaf + 0,2355/-
-0,673A„-0,02Cop-7,375,
где cap
Cdaf(3,4- Cd°f)
100
- содержание ароматиче-
ского углерода в углях.
Для определения низшей теплоты сгорания (МДж/кг)
рекомендуется пользоваться следующей расчетной фор-
мулой:
2/ = Qdaf (1 - ztrf)(l - W,r) - 2,442[0/ + А(1 - Ad )(1 - О
где к - коэффициент, учитывающий содержание водо-
рода в угле (0,46 - для бурых и каменных углей,
0,21 - для антрацита);
Ad - зольность на сухое состояние топлива, в долях
Ad
единицы (—);
100
Wrt - общая влага на рабочее состояние топлива,
Wr
в долях единицы (-^).
Средние показатели высшей теплоты сгорания до-
нецких углей разных марок приведены в табл. 2.31.
Марка угля Q?'
Ккал/кг МДж/кг
д 7650 32,029
ДГ 7880 32,992
Г 8020 33.578
ж 8530 : 35,ИЗ
8590 .
;'Л
А 8140 34,081
Таблица 2.31.
Средние значения Qda-
донецких углей разных марок
Степень и характер влияния петрографических
компонентов на теплоту сгорания неоднозначны и из-
меняются в зависимости от стадии метаморфизма углей
(рис. 2.58).
Рис. 2.58.
Зависимость теплоты
сгорания мацералов групп
липтинита 1, витринита 2
и инертинита 3 от
показателя отражения
витринита
74
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 232.
Средние значения энергии
разрыва связей в молекулах
(кДж/моль)
Рис. 2.59.
Прибор Питера
Анализ кривых, представленных на рис. 2.58, позво-
ляет сделать следующие выводы:
1) теплота сгорания закономерно увеличивается в ряду
инертинит - (витринит + семивитринит) - липтинит
в соответствии с ростом содержания в них водорода;
2) теплота сгорания изменяется экстремально с макси-
мумами в области Ro ~ 0,80% для липтинита и в об-
ласти Ro = 1,1 - 1,4% для витринита + семивитрини-
та. В фюзенизированных компонентах (инертините)
наблюдается непрерывный рост теплоты сгорания
во всем диапазоне каменных углей, который до-
стигает максимальной величины в антрацитах при
Ro ~ 3,12%;
3) в углях невысоких стадий метаморфизма (Ro = 0,5 -
0,6 %) и в антрацитах (Ro = 2,3 - 2,5 % и более) тепло-
та сгорания витринита и инертинита практически
одинакова или может быть даже несколько выше
в фюзенизированных компонентах. Последнее яв-
ляется следствием определенных соотношений во-
дорода и углерода.
2.4.4. Термогравиметрический анализ
При термохимических превращениях углей про-
текают разнообразные параллельно-последовательные
химические необратимые реакции, сопровождающиеся
физико-химическими процессами и физическими явле-
ниями. Главной особенностью этих реакций, обусловлен-
ных в основном неоднородным химическим составом
органической массы углей, является наличие инициируе-
мых тепловой энергией сопряженных процессов разло-
жения и синтеза, т. е. распада (деструкции) и уплотнения
(конденсации) органических веществ.
Средние данные об энергии связи в многоатомных
молекулах приведены в табл. 2.32.
Энергия связей в ароматических соединениях следу-
ющая: Сар-Сар (456,7 кДж/моль), С -Н(427,4 кДж/моль).
Неравноценность по прочности химических связей
между атомами в элементарных структурных единицах
макромолекул органических веществ углей обусловли-
вает их разную термическую устойчивость. При нагреве
в первую очередь отщепляются кислородосодержащие
функциональные группы, разрушаются эфирные связи,
алифатические группировки и т. п.; наиболее устойчивы
при нагреве ароматические ядра. Следовательно, состав
и свойства продуктов термических превращений на каж-
дом этапе термообработки определяются как особен-
ностями строения элементарных структурных единиц
макромолекул органических веществ, так и соотношени-
ем реакций деструкции и синтеза.
По мере разрушения слабых связей в макромоле-
кулах веществ углей при повышении температуры раз-
личие в свойствах твердых остатков постепенно умень-
шается, поскольку оставшиеся и вновь образовавшиеся
химические связи примерно одинаковы по прочности
и их дальнейшее расщепление приобретает в основном
неизбирательный характер.
Наиболее простым для изучения при нагревании ди-
намики газовыделения весовым способом является ме-
тод Питерса. Прибор, изображенный на рис. 2.59, состоит
Связь Энергия разрыва связей
с-н 413,6
N-H 391,4
О-Н 463,4
S-H 347,8
Р-Н 318,4
N-N 163,4
N=N 419,0
0-0 146,7
S-S 226,3
N-0 221,1
N=O 607,6
С-С 346,1
с=с 610,9
С-С 836,3
C-N 305,3
C=N 615,9
C=N 890,8
С-0 358,3
с=о 695,5-804,5
C-F 486,0
С-С1 339,8
С-Вг 284,9
С-1 213,7
C-S 272,4
c=s 536,3
N-F 272,4
N-C1 192,7
O-F 188,6
О-С1 217,9
О-Вг 201,1
1 - технические весы; 2 - трубчатая печь;
3 - кварцевая пробирка; 4 - термопара
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
из аналитических (технических) весов 1, укрепленных на
кронштейнах; электрической трубчатой печи 2, установ-
ленной так, что ее вертикальная ось приходится точно
под серединой правой чашки весов; кварцевой пробир-
ки 3 длиной 7 см, диаметром около 2 см, подвешенной на
платиновой нити к крючку, припаянному к правой чашке
весов; термопары 4, подведенной снизу под дно кварце-
вой пробирки и соединенной с милливольтметром.
На технических весах взвешивают 2 г угля и поме-
щают его в кварцевую пробирку. Затем пробирку с наве-
ской и песком подвешивают на платиновой проволоке на
крючок, припаянный к правой чашке весов, и опускают
в печь. Весы уравновешивают и включают нагрев. До тем-
пературы 150 °C печь нагревают за 10 - 15 мин, а затем
нагрев производят со скоростью 5 °C в минуту.
Вследствие выделения летучих веществ проис-
ходит потеря в весе угля и равновесие весов нарушает-
ся. Восстанавливая равновесие с помощью разновесов,
определяют потерю в весе угля, т. е. вес выделившихся
летучих веществ. Взвешивание производят через каж-
дые 20 - 25 °C. Опыт заканчивается при температуре око-
ло 850 °C и по данным опытной таблицы строят кривые
двух видов:
1) суммарные кривые (рис. 2.60) - по оси абсцисс от-
кладывают температуру, а по оси ординат - потерю
в весе угля на каждом данном температурном от-
резке;
2) скоростные кривые (рис. 2.61) - по оси абсцисс от-
кладывают температуру, а по оси ординат - потерю
в весе угля в единицу времени на каждом данном
температурном отрезке.
Ясно выраженные пики скоростной кривой харак-
теризует спекающийся уголь: равномерное газообразо-
вание характерно для неспекающихся углей. По суммар-
ным кривым можно судить о содержании влаги в углях
и выходе летучих веществ от сухого угля.
Определение температуры начала термической
деструкции донецких каменных углей по моменту по-
явления летучих веществ при нагреве характеризуется
примерно такими температурами, °C: длиннопламен-
ный - 170, газовый - 210, жирный - 260, коксовый - 300,
(правочник Коксохимика. Том J
Рис. 2.61.
Скоростные кривые
Питерса
тощий - 320, антрацит - 380. Наибольшая интенсивность
газовыделения при нагреве спекающихся каменных
углей наблюдается в области температур от 300 до 400 °C,
а при достижении 700 °C количество образующихся лету-
чих продуктов резко падает, после чего при 900 - 1000 °C
эта величина вновь несколько повышается. Следует
отметить, что с увеличением скорости нагрева законо-
мерно повышаются температуры начала и максимума
газовыделения. Это свидетельствует о том, что для про-
текания процессов термической деструкции углей, как и
всяких химических реакций, необходима определенная
продолжительность температурного воздействия. На
термоустойчивость органической массы углей заметно
влияет содержание кислорода: чем меньше эта величи-
на, тем выше температура начала его термической де-
струкции, и она закономерно возрастает с увеличением
стадии метаморфизма каменных углей. При исследова-
нии свойств различных петрографических составляющих
углей установлено, что в одном и том же образце угля
наиболее низкими температурами начала термической
деструкции обладают микрокомпоненты группы липти-
нита, а наиболее высокой - инертинита.
Динамика газовыделения выявляет наличие двух
максимумов газовыделения для спекающихся каменных
углей - при 400 - 500 °C и 600 - 700 °C.
В последнее время при исследованиях термохими-
ческих превращений углей используется дериватогра-
фический метод, позволяющий одновременно регистри-
ровать потерю массы образца в ходе нагрева и тепловые
эффекты по разности температур образца и эталонного
инертного вещества.
В случае отсутствия реакций, сопровождающихся
заметным тепловым эффектом, дифференциальная за-
пись имеет вид прямой линии, а наличие положительных
или отрицательных тепловых эффектов реакций приво-
дит соответственно к отклонению линии вверх или вниз
от прямой.
Дериватограф, сконструированный Л. Эрдеем, Ф. Пау-
ликом и Д. Пауликом, получил наиболее широкое рас-
пространение; принципиальная схема его приведена на
рис. 2.62.
Рис. 2.60.
Суммарные кривые
Питерса
76
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.62.
Принципиальная схема
дериватографа
1 - электрическая печь; 2,3- тигель; 4 - термопара; 5 - фарфоровая трубка; 6 - линза; 7 - стрелка; 8 - лампа;
9 - катушка; 10-магнит; 11,12- гальванометр; 13,14 - фотобумага; 15 - световой сигнал
Исследуемое вещество нагревается в тигле 2 спе-
циальной конструкции в электрической печи 1. При
изменении массы навески исследуемого топлива, поме-
щенного в тигле 3 (стоит на фарфоровой трубке 5), про-
исходит разбалансировка весов и их стрелка 7 откло-
няется от равновесного положения. Вместе со стрелкой
перемещается оптическая щель. Движение последней
проецируется лампой 8 на фотобумагу 14 при помощи
светового луча, фокусируемого линзой 6. Полученная на
фотобумаге кривая (ТГ) характеризует изменение массы
пробы. Динамика изменения массы пробы регистрирует-
ся при помощи устройства, которое состоит из катушки 9
с большим числом витков, укрепленной на правом плече
коромысла весов. Катушка размещена в постоянном поле
двух подковообразных магнитов 10 и подключена к зер-
кальному гальванометру 11. Изменение массы навески
пробы приводит в движение коромысло весов, а вместе
с ним и катушку. Величина эщ.с., возникающая в катушке,
пропорциональна скорости ее движения. Таким образом
регистрируется скорость изменения массы (ДТГ).
Разность температур между пробой и эталоном за-
писывается на фотобумагу от светового сигнала зеркаль-
ного гальванометра 12, подключенного к дифференци-
альной термопаре 4 - кривая ДТА. Гальванометр 13 пред-
назначен для записи на фотобумаге сигнала от термопа-
ры, измеряющей температуру пробы (Т). Поскольку бара-
бан с фотобумагой вращается с постоянной скоростью,
световые сигналы 15 фиксируются на фотобумаге в виде
кривых, в зависимости от времени. Все четыре кривые,
характеризующие термические превращения веществ
пробы: изменение массы (ТГ), скорость изменения массы
(ДТГ), тепловые эффекты (ДТА) и температура (Т), запи-
сываются автоматически при нагревании с постоянной
скоростью подъема температуры. Необходимо отметить,
что в модернизированном в УХИНе дериватографе кри-
вые выводятся на экран монитора и принтер.
Термический анализ углей проводят в среде инерт-
ных газов - азота, гелия или аргона.
Скорость нагревания влияет на вид кривых ДТА
и ДТГ, а также на температуру, при которой образуются
пики. При низких скоростях нагревания разница темпе-
ратур между образцом и эталоном незначительна, и это
приводит к образованию невыразительных пологих пи-
ков. При очень больших скоростях нагревания разница
температур между эталоном и образцом возрастает и по-
лучаются резкие пики, однако их детали не различимы.
Скорость нагревания выбирают исходя из следующих со-
ображений: при высоких скоростях нагревания происхо-
(правочник К°ксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
дит наложение следующих друг за другом стадий терми-
ческих превращений, что затрудняет как качественную,
так и количественную оценку дериватограмм.
Обработка дериватограмм включает качественный
и количественный анализ кривых Т,ДТА,ДТГи ТГ. Оценка
температуры проводится с помощью калибровочной шка-
лы, которая наносится на фотобумагу до опыта. Точность
оценки температуры зависит от точности определения
положения данной точки на кривой Т относительно штри-
хов шкалы. Толщина кривой на фотобумаге не превыша-
ет 1 мм. Положение линии толщиной 1 мм относительно
штрихов можно определить с точностью ±0,5 мм.
Из дериватограммы (рис. 2.63) видно, что по кривой
ТГможно определить потерю массы угля непосредствен-
но в миллиграммах или, зная величину навески, в про-
центах. Горизонтальная часть кривой свидетельствует об
отсутствии выделения газообразных продуктов реакции.
Наклонная кривая соответствует моменту выделения ле-
тучих веществ, причем скорость выделения последних
пропорциональна углу наклона кривой к оси абсцисс.
Для определения потери массы угля при любой тем-
пературе достаточно провести вертикальную линию от
точки, соответствующей этой температуре на кривой Т,
до пересечения с кривой ТГ.
Анализ кривой ДТА заключается в том, чтобы уста-
новить, как протекает процесс превращения (реакция) -
с выделением или поглощением теплоты. Одновременно
определяется также характер температур максимумов.
По кривой ДТА точно могут быть определены только тем-
пературы максимумов. Вследствие значительной потери
массы при нагревании топлива и протекания большого
числа разнообразных физических и химических процес-
сов иногда возникают трудности с определением нуле-
вой линии.
Применение ДТА для количественного анализа
основано на уравнении:
(правочник Коксохимика. Трм 1
ЛН = К\ ЬТ(К,
о
где \Н- теплота процесса (реакции);
К - коэффициент пропорциональности.
Интеграл А Г/т представляет собой площадь пика
ДТА. Количественный анализ сводится к сопоставлению
площадей. Калибровку площади для этой цели произво-
дят при тех же температурах, при которых выполняется
анализ.
Сопоставление кривых ДТА и ДТГ позволяет рас-
познать некоторые физические процессы. Отсутствие
потери массы при наличии пика на кривой ДТА означает,
что в пробе произошли физические превращения. Совпа-
дение формы пиков ДТА \лДТГуказывает на протекание
химических реакций, которые не сопровождаются физи-
ческими превращениями. В случае, когда пики на кривых
ДТА \лДТГимеют различную форму, чрезвычайно трудно
разграничить химические и физические процессы.
Термогравиметрическая кривая используется и для
количественной оценки дериватограмм. На дериватогра-
фе можно определять величины изменения массы с точ-
ностью, принятой в аналитической химии.
Форма кривых ТГ и ДТГ зависит от кинетики реак-
ции и эта зависимость используется для получения кине-
тических данных.
Известно много методов обработки термограви-
метрических кривых, записанных в условиях линейного
подъема температуры образца исследуемого топлива.
Применение большинства известных методов обработки
ТГ связано с использованием достаточно сложного ма-
Рис. 2.63.
Дериватограмма газового
угля
тематического аппарата для определения кинетических
констант процесса потери массы. Поэтому для предва-
рительной оценки эффективной энергии активации про-
цесса образования парогазовых продуктов в интервале
температур интенсивной потери массы можно приме-
нить упрощенный метод расчета.
Кривую изменения температуры образца Т делят
на отрезки с шагом в 20 градусов и для интервала от
380 - 400 °C до температуры максимальной скорости по-
тери массы (по кривой ДТП определяют по кривой Щ
соответствующую каждому текущему значению темпе-
ратуры величину потери массы - /и. Потерю массы при
850 °C принимают за условно конечную величину mk
wk - mT
и рассчитывают разность mk-mx и отношение —-----L.
mk
mk - m
Затем находят последовательно значение -1g------и
mk
1 1 mk~mi
lg -lg—----
L mk
. По найденным значениям строят гра-
фик (рис. 2.64) в координатах 1g
-1g—---
mk
1
и—.
Т
Точки на графике соединяют отрезком прямой,
в результате чего образуется угол. Наклон прямой к оси
абсцисс характеризует величину эффективной энергии
активации процесса потери массы - Еэф. Величину Еэф
можно также рассчитать из уравнения
4,57’T2-T](\gK2-\gKi)
(т2-7])iooo
78
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 2.64.
Изображение линии ТГ
газового угля в кинетических
координатах
где Т} и Т2 - значения температур для двух точек на от-
резке прямой, а К} и К2 - соответствующие им значения
В табл. 2.33 показан пример обработки деривато-
граммы газового угля, приведенной на рис. 2.63.
Для температуры 460 и 420 °C находим:
п 4,57-733-693-(-0,592+ 1,013) 1ПЛ „ ,
Е,Л = ------------—-------------- = 102 кДж/моль.
эф 40-I000
Энергия активации процесса выделения летучих
веществ увеличивается с повышением температуры
и колеблется для различных видов топлива в пределах
50 - 500 кДж/моль, что соизмеримо с энергией химиче-
ской связи.
Анализ данных дериватографических исследований
углей позволяет предполагать стадийный характер про-
цесса их термических превращений.
На рис. 2.65 приведены дериватограммы малозоль-
ных пластовых проб донецких каменных углей.
Исходя из приведенных на рис. 2.65 кривых для всех
изученных марок углей выделены четыре температурных
интервала, характеризующихся разной скоростью поте-
ри массы (табл. 2.34).
Таблица 2.33.
Пример обработки
дериватограммы газового
угля
ГС т; к 103 т тт тГт. тк , тк~тг 1g тк 1g mk-mx lg——1 L J
400 673 1,486 4,0 26,0 0,867 -0,062 -1,207
420 693 1,443 6,0 24,0 0,800 -0,097 -1,013
440 713 1,403 8,8 21,2 0,707 -0,150 -0,824
460 733 1,364 13,6 16,4 0,547 -0,262 -0,592
850 30 - - - - - -
Рис. 2.65.
Дериватограммы
длиннопламенного угля (а),
газового угля (б), узкой
фракции (1,29 - 1,30 г/см3)
витринита газового угля (в),
жирного угля (г), коксового
угля (д), отощённого
спекающегося угля (е)
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
79
Температурные характеристики Марка угля
Д г 1 ж I к j I
' 1 ... - "Г?" ' -
Интервал температур, °C 110-230 110-235 100-160 100-170 100-170
Потеря массы, % от общей потери 13 10 4 8 7
Потеря массы на 1°С, % 0,11 0,08 0,07 0,11 0,10
4: Sih j? fl ft1? ж - - ••• —г 1:.?....
Интервал температур, °C 230-380 235-380 160-425 170-430 170-435
Потеря массы, % от общей потери 4 4 8 4 5
Потеря массы на 1 °C, % 0,03 0,03 0,03 0,02 0,02
= -Г-г~ • mJ. а, t i;7,
Интервал температур, °C 380 - 485 380-500 425-535 430 - 565 435-585
Потеря массы, % от общей потери 41 42 54 48 48
Потеря массы на 1 °C, % 0,39 0,35 0,51 0,36 0,33
— ... Ufaeadtfff
Интервал температур, °C 485-850 500-850 535-850 565-850 585-850
Потеря массы, % от общей потери 42 44 34 40 40
Потеря массы на 1 °C, % 0,12 0,13 0,11 0,14 0,14
Таблица 2.34.
Температурные стадии
потери массы углей разной
степени метаморфизма
Наибольшая скорость потери массы наблюдается
на третьей стадии, наименьшая - на второй. На первой и
четвертой стадиях скорость потери массы одного поряд-
ка, хотя на первой стадии теряется всего лишь 4 - 13%
от общей потери, а на четвертой 34-44 %. По скорости
потери массы на каждой стадии угли отличаются между
собой незначительно. Лишь жирный уголь на третьей
стадии характеризуется более высокой скоростью по-
тери массы, чем все остальные угли, что указывает на
наличие в его макромолекулярной структуре большого
количества участков, неустойчивых при температурах
425 - 535 °C. Но уже на четвертой стадии скорость потери
массы для жирного угля оказалась минимальной по срав-
нению с другими углями.
В табл. 2.35 приведены данные о динамике выделе-
ния углерода, водорода и кислорода (в составе летучих
веществ) из донецких углей марок Г и К в процессе их
термической деструкции (общее количество каждого вы-
делившегося элемента принято за 100 %).
Температура нагрева- ния, °C Выделение, %
углерода из марок водорода из марок кислорода из марок
Г К Г К Г К
350 10,0 7,2 8,0 6,0 6,3 8,4
400 10,5 5,4 5,6 1,6 10,0 7,3
450 39,1 35,2 19,8 10,5 18,0 10,9
525 32,2 26,8 20,5 21,0 12,2 20,3
700 4,1 18,1 26,1 33,4 38,7 41,5
900 4,1 7,3 20,0 27,5 14,8 11,6
Анализируя эти данные, можно видеть, что макси-
мальная скорость выделения углерода наблюдается при
нагреве газового и коксового углей до 450 °C, в то время
как водород и кислород продолжают выделяться в зна-
чительном количестве до более высоких температур.
Справочник Коксохимика. Тр*11
Результаты исследований продуктов термохимиче-
ских превращений углей позволили обосновать прин-
ципиальную схему превращений, например, витринита
спекающегося угля в кокс:
1) уголь '|<300°с >ТО] + Г, Т (СО2> СО, Н2О и др.);
| =зоо-55о-с ) Т0, + । +ж । +ЖНщ
2) i
2. ТО2 + ЖНП 'г=300~550 с- > ПК + Г31+Ж Т;
С
3) ПК ,1=55°-1000"с^ я + г4 Т.
Здесь TOj и ТО2 - твердые остатки, Г2, Г3 и Г4 -
газообразные продукты, выделившиеся соответственно
на 1 - 3-й стадиях превращения, Ж - пары первичной
смолы, ЖНП - жидкие нелетучие продукты угольной
пластической массы, К - кокс, ПК - полукокс.
На первом этапе происходили процессы термиче-
ской деструкции угля, на втором (параллельно) - терми-
ческая деструкция и спекание, а на третьем - гетеропо-
ликонденсация и структурирование, образование куско-
вого кокса из спекшейся массы полукокса.
2.5. Лабораторные методы определения
выхода и качества основных химических
продуктов коксования
Таблица 2.35.
Динамика выделения
углерода, водорода и
кислорода при термической
деструкции углей разной
степени метаморфизма
В основу методов термохимической переработки
твердых горючих ископаемых положена их способность
претерпевать сложные превращения при нагревании до
разных температур без доступа воздуха с образованием
твердых, жидких и газообразных продуктов. Конечная
стадия промышленного осуществления термической
деструкции - высокотемпературное коксование. Высоко-
температурное коксование каменных углей - это много-
стадийный процесс, каждая из основных стадий которого
80
Раздел 1. Угли для коксования
Pug 2.66.
Алюминиевая реторта
для определения выхода
продуктов полукоксования
связана со скоростью и конечной температурой нагрева
и имеет свои характерные особенности, позволяющие
выделить эти стадии в промышленные методы терми-
ческой переработки каменных углей, а именно: сушка
(до 150 - 200 °C), полукоксование (до 500 - 550 °C), сред-
нетемпературное коксование (до 700 - 750 °C) и вклю-
чающее в себя все стадии высокотемпературное коксо-
вание (до 900- 1100 °C и выше).
Познание процессов, протекающих на каждой из
стадий, а также закономерностей образования продук-
тов термохимических превращений, позволяет не только
расширить знания о природе каменных углей, но и на-
правленно вести весь процесс высокотемпературного
коксования, а также разрабатывать новые методы полу-
чения высокотемпературного кокса с расчленением про-
цесса коксования на отдельные стадии с возможностью
регулирования условий коксообразования.
Определение выхода продуктов полукоксования
углей (ГОСТ3168-93 (ИСО 647:1974)
Полукоксование - это термическое разложение то-
плива без доступа воздуха при температуре 500 - 550 °C.
Оценить химическую природу углей по выходу и составу
продуктов полукоксования можно только в том случае,
если эти вещества являются первичными продуктами
разложения углей. Для предотвращения образования
вторичных продуктов в методе лабораторного полукок-
сования предусмотрены условия, при которых время
пребывания парогазовых продуктов в зоне высоких тем-
ператур минимально.
В результате полукоксования углей образуются ле-
тучие и нелетучие первичные продукты разложения:
смола полукоксования - смесь жидких органических
продуктов разложения топлив, конденсирующихся
при 20 - 30 °C, обозначается символом TsK;
пирогенетическая вода - вода, образующаяся при
разложении топлива в условиях полукоксования,
обозначается символом WsK;
газ полукоксования - смесь различных газов, обра-
зующихся при полукоксовании, обозначается сим-
волом GsK.
Выход продуктов полукоксования используется для
оценки углей как сырья для технологической переработ-
ки (полукоксование, получение синтетического жидкого
топлива, газификация).
Сущность стандартного метода определения выхо-
да продуктов полукоксования заключается в нагревании
навески 50 г топлива в алюминиевой реторте емкостью
170 ±10 см3 без доступа воздуха до 520 °C и определе-
нии суммарного выхода смолы и пирогенетической воды
с последующим их разделением, а также выхода полукок-
са и газа.
Основная часть прибора для определения выхо-
да продуктов полукоксования - толстостенная алюми-
ниевая реторта (рис. 2.66) с хорошо пришлифованной
крышкой, отводной латунной трубкой и отверстием для
термопары. Толстые стенки реторты и высокая теплопро-
водность алюминия обеспечивают равномерный нагрев
1 - рукоятка; 2 - корпус реторты;
3 - алюминиевая крышка; 4 - отводная трубка;
5 - отверстие для термопары (термометра)
навески без местных перегревов. Реторту нагревают с по-
мощью электрической печи или газовой горелки.
В стандарте установлены следующие требования
к измельчению пробы: не менее 90% угля должно прой-
ти через сито с отверстиями 1 мм и не более 50 % - че-
рез сито с отверстиями 0,2 мм. Массовая доля влаги
в воздушно-сухой пробе не должна превышать 20 %.
Проведение испытания
Собирают прибор для определения продуктов по-
лукоксования: реторту укрепляют на штативе, отводную
трубку реторты соединяют со стеклянной, круглодонной
колбой-приёмником емкостью 500 - 750 см3 с помощью
пробки, через которую проходит газоотводная трубка.
Навеску топлива 50 г взвешивают с погрешностью
не более 0,05 г. Колбу-приёмник взвешивают с пробкой
и присоединяют к реторте. В отверстие реторты вставля-
ют термопару или термометр. Реторту помещают в печь,
а колбу-приёмник погружают в сосуд для охлаждения.
Через 80 мин полукоксование заканчивают.
По увеличению массы колбы-приёмника определя-
ют выход конденсата, который складывается из выхода
смолы и общего выхода влаги при полукоксовании: TsK+
WsK+Wa. В колбу-приёмник наливают толуол и опреде-
ляют объемным методом (отгонкой с толуолом) общий
выход влаги при полукоксовании, который представляет
собой сумму влаги исходного топлива и выхода пироге-
нетической воды: WsK+Wa. Полукокс извлекают из ретор-
ты и взвешивают.
Выход смолы, % определяют по разности между вы-
ходом конденсата и общим выходом влаги при полукок-
совании.
Выход пирогенетической воды, % определяют непо-
средственно по разности между общим выходом влаги
при полукоксовании и содержанием влаги в исходном
топливе.
Выход полукокса, % определяют непосредственно
по массе полукокса.
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
81
Сумму всех продуктов полукоксования принимают
за 100%. Выход газа, % определяют по разности между
100% и суммарным выходом смолы, пирогенетической
воды и полукокса.
Выход продуктов полукоксования из различных
углей изменяется в широких пределах. В табл. 2.36 приве-
дены составленные по результатам многочисленных ис-
следований данные выхода продуктов полукоксования
из каменных углей Донецкого бассейна.
Метод определения выхода химических продуктов
коксования в малых навесках (ГОСТ 18635-73 Угли камен-
ные. Метод определения выхода химических продуктов
коксования)
Данный стандарт распространяется на каменные угли
и устанавливает лабораторный метод определения выхода
химических продуктов (смолы, сырого бензола, аммиака,
пирогенетической влаги, кокса и коксового газа) при высо-
котемпературном коксовании углей и угольных смесей.
Метод основан на нагревании испытуемого угля или
угольной смеси до 900 °C в пятисекционной или одно-
секционной печи коксования и пиролизе образующихся
продуктов с последующим определением их выхода.
Установка для определения выхода химических про-
дуктов коксования представлена на рис. 2.67.
Установка состоит из трубчатых электрических пя-
тисекционных или односекционных печей коксования 1,
трубчатой электрической печи пиролиза 2, насадки 3 дли-
ной 120- 130 мм, состоящей из четырех рядов фарфоро-
вых бусинок диаметром 6-7мм и длиной 10-12 мм, нани-
занных на нихромовую проволоку диаметром 1-1,5 мм,
одноточечной и пятиточечной хромель-алюмелевых тер-
мопар 4, трубчатой электрической печи для ватного филь-
тра с терморегулятором 5, обеспечивающей постоянную
температуру нагрева 110 °C, термометра 6, водяных ма-
нометров 7, хлоркальциевых трубок 8, поглотительной
склянки для непредельных углеводородов 10, трубок
с активированным углем 11, газометра 12, мерного цилин-
дра 13, поглотительной склянки для аммиака 14, фильтра
для улавливания смолы 15, кварцевой вставки 16 длиной
70 мм внешним диаметром, обеспечивающим соедине-
ние на шлифе, длиной 40 - 45 мм с реакционной трубкой
(один конец вставки оттянут для соединения с поглоти-
тельной аппаратурой), реакционной кварцевой трубки 17
Наименование исследованных продуктов Выход в % на сухое состояние Таблица 2.36. Выход продуктов полукоксования
полукокс первичная смола пирогенетическая влага первичный газ, газовый бензин и потери
Каменные угли:
длиннопламенный 70,1 -74,3 10,3-18,1 3,1-8,7 10,7-16,5
газовый 75,8 10,3 3,6 10,3
коксовый 84,8 5,8 1,7 7,7
отощёняый спекающийся 91,1 2,4 0,5 6,0
Микрокомпоненты газового угля?
витринит 62,8 17,5 - Х7 16,0
инертинит 91Д) 3,4 1,7 3,9
липтинит 41,2 36,7 2,5 19,6
Рис. 2.67.
Установка для определения
выхода химических
продуктов коксования
в малых навесках
1 - печь коксования; 2 - трубчатая электрическая печь пиролиза; 3 - насадка; 4 - термопреобразователи;
5 - трубчатая электрическая печь; 6 - термометр; 7 - водяные манометры; 8 - хлоркальциевые трубки;
9,10,14- поглотительные склянки; 11 - трубки с активированным углем; 12 - газометр; 13 - мерный цилиндр;
15 - фильтр для улавливания смолы; 16 - кварцевая вставка; 17 - реакционная кварцевая трубка
Справочник Коксохимика. Том 1
82
Раздел 1. Угли для коксования
длиной 570 мм для пятисекционной или 500 мм для одно-
секционной печи и внутренним диаметром 20 мм (один
конец трубки запаян, на другом конце имеется шлиф для
соединения с кварцевой вставкой).
Подготовка к испытанию
Поглотительная аппаратура состоит из кварцевой
трубки - фильтра, U-образных стеклянных трубок, погло-
тительных склянок.
Фильтр для улавливания смолы заполняют гигро-
скопической ватой массой 3 г.
Для улавливания аммиака в поглотительную склян-
ку из бюретки наливают 10 мл 1 н. раствора серной кисло-
ты, подкрашенного метиловым оранжевым.
Для улавливания углекислоты и сероводорода в по-
глотительную склянку из бюретки наливают 15 мл раство-
ра едкого натра.
Для улавливания непредельных углеводородов
в поглотительную склянку из бюретки наливают 20 мл
раствора окиси желтой ртути в серной кислоте.
Для улавливания бензола в три последовательно
установленные U-образные трубки засыпают одинаковое
количество активированного угля. В концы трубок поме-
щают тампоны из ваты.
Улавливание паров влаги производят после каждой
поглотительной склянки в U-образных трубках, запол-
ненных свежепрокаленным хлористым кальцием, из-
мельченным до 3 - 5 мм.
Газ собирают в стеклянный газометр вместимостью
10 - 20 л, предварительно заполненный насыщенным
раствором хлористого натрия.
Определение выхода химических продуктов в пяти-
секционной печи
В холодную печь коксования через печь для ватного
фильтра и печь пиролиза, предварительно нагретые со-
ответственно до 110 и 800 °C, вводят реакционную трубку
с кварцевой вставкой и присоединенным к ней фильтром
для улавливания смолы.
Реакционную трубку в печи устанавливают так, что-
бы ее конец выступал из печи пиролиза на 40 мм, после
чего тотчас же соединяют фильтр с поглотительной аппа-
ратурой, немедленно открывают зажим на шланге, отво-
дящем воду из газометра, а затем на манометре. В тече-
ние всего опыта поддерживают разрежение в газометре
10 - 20 мм вод. ст.
Температуру в печи пиролиза и в печи для ватного
фильтра доводят до первоначальной и включают ко-
мандное устройство, подающее напряжение на секции
печи коксования, при этом первой включается секция,
прилегающая к печи пиролиза. Через 15 мин автомати-
чески включается вторая секция; затем последователь-
но через каждые 10 мин включаются третья, четвертая,
пятая секции печи коксования. После включения пятой
секции командное устройство автоматически выключа-
ется, оставив цепи управления всех секций коксования
включенными.
После нагрева последней, пятой, секции печи коксо-
вания до 900 °C во всех секциях выдерживают температу-
ру 900 °C, а в печи пиролиза 800 °C в течение 20 мин, по-
сле чего опыт заканчивают и выключают обогрев печей.
Температура секций печи коксования 900 °C и печи
пиролиза 800 °C поддерживается автоматически при по-
мощи регулирующих устройств.
Обработка результатов
1. Выход кокса определяется по массе коксового остат-
ка в кварцевой трубке.
2. Выход смолы определяют по изменению массы
вставки, фильтра и массе легких погонов, извлечен-
ных эфиром из поглотительного раствора для ам-
миака.
3. Выход аммиака определяют по объему 1 н. раствора
едкого натра, израсходованного на титрование по-
глотительного раствора после извлечения из него
легких смоляных погонов.
4. Выход общей влаги определяют по разности меж-
ду увеличением массы поглотителя для аммиака
и трубки с хлористым кальцием, помещаемой за
ним во время опыта, и массой аммиака и смоляных
погонов, извлеченных эфиром.
5. Выход пирогенетической воды определяют по раз-
ности между выходом общей влаги и содержанием
влаги в анализируемой пробе угля.
6. Выход сероводорода определяют йодометриче-
ским методом.
7. Выход двуокиси углерода определяют по разности
между увеличением массы поглотителя для серово-
дорода и двуокиси углерода и трубки с хлористым
кальцием, помещаемой за ним во время опыта,
и количеством определенного сероводорода.
8. Выход непредельных углеводородов определя-
ют по увеличению массы поглотительной склянки
с раствором желтой окиси ртути в серной кислоте
и трубки с хлористым кальцием, помещаемой за
ней во время опыта.
9, Выход выделившегося бензола определяют по уве-
личению массы трех U-образных навесок с активи-
рованным углем.
10. Выход выделившегося во время опыта газа опреде-
ляют по объему раствора, вытекшего из газометра.
Метод определения коксуемости в 2-килограммовой
лабораторной печи (ГОСТ9521-74 «Угли каменные. Метод
определения коксуемости»)
Сущность метода заключается в определении по-
казателей физико-механических свойств кокса, условно
характеризующих коксуемость углей.
Пробу воздушно-сухого угля массой 2 кг крупностью
0 - 3 мм и зольностью менее 10% загружают в железный
ящик и помещают в печь (рис. 2.68), нагретую до 1000 °C.
Нагрев производится от боковых стенок печи. После
загрузки температура снижается до 650 °C. Дальнейший
нагрев ведут со скоростью 2°С/мин. Опыт заканчива-
ют, когда температура у стенок камеры печи составляет
1050 °C, а в центре загрузки - 950 °C Ящик с коксом по-
мещают в аппарат для тушения водой. Затем кокс взве-
шивают и определяют показатели, характеризующие
коксуемость.
(правочник Коксохимика. 'Jom J
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
Рис. 2.68.
Печь для лабораторного
коксования
7 - камера печи; 2 - ящик с углем; 3 - крышка ящика; 4 - труба для отвода летучих продуктов;
5 - чехол для термопары; 6 - нагревательные элементы
Масса полученного сухого кокса, отнесенная к массе
загруженного сухого угля или шихты в процентах, пред-
ставляет собой показатель Вк - выход валового кокса.
Для оценки крупности кокса его сбрасывают в спе-
циальном аппарате с высоты 1,8 м на металлическую
плиту, а затем рассеивают на ситах с квадратными от-
верстиями размером 60 х 60,40 х 40,25 х 25 и 10 х 10 мм.
Выход, % классов более 40 мм представляет собой пока-
затель крупности кокса Z40.
Показатели прочности кускового кокса определя-
ют после обработки классов более 25 мм в специальном
барабане, который вращают 6 мин (300 оборотов). Опре-
деляют показатели: П25 - выход, % класса более 25 мм,
П10 - выход, % класса менее 10 мм.
Показатели прочности тела кокса (структурную
прочность) Пс определяют в аппарате, который состо-
ит из вращающейся металлической крестовины, внутри
которой установлены полые металлические цилиндры.
В цилиндры помещают по 50 см3 кокса крупностью зерен
3 - 6 мм и стальные шары. После 1000 оборотов кресто-
вины вынимают кокс из цилиндров и рассеивают его на
сите с круглыми отверстиями диаметром 1 мм. Выход, %
класса более 1 мм представляет собой показатель Пс.
Метод определения коксуемости в 2-камерной
(3-килограммовой) лабораторной печи
Сущность метода заключается в коксовании углей
и их смесей в 2-камерной лабораторной печи в условиях
Справочник Коксохимика. Том 1
одностороннего нагрева коксуемой загрузки в буферной
угольной засыпи.
Коксуемость характеризуется данными выхода ла-
бораторного кокса, его крупности, прочности и истирае-
мости.
Данный метод позволяет с достаточной достовер-
ностью оценивать свойства лабораторного кокса и имеет
ряд преимуществ перед известными методами опреде-
ления коксуемости. Так, загрузка печи в холодном со-
стоянии, одновременное коксование 4-х испытуемых на-
весок, выдерживание параллельности тепловых потоков
в процессе коксования, автоматизация обогрева печи,
сухое тушение кокса и применение оригинального ме-
тода классификации отдельностей кокса обеспечивают
простоту устройства и обслуживания печи, постоянство
условий проведения эксперимента и повышают точность
и воспроизводимость результатов.
Важной особенностью этого метода является то, что
получаемые коксовые корольки не имеют непредстави-
тельных участков, которые обычно образуются в местах
искривления тепловых потоков. Кокс получается равно-
мерно прокаленным, однородным, с гладкими поверх-
ностями по границам раздела с буферными слоями за-
сыпки. Поверхность, обращенная к обогревательному
простенку, всегда искривлена и покрыта сетью трещин
(«цветная капуста»).
В результате многолетних исследований установле-
на целесообразность использования метода УХИ На для
решения следующих вопросов:
Раздел 1. Угли для коксования
определение оптимального соотношения углей раз-
ных типов в смесях, обеспечивающего получение
кокса с высокими физико-механическими характе-
ристиками;
• определение причин резких колебаний физико-
механических свойств кокса в тех случаях, когда
технологические факторы процессов подготовки
и коксования углей остаются без изменений;
разделение углей на шахтогруппы по показателям
коксуемости;
установление изменения коксуемости углей в зави-
симости от степени их окисленности.
Аппаратура и материалы
2-камерная электропечь (рис. 2.69) для лаборатор-
ного коксования с автоматическим управлением
режимом обогрева. Нагрев обогревательного про-
стенка, расположенного между камерами, осущест-
вляется карборундовыми нагревателями. Датчи-
ком для замера температуры и автоматического
регулирования процесса нагрева служит платино-
платинородиевая термопара, расположенная в цен-
тре простенка;
разъемный шаблон для установки пакетов с шихтой
в камеру коксования (рис. 2.70);
аппарат для сбрасывания кокса (рис. 2.71 );
4-секционный барабан закрытого типа с мотором,
редуктором и счетчиком оборотов. Скорость вра-
щения барабана 45 ± 1 об/мин (рис. 2.72);
металлические ящики для сухого тушения кокса раз-
мерами 250 х 100 х 70 мм с плотно закрывающимися
крышками;
металлические пластины с отверстиями 0 60, 50,40
и 25 мм;
сито с отверстиями 0 10 мм;
весы технические 1 -го класса на 5 кг;
• щипцы, кочерга, совки, противни, картон, бумага.
Подготовка к испытанию
Подготовленную к коксованию пробу угля (шихты)
тщательно перемешивают, сокращают до 4 кг и отби-
рают пробы для определения рабочей влаги и других
анализов.
Оставшуюся пробу квартуют на 4 части и от каждой
отбирают по одной навеске массой 0,8 кг каждая, пред-
назначенной для коксования. Все навески помещают
в герметично закрывающиеся банки из некорродиру-
ющего материала, внутрь которых вкладывают этикетки
с указанием наименования пробы, назначения и даты
приготовления.
Для засыпки буферных слоев применяют смесь, со-
стоящую из 50 % газовых и 50 % отощённых спекающихся
углей, измельченных до крупности 0 - 3 мм.
Рис. 2.69.
Двухкамерная лабораторная
электропечь
1 - буферная засыпка; 2 - коксуемая проба; 3 - накрывающие кирпичи; 4 - поворотный зонт; 5 - дверца камеры;
б - винтовое запорное устройство; 7 - термопара; 8 - карборундовые нагреватели;
9 - обогревательный простенок; 10- кладка печи
Справочник Коксохимика, ^рм J
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
85
Подготовка и загрузка печи
Проверяют состояние обогревательного простенка
печи. Замеченные небольшие трещины зачищают, зама-
зывают шамотом и подсушивают. При обнаружении зна-
чительных трещин простенок перекладывают.
При загрузке печи дверцу камеры устанавливают
на расстоянии от обогревательного простенка, равном
длине разъемного шаблона, насыпают на дно камеры 1 кг
угольной засыпки, разравнивают ее и накрывают листом
плотного картона.
Зазоры между дверцей, стенками и подом камеры
для предотвращения просыпания засыпки предвари-
тельно уплотняют картонными уголками.
1 - гнезда для пакетов; 2 - распорная часть
1 - ящик для кокса после сбрасывания; 2 - стойка;
3 - ящик для кокса до сбрасывания; 4 - плита
(Ъравочник Коксохимика. Том J
1 - рама; 2 - барабан; 3 - привод
Приготовленные для коксования пробы массой
0,8 кг засыпают в бумажные пакеты*, вкладывают в разъ-
емный шаблон и устанавливают в камере коксования
пакетами к обогревательному простенку, поджимают
шаблон дверцей и фиксируют ее винтовым запирающим
устройством. Затем погружением металлической линей-
ки доводят верхний уровень пробы в пакетах до кон-
трольной линии, накрывают пробу куском картона раз-
мером 60 х 70 мм и запечатывают пакеты, загибая внутрь
выступающие края бумаги.
При таком заполнении насыпная масса пробы со-
ставляет около 800 кг/м3.
Все свободное пространство камеры до верхнего
уровня дверцы и обогревательного простенка заполня-
ют угольной засыпкой, уплотняя ее при этом металличе-
ской линейкой, и извлекают разъемный шаблон.
Аналогично проводят загрузку второй камеры.
Загруженную печь накрывают пеношамотными кир-
пичами, подводят вытяжной зонт, проверяют состояние
нагревательных элементов, работу приборов схемы ав-
томатического управления нагревом печи и включают
в электросеть.
Проведение опытного коксования
При проведении коксования должен быть выдержан
следующий режим нагрева печи: от исходной до 400 °C
скорость подъема температуры - 10 °C в минуту, от 400
до 1250 °C - 5 °C в минуту. Затем достигнутая температура
1250 °C выдерживается постоянной в течении 2,5 ч, после
чего коксование прекращают.
Во время проведения опыта необходимо периоди-
чески, по мере надобности, продувать воздухом каналы
обогревательного простенка, чтобы избежать оседания
графита на стержнях карборундовых нагревателей.
По окончании опыта печь отключают от электри-
ческой сети, снимают кирпичи, запирающие устройства
и дверцы, быстро извлекают щипцами кокс из испытуе-
* Пакеты изготавливают размером 70 х 60 х 270 мм из плотной
бумаги. На внутренней поверхности пакета на расстоянии 210 мм
от дна наносят контрольную линию.
и а
Рис. 2.71.
Аппарат
для сбрасывания кокса
86
Раздел 1. Угли для коксования
мой загрузки, помещают каждый коксовый пирог для ту-
шения в отдельный ящик и плотно закрывают крышкой.
Кокс из угольной засыпки оставляют в камерах, за-
крывают дверцами и выдерживают до полного остыва-
ния печи, после чего удаляют.
Определение физико-механических свойств кокса
Остывший кокс из ящиков для тушения поочередно
осторожно очищают от остатков бумаги и частиц кокса из
засыпки, взвешивают, переносят в ящик для сбрасывания
и подвергают 4-кратному сбрасыванию на металличе-
скую плиту с высоты 1 м. Образовавшиеся куски и кок-
совую мелочь аккуратно собирают и вручную рассева-
ют на пластинах с круглыми отверстиями диаметром 50
и 25 мм для определения их ситового состава. Классифи-
кацию производят по наибольшему размеру куска. При
этом каждый кусок прикладывают к отверстию пластины
(начиная с наибольшего) и поворачивают так, чтобы со-
поставить с диаметром отверстия наибольший размер
куска. Если кусок проходит через отверстие, то опреде-
ление повторяют с пластиной, имеющей отверстие мень-
шего диаметра. Полученные классы взвешивают.
Кокс крупнее 25 мм после сбрасывания подвергается
испытанию в барабане. Кокс из каждого пирога загружа-
ется в отдельные секции барабана и испытывается одно-
временно. После 300 полных оборотов барабана со ско-
ростью вращения 45 ± 1 об/мин барабан останавливают,
кокс из каждой секции поочередно тщательно выгружают
и рассевают на сите с круглыми отверстиями 010 мм. Кокс
крупнее 10 мм классифицируют способом, указанным
выше, на пластинах с отверстиями 0 25 и 40 мм.
Обработка результатов
Выход сухого валового кокса Вск определяется по
формуле:
„c-gjioo
DK —-------,70,
Уу
где gcK - масса коксового пирога, г;
уу - масса сухой угольной загрузки, г.
Показатели крупности кокса K5Q, прочности/740 и П25
и истираемости //10 определяют по формулам:
где g‘5O - выход кокса крупнее 50 мм, г, после сбрасыва-
ния;
Lc25 - сумма классов крупнее 25 мм, г, после сбрасы-
вания;
“40(25) “ ’ /о’
Ук
где gJ0(25) - выход кокса крупнее 40 (25) мм, г, после об-
работки в барабане;
gi0 - выход класса менее 10 мм, г, после обработ-
ки в барабане;
yk - масса кокса, г, обрабатываемого в барабане,
равная L25.
Расхождения между наибольшим и наименьшим
значениями показателей всех 4-х коксовых пирогов не
должны превышать: по крупности кокса K5Q - 8%, по
прочности (7740 и /725) - 5 % и по истираемости (Я|0) -
1 % отн.
За окончательный результат опыта принимают
среднее значение показателей из всех 4-х определений,
если расхождение между ними не превышает указанных
выше.
Если хотя бы одно из определений не укладывается
в пределы допустимых расхождений, то опыт повторяют
и за окончательный результат принимают среднее из
всех восьми определений.
Окончательные результаты округляют до 0,1 %.
Лабораторный метод определения выхода кокса
и основных химических продуктов коксования в 5-кг печи
конструкции УХИНа
Схема лабораторной установки приведена на
рис. 2.73. Коксование производится в специальной ме-
таллической камере. Заранее загруженная углем камера
в холодном состоянии вводится в предварительно разо-
гретую до заданной температуры электрическую печь
Рис. 2.73.
Схема укрупненной
установки по определению
выходов химических
продуктов коксования по
методу УХИНа
1 - карборунд-нагреватель; 2 - чехлы термопар; 3 - камера; 4 - сборник смолы; 5 - электрофильтр;
6 - трансформатор; 7 - газовый счетчик; 8- насос
(Ъравочник Коксохимика. Трм 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
87
и нагревается. По достижении конечной температуры ка-
мера извлекается из печи. Рассматриваемый метод дает
возможность моделировать все виды пирогенетической
переработки угля: полукоксование, среднетемператур-
ное и высокотемпературное коксование.
В отличие от метода малых навесок коксование угля
здесь происходит в камере с двусторонним обогревом
в условиях, подобных производственным, причем отно-
сительно большой размер угольной загрузки позволяет
получить продукты коксования в количествах, достаточ-
ных для полного анализа образующихся твердых, жидких
и газообразных продуктов.
Электрическая печь имеет восемь силитовых стерж-
ней или спиралей из специальной проволоки. Располо-
жены они двумя секциями по четыре стержня или четыре
спирали с каждой стороны печи вдоль двух параллель-
ных стенок на высоте угольной загрузки в камере коксо-
вания. Электрический ток в каждую секцию подается че-
рез автотрансформатор или реостат для регулирования
температуры по сторонам печи; регулирование обогрева
печи рекомендуется производить автоматически. Концы
силитовых стержней выведены из зоны обогрева. Перед-
няя стенка печи вместе с подом установлена на каретке,
что дает возможность загружать камеру в печь и выгру-
жать ее из печи, не прекращая нагрева.
Металлическую камеру для коксования готовят из
листовой стали толщиной 4 - 5 мм. К стенкам камеры на
середине ее высоты приварены две гильзы для термопар.
Камера имеет прямоугольное сечение, ширина - 150 мм,
длина - 270 мм и высота - 300 мм. Специально изготов-
ленные двенадцать болтов соединяют камеру с изолиро-
ванной изнутри крышкой, имеющей выступ для уплотне-
ния, а также стояк для отвода газов и две гильзы для тер-
мопар, из которых одна располагается в центре загрузки,
а другая - под сводом камеры. Установка оборудована
общим щитом с контрольно-измерительной аппарату-
рой, регистрирующей температуру на стенках камеры,
в центре загрузки и в подсводовом пространстве.
Оборудование включает также соединительный па-
трубок с гайками, холодильник, электрофильтр и улавли-
вающую аппаратуру, состоящую из контрольного ватного
фильтра, склянки с 10%-ным раствором H,SO4 для по-
глощения аммиака, трех склянок с 15%-ным раствором
NaOH для улавливания сероводорода и углекислоты,
двух колонок Фрезениуса с хлористым кальцием (круп-
ными кусками) и патрона диаметром 90 мм и длиной
600 мм с активированным углем для адсорбции бензоль-
ных углеводородов.
Для работы используются вакуум-насос и счетчик
для замера газа.
Опыт проводится следующим образом: печь (без
угольной загрузки) разогревается до заданной темпера-
туры (1050 - 1100 СС) в течение 3-4 часов.
Отдельно производится загрузка камеры углем
(шихтой), измельченным до 3 мм (вес загрузки колеблет-
ся в зависимости от насыпной плотности от 4 до 6 кг). Для
уменьшения контакта летучих веществ с железом и для
предотвращения перегрева угольной загрузки со сторо-
ны пода камеры стенки ее обкладывают доверху бумагой,
а на дно камеры укладывают листовой асбест.
Высота подсводового пространства в камере после
загрузки ее углем должна составлять 100 мм.
Загрузку угля в камеру производят тремя-четырьма
порциями так, чтобы насыпной вес угля в камере соста-
вил 0,70 - 0,75 кг/дм3. Необходимо отметить, что в УХИНе
разработана также методика коксования в лабораторной
печи трамбованной шихты, при этом плотность угольно-
го пирога повышается до 1100 кг/м3.
Камеру уплотняют асбестовым шнуром с огне-
упорной замазкой и закрывают крышкой. Перед работой
камера проверяется на герметичность давлением кок-
сового или природного газов. В нагретую печь камера
вводится при помощи каретки, после чего патрубком
соединяют стояк камеры с аппаратурой конденсации
и улавливания. Аппаратуру предварительно испытывают
на герметичность.
После соединения аппаратуры с камерой включают
электрофильтр и вакуум-насос. Отсос газа регулируют за-
жимом на байпасе так, чтобы давление в сборнике смолы
было равно 1 - 2 мм вод. ст. В течение опыта непрерывно
регулируют отсос газа и отбирают среднюю пробу газа
в газомер. Через каждые 15 мин контролируют темпера-
туру и показания газового счетчика.
При достижении 900 - 950 °C в центре угольной за-
грузки электрофильтр выключают и опыт считается за-
конченным.
Продолжительность опыта при высокотемператур-
ном коксовании - 2 - 2,5 ч.
Выходы продуктов коксования определяются в пе-
ресчете на сухую шихту, а именно:
1) выход кокса - взвешиванием твердого остатка;
2) выход воды - замером количества надсмольной
воды, которая выделилась из обводненной смолы
при разгонке и задержалась в улавливающей аппа-
ратуре (поглотительные склянки и колонки Фрезе-
ниуса);
3) выход смолы - суммой весов безводной смолы,
осевшей в сборнике, и смолы в контрольном ватном
фильтре;
4) выход аммиака - суммой аммиака в надсмольной
воде и связанного с серной кислотой;
5) выход сероводорода и углекислоты - по привесу
соответствующих поглотительных склянок. Серо-
водород определяется йодометрическим методом,
Аппаратура для определения
реакционной способности
(CRI) и прочности кокса после
реакции (CSR)
(Ъраночннк очпмпка Т0'* 1
88
Раздел 1. Угли для коксования
а углекислота - по разности между общим привесом
склянок и весом H2S;
6) выход «сырого бензола» - отгонкой бензольных
углеводородов перегретым водяным паром (360 °C)
из активированного угля и замером удельного веса
и объема отогнанного «сырого» бензола;
7) выход обратного газа - по показаниям газового
счетчика и удельному весу его. Газ приводится
к нормальным условиям и пересчитывается на по-
стоянную теплоту сгорания (4000 ккал/м1 * 3) по соста-
ву средней пробы.
Определив выходы продуктов, составляют матери-
альный баланс коксования. Сумма выхода всех продук-
тов коксования должна составлять 98,5 - 99,5% (т. е. до-
пустимые потери могут составлять не более 1,5 %).
Полученный кокс после взвешивания сбрасывают
четыре раза на металлическую плиту (рис. 2.74) с высоты
1,8 м, после чего всю пробу делят на четыре части с уче-
том количества кусков и их массы. Определение механи-
ческой прочности кокса проводится аналогично испыта-
нию кокса после его получения в 3-килограммовой печи.
Экспериментальная установка для коксования
«Карботест»
Основной блок установки «Карботест» (рис. 2.74) со-
стоит из вертикальной цилиндрической печи (нагрев до
950 °C) с ретортой, рассчитанной на коксование 4 - 5 кг
угольной загрузки. Печь оснащена тремя обогреватель-
ными секциями, причем зона подсводового простран-
ства печи обогревается независимо от остальных зон.
Образующийся в процессе коксования коксовый газ
через холодильник поступает в электрофильтр для отде-
ления туманообразной смолы и далее через фильтр на
газовый счетчик.
Образовавшийся в печи кокс после охлаждения
анализируют по показателям технического анализа, ме-
ханической и «горячей» прочности.
Установка оснащена персональным компьютером
и операционной системой, основные задачи которой
состоят в сборе и анализе данных с последующим про-
гнозом по уравнениям регрессии, выдаваемым компью-
тером в результате обработки статистических данных.
Прогноз включает расчет показателей качества кокса,
полученного из такой же шихты, но в заводских условиях,
в частности C5R и CRI.
Библиография
1. Нестеренко Л. Л., Бирюков Ю. В., Лебедев В. А. Основы химии
и физики горючих ископаемых - К.: Вища шк. Головное изд.,
1987.- 359 с.
2. Скляр М. Г, Тютюнников Ю. Б. Химия твердых горючих иско-
паемых. Лабораторный практикум,-2-еизд.,перераб.идоп-
К.: Вища шк. Головное изд-во, 1985.- 247 с.
3. Справочник коксохимика. Том 1 / Под ред. А. К. Шелкова М.:
Металлургия, 1964 г - 490 с.
4. Авгушевич И. В., Броновец Т. М., Головин Г. С., Сидорук Е. И.,
Шуляковская Л. В. Стандартные методы испытания углей.
Классификация углей - М.: НТК «Трек», 2008 - 368 с.
5. Лебедев А. Н. Подготовка и размол топлива на электростан-
циях- М.: Энергия, 1969 - 520 с.
6. Гагарин С. Г. Расчет теплоемкости ископаемых углей в дебаев-
ском приближении // Кокс и Химия - 2005 - № 11.- С. 2 - 5.
7. Гладун И. Г., Гагарин С. Г. Расчет теплоты сгорания камен-
ных углей России // Химия твердого топлива - 2001 - № Т.-
C. 18-26.
8. Мирошниченко Д. В., Улановский М, Л, Элементный состав
каменных углей и антрацитов как основа моделирования их
свойств // Кокс и Химия - 2003 - № 4 - С. 3 - 7.
9. Гагарин С. Г. Расчет теплоты сгорания мацералов и петрогра-
фически неоднородных углей И Кокс и Химия - 2000 - №7-
С. 3-5.
10. Двужильная Н. М., Егоркин П. А. Теплота сгорания влажного
беззольного угля (к вопросу установления класса донецких
углей по международной классификации) // Исследование и
классификация углей - Сборник ДонУГИ- № 25 - Госгортех-
издат, 1962.- С. 10-16.
11. Скляр М. Г., Тютюнников Ю. Б., Лабораторная практика по хи-
мии твердых горючих ископаемых - X.: Изд-во Харьковского
государственного университета, 1962.-196 с.
12. Скляр М. Г. Физико-химические основы спекания углей. М.:
Металлургия, 1984 - 200 с.
Рис. 2.74.
Установка «Карботест»
1 - печь; 2 - контролирующая система; 3 - нагревательная секция; 4 - реторта с коксуемой загрузкой; 5 - клапан;
6-холодильник; 7 - электрофильтр; 8 - места отбора газа; 9 - источник высокого напряжения;
10 - фильтр; 11 - счетчик газа; 12 - компьютер
Справочник Крксохимика. Том 1
Глава 2. Состав и свойства коксующихся углей. Методы анализа
13. Глущенко И. М. Термический анализ твердых топлив. М.: Ме-
таллургия, 1968 - 192 с.
14. Улановский М. Л., Мирошниченко Д. В. Моделирование про-
цесса коксования в лабораторных условиях И Кокс и Химия-
2002.- № 7.- С. 40-42.
15. ГОСТ 2408.1-95 (ИСО 625-75) Топливо твердое. Методы опре-
деления углерода и водорода.
16. ГОСТ 28743-93 (ИСО 333-83) Топливо твердое минеральное.
Методы определения азота.
17. ГОСТ 2408.3-95 (ИСО 1994-76) Топливо твердое. Методы опре-
деления кислорода.
18. ГОСТ 11305-83 Торф. Методы определения влаги.
19. ГОСТ 27314-91 (ИСО 589-1981) Топливо твердое минераль-
ное. Методы определения влаги.
20. ГОСТ 27589-91 Кокс. Метод определения влаги в аналитиче-
ской пробе.
21. ГОСТ 29086-91 (ИСО 602-83) Уголь. Метод определения мине-
рального вещества.
22. ГОСТ 11306-83 Торф и продукты его переработки. Методы
определения зольности.
23. ГОСТ 11022-95 (ИСО 1171-97) Топливо твердое минеральное.
Методы определения зольности.
24. ГОСТ 13455-91 (ИСО 925-97) Топливо твердое минеральное.
Методы определения диоксида углерода карбонатов.
25. ДСТУ 3528-97 (ГОСТ 8606-93, ИСО 334-1992) Топливо твердое
минеральное. Определение общей серы. Метод Эшка.
26. ГОСТ 10538-87 Топливо твердое. Методы определения хими-
ческого состава золы.
27. ГОСТ 27313-95 (ИСО 1170-77) Топливо твердое минеральное.
Обозначение показателей качества и формулы пересчета ре-
зультатов анализа для различных состояний топлива.
28. ДСТУ 2537-94 (ГОСТ 1932-94, ИСО 622-81) Топливо твердое.
Методы определения фосфора.
29. ДСТУ 2600-94 (ГОСТ 10478-93, ИСО 601:1981, ИСО 2590:1973)
Топливо твердое. Методы определения мышьяка.
30. ДСТУ ГОСТ 9326:2003 (ГОСТ 9326-2002, ИСО 587-97) Топливо
твердое минеральное. Методы определения хлора.
31. ГОСТ 10175-75 Угли бурые, каменные, антрациты, углистые
аргиллиты и алевролиты. Метод определения содержания
германия.
32. ГОСТ 9414.1-94 (ИСО 7404-1-84) Уголь каменный и антрацит.
Методы петрографического анализа. Часть 1. Словарь терми-
нов.
33. ГОСТ 9414.2-93 (ИСО 7404-2-85) Уголь каменный и антрацит.
Методы петрографического анализа. Часть 2. Метод подго-
товки образцов угля.
34. ГОСТ 9414.3-93 (ИСО 7404-3-84) «Уголь каменный и антрацит.
Методы петрографического анализа. Часть 3. Метод опреде-
ления групп мацералов».
35. ГОСТ 25543-88. В Международной системе кодификации
углей среднего и высокого рангов.
36. ГОСТ 28823-90 (ИСО 7404/4-88) Битуминозный уголь и ан-
трацит. Методы петрографического анализа. Часть 4. Метод
определения микролитотипного, карбоминеритного и мине-
ритного состава.
37. ГОСТ 12113-94 (ИСО 7404-5-85) Угли бурые, каменные, антра-
циты, твердые рассеянные органические вещества и углеро-
дистые материалы. Метод определения показателей отраже-
ния.
38. ГОСТ 8719-90 Угли бурые, каменные и антрацит. Метод опре-
деления гигроскопической влаги.
39. ГОСТ 8858-93 (ИСО 1018-75) Угли бурые, каменные и антра-
цит. Методы определения максимальной влагоемкости.
40. ГОСТ 6382-2001 (ИСО 562-1998, ИСО 5071-1:1997) Топливо
твердое минеральное. Методы определения выхода летучих
веществ.
Справочник Коксохимика. Том 1
41. ГОСТ 30404-2000 (ИСО 157-96) Топливо твердое минераль-
ное. Определение форм серы.
42. ГОСТ 17070-87 Угли. Термины и определения.
43. ДСТУ 3472-2010 Угли бурые, каменные и антрацит. Классифи-
кация.
44. ГОСТ 30313-95 Угли каменные и антрациты (Угли среднего
и высокого рангов). Кодификация.
45. ГОСТ 1186-87 (СТ СЭВ 5775-86) Угли каменные. Метод опреде-
ления пластометрических показателей.
46. ГОСТ 20330-91 (ИСО 501-81) Уголь. Метод определения пока-
зателя вспучивания в тигле.
47. ГОСТ 16126-91 (ИСО 502-82) Уголь. Метод определения спе-
каемости по Грей-Кингу.
48. ГОСТ 13324-94 (ИСО 349-75) Угли каменные. Метод опреде-
ления дилатометрических показателей в приборе Одибера-
Арну.
49. ГОСТ 14056-77 Угли каменные. Ускоренный метод определе-
ния дилатометрических показателей в приборе ИГИ-ДМетИ.
50. ГОСТ 17621-89 Угли каменные. Метод определения выхода
жидкоподвижных продуктов из пластической массы углей.
51. ISO/FDIS 10329 Coal - Determination of plastic properties -
Constant-torque Gieseler plastometer method.
52. ГОСТ 9318-91 (ИСО 335-74) Уголь каменный. Метод определе-
ния спекающей способности по Рога.
53. ГОСТ 8930-94 Угли каменные. Метод определения окислен-
ности.
54. ГОСТ 2057-94 (ИСО 540-81) Топливо твердое минеральное.
Методы определения плавкости золы.
55. ИСО 540:1995 Твердые минеральные топлива. Определение
плавкости золы. Высокотемпературный метод с использова-
нием трубчатой печи.
56. ГОСТ 21708-96 Топливо твердое минеральное. Метод опреде-
ления коэффициента абразивности золы.
57. ГОСТ 2160-92 Топливо твердое минеральное. Методы опре-
деления плотности.
58. ГОСТ 15489.2-93 (ИСО 5074-80) «Угли каменные. Метод опре-
деления коэффициента размолоспособности по Хардгрову».
59. ГОСТ 15489.1-93 Угли бурые, каменные, антрацит и горючие
сланцы. Метод определения коэффициента размолоспособ-
ности по ВТИ.
60. ГОСТ 15490-70 Угли бурые, каменные, антрацит и термоан-
трацит. Методы определения механической прочности.
61. ДСТУ ISO 1928:2006 (ГОСТ 147-95, ИСО 1928-76) Топливо твер-
дое минеральное. Определение высшей теплоты сгорания и
вычисление низшей теплоты сгорания.
62. ГОСТ 8858-93 (ИСО 1018-75) Угли бурые, каменные и антра-
цит. Метод определения максимальной влагоемкости.
63. ГОСТ 3168-93 (ИСО 647:1974) Топливо твердое минеральное.
Методы определения выхода продуктов полукоксования.
64. ГОСТ 18635-73 Угли каменные. Метод определения выхода
химических продуктов коксования.
65. ГОСТ 9521-74 Угли каменные. Метод определения коксуемо-
сти.
66. ДСТУ 4083-2002 Уголь каменный и антрацит для пылевидного
сжигания на тепловых электростанциях. Технические усло-
вия.
67. Трегубов Д. Г., Мирошниченко Д. В. Способы снижения серни-
стости кокса: теория и практика // Кокс и Химия - 2005 - № 6,-
С. 21 - 28.
68. Улановский М. Л., Мирошниченко Д. В. Влияние минеральных
компонентов углей на качество кокса по показателям CRI
и CSR И Кокс и Химия.- 2007,- № 4.- С. 19 - 23.
ГЛАВА 3
КЛАССИФИКАЦИЯ И КОДИФИКАЦИЯ УГЛЕЙ
3.1. Основные принципы построения
классификации углей
При разработке классификационных систем иско-
паемых углей обычно используют три основных направ-
ления: генетическое, промышленное и промышленно-
генетическое.
Генетические классификации определяют место ис-
копаемых углей среди прочих горючих ископаемых и ха-
рактеризуют отличия по исходному материалу и особен-
ностям происхождения различных типов и классов. В этих
классификациях используются характеристики, которые
отражают химическую природу исходного растительного
материла и процессов его преобразования. Данные клас-
сификации основаны на элементном, групповом составе,
выходах продуктов термической деструкции.
Промышленные классификации предназначены
для технологической группировки углей в соответствии
с требованиями, которые предъявляют к ним как сырью
различные отрасли переработки и использования (энер-
гетика, коксование, полукоксование, гидрогенизация
и др.). Они применяются, в первую очередь, в сфере про-
изводства и при достаточно хорошем уровне разработки
могут быть представлены в виде стандартов.
В промышленно-генетических классификациях
ископаемых углей технологические свойства увязаны
с генетическими особенностями: исходным материалом
и условиями углеобразования. Эти классификации уста-
навливают на научной основе связь между составом,
химическим строением, происхождением, условиями
образования и важнейшими характеристиками углей, от
которых зависит их технологическая ценность.
В промышленно-генетических классификациях, по-
строенных по кодовому признаку, каждый отдельный
уголь характеризуется кодовым числом (номером), кото-
рое представляет собой сочетание кодов, обозначающих
интервалы значений классификационных параметров
(показателей) в соответствии с принятой системой ко-
дирования. Близкие по генетическим и технологическим
свойствам угли объединяются в статистические группы
(марки).
Наряду с промышленно-генетическими классифика-
циями в настоящее время разработаны и широко приме-
няются кодификации углей. Такие системы позволяют до-
статочно подробно характеризовать отдельные угли или
образцы угольной продукции с помощью кодового чис-
ла, составленного из кодов основных генетических и тех-
нологических параметров. В отличие от промышленно-
генетических классификаций кодового типа в кодифи-
кациях не производится объединение отдельных углей
в статистические группы (марки).
Ниже приведены действующие на территории Укра-
ины нормативно утвержденные классификации.
3.2. Классификация углей Украины
Национальный стандарт ДСТУ 3472:2010 [6] рас-
пространяется на неокисленные бурые, каменные угли
и антрацит Украины и устанавливает их классификацию
по маркам на основании характерных общих признаков,
отражающих генетические особенности и основные тех-
нологические характеристики.
В зависимости от значений среднего произвольного
показателя отражения витринита Ror, выхода летучих ве-
ществ Vdaf, толщины пластического слоя У, индекса Рога
RI, высшей теплоты сгорания на сухое беззольное Qdai
или влажное беззольное Qf состояние угли Украины де-
лятся на марки в соответствии с табл. 3.1.
Определение классификационных параметров про-
изводится:
среднего произвольного показателя отражения ви-
тринита Ro r - по ГОСТ 12113-94 (ИСО 7404-5-85);
выхода летучих веществ на сухое беззольное состо-
яние Vdaf- по ГОСТ 6382-2001 (ИСО 562-1998); ИСО
5071:1997;
толщины пластического слоя у- по ГОСТ 1186-87;
спекающей способности по Рога RI- по ГОСТ 9318-
91 (ИСО 335-74);
высшей теплоты сгорания на сухое беззольное со-
стояние Qdaf- по ДСТУ ИСО 1928:2006 или ГОСТ
147-95.
Значения среднего произвольного показателя отра-
жения витринита Ror, выхода летучих веществ на сухое
беззольное состояние Vdaf толщины пластического слоя
у, индекса Рога RI, высшей теплоты сгорания на сухое
беззольное сухое состояние Qdaf определяют в пробах
каменных углей и антрацитов с зольностью не более
10%. Если зольность пробы превышает 10%, то ее обо-
гащают в органической или неорганической жидкости до
зольности не более 10 %.
При определении марочной принадлежности то-
варной продукции шахты марку (группу) угля определя-
ют для каждого пласта.
Пластовые пробы угля отбирают методами и в сроки,
предусмотренные ГОСТ 9815-75 [1], и определяют в каж-
дой пробе значения показателей, приведенных в табл. 3.1.
Подготовка проб к лабораторным определениям прово-
дится в соответствии с ДСТУ 4096-2002 [2].
П о результатам анализа проб угля согласно табл. 3.1
определяют марку (группу) угля пласта.
При выявлении угля, имеющего сочетание значений
классификационных показателей, не предусмотренное
в табл. 3.1, определяют марку (группу) угля только в соот-
ветствии со значениями среднего произвольного показа-
(правочник Коксохимика. Т°м 1
91
Глава 3. Классификация и кодификация углей
теля отражения витринита Ror и толщины пластического
слоя у.
В тех случаях, когда угли одного пласта на отдель-
ных горизонтах, крыльях, участках шахты или разреза от-
носятся к разным маркам (группам), марку (группу) угля
определяют для каждого горизонта, крыла, шахтного
поля (участка).
Марку (группу) угля для смеси пластов шахты (шах-
товыдачи) определяют следующим образом.
Для угля каждого входящего в смесь пласта опреде-
ляют значения показателей, предусмотренных в табл. 3.1,
и определяют его марку.
По результатам анализа проб углей пластов с учетом
планового участия каждого пласта в добыче рассчитыва-
ют классификационные параметры и определяют марку
(смесь марок) товарной продукции шахты. В случае раз-
работки на шахте угольных пластов нескольких марок
в процентном соотношении до 20% включительно вы-
числяют средневзвешенные значения классификацион-
ных показателей и по табл. 3.1 определяют марку (группу)
угля для шахты (шахтовыдачи). При содержании в добы-
че отдельных пластов разных марок в количестве более
20% товарную продукцию данной шахты (шахтовыдачи)
определяют как смесь углей этих марок в плановом со-
отношении.
Марку (группу) угля устанавливают один раз в че-
тыре года. В случае изменения процентного соотноше-
ния пластов в товарной продукции шахты или введения
в действие новых пластов также производится обяза-
тельное маркирование.
Установление марочной принадлежности углей по
шахтам, добывающим спекающиеся угли, производит-
ся согласованием данных параллельных определений
классификационных параметров между представи-
телями поставщика угля в лице Украинского научно-
исследовательского и проектно-конструкторского инсти-
тута обогащения и брикетирования угля «УкрНИИугле-
обогащение» и потребителя в лице Украинского научно-
исследовательского углехимического института «УХИН».
Установленную марочную принадлежность угля вносят
в нормативную документацию шахты.
При обогащении и рассортировке углей одной мар-
ки (группы) марку (группу) продуктов обогащения и рас-
сортировки определяют по рядовому углю, поступающе-
му на переработку.
При совместном обогащении и рассортировке углей
разных марок (групп), используемых для энергетических
целей, марка (группа) продуктов переработки определя-
ется по средневзвешенным классификационным пока-
зателям с учетом плановой переработки рядовых углей.
При этом не допускается без согласования с потребите-
лем и Техническим комитетом Украины по стандартиза-
ции ТК-92 «Уголь и продукты его переработки» смешение
антрацита с углем, имеющим значение выхода летучих
веществ на сухое беззольное состояние Vdafболее 18%,
а также смешение углей марок Д, ДГ, Г с углем, имеющим
значение выхода летучих веществ на сухое беззольное
состояние Vdaf менее 33 %.
Совместное обогащение коксующихся углей раз-
ных марок допускается в отдельных случаях только по
согласованию с потребителем. При этом процентное со-
держание марок в обогащаемой смеси определяется по
процентному соотношению марок обогащаемых рядо-
вых углей.
В случае, если для отдельной партии угольного кон-
центрата у потребителя возникает предположение о том,
что угольный концентрат является смесью углей разных
марок в неустановленном соотношении, фактический
марочный состав поступающего концентрата опреде-
ляют по рефлектограмме витринита поступившего кон-
центрата с учетом составляющих витринита, отвечающих
стадиям метаморфизма витринита угля отдельных марок
в соответствии с табл. 3.1.
3.3. Классификация углей по генетическим
и технологическим параметрам
ГОСТ 25543-88 распространяется на неокисленные
бурые, каменные угли и антрациты стран СНГ и устанав-
ливает их классификацию по видам, классам, категори-
ям, типам, подтипам и кодовым номерам, а также техно-
логическим маркам, группам и подгруппам на основе
наиболее характерных общих признаков, отражающих
генетические особенности и основные технологические
характеристики.
Единая классификация углей по генетическим и тех-
нологическим параметрам разрабатывалась отраслевы-
ми институтами ВУХИНом, УХИНом и ИГИ на базе бассей-
новых классификаций, поскольку угли одноименных ма-
рок различных бассейнов имеют неодинаковые пределы
классификационных параметров, что затрудняло равно-
ценное их использование за пределами каждого из бас-
сейнов. Объединение бассейновых классификаций стран
СНГ в единую позволило сгруппировать равнозначные
каменные угли в 15 марок, которые включают в себя 21
группу и 34 подгруппы. Подразделение марок углей на
группы и подгруппы позволяет более детально характе-
ризовать угли по технологическим свойствам.
Ископаемые угли в зависимости от значения ве-
личины среднего показателя отражения витринита Ro,
теплоты сгорания на влажное беззольное состояние Qf
и выхода летучих веществ на сухое беззольное состояние
Vdajподразделяют на виды: бурые, каменные и антраци-
ты в соответствии с табл. 3.2.
Угли бурые, каменные и антрациты в зависимости от
генетических особенностей делят на:
классы - по среднему показателю отражения витри-
нита R в соответствии с табл. 3.3;
категории - по содержанию фюзенизированных
компонентов на чистый уголь ХОК в соответствии
с табл. 3.4;
типы - по максимальной влагоемкости на беззоль-
ное состояние для бурых углей, выходу летучих
веществ на сухое беззольное состояние И^для ка-
менных углей и объемному выходу летучих веществ
на сухое беззольное состояние Vdfpj]H антрацитов
в соответствии с табл. 3.5 - 3.7;
подтипы - по выходу смолы полукоксования на
сухое беззольное состояние Tdaf для бурых углей,
толщине пластического слоя у и индексу Рога RI для
Справочник Коксохимика. Том I
92
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 3.1.
Классификация углей
Украины
Марка угля Обозначения Классификационные показатели
марка группа средний произ- вольный показа- тель отражения витринита Ror, % выход летучих веществ на сухое беззольное со- стояние И'Ч % толщина пластического слоя «У», мм । ! । индекс Рога ЯЛ ед. высшая теплота сгорания на сухое беззольное состояние, МДж/кг
Бурый Б Менее 0,4 От 50 до 70 вкл. Менее 24*
Длиннопламен- ный д От 0,4 до 0,59 вкл. От 35 до 50 вкл. Менее 6 1 -
Длиннопламен- ный газовый ДГ От 0,5 до 0,69 вкл. От 35 до 44 вкл. От 6 до 9 вкл. ! -
Газовый Г И От 0,6 до 0,69 вкл. От 38 до 44 вкл. 0т10до16вкл. - -
Газовый г Г2 От 0,7 до 0,79 вкл. От 36 до 42 вкл. От 10 до 24 вкл. - -
Газовый жирный отощённый ГЖО** От 0,8 до 0,89 вкл. От 33 до 39 вкл. От 10 до 16 вкл. - -
Газовый жирный гж От 0,8 до 0,89 вкл. От 33 до 38 вкл. Более 17 - -
Жирный ж 0т0,9 до 1,19 вкл. От 28 до 36 вкл. Более 17 - -
Коксовый к К1 От 1,04 до 1,19 вкл. От 28 до 30 вкл. От 13 до 16 вкл. I • -
Коксовый к К2 От 1,2 до 1,49 вкл. От 18 до 28 вкл. От 13 до 28 вкл. - -
Отощённый спе- кающийся ОС От 1,5 до 1,69 вкл. От 14 до 22 вкл. 0т6до12вкл. От 13 до 50 вкл. -
Тощий т От 1,7 до 2,59 вкл. 0т8до18***вкл. Менее 6 Менее 13 От 35,2 до 36,5 вкл.
Антрацит А От 2,6 до 6 вкл. Менее 8 ! I От 33,1 до 35,2
* Высшая теплота сгорания приведена на влажное беззольное состояние, Q°f.
** Уголь со значением среднего произвольного показателя отражения витринита от 0,9 до 0,99 % и толщиной пластического слоя от 10 до 16
мм относится к марке ГЖО.
*** При выходе летучих веществ на сухое беззольное состояние Vdaf менее 8 % и теплоте сгорания 35,2 МДж/кг и более уголь относится к марке Т.
Таблица 3.2.
Виды ископаемого угля
Вид угля Средний показатель отражения витринита, о* Теплота сгорания на влажное беззольное состояние, б/, МДж/кг Выход летучих веществ на сухое беззольное состояние,
Бурый уголь Менее 0,60 Менее 24 -
Каменный уголь 0т0,40до2,59включ. 24 и более 8 и более
Антрацит От 2,20 и более - Менее 8
каменных углей, анизотропии отражения витринита
Ar для антрацитов в соответствии с табл. 3.8 - 3.10.
В качестве дополнительного параметра для более
детальной оценки каменных углей наряду с толщиной
пластического слоя у и индексом Рога RI используют
показатель свободного вспучивания SI (ГОСТ 20330-91,
ИСО 501-81).
Бурые, каменные угли и антрациты обозначают се-
мизначным кодовым числом, в котором:
первые две цифры указывают класс и характери-
зуют минимальное значение величины показателя
отражения витринита для данного класса, умножен-
ное на 10, в соответствии с табл. 3.3;
третья цифрауказывает категорию и характеризует
минимальное значение суммы фюзенизирован-
ных компонентов, деленное на 10, в соответствии
с табл. 3.4;
четвертая и пятая цифрыуказывают тип и характе-
ризуют: для бурых углей - минимальное значение
величины максимальной влагоемкости на беззоль-
ное состояние, для каменных углей - минимальное
значение величины выхода летучих веществ на
сухое беззольное состояние, для антрацитов - ми-
нимальное значение величины объемного выхода
летучих веществ на сухое беззольное состояние
для данного типа, деленное на 10, в соответствии с
табл. 3.5 - 3.7;
шестая и седьмая цифры указывают подтип и харак-
теризуют: для бурых углей - минимальное значение
величины выхода смолы полукоксования на сухое
беззольное состояние, для каменных углей - абсо-
лютное значение толщины пластического слоя, для
антрацитов - минимальное значение величины ани-
зотропии отражения витринита для данного подти-
па в соответствии с табл. 3.8 - 3.10.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 3. Классификация и кодификация углей
9;
Класс Средний показатель отражения витринита, R0, %
02 От 0,20 до 0,29 вкл.
03 От 0,30 до 0,39 вкл.
04 От 0,40 до 0,49 вкл.
05 От 0,50 до 0,59 вкл.
06 От 0,60 до 0,69 вкл.
07 От 0,70 до 0,79 вкл.
08 От 0,80 до 0,89 вкл.
09 От 0,90 до 0,99 вкл.
10 От 1,00 до 1,09 вкл.
11 От 1,10 до 1,19 вкл.
12 От 1,20 до 1,29 вкл.
13 От 1,30 до 1,39 вкл.
14 От 1,40 до 1,49 вкл.
15 От 1,50 до 1,59 вкл.
16 От 1,60 до 1,69 вкл.
17 От 1,70 до 1,79 вкл.
18 От 1,80 до 1,89 вкл.
19 От 1,90 до 1,99 вкл.
20 От 2,00 до 2,09 вкл.
21 От 2,10 до 2,19 вкл.
22 От 2,20 до 2,29 вкл.
23 От 2,30 до 2,39 вкл.
24 От 2,40 до 2,49 вкл.
25 От 2,50 до 2,59 вкл.
26 От 2,60 до 2,69 вкл.
27 От 2,70 до 2,79 вкл.
28 От 2,80 до 2,89 вкл.
29 От 2,90 до 2,99 вкл.
30 От 3,00 до 3,09 вкл.
31 От 3,10 до 3,19 вкл.
32 От 3,20 до 3,29 вкл.
33 От 3,30 до 3,39 вкл.
34 От 3,40 до 3,49 вкл.
35 От 3,50 до 3,59 вкл.
36 От 3,60 до 3,69 вкл.
37 От 3,70 до 3,79 вкл.
38 От 3,80 до 3,89 вкл.
39 От 3,90 до 3,99 вкл.
40 От 4,00 до 4,09 вкл.
_ 4J _ От 4,10 до 4,19 вкл.
42 От 4,20 до 4,29 вкл.
43 От 4,30 до 4,39 вкл.
44 От 4,40 до 4,49 вкл.
45 От 4,50 до 4,59 вкл.
46 От 4,60 до 4,69 вкл.
47 От 4,70 до 4,79 вкл.
48 От 4,80 до 4,89 вкл.
49 От 4,90 до 4,99 вкл.
50 5,00 и более
Категория Сумма фюзенизированных компонентов ЦОК, %
0 Менее 10
1 От 10 до 19 включ.
2 От 20 до 29 включ.
3 От 30 до 39 включ.
4 От 40 до 49 включ.
5 От 50 до 59 включ.
6 От 60 до 69 включ.
7 Более 69
Таблица 3.4.
Подразделение бурых,
каменных углей
и антрацитов на категории
Тип Максимальная влагоемкость, И^,%
10 Менее 20
20 От 20 до 30
30 От 30 до 40
40 От 40 до 50
50 От 50 до 60
60 От 60 до 70
Таблица 3.5.
Подразделение бурых углей
на типы
Тип Выход летучих веществ, РЧ
48 48 и более
46 От 46 до 48
44 От 44 до 46
42 От 42 до 44
40 От 40 до 42
38 от 38 до 40
36 От 36 до 38
34 От 34 до 36
32 От 32 до 34
30 От ЗО до 32
28 От 28 до 30
26 От 26 до 28
24 От 24 до 26
22 От 22 до 24
20 От 20 до 22
18 От 18 до 20
16 От 16 до 18
14 От 14 до 16
12 От 12 до 14
10 От 10 до 12
08 От 8 до 10
Таблица 3.6.
Подразделение каменных
углей на типы
Тип Объемный выход летучих веществ И*4смэ/г 00
20 Более 200
15 Св. 150 до 200 включ.
10 От 100 до 150 включ.
05 Менее 100
Таблица 3.7.
Подразделение антрацитов
на типы
Таблица 3.3.
Подразделение бурых,
каменных углей
и антрацитов на классы
Справочник Коксохимика. Том 1
И
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 3.8, Подразделение бурых углей на подтипы Подтип Выход смолы полукоксования Т£ТГ%
20 Более 20
15 Свыше 15 до 20 включ.
. ю Свыше10до15включ.
05 10 и менее
Таблица 3.9. Подразделение каменных углей на подтипы Подтип Толщина пластического слоя,/, мм Индекс Рога,
26* 26 -
25 25 -
24 24 -
23 23 -
22 22 -
21 21 -
20 20 -
19 19 -
18 18 -
17 17 -
16 16 -
15 15 -
14 14 -
13 13 -
12 12 -
11 11 -
10 10 -
09 9 -
08 .8 -
07 7 -
06 6 -
01 Менее 6 13 и более
00 Менее6 Менее 13
* Для значений у выше 26 мм номер подтипа соответствует аб- солютному значению показателя толщины пластического слоя в миллиметрах.
Таблица 3.10. Подразделение антрацитов на подтипы Подтип Анизотропия отражения витринита, AR, %
20 Менее 30
30 0т30до40включ.
>40 . Свыше 40 до 50 включ.
- Ш. Свыше 50 до 60 включ.
60 ‘ Свыше 60 до 70 включ.
70 Более 70
При использовании показателя свободного вспу-
чивания в качестве дополнительного параметра камен-
ные угли обозначают восьмизначным кодовым числом,
в котором восьмая цифра характеризует код показателя
SI, установленный в соответствии с ГОСТ 30313-95, и от-
деляется от основного семизначного кодового числа
дефисом.
Бурые, каменные угли и антрациты в зависимости
от их технологических свойств объединяют в техноло-
гические марки, группы и подгруппы в соответствии
с табл. 3.11.
Границы подгрупп 2КВ и 1ОСВ уточняют по допол-
нительному параметру - показателю свободного вспучи-
вания SI.
Марку, группу, подгруппу устанавливают для каждо-
го пласта. Пластовые пробы отбирают в каждом забое не-
окисленной пробы пласта, определяют по каждой пробе
показатели, указанные в табл. 3.3 - 3.10, и по результатам
анализа определяют кодовый номер. Марку, группу, под-
группу устанавливают по табл. 3.11.
В тех случаях, когда угли одного пласта на отдельных
горизонтах, крыльях месторождения, участках шахты
или разреза относятся к разным маркам, группам, под-
группам, кодовый номер, марку, группу, подгруппу уста-
навливают для каждого горизонта, крыла, шахтного поля
(участка).
При выявлении углей, имеющих сочетание класса,
категории, типа и подтипа, не предусмотренное в табл.
3.11, отнесение к марке, группе и подгруппе производят
в соответствии только с их классом и подтипом.
При смешении углей разных марок в процессе добы-
чи и выдачи марку, группу, подгруппу и код смеси устанав-
ливают расчетом средних значений классификационных
параметров на основе планового участия шахтопластов.
Для установления марочной принадлежности угля шах-
товыдачи определяют по каждому пласту, участку, гори-
зонту показатели, предусмотренные в табл. 3.3 - 3.10. На
основании полученных данных, с учетом запланирован-
ного участия каждого пласта, участка, горизонта в добы-
че, вычисляют средневзвешенные значения показателей
и по табл. 3.11 определяют по согласованию с потребите-
лем марку, группу, подгруппу угля шахтовыдачи.
Смешение углей различных марок при обогащении
и рассортировке допускается только по согласованию
с потребителем. При этом долевое участие марок в сме-
си указывается по плановому участию марок в исходном
угле. Кроме того, в соглашении указываются допустимые
отклонения по содержанию марок в смеси в отдельных
партиях и в целом за месяц, квартал.
Марку, группу и кодовый номер продуктов обогаще-
ния устанавливают по рядовому углю, поступающему на
переработку.
Бурые, каменные угли и антрациты в зависимости от
технологических свойств рекомендуется использовать
в соответствии с направлениями, указанными в табл. 3.12.
Определение классификационных параметров
проводят в соответствии с методами, указанными
в табл. 3.13.
Справочник Коксохимика. Трм 1
(правочник {(оксохимика. Том 1
Марка фуппа Подгруппа Класс Категория Тип Подтип Примечание
наименование обозначение наименование обозначение наименование обозначение
1 2 3 4 5 б 7 8 9 10 11
Бурый Б Первый бурый 1Б — — 02; 03 Все категории 50 и выше 05,10,15,20
Второй бурый 2Б Второй бурый витринитовый 2БВ 02,03,04 0,1,2,3 30,40 05,10,15,20
Второй бурый фюзинитовый 2БФ 02,03,04 4 и выше 30,40 05,10,15
Третий бурый ЗБ Третий бурый витринитовый ЗБВ 03,04,05 0,1,2,3 10,20 05,10,15,20
Третий бурый фюзинитовый ЗБФ 04,05 4ивыше 10,20 05,10
Длиннопламенный д - - Длиннопламенный витринитовый дв 04 05 06 07 0,1,2,3 40 и выше 36 и выше 34 и выше 30 и выше 00,01
Длиннопламенный фюзинитовый Дф 05 06 07 4ивыше 30 и выше 28 и выше 30 и выше 00,01
Длиннопламенный газовый дг - Длиннопламенный газовый витринитовый ДГВ 05,06,07 0,1,2,3 32 и выше 06,07,08,09
Длиннопламенный газовый фюзинитовый ДГФ 05,06,07 4 и выше 30 и выше 06,07,08,09
Газовый г Первый газовый 1Г Первый газовый витринитовый 1ГВ 05,06 07,08 08,09 0,1,2,3 38 и выше 30 и выше 10,11,12 06,07 08,09
Первый тазовый фюзинитовый 1ГФ 05 06,07 08,09 4 и выше 30 и выше 38 и выше 30 и выше 10,11,12 06,07,08,09
Второй газовый 2Г - 06,07 Все категории 38 и выше 13,14,15,16
Глава 3. Классификация и кодификация углей
ю
1Л
ю
а
Справочник Коксохимика. Трм 1
1 2 3 4 5 б 7 8 9 10 11
Газовый жирный отощенный ГЖО Первый газовый жирный отощённый 1ГЖ0 Первый газовый жирный отощённый витринитовый 1ГЖОВ 06,07 0,1,2,3 30,32,34,36 10,11,12,13,14, 15,16
Первый газовый жирный отощённый фюзинитовый 1ГЖОФ 06,07 4и выше 30,32,34,36 10,11,12,13,14, 15,16
Второй газовый жирный отощённый 2ГЖ0 ' Второй газовый жирный отощённый витринитовый 2ГЖ0В 08,09 08 0,1,2,3 30,32,34,36 36 и выше 10,11,12,13, 14,15,16
Второй газовый жирный отощённый фюзинитовый 2ГЖ0Ф 08,09 08 4 и выше 30 и выше 36 и выше 10,11,12,13, 14,15,16
Газовый жирный гж Первый газовый жирный 1ГЖ - — 05,06,07 Все категории 30 и выше 17 и выше
Второй газовый жирный 2ГЖ . - - 08,09 Все категории 36 и выше 17,18,19,20,21, 22,23,24,25
Жирный ж Первый жирный 1Ж - — 08 09,10,11 Все категории 28,30,32,34 30,32,34 14,15, 16,17
Второй жирный 2Ж - - 08,09 10,11 Все категории 36 и выше 30,32,34 30 и выше 26 и выше 18 и выше 18 и выше
Коксовый жирный кж - — - - 09,10,11,12 Все категории 24,26,28 18 и выше Тип 24 при 25 % и более
Коксовый к Первый коксовый 1K Первый коксовый витринитовый 1КВ 10,11,12 0,1,2,3 24,26,28 24 и ниже 13,14,15, 16,17 13 и выше Тип 24 при Гименее 25
Первый коксовый фюзинитовый 1 КФ 10,11,12 4 и выше 24,26,28 24 и ниже 13,14,15,16,17 13 и выше
Второй коксовый 2К Второй коксовый витринитовый 2КВ 13,14,15,16 14,15,16и выше 0,1,2,3 28 и ниже 13 и выше Менее 13 При 577 и выше
Второй коксовый фюзинитовый 2КФ 13,14,15,16 4 и выше 28 и ниже 13 и выше
Раздел 1. Угли для коксования
Справочник К°ксохимика. Том 1
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
Коксовый отощённый КО Первый коксовый отощённый 1К0 Первый коксовый отощённый витринитовый 1КОВ 08,09 10,11 0,1,2,3 22,24,26 28 10,11,12
Первый коксовый отощённый фюзинитовый 1К0Ф 08,09 10,11 4 и выше 22,24,26,28 20 и выше 10,11,12
Второй коксовый отощённый 2К0 Второй коксовый отощённый витринитовый 2КОВ 11 12 13 0,1,2,3 16,18,20 28 и ниже 22,24,26 10,11,12
Второй коксовый отощённый фюзинитовый 2КОФ 11 12 13 4 и выше 16,18 28 и ниже 22,24,26 10,11,12
Коксовый сла- боспекающийся низкометаморфи- зованный ксн - - Коксовый сла- боспекающийся низкометаморфи- зованный витри- нитовый кснв 08,09 10 0,1,2,3 28 и ниже 06,07 08,09
Коксовый сла- боспекающийся низкометаморфи- зованный фюзинитовый КСНФ 08,09 10 4 и выше 28 и ниже 06,07 08,09
Коксовый слабоспекающийся КС Первый коксовый слабоспекающийся 1КС Первый коксовый слабоспекающийся витринитовый 1КСВ 11,12 13 0,1,2,3 28 и ниже 06,07 08,09
Первый коксовый слабоспекающийся фюзинитовый 1КСФ 11,12 13 4и выше 28 и ниже 06,07 08,09
Второй коксовый слабоспекающийся 2КС Второй коксовый слабоспекающийся витринитовый 2КСВ 14 15,16 0,1,2,3 24 и ниже 06,07 08,09 06,07,08
Второй коксовый слабоспекающийся фюзинитовый 2КСФ 14 15,16 4 и выше 24 и ниже 06,07 08,09
Глава 3. Классификация и кодификация углей
С©
(?1равоч11ИК Коксохимика. Трм 1
1 2 3 4 5 б 7 8 9 10 11
Первый отощённый спекающийся ЮС Первый отощённый спекающийся витринитовый 1ОСВ 13,14 15,16 17 0,1,2,3 20 и ниже 10,11,12 09,10,11,12 10,11,12 Классы 14 и выше при SI ниже 7
Отощённый спекающийся ОС Первый отощённый спекающийся фюзинитовый 1ОСФ 13,14 15,16 17 4 и выше 20 и ниже 10,11,12
Второй отощённый 20С Второй отощённый спекающийся витринитовый 2ОСВ 17 и выше 0,1,2,3 20 и ниже 06,07 08,09
спекающийся Второй отощённый спекающийся фюзинитовый 2ОСФ 17 и выше 4 и выше 20 и ниже 06,07 08,09
Тощий ТС Тощий спекающийся витринитовый ТСВ 14,15 16,17 Ж19 0,1,2,3 20 и ниже 01
спекающийся Тощий спекающийся фюзинитовый ТСФ 14,15 16,17 18,19 4 и выше 16,18 16 и ниже 01 Подтип 01 RIM
Первый слабоспекающийся ЮС - - 07 08,09 Все категории 20,22,24 26,28 34 и выше 00,01
Слабоспека- ющийся сс Второй слабоспекающийся 2СС - - 08,09,10, 11, 12,13 Все категории 26,28,30, 32 00,01
Третий слабоспекающийся ЗСС - - 08,09 10,11 12,13 14 15,16,17 Все категории 20,22,24 16,18,20 22,24 16,18,20 18,20 00,01 00,01 00 00
Первый тощий витринитовый 1ТВ 15,16 17,18 18,20 0,1,2,3 12,14,16 00 Подтип
Тощий т Первый тощий 1Т Первый тощий фюзинитовый 1ТФ 13,14 15,16 17,18 19,20 4 и выше 12,14 00 00 Я72:4
Раздел 1. Угли для коксования
1 2 3 4 5 б 7 8 9 10 11
Второй тощий 2Т Второй тощий витринитовый 2ТВ 15,16 17,18 19,20 21,22 23,24,25 0,1,2,3 08,10 00 Подтип 00 RI2-A
Второй тощий фюзинитовый 2ТФ 15,16,17 18,19,20 21,22 23,24,25 4 и выше 08,10 00
Антрацит А Первый антрацит 1А Первый антрацит1 витринитовый 1АВ 22,23,24 25,26,27 28,29,30 31,32,33 34,35 0,1,2,3 20 60 и ниже Классы 22-25 при Vd<# менее 8 %
Первый антрацит фюзинитовый 1АФ 22,23,24 25,26,27 28,29,30 31,32,33 34,35 4и выше 10 и выше 60 и ниже Классы 22 - 25 при Vdaf менее 8 %
Второй антрацит 2А Второй антрацит витринитовый 2АВ 36,37 38,39 40,41 42,43, 44 __ 0,1,2,3 10 и выше 10 и выше 15 и ниже 15 и ниже 40 и выше Подтип для углей контактового метаморфизма 20 и выше
Второй антрацит фюзинитовый 2АФ 36,37,38 39,40,41 42,43,44 4 и выше 40 и выше Подтип для углей контактового метаморфизма _20 и выше
Третий антрацит ЗА Третий антрацит витринитовый Третий антрацит фюзинитовый ЗАВ ЗАФ 45 и выше 45 и выше 0,1,2,3 4ивыше 50 и выше 50 и выше —
Глава 3. Классификация и кодификация углей
a
to
to
100
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 3.12.
Направления использования
бурых, каменный углей
и антрацитов
Направление использования Марка Группа Подгруппа
1 2 3 4
Технологическое . л
Слоевое коксование кж - -
к 1К 2К 1КВ,1КФ 2КВ, 2КФ
ж 1Ж,2Ж -
гж 1ГЖ,2ГЖ -
ОС ЮС 20С 10СВ, 10СФ 2ОСВ,2ОСФ
гжо 1ГЖ0 2ГЖ0 1ГЖ0В, 1ГЖ0Ф 2ГЖ0В,2ГЖ0Ф
ко 1К0 2К0 1К0В, 1КОФ 2КОВ,2КОФ
г 1Г 2Г 1ГВ, 1ГФ
КС 1КС 2КС 1КСВ,1КСФ 2КСВ, 2КСФ
ксн - КСНВ,КСНФ
ДГ - ДГВ,ДГФ
тс - ТСВ,ТСФ
сс 1СС,2СС,ЗСС -
Специальные процессы подготовки и коксования Все марки, группы, подгруппы каменных углей, используемые для слоевого коксования, а также
Т 1Т 2Т 1ТВ, 1ТФ 2ТВ,2ТФ
д - дв
Производство генераторного газа в газо- генераторах стационарного типа Б ЗБ ЗБВ, ЗБФ
смешанного газа Б_ ______ дг ЗБ ЗБВ,ЗБФ ДГФ
КС 1КС 1КСВ, 1КСФ
2КС 2КСВ, 2КСФ
гжо 1ГЖ0 1ГЖ0В, 1ГЖ0Ф
сс ICC, 2СС -
ЗСС -
тс - тсв
т 1Т 1TB
водяного газа т 2Т 2ТВ, 2ТФ
А 1А 1 АВ, 1АФ
2А 2АВ, 2АФ
ЗА ЗАВ,3 АФ
Производство синтетического жидкого топлива Б 1Б -
__ _ 2Б ЗБ 2БВ ЗБВ
д - ДВ
дг - ДГВ
г 1Г 1ГВ
2Г -
гж 1ГЖ -
2ГЖ -
(правОчпИК К°ксохимика‘ Том 1
Глава 3. Классификация и кодификация углей
101
1 2 3 4
Полукоксование Б 1Б -
2Б 2БВ
ЗБ ЗБВ
д - ДВ
ДГ ДГВ.ДГФ
г 1Г 1ГВ, 1ГФ
Производство углеродистого наполнителя (термоантрацита) для электродных изделий и литейного кокса т 2Т 2ТФ
А ТА 1АФ
2А 2АВ, 2АФ
ЗА ЗАВ, ЗАФ
Производство карбида кальция Т 2Т 2ТФ
А 1А 1АФ
2А 2АВ,2АФ
ЗА ЗАВ, ЗАФ
Производство электрокорунда Т 2Т 2ТФ
А 1А 1АФ
2А _2АВ;2АФ
ЗА ЗАВ,ЗАФ
Пылевидное сжигание в стационарных котельных установках Все марки, группы, подгруппы бурых углей и антрацитов, а также неиспользуемые для коксования все марки, группы, подгруппы каменных углей
Слоевое сжигание в стационарных котельных установках и кипящем слое Все марки, группы, подгруппы бурых углей и антрацитов, а также неиспользуемые для коксования все марки, группы, подгруппы каменных углей
Сжигание в отражательных печах дг - дгв,дгф
г 1Г 1ГВ, 1ГФ
сс 1СС,2СС
Сжигание в топках судов д - ДВ.ДФ
дг - ДГВ.ДГФ
сс ICC, 2СС -
зсс
А 1А 1АВ, 1АФ
2А 2АВ, 2АФ
ЗА ЗАВ, ЗАФ
т 1Т,2Т 1ТВ, 1ТФ, 2ТВ, 2ТФ
и неиспользуемые для коксования
Г 1Г 1ГВ, 1ГФ
2Г -
ГЖО 1ГЖ0 1ГЖ0В, 1ГЖ0Ф
ГЖ 1ГЖ, 2ГЖ -
Ж 1Ж,2Ж -
КЖ - -
Сжигание в топках энергопоездов Б ЗБ ЗБВ
д - ДВ.ДФ
дг - ДГВ.ДГФ
г 1Г 1 ГВ, 1ГФ
2Г -
сс 2СС, ЗСС -
Сжигание в топках паровозов Все марки, группы, подгруппы бурых углей и антрацитов, а также неиспользуемые для коксования все марки, группы, подгруппы каменных углей
Топливо для коммунальных нужд Все марки, группы, подгруппы бурых углей и антрацитов, а также неиспользуемые для коксования все марки, группы, подгруппы каменных углей
Топливо для бытовых нужд Все марки, группы, подгруппы бурых углей и антрацитов, а также неиспользуемые для коксования все марки, группы, подгруппы каменных углей
Продолжение табл. 3.12
Справочник Коксохи'мика- Том 1
102
Раздел 1. Угли для коксования
Окончание табл. 3.12
1 2 3 4
Известь Б 2Б 2БВ,2БФ
ЗБ ЗБВ,ЗБФ
д - ДВ.ДФ
ДГ - ДГВ.ДГФ
сс ICC, 2СС -
ЗСС
А 1А 1АВ.1АФ
2А 2АВ,2АФ
ЗА ЗАВ,ЗАФ
а также неиспользуемые для коксования
Г 2Г -
ГЖ 1ГЖ,2ГЖ -
Ж 2Ж -
К 1К 1КВ, 1КФ
2К 2КВ,2КФ
Цемент Все марки, группы, подгруппы бурых углей и антрацитов
д - ДВ
ДГ - ДГВ.ДГФ
СС 1СС,2СС, -
ЗСС
тс - ТСВ,ТСФ
т 1Т 1ТВ, ПФ
2Т 2ТВ, 2ТФ
и неиспользуемые для коксования
Г 2Г -
ГЖО 1ГЖ0 1ГЖ0В, 1ГЖ0Ф
КС 1КС 1КСВ, 1КСФ
2КС 2КСВ, 2КСФ
ксн - КСНВ,КСНФ
Кирпич Неиспользуемые для коксования угли всех марок, групп, подгрупп
: ...I-. /фшшеяужЗы -у- --^,
Производство углеродных адсорбентов д — ДВ
г 1Г 1ГВ
ГЖО 1ГЖ0 1ГЖ0В
2 ГЖО 2ГЖ0В
Производство активного угля сс ЗСС -
т 2Т 2ТФ
Агломерация руд т 2Т 2ТФ
А 1А 1АВ, 1АФ
2А 2АВ
ЗА ЗАВ
Справочник Коксохимика. Том J
Глава 3. Классификация и кодификация углей
W3
Наименование параметра Обозначение стандарта, устанавливающего метод определения параметра
Теплота сгорания на влажное беззольное состояние Qf, МДж/кг ГОСТ 147-95 (ИС01928-76)
Толщина пластического слоя у, мм ГОСТ 1186-87
Выход смолы полукоксования Tdf, % ГОСТ 3168-93 (ИСО 647-74)
Выход летучих веществ Vdaff % ГОСТ 6382-91 (ИСО 562-81)
Объемный выход летучих веществ К,см3/г ГОСТ 7303-90 [3]
Максимальная влагоемкость fTmax, % ГОСТ 8858-93 (ИС01018-75)
Индекс Рога RI, ед. ГОСТ 9318-91 (ИСО 335-74)
Содержание фюзенизированных компонентов на чистый уголь £ОК, % ГОСТ 9414.3-93 (ИСО 7404-1-84)
Показатель отражения витринита Ror, % ГОСТ 12113-94 (ИСО 7404-5-85)
Анизотропия отражения витринита AR, % ГОСТ 12113-94 (ИСО 7404-5-85)
Показатель свободного вспучивания SI ГОСТ 20330-91 (ИСО 501-81)
Таблица 3.13.
Определение
классификац ионных
параметров
ПРИМЕРЫ КОДИРОВАНИЯ
И МАРКИРОВКИ
Пример 1. Код 1113218 - уголь класса 11 (показатель
отражения витринита Ro = 1,10 - 1,19% в соответствии
с табл. 33), категории 1 (содержание фюзенизированных
компонентов ^ОК = 10 - 19 % в соответствии с табл. 3.4),
типа 32 (выход летучих веществ Vdaf от 32 до 34% в соот-
ветствии с табл. 3.6), подтипа 18 (толщина пластического
слоя 18 мм в соответствии с табл. 3.9). Марка Ж (жирный),
группа 2Ж (второй жирный) в соответствии с табл. 3.11.
Пример 2. Уголь шахты им. Ленина пласта XVII Куз-
нецкого бассейна характеризуется следующими показа-
телями:
показатель отражения витринита Ro = 1,48 %;
содержание фюзенизированных компонентов
£ОК=43%;
выход летучих веществ Vdaf = 18,3 %;
толщина пластического слоя у = 10 мм.
Этот уголь в соответствии с табл. 3.3,3.4,3.6,3.9 отно-
сится к классу 14, категории 4, типу 18, подтипу 10. В соот-
ветствии с табл. 3.11 данный уголь относится к марке ОС
(отощённый спекающийся), группе ЮС (первый отощён-
ный спекающийся), подгруппе 1ОСФ (первый отощённый
спекающийся фюзинитовый); кодовый номер 1441810.
Пример 3. Уголь шахты Дальние Горы пласта Под-
спорный Кузнецкого бассейна характеризуется следу-
ющими показателями:
показатель отражения витринита Ro = 0,90 %;
содержание фюзенизированных компонентов
£ОК = 45%;
выход летучих веществ Vdaf = 28 %;
толщина пластического слоя у = 13 мм.
Этот уголь в соответствии с табл. 3.3, 3.4, 3.6, 3.9 от-
носится к классу 09, категории 4, типу 28, подтипу 13.
В табл. 3.11 такое сочетание класса, категории, типа
и подтипа отсутствует. Вследствие этого отнесение к мар-
ке, группе и подгруппе производится только в соответ-
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
ствии с классом и подтипом. Этот уголь относится к марке
ГЖО (газовый жирный отощённый), группе 2ГЖО (второй
газовый жирный отощённый), подгруппе 2ГЖОФ (второй
газовый жирный отощённый фюзинитовый); кодовый но-
мер 0942813.
Пример 4. Уголь Нерюнгринского месторождения
Южно-Якутского бассейна характеризуется следующими
показателями:
показатель отражения витринита Ro = 1,58 %;
содержание фюзенизированных компонентов
£Ж=15%;
выход летучих веществ Vd“f = 20,1 %;
толщина пластического слоя у = 12 мм;
показатель свободного вспучивания S1 = 8 14.
Этот уголь в соответствии с табл. 3.3, 3.4, 3.6 и 3.9
относится к классу 15, категории 1, типу 20, подтипу 12.
Код по SI в соответствии с ГОСТ 30313-95 равен 8. В соот-
ветствии с табл. 3.11 с учетом примечания к подгруппе
2КВ уголь относится к марке К, группе 2К, подгруппе 2КВ;
кодовый номер 1512012-8.
3.4. Кодификация каменных углей
и антрацитов
ГОСТ 30313-95 распространяется на каменные угли
(угли среднего ранга) и антрациты (угли высокого ранга)
в их естественном залегании, а также на товарную уголь-
ную продукцию шахт, разрезов, обогатительных фабрик,
сортировок и других предприятий и устанавливает кодо-
вую систему показателей качества, отражающих генети-
ческие особенности и основные технологические пара-
метры.
ГОСТ 30313-95 - это стандартизированная в Украине
Международная система кодификации углей среднего
и высокого рангов, утвержденная Европейской эконо-
мической комиссией при ООН. Она разработана между-
народными экспертами по углям, являющимся предме-
том международной торговли, что в значительной мере
предопределило набор кодификационных параметров.
104
Раздел 1. Угли для коксования
Новая система кодификации заменяет Международ-
ную систему кодификации 1956 года (Справочник коксо-
химика, том 1, гл. 2, с. 50), которая устарела в условиях
быстрого развития петрографии углей и расширения
международной торговли углем как энергетическим, так
и для производства металлургического топлива. При вы-
боре новых основных параметров учитывалось, чтобы,
с одной стороны, выбираемые параметры были в полной
мере значимыми, а с другой - относительно простыми,
чтобы их можно было легко и быстро определить в до-
статочно оснащенной лаборатории.
В итоге Комитетом ЕЭК была принята система, ха-
рактеризующая: метаморфизм углей (петрографические
показатели), технический анализ (зольность, общее со-
держание серы, выход летучих веществ) и технологиче-
ские свойства (индекс свободного вспучивания, теплота
сгорания).
Кодирование каменных углей и антрацитов прово-
дят посредством установления 14-значного кодового
числа, которое состоит из восьми цифровых групп, соот-
ветствующих восьми параметрам, отражающим генети-
ческие особенности и основные технологические харак-
теристики.
Показатели, используемые для кодирования, ко-
личество цифр кода и методы испытаний приведены
в табл. 3.14.
Значения параметров (цифровые группы) в кодовом
числе представляют в следующей последовательности:
первые две цифры (первая цифровая группа) обо-
значают показатель отражения витринита Ror и соот-
ветствуют нижнему пределу 0,1 %-ного диапазона
параметра, умноженному на 10 (табл. 3.15);
третья цифра (вторая цифровая группа) обозначает
характеристику рефлектограммы (табл. 3.16);
четвертая и пятая цифры (третья цифровая группа)
обозначают мацеральный состав на чистый уголь
и соответствуют: четвертая - нижнему пределу
10 %-ного диапазона содержания инертинита I, де-
ленному на 10 (табл. 3.17);
пятая - верхнему пределу 5 %-ного диапазона
значений содержания липтинита, деленному на 5
(табл. 3.18);
шестая цифра (четвертая цифровая группа) обо-
значает индекс свободного вспучивания SI и соот-
ветствует нижнему пределу диапазона его значений
с интервалом Уг (табл. 3.19);
седьмая и восьмая цифры (пятая цифровая группа)
обозначают выход летучих веществ на сухое без-
зольное состояние топлива Vdal и соответствуют
нижнему пределу 2 %-ного диапазона параметра
при Vdaf выше 10% и 1 %-ного диапазона при Vda-f
менее 10 % (табл. 3.20);
девятая и десятая цифры (шестая цифровая группа)
обозначают зольность Ad на сухое состояние и со-
ответствуют, нижнему пределу 1 %-ного диапазона
параметра (табл. 3.21);
одиннадцатая и двенадцатая цифры (седьмая циф-
ровая группа) обозначают массовую долю общей
серы на сухое состояние топлива 5*и соответствуют
нижнему пределу 0,10 %-ного диапазона параметра,
умноженному на 10 (табл. 3.22);
тринадцатая и четырнадцатая цифры (восьмая циф-
ровая группа) обозначают высшую теплоту сгорания
на сухое беззольное состояние топлива QdaJ и соот-
ветствуют нижнему пределу диапазона параметра
с интервалом в 1 МДж/кг (табл. 3.23).
Таблица 3.14.
Показатели, используемые
для кодирования
Номер группы Наименование показателя Обозначение Количество цифр кода Метод испытания
1 Показатель отражения вит ринита, % Ro, 2 ГОСТ 12113-94 (ИСО 7404-5-85)
2 Характеристика рефлектограммы - 1 ГОСТ 12113-94 (ИСО 7404-5-85)
3 Мацеральный состав (объемные доли), %: инертинит липтинит I L 1 1 ГОСТ 9414-94 (ИСО 7404-5-85)
4 Индекс свободного вспучивания SI' 1 ГОСТ 20330-91 (ИСО 501-81)
5 Выход летучих веществ на сухое беззольное состояние топлива (массовая доля), % ydaf 2 ГОСТ 6382-2001 (ИСО 562-81)
6 Зольность на сухое состояние, % Ad 2 ГОСТ 11022-95 (ИС01171-81)
7 Массовая доля общей серы на сухое состояние топлива, % Sd 2 ГОСТ 2059-95 (ИСО 35184) [4] ГОСТ 8606-93 ДСТУ 3528-97 (ИСО 334-92)
8 Высшая теплота сгорания на сухое беззольное состояние топлива, МДж/кг Q?f 2 ГОСТ 147-95 (ИС01928-76)
* Для антрацитов (углей высокого ранга) не определяется.
(правочник КРкс0Х11М,1ка- Том 1
Глава 3. Классификация и кодификация углей
105
Код Показатель отражения витринита,^ г, %
02 От 0,20 до 0,29 включ.
03 От 0,30 до 0,39 включ.
04 От 0,40 до 0,49 включ.
05 От 0,50 до 0,59 включ.
06 От 0,60 до 0,69 включ.
07 От 0,70 до 0,79 включ.
08 От 0,80 до 0,89 включ.
09 От 0,90 до 0,99 включ.
10 От 1,00 до 1,09 включ.
11 От 1,10 до 1,19 включ.
12 От 1,20 до 1,29включ.
13 От 1,30 до 1,39 включ,
14 От 1,40 до 1,49 включ.
15 От 1,50 до 1,59 включ.
16 От 1,60 до 1,69 включ.
17 От 1,70 до 1,79 включ.
18 От 1,80 до 1,89 включ.
19 0т1-,90до1,99включ.
20 От 2,00 до 2,09 включ.
21 От 2,10 до 2,19 включ.
22 От 2,20 до 2,29 включ.
23 От 2,30 до 2,39 включ.
24 От 2,40 до 2,49 включ.
25 От 2,50 до 2,59 включ.
26 От 2,60 до 2,69 включ.
27 От 2,70 до 2,79 включ.
28 От 2,80 до 2,89 включ.
29 От 2,90 до 2,99 включ.
30 , От 3,00 до ЗД)9 включ.
31 От 3,10 до 3,19 включ.
32 От 3,20 до 3,29 включ.
33 ОтЗДОдоЗ,39 включ.
34 От 3,40 до 3,49 включ.
35 От 3,50 до 3,59 включ.
36 От 3,60 до 3,69 включ.
37 От 3,70 до 3,79 включ.
38 От 3,80 до 3,89 включ.
39 От 3,90 до 3,99 включ.
40 От 4,00 до 4,09 включ.
41 От 4,10 до 4,19 включ.
42 От 4,20 до 4,29 включ.
43 От 4,30 до 4,39 включ.
44 От 4,40 до 4,49 включ.
45 От 4,50 до 4,59 включ.
46 От 4,60 до 4,69 включ.
47 От 4,70 до 4,79 включ.
48 От 4,80 до 4,89 включ.
49 От 4,90 до 4,99 включ.
50 5,00 и более
Код Стандартное отклонение о Число разрывов Тип угля
0 <0,1 0 Уголь в пласте
1 >0,1 <;0,2 0 Простая смесь
2* >0,2 0 Сложная смесь
3 >0,2 1 Смесь с одним разрывом
4 >0,2 2 Смесь с двумя разры- вами
5 >0,2 >2 Смесь с числом разры- вов более 2
* Код 2 может характеризовать уголь высокого ранга из пласта.
Таблица 3.16.
Вторая цифровая группа
кода
Код Содержание инертинита 7, % об.
0 От Одо 10
1 От 10 до 20
2 От 20 до 30
3 От 30 до 40
4 От 40 до 50
5 ’ 0т50до60
6 0т60до70
7 От 70 до 80
8 От 80 до 90
9 90 и более
Таблица 3.17.
Третья цифровая группа кода
(четвертая цифра)
Код Содержание липтинита L, % об.
0 Отсутствует
1 От Одо 5
2 От 5 до 10
3 0т10до15
4 От 15 до 20
5 От 20 до 25
6 От 25 до 30
7 От 30 до 35
8 От 35 до 40
9 40 и более
Таблица 3.18.
Третья цифровая группа кода
(пятая цифра)
Код Индекс свободного вспучивания SI
0 0-Т/2
1 1 - V/2
2 2-21/г
3 3-3 У1
4 4-4У2
5 5-5У2
6 6-6У2
7 1-1У1
8 8-834
9 9
Таблица 3.19.
Четвертая цифровая
группа кода
Таблица 3.15.
Первая цифровая группа
кода
Справочник Коксохимика. Том 1
106
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 3.22.
Седьмая цифровая
группа кода
Таблица 3.21.
Шестая цифровая
группа кода
Таблица 3.20.
Пятая цифровая
группа кода
Код Выход летучих веществ на сухое беззольное состояние VW %
48 48ибопее
46 От 46 до 48
44 От 44 до 46
42 От 42 до 44
40 От 40 до 42
38 От 38 до 40
36 От 36 до 38
34 От 34 до 36
32 От 32 до 34
30 От 30 до 32
28 От 28 до 30
26 От 26 до 28
24 0т24до26
22 От 22 до 24
20 От 20 До 22
18 От 18 до 20
16 От 16 до 18
14 От 14 до 16
12 От 12 до 14
10 От 10 до 12
09 От 9 до 10
08 От8до9
07 От 7 до8
06 От6до7
05 0т5до6
04 От4до5
03 От 3 до4
02 ...О
01 От 1 до 2
Код Массовая доля общей серы S*, %
00 От 0,0 до 0,1
01 От 0,1 до 0,2
02 .. . От 0,2 до 0,3
03 . От 0,3 до 0,4
04 ОтО,4доО,5
05 От 0,5 до 0,6
06 От 0,6 до 0,7
07 От0,7доО,8
08 < От 0,8 до 0,9
09 От 0,9 до 1,0
10 От 1,0 до 1,1
11 От 1,1 до 1,2
12 От 1,2 до 1,3
13 От 1,3 до 1,4
14 От 1,4 до 1,5
15 От 1,5 до 1,6
16 От 1,6 до 1,7
17 От 1,7 до 1,8
18 От 1,8 до 1,9
19 От 1,9 до 2,0
20 От 2,0 до 2,1
21 От 2,1 до 2,2
22 От 2,2 до 2,3
23 От 2,3 до 2,4
24 От 2,4 до 2,5
25 От 2,5 до 2,6
26 От 2,6 до 2,7
27 От 2,7 до 2,8
28 От 2,8 до 2,9
29 От 2,9 до 3,0
30* От 3,0 до 3,1
* При Sd > 3,1 % сохраняется та же система кодирования.
Таблица 3.23.
Восьмая цифровая
группа кода
Код Зольность на сухое состояние топлива, Adf %
00 6т0 до 1
;:0lh: От1до2
' <02 :ХЛ: 0тШ^.< •iJii . •
оз : ' ;•'-:«ОтЗдб4-<;--://’. L
04 0Т4до5
05 От5до6
06 0т6до7
07 0т7до8
08 0т8до9
09 0т9 до 10
10 От 10 до 11
11 0т11 до 12
12 От 12 до 13
13 От 13 до 14
14 От 14 до 15
15 От 15 до 16
16 От 16 до 17
17 От 17 до 18
18 От 18 до 19
19 От 19 до 20
20* 0т20до21
* При Ad > 21 % сохраняется та же система кодирования.
; Высшая теплота сгорания на сухое беззольное состояние МДж/кг
21 Менее 22
22 От 22 до 23
23 От 23 до 24
24 От 24 до 25
25 От 25 до 26
26 От 26 до 27
27 От 27 до 28
28 От 28 до 29
29 От 29 до 30
30 От 30 до 31
31 0т31 до 32
32 От 32 до 33
33 От 33 до 34
34 От 34 до 35
35 От 35 до 36
36 От 36 до 37
37 От 37 до 38
38 От 38 до 39
39 От 39 до 40
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 3. Классификация и кодификация углей
107
Если при характеристике угля не требуется опреде-
ление восьми параметров или отсутствует полный набор
аналитических величин, то в соответствующую позицию
кода ставится знак «х» (при обозначении параметра
одной цифрой) или «хх» (при обозначении параметра
двумя цифрами).
При необходимости детальной характеристики
углей, с учетом специальных требований в зависимости
от направления использования, определяют дополни-
тельные характеристики в соответствии с действующими
стандартами (табл. 3.24).
Примеры применения дополнительных показате-
лей углей приведены в табл. 3.25.
Наименование показателя Метод определения
Массовая доля общей влаги Wtr, % ГОСТ 27314-91 (ИСО 589-81)
Максимальная влагоемкость Жтах, % (по массе) Г0СТ8858-76
Химический состав золы (массовая доля SiCL, Fe.Ck ALCk, MgO, CaO, IGO, Na,O, P.O., TiO2, SO3, Mn3O4), % ГОСТ 10538-87
Плавкость золы t,X ГОСТ 2057-94 (ИСО 540-81)
Массовая доля минерального вещества ММ, % ГОСТ 29086-91 (ИСО 602-83)
Объемный выход летучих веществ Fv, см3/г ГОСТ 7303-90
Массовая доля углерода и водорода С и Я, % ГОСТ 2408.1-95 (ИСО 625-75)
Массовая доля азота % ГОСТ 28743-93 (ИСО 333-83)
Массовая доля кислорода* 0, % ГОСТ2408.3-95(ИС01994-76)
Массовая доля форм серы Sp, % ГОСТ 30404-2000 (ИС0157-96)
Объемная доля витринита Vt и резинита Lr, % ГОСТ 9414.3-93 (ИСО 7404-3-84)
Низшая теплота сгорания Qit МДж/кг ГОП 147-95 (ИС01928-76)
Пластометрические показатели по Сапожникову: - толщина пластического слоя у, мм; - пластометрическая усадка х, мм ГОСТ 1186-87
Индекс Рога RI, ед. ГОСТ 9318-91 (ИСО 335-74)
Дилатометрические показатели по Одйберу-Арну: -сжатием,%; -расширениеЬ,% ' ' 7’G'- ГОСТ 13324-94 (ИСО 34975)
Тил кокса по Грей-Кингу Ж ГОСТ 16126-91 (ИСО 502-82)
Гранулометрический составу, % ДСТУ 4082-2002 (IS0 1953:1994) [5]
Показатель обогатимости Т, % ГОСТ 10100-84
Размолоспособности - индекс BTH{KJ - индекс по Хардгрову HGI ГОСТ 15489.1-93 ГОСТ 15489.2-93 (ИСО 5074-80)
Степень окисленности ОК п ПКТ8®^/-
Показатель термической стойкости ПТС,% ; . ”
Массовая доля фосфора Р, % -- ГОСТ!932-93 [6]
Массовая доля хлора С1, % ГОСТ 9326ДСТУ ГОСТ 9326:2003 (ИСО 587-97)
Массовая доля мышьяка As, % ДСТУ 2600-94 / (ГОСТ 10478-93)
Массовая доля германия Ge, % ГОСТ 10175-75
Массовая доля галлия Ga, % ГОСТ 12711-77 [7]
Массовая доля малых рассеянных элементов, % ГОСТ 28974-91 [8]
* Обычно содержание кислорода определяют расчетным путем по формуле 100 - (С+Я+ 5+N), а в специальных целях - по ГОСТ 2108.1.
Справочник Коксохимика. Трм 1
Таблица 3.24.
Дополнительные показатели
качества углей
108
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 3.25.
Примеры применения
дополнительных
показателей
Направление использования Наименование показателя
Коксование Пластометрические показатели по Сапожникову (у х), индекс Рога (RJ), дилатометрические показатели по Одиберу-Арну U W, тип кокса по Грей-Кингу (GK), массовая доля фосфора (Р), степень окисленности (OKn)t степень обогатимости (Г), массовые доли общей влаги (^), химический состав золы, гранулометрический состав (у), размолоспособносгь
Энергетика Состав золы, плавкость золы (tc), низшая теплота сгорания ((£), массовая доля общей влаги ( фосфора (Р), хлора (CZ), мышьяка (Аг), малых рассеянных элементов
Газификация Состав золы, плавкость золы (/,), низшая теплота сгорания (gf), гранулометрический состав (у), массовая доля общей влаги (FKJ, размолоспособносгь {K^HGI}, толщина пластического слоя (у), индекс Рога (Я/)
Гидрогенизация (ожижение) Элементный состав (С, Н, N, О), объемная доля витринита (и резинита (£Д массовая доля минерального вещества (АШ) и малых (рассеянных) элементов
Общие экологические Гранулометрический состав (у), показатель обогатимости (Т), размолоспособности (Кло, HGI),массовая доля общей влаги (W(), максимальная влагоемкость (^max), массовая доля фосфора (Р), хлора (CZ), мышьяка (As) и других малых (рассеянных) элементов
ПРИМЕРЫ КОДИРОВАНИЯ
Пример 1. Уголь Печорского бассейна шахты Се-
верной пласта Тройного характеризуется следующими
показателями:
показатель отражения витринита Ro г = 0,93 % (код
09 по табл. 3.15);
характеристика рефлектограммы о = 0,08, без раз-
рывов (код 0 по табл. 3.16);
мацеральный состав: содержание инертинита (фю-
зенизированных компонентов) / = 29% (код 2 по
табл. 3.17) и содержание липтинита L = 4 % (код 1 по
табл. 3.18);
индекс свободного вспучивания SI = 8 (код 8 по
табл. 3.19);
выход летучих веществ Vdaf = 30,6% (код 30 по
табл. 3.20);
зольность Ad= 8,14 % (код 08 по табл. 3.21);
сера общая Sf= 0,50 % (код 05 по табл. 3.22);
теплота сгорания Qdaf = 35,43 МДж/кг (код 35 по
табл. 3.23).
Кодовое число угля 09 0 21 8 30 08 05 35.
Пример 2. Кодовое число 13 0 31 8 22 07 03 XX обо-
значает уголь со следующими характеристиками:
- Ro г = 1,30 - 1,39 % (код 13 по табл. 3.15);
рефлектограмма - а < 0,1, без разрывов, уголь из
пласта (код 0 по табл. 3.16);
мацеральный состав:/^ 30 - 40 % (код 3 по табл. 3.17),
L = 0 - 5% (код по табл. 3.18);
SI = 8 - 8 Уг (код 8 по табл. 3.19);
. Vda<= 22 - 24 % (код 22 по табл. 3.20);
Ad= 7 -8% (код 07 по табл. 3.21);
Sd = 0,3 - <0,4 % (код 03 по табл. 3.22);
= нет Данных (не определяли). В позиции кода
знак «XX».
Пример 3. Уголь шахты Западно-Донбасская До-
нецкого бассейна характеризуется следующими показа-
телями:
показатель отражения витринита Ror= 0,66% (код
06 по табл. 3.15);
характеристика рефлектограммы о = 0,044, без раз-
рывов (код 0 по табл. 3.16);
мацеральный состав: содержание инертинита
1 = 26 % (код 2 по табл. 3.17);
содержание липтинита £ = 18% (код 4 по табл. 3.18);
индекс свободного вспучивания SI = 3 V2 (код 3 по
табл. 3.19);
выход летучих веществ Vdaf = 40,8% (код 40 по
табл. 3.20);
зольность Ad= 7,1 % (код 07 по табл. 3.21);
сера общая Sf= 1,20 % (код 12 по табл. 3.22);
теплота сгорания Qdaf = 34,40 МДж/кг (код 34 по
табл. 3.23).
Кодовое число угля 06 0 24 3 40 07 12 34.
Приведенные в данном примере характеристи-
ки свидетельствуют о том, что это обогащенная проба
(^=7,1%) малометаморфизированного (R()r = 0,66%,
ydaf = 40,8%), петрографически неоднородного (содер-
жание Vt = 57% за вычетом / и £), малосернистого (для
донецких углей) спекающегося угля.
Полученные по этому углю дополнительные харак-
теристики:
категория обогатимости - средняя (ГОСТ 10100-84);
толщина пластического слоя у- 10 мм;
индекс Рога RI= 57 ед.;
тип кокса по Грей-Кингу GK = G3
позволяют маркировать его как газовый уголь марки
Г, группы 1Г (табл. 3.1 Классификация углей Украины)
и марки Г, группы 1Г, первый газовый витринитовый по
единой классификации углей стран СНГ (ГОСТ 25543-88,
табл. 3.11).
(Ъравочник Коксохимика. Трм 1
Глава 3. Классификация и кодификация углей
109
Направление использования может быть как
технологическое - слоевое коксование, учитывая до-
статочную для участия в составе шихты спекаемость
и низкую сернистость для углей Донецкого бассейна, так
и энергетическое, учитывая термическую устойчивость
(Vdaf = 40,8 %), высокую калорийность и среднюю катего-
рию обогатимости.
Библиография
1. ГОСТ 9815-75 Угли бурые, каменные, антрацит и горючие
сланцы. Метод отбора пластовых проб.
2. ДСТУ 4096-2002 Вуплля буре, кам'яне, антрацит, горюч! сланц!
та вулльн! брикети. Методи вщбору та пщготовки проб до ла-
бораторних випробовувань (ISO 1988:1975. ISO 5069-1:1983.
ISO 5069-2:1983. NEQ).
3. ГОСТ 7303-90 - Антрацит. Метод определения объемного вы-
хода летучих веществ.
4. ГОСТ 2059-95 (ИСО 351 84) ГОСТ 2059-95* Топливо твердое
минеральное. Метод определения общей серы сжиганием
при высокой температуре.
5. ДСТУ 4082-2002 Паливо тверде. Ситовий метод визначання
гранулометричного складу (ISO 1953:1994, NEQ).
6. ГОСТ 7714-75 Угли каменные и антрацит. Метод определения
термической стойкости.
7. ГОСТ 12711-77 Угли бурые, каменные, антрацит и сланцы го-
рючие. Метод определения массовой доли галлия.
8. ГОСТ 28974-91 Угли бурые, каменные и антрациты. Методы
определения бериллия, бора, марганца, бария, хрома, нике-
ля, кобальта, свинца, галлия, ванадия, меди, цинка, молибде-
на, иттрия и лантана.
Наименование ГОСТов, ДСТУ, на которые имеются ссылки
в тексте главы, отсутствующие в библиографии, приведены
в главе 2.
ГЛАВА 4
НАУЧНЫЕ ОСНОВЫ И ПРАКТИКА СОСТАВЛЕНИЯ УГОЛЬНЫХ
ШИХТ ДЛЯ КОКСОВАНИЯ
Составление угольных шихт является важнейшим
технологическим звеном в сложном и многообразном
процессе производства кокса. Выбор компонентов для
составления угольных шихт существенно влияет на
технико-экономические показатели работы коксохимиче-
ских предприятий и в значительной степени сказывается
на работе доменных цехов металлургических заводов.
Научный подход к составлению угольных шихт для
коксования позволяет предвидеть возможность получе-
ния кокса с заданными физико-механическими и физико-
химическими свойствами, основываясь на знании техно-
логических свойств и особенностей входящих в состав
сырьевой базы углей, а также характера их взаимодей-
ствия при коксовании в смесях.
4.1. Научные основы составления
угольных шихт
Пригодность углей для коксования определяется
двумя основными свойствами - спекаемостью и коксуе-
мостью.
Под спекаемостью понимают способность каменно-
го угля переходить при нагревании без доступа воздуха
в пластическое состояние с образованием нелетучего
кускового пористого спекшегося остатка различной
прочности, формы и размеров.
Коксуемостью называют способность угля самосто-
ятельно или вместе с другими углями при нагревании до
высоких температур образовывать кусковой пористый
материал, имеющий различную крупность, обладающий
механической прочностью и имеющий определенные
физико-химические свойства. В целом, понятие коксуе-
мости углей охватывает совокупность процессов и яв-
лений, протекающих от начала нагревания до конечных
температур коксования (1000- 1100 °C).
Спекаемость отражает свойства углей образовывать
связь между отдельными зернами, что непосредственно
влияет на истираемость и дробимость кокса. Известно,
что из слабоспекающихся углей образуется сильно исти-
рающийся кокс, а из хорошо спекающихся жирных углей
(или ожирненных шихт) образуется хорошо сплавленный,
но весьма трещиноватый кокс.
Одним из условий пригодности углей для коксова-
ния является способность вспучиваться.
Вспучиванием углей при коксовании называется
увеличение объема пластической массы в результате
выделения газо- и парообразных продуктов, образовав-
шихся в процессе нагревания, при свободном расшире-
нии пластической массы.
Если пластическая масса угля не имеет возможности
свободно расширяться, возникает давление расширения
угля или вспучивание, которое называют давлением газа
внутри пластического слоя.
Способностью вспучиваться обладают угли, обра-
зующие при нагревании пластическую массу. Величина
вспучивания находится в сложной зависимости от вязко-
сти пластической массы, ее газопроницаемости, интен-
сивности газообразования в период пластического со-
стояния, а также от других ее физико-химических свойств
и некоторых действующих внешних факторов (скорость
нагрева, давление и др.). Эти свойства и факторы влияют
на протекание процессов спекания; они зависят от степе-
ни метаморфизма, петрографического состава, степени
восстановленности углей и могут косвенно характеризо-
вать их спекаемость. Вспучивание не обладает аддитив-
ными свойствами.
Весьма важными свойствами коксующихся углей,
влияющими на формирование физико-механических
и физико-химических свойств кокса, являются вязкость
в пластическом состоянии и газопроницаемость в темпе-
ратурном интервале пластического состояния.
В результате термической деструкции органиче-
ской массы углей образуются жидколетучие при данной
температуре вещества и наблюдается постепенное об-
разование зоны пластической массы. Вначале образуют-
ся жидкоподвижные продукты из наименее термически
устойчивых атомных групп макромолекул веществ углей,
а затем в этот процесс вовлекаются все более устойчи-
вые части их, причем ранее образовавшие пластическую
массу компоненты могут еще сохраняться в жидко- и вяз-
котекучем состояниях. Таким образом, наступает период,
когда в пластическом состоянии находится наибольшее
количество органической массы угля (или смеси углей)
и пластическая масса становится наиболее текучей. От
термической устойчивости веществ углей и количества
жидкоподвижной фазы пластической массы зависит
длительность пребывания ее в состоянии минимальной
вязкости. По истечении периода минимальной вязкости
в результате продолжающейся термической деструкции
вязкость пластической массы повышается вплоть до ее
«затвердевания», т. е. до превращения в твердый полу-
кокс. Таким образом, для углей или их смесей, имеющих
свойство образовывать пластическую массу, особое
значение имеют показатели вязкости пластического со-
стояния и динамика ее изменения при термической де-
струкции.
Сопоставление данных исследования изменения
вязкости углей в пластическом состоянии и пластометри-
ческих параметров показывает, что чем больше толщина
пластического слоя, тем шире интервал минимальной
вязкости (максимальной текучести) пластической массы
углей. Это дает косвенное основание судить по толщине
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 4. Научные основы и практика составления угольных шихт для коксования
111
пластического слоя о длительности пребывания в пла-
стическом состоянии веществ, образовавшихся еще в на-
чальной стадии деструкции углей.
В ряду метаморфизма петрографически однород-
ных углей величина вязкости их пластической массы
изменяется по вогнутой кривой с минимумом в области
хорошо спекающихся жирных углей, которые обладают
наибольшей текучестью. При переходе к коксовым жир-
ным* углям вязкость пластической массы повышается,
а наибольшей вязкостью в пластическом состоянии обла-
дают коксовые и близкие к ним отощённые спекающиеся
(у> 8 мм).
Как правило, текучесть угольной пластической мас-
сы тем выше, чем больше ее толщина.
На вязкость углей в пластическом состоянии влия-
ет их петрографический состав. Так, с повышением со-
держания витринита и липтинита в углях одной и той же
стадии метаморфизма вязкость их пластической массы
уменьшается.
Угли с высоким содержанием петрографических со-
ставляющих группы витринита образуют более вязкую
пластическую массу, чем угли той же степени метамор-
физма, но с большим содержанием веществ группы лип-
тинита.
Вещества группы инертинита не образуют пластиче-
ской массы, но их наличие в угле влияет на повышение
вязкости пластической массы в целом, поскольку в ней
увеличивается общее содержание твердых частиц.
На вязкость пластической массы также влияют тон-
кодисперсные включения минеральных веществ, рас-
пределенных в угле.
Вязкость пластической массы углей в целом, а также
ее жидкой фазы оказывают большое влияние на газопро-
ницаемость пластической массы, являющейся важной
характеристикой угля. Газопроницаемость углей в пла-
стическом состоянии является следствием большей или
меньшей однородности зоны пластического слоя угля.
Как и вязкость пластической массы, газопроницае-
мость изменяется в пределах интервала пластичности (от
начала образования пластической массы до превраще-
ния ее в полукокс) и трудно поддается определению. Она
находится в сложной зависимости от вязкости и термиче-
ской устойчивости пластической массы, смачиваемости
ее твердой фазы и других показателей углей: петрогра-
фического состава, степени метаморфизма, восстанов-
ленное™.
Наибольшим сопротивлением пластического слоя
прохождению через него газо- и парообразных продук-
тов деструкции характеризуются жирные угли с боль-
шой толщиной пластического слоя (у>25 мм). Мало-
восстановленные жирные угли (шахта им. Скочинского,
у= 17-19 мм) обладают сравнительно небольшим со-
противлением пластического слоя прохождению газо-
образных продуктов деструкции угля.
К хорошо спекающимся жирным углям по газопро-
ницаемости близки коксовые жирные (КЖ) угли и газо-
вые угли повышенной (у> 16 мм) спекаемое™. Угли пони-
женной спекаемости (ДГ, Г, ОС) при нагревании образуют
* ГОСТ 25543-88 «Угли бурые, каменные и антрациты. Классифика-
ция по генетическим и технологическим параметрам».
Справочник Коксохимика. Том 1
пластическую массу малой газопроницаемости, а слабо-
спекающиеся и неспекающиеся угли образуют массу, ко-
торая почти не оказывает сопротивления прохождению
газообразных продуктов.
Высокое сопротивление пластического слоя хоро-
шо спекающихся жирных углей прохождению через него
газообразных продуктов разложения объясняется тем,
что при нагревании этих углей образуется сравнительно
большое количество вязкой и однородной пластической
массы. Газовые угли образуют сравнительно меньшее ее
количество. Из-за термической неустойчивости орга-
нических веществ, составляющих пластическую массу
углей такого типа, она остается в этом состоянии не-
долго, однородность ее быстро нарушается, пары и газы
могут свободно проходить через неоднородную пласти-
ческую массу.
Пластическая масса коксовых углей более вязкая,
чем газовых. Это приводит к повышению давления вну-
три пластической зоны и увеличению контакта между
частицами, что затрудняет газовыделение.
Угли пониженной спекаемости (Д, ОС) не способны
при нагревании образовывать сплошную и однородную
пластическую массу, вследствие чего она характеризует-
ся легкой газопроницаемостью.
Таким образом, в метаморфическом ряду каменных
углей изменение газопроницаемости образующейся
угольной пластической массы приближается к наблюдае-
мым закономерностям изменения толщины пластиче-
ского слоя. На газопроницаемость пластической массы
углей могут влиять также технологические факторы кок-
сования, хотя в современных условиях процесса возмож-
ность их влияния несколько ограничена.
Между продуктами термической деструкции спека-
ющихся углей в зависимости от соотношения последних
в смеси и их особенностей (молекулярный вес, сорбци-
онная способность и др.) возникает взаимодействие, при
котором жидкие смолообразные продукты удерживают-
ся дисперсной твердой частью пластической массы.
В обычных промышленных угольных смесях взаи-
модействие между жидковязкими смолообразными про-
дуктами деструкции и диспергированной твердой частью
протекает по поверхности претерпевающих изменения
твердых частичек. Смолообразные продукты, взаимо-
действуя с последними, проникают в них на небольшую
глубину, но во многих случаях достаточную, чтобы эти
смолообразные вещества удерживались на поверхности
частичек.
Компоненты смесей в пластическом состоянии
взаимодействуют, в основном, по законам, действующим
в реакциях между твердыми - с одной стороны, и смоло-
образными веществами различной вязкости - с другой.
В этих случаях подвижность частичек очень ограничена
и находится в сложной зависимости от многих факторов.
Непременным условием взаимодействия между такими
частичками является непосредственный контакт между
ними.
Известно, что силы, связывающие молекулы твердых
тел друге другом, действуют только на малых расстояниях
(порядка диаметра атомов), поэтому они могут вызывать
сцепление двух твердых частиц только при непосред-
112
Раздел 1. Угли для коксования
ственном тесном соприкосновении. При простом меха-
ническом сближении твердых поверхностей это трудно
осуществимо, так как соприкосновение происходит лишь
в нескольких точках. Наличие в угольной пластической
массе жидкой фазы способствует осуществлению контак-
та поверхностей всех твердых частичек (в первую очередь
по поверхностному молекулярному слою).
На контакт и взаимодействие между частичками при
современной технологии коксования в основном влияют
следующие факторы:
1) образование при термической деструкции смеси
углей жидковязкой фазы пластической массы, ее
газопроницаемость и время пребывания продуктов
термической деструкции в пластическом состоянии,
а также совпадение температурных интервалов
в пластическом состоянии различных компонентов
смеси;
2) вспучивание пластической массы, вызываемое вы-
делением и давлением газо- и парообразных про-
дуктов ее термической деструкции;
3) внешнее давление на пластическую массу (трамбо-
вание, приложение давления в стадии пластического
состояния углей при новых технологиях коксования);
4) способность твердых зерен углей сорбировать жид-
кие продукты и смачиваемость поверхности уголь-
ных зерен жидкими продуктами, образовавшимися
при деструкции зерен других компонентов смеси.
Смачиваемость твердых поверхностей зависит
не только от их природы, но и от природы наносимой
жидкости. Твердая поверхность тем лучше смачивается
жидкостью, чем меньше силы сцепления между молеку-
лами жидкости (когезия) и чем больше силы сцепления
(адгезия) между молекулами жидкости и твердого тела.
Существует следующее общее правило: из двух жидко-
стей лучше смачивает твердую поверхность та, у которой
разность полярностей с твердым телом наименьшая.
Степень и глубина взаимодействия углей в смесях
зависят не только от влияния отдельных перечисленных
факторов, но и от их сочетания.
Трудность выявления определенных закономерно-
стей взаимодействия углей в процессе коксообразова-
ния связана со сложностью процесса, который сопрово-
ждается образованием газообразных и жидких продук-
тов деструкции, удаляющихся из коксуемой массы угля,
а также жидковязких и твердых продуктов, задержива-
ющихся в пластической массе. При этом твердыми про-
дуктами в зависимости от их свойств может задерживать-
ся (сорбироваться) некоторое количество легкокипящих
жидких, а также газообразных продуктов.
При коксовании смесей углей более тесное сопри-
косновение может быть достигнуто не только благодаря
наличию в системе жидкой фазы, но и путем повышения
температуры деструкции, обуславливающей усиление
подвижности молекул.
Теоретически можно представить, что процессы
химического взаимодействия при спекании отдельных
веществ углей приводят к отщеплению посторонних ато-
мов и образованию в результате поликонденсации новых
связей С-С. На практике при нагревании смесей углей
процессы взаимодействия протекают более сложно.
Обычно на начальных стадиях коксования существенную
роль играют физические явления и физико-химические
процессы. При дальнейших химических превращениях
и благоприятных условиях (достаточное количество жид-
кой фазы, определенная вязкость пластической массы
и ее газопроницаемость), когда образуются химически
активные вещества и их радикалы, начинают играть боль-
шую роль реакции, приводящие к установлению химиче-
ских связей между частицами. При этом на отдельных
участках засыпи прочность кокса может обуславливаться
силами адгезии и прочного механического запекания.
Из физико-химических процессов взаимодействия
следует назвать, в первую очередь, сорбционные про-
цессы. При коксовании смеси спекающихся углей из-за
различной термической устойчивости их составляющих
наряду с образующимися жидкими и газообразными про-
дуктами в угольной пластической массе содержатся твер-
дые зерна, на поверхность которых выходят газо- и паро-
образные вещества, выделяющиеся внутри зерен в про-
цессе нагревания. Парообразные вещества сорбируются
на поверхности зерен, связываясь с ними физическими
(когезия) или химическими (хемосорбция) силами связи.
Сорбированные парообразные вещества на по-
верхности зерен могут образовывать вокруг них поверх-
ностно-активную малопроницаемую для газов пленку.
Жидкие продукты деструкции, собираясь на поверхно-
сти твердых зерен, распределяются между ними вместе
с газообразными продуктами. Последние, находясь меж-
ду угольными зернами, а также внутри них, могут созда-
вать определенное давление в пластической массе.
При современной технологии коксования процессы
взаимодействия компонентов углей осложняются тем,
что отдельные зерна в коксуемой массе прогреваются
неравномерно - по поверхности зерен несколько бы-
стрее, чем внутри них.
Низкомолекулярные продукты, образовавшиеся
внутри угольных зерен на начальных стадиях коксования,
некоторое время удерживаются в них силами межмо-
лекулярного взаимодействия и создают затем давление
внутри зерна. В условиях свободного расширения это
давление может привести к увеличению объема зерен,
а при отсутствии соответствующих условий создается
такое давление на соседние зерна, которое благоприят-
ствует их сближению и взаимодействию между собой.
При выходе на поверхность зерен парообразные
продукты не конденсируются, а стремятся удалиться,
т. к. на поверхности более высокая температура, чем
внутри зерна. Эти продукты могут задержаться в про-
межутках между зернами, особенно если последние
обладают сорбционной способностью и удерживают на
поверхности образующиеся жидкие продукты, которые
заполняют проходы между зернами. При невысокой же
сорбционной способности зерен и недостаточном коли-
честве жидкой фазы между зернами образуются каналы,
через которые могут выходить парообразные продукты,
образовавшиеся внутри и на поверхности зерен. Таким
образом, химическое взаимодействие осложняется па-
раллельно протекающими физико-химическими процес-
сами и физическими явлениями.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 4. Научные основы и практика составления угольных шихт для коксования
113
Вопросы взаимодействия органических веществ из
различных зерен углей имеют прямое отношение к под-
готовке углей для коксования, в частности к их измельче-
нию. Чем менее близки угольные компоненты по тепло-
физическим свойствам, выходу летучих веществ, спекае-
мое™ и особенно петрографическому составу, тем более
тонко они должны быть измельчены. Степень измельче-
ния должна устанавливаться в зависимости от заданного
насыпного веса шихты, а также в известных пределах из-
менением производительности коксовых печей.
Для улучшения взаимодействия между компонен-
тами смеси желательно, чтобы угли, входящие в шихту,
имели близкие температурные интервалы пластичности
или, по крайней мере, чтобы значительная часть компо-
нентов смеси не превращалась в полукокс раньше, чем
успеет образоваться пластическая масса из другой части
ее компонентов. Если температурные интервалы пласти-
ческого состояния компонентов не совпадают, то обра-
зующиеся свободные связи одного компонента не могут
быть насыщены свободными валентностями молекул на
поверхности других компонентов шихты и они замыка-
ются в молекулах внутри угольных зерен.
Спекание в этом случае может произойти не за счет
химических связей, а в результате действия адгезионных
сил, цементации или простого запекания путем обво-
лакивания пластической массой частичек, не успевших
перейти в пластическое состояние. При последующем
нагревании в благоприятных условиях могут возникнуть
между ними и химические связи.
Так как для коксования используются угли, значи-
тельно различающиеся по температурам начала разло-
жения и образования пластической массы, необходимо
стремиться, чтобы в шихтах не сочетались угли, далеко
расположенные друг от друга в ряду метаморфизма.
В связи с дефицитностью хорошо коксующихся
углей заводы Украины используют импортные угли,
в первую очередь России и Казахстана. Исследованиями
УХИНа было показано, что украинские и российские угли
близких стадий метаморфизма по-разному ведут себя
при коксовании и образуют кокс, существенно отлича-
ющийся по механической прочности.
В табл. 4.1 представлены данные по коксуемости
углей Донецкого, Кузнецкого, Карагандинского и Печор-
ского бассейнов близких стадий метаморфизма. Данные
таблицы с расположенными в направлении снижения по-
казателя выхода летучих веществ (Р^) углями наглядно
показывают, что близость принятых классификационных
показателей не всегда обеспечивает получение кокса
с одинаковыми или близкими значениями показателей
прочности по дробимости (Я40, Я25) и истираемости (Я10).
Как видно из приведенных данных, при близких
показателях свойств углей анализируемых групп имеет
место заметное различие получаемого из них кокса, глав-
ным образом по истираемости (Я10): во всех группах кокс
из донецких углей оказался прочнее, чем из углей других
бассейнов.
Изучение особенностей свойств органической мас-
сы при термической деструкции всех четырех групп углей
с использованием методов ДТА и термогравиметрии про-
иллюстрировано рис. 4.1 -4.4.
На этих рисунках представлены линии дифференци-
альной термогравиметрии (ДТГ) и дифференциального
термического анализа (ДТА) исследованных групп равно-
метаморфизованных углей.
Как видно из приведенных данных, форма пика на
кривой ДТГ и положение ее максимума относительно
температурной шкалы заметно разнятся для равномерно
метаморфизованных углей каждой из групп.
В табл. 4.2 сопоставлены некоторые показатели, ха-
рактеризующие свойства углей по данным деривотогра-
фического анализа: температура максимальной скорости
потери массы (^и, °C); потеря массы в интервале темпера-
тур 400 - 500 °C (Дли, %). Интервал температур 400 - 500 °C
принят для всех исследованных углей, т. к. он характери-
Шахта, ОФ, бассейн* Марка Классификационные параметры Коксуемость по методу УХИНа, %
у, мм ^49 ^0
Шахта им. 7 Ноября, К Г 42,4 10 38,4 76,2 22,7
Шахта Терновская,З.Д. дг 41,4 9 56,6 81,2 10,1
0Ф им. Кирова, К Г 40,7 13 58,7 77,0 12,0
ЦОФ Добропольская, Д г 35,8 11 63,1 90,2 73
Шахта Октябрьская, П ГЖО не 12 65,0 : 88,7 7,6
ЦОФ Абашевская, К ж 34,6 25 73,4 87,1 10,2
ЦОФ Дзержинская, Д ж 31,8 24 77,3 90,7 7,4
ЦОФ Пролетарская, Д к 27,8 18 63,6 89,9 8,0
0Ф им. Костенко, Кр к 26,7 13 75,0 88,5 12,1
ЦОФ Донецкая, Д к 25,7 20 77,0 91,9 7,5
Разрез Томусинский, К КС 19,7 8 68,5 68,7 31,3
ЦОФ Шолоховская, Д ОС 18,4 8 74,8 82,4 18,2
* Бассейны: Д - Донецкий, К - Кузнецкий, П - Печорский, Кр - Карагандинский, 3. Д. - Западный Донбасс.
Справочник Коксохимика- TOM 1
Таблица 4.1.
Коксуемость углей Донецкого,
Кузнецкого, Карагандинского
и Печорского бассейнов
близких стадий
метаморфизма
114
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 4.2.
Кривые ДТГ и ДТА
углей II группы
Рис. 4.1.
Кривые ДТГ и ДТА
углей (группы
1 - донецкий марки Г; 2- печорский марки ГЖО
Рис. 4.4.
Кривые ДТГ и ДТА
углей IV группы
Рис. 4.3.
Кривые ДТГ и ДТА
углей III группы
1 - донецкий марки Ж; 2 - кузнецкий марки Ж
1 - донецкий марки ОС; 2 - кузнецкий марки ОС
зуется наибольшими скоростями термохимических пре-
вращений веществ органической массы, связанных с ее
потерей.
Характерной особенностью донецких углей I-III
групп является то, что значение температуры максимума
скорости потери массы укладывается в температурный
интервал пластического состояния по Гизелеру (tin<t3),
тогда как у печорских и кузнецких углей максимум ско-
рости потери массы соответствует периоду после отвер-
девания пластической массы. Исключением является
кузнецкий жирный уголь, у которого величины tm и со-
впадают. Именно эта особенность термических превра-
щений донецких углей обуславливает, в основном, полу-
чение из них кокса с лучшими показателями (в частности,
по истираемости) вследствие улучшения пластического
контакта между зернами под действием избыточного
давления образующихся газопарообразных продуктов
термической деструкции в замкнутом объеме.
В углях четвертой группы термогравиметрический
показатель tm значительно выше вискозиметрического
показателя t3, т. е. наибольшая скорость потери массы со-
ответствует не пластической, а твердофазной стадии пре-
вращений и эти угли не образуют кускового кокса.
Для равнометаморфизованных углей разных бассей-
нов характерно различное положение линии ДТА в иссле-
дованном интервале температур нагрева (рис. 4.1 - 4.4).
При температурах более 450 °C донецкие угли всех групп
отличаются более высоким положением линии ДТА отно-
Таблица 4.2.
Сопоставительная
характеристика
некоторых показателей
технологических свойств
и деривотографического
анализа исследованных углей
Группа углей №угля Бассейн, марка Текучесть по Гизелеру Дериватографический анализ
максимальная текучесть, рад/мин /м,°с Д/п, % (400 - 500 °C)
1 1 Донецкий, Г 380 444 466 335 455 15,5
2 Печорский, ГЖО 357 412 432 64 480 10,5
II 1 Донецкий, Г 350 452 495 1,0-ю5 460 15,7
2 Кузнецкий, Г 342 436 469 5,3 • 104 475 12,7
Ш 1 Донецкий, Ж 341 i i 440 497 ЗД-105 465 10,8
2 Кузнецкий, Ж 340 424 470 1,5 Ю5 470 13,8
IV 1 Донецкий, ОС 411 432 481 1,0 545 1,1
2 Кузнецкий, КС 416 442 469 2,2 520 0,3
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 4. Научные основы и практика составления угольных шихт для коксования
115
сительно нулевой линии. Величина площади под кривой
ДТА в интервале температур 400 - 500°С для этих углей
значительно меньше. Видно, что при нагреве углей раз-
ных бассейнов затраты тепла на термические превраще-
ния в области этих температур оказываются существенно
разными, эндотермический эффект в этой области для
донецких углей значительно меньший. Это связано, по-
видимому, с различием теплофизических свойств углей,
а также с особенностями термохимических превращений
их органической массы.
Из выявленной повышенной эндотермичности
процессов превращения углей Печорского и Кузнецко-
го бассейнов по сравнению с аналогичными по степени
метаморфизма донецкими следует, что при одинаковой
температуре коксования последние будут находиться
на более глубокой стадии структурно-химических пре-
вращений, т. е. готовность кокса из донецких углей будет
выше, чем из печорских и кузнецких. Это подтверждается
практикой работы коксохимических заводов России, где
температуры коксования выше, чем на заводах Украины.
Из этого следует, что при коксовании шихт с участием
кузнецких и печорских углей взамен равнометаморфи-
зованных донецких для достижения готовности кокса,
близкой к готовности кокса с участием только донецких
углей, необходимо увеличивать расход тепла и повыше-
ние конечной температуры коксования.
С привлечением в сырьевую базу коксования петро-
графически неоднородных углей, а также с расширением
практики обогащения на фабриках углей нескольких ма-
рок, существенно возросла роль петрографии и, в част-
ности, рефлектограммного анализа, позволяющего оце-
нить однородность угольных концентратов.
В табл. 4.3 представлены рефлектограммы витрини-
та некоторых углей. Анализ петрографических характери-
стик показывает, что витринитовая составляющая боль-
шинства исследованных проб* представлена широким
диапазоном стадий метаморфизма в пошаговом выраже-
* Компоненты сырьевой базы ОАО «Запорожкокс».
Наименование ЦОФ Марка по удостоверению Средний произвольный показатель отражения витринита, Rot, % Стандартное отклонение, о, % Рефлектограмма витринита, %
05 Об 07 08 09 i 10 i 11 12 13 ’ 14 15 16 • 17 18 19 20 21
1
Г 0,65 0,044 13 ! 72 15 I
ЦОФ «Шолоховская» Г 0,72 0,199 13 59 12 2 3 6 5 I I
г 0,75 0,159 4 40 32 16 5 2 1 -
гж 0,82 0,075 1 7 34 44 13 1 -
ЦОФ «Распадская» гж 0,83 0,172 2 8 27 44 14 4 -
гж 0,79 0,088 12 47 36 3 - 2 -
ж 0,93 0,105 -. 1 5: 35 37 16 5 1 -
ЦОФ«Самсоновская» ж 0,94 0,126 - 1 9 36 29 14 6 4 1 - - - - - - -
ж 0,92 0,097 - - 9 34 36 15 6 -
к 1,09 0,109 - - 1 2 21 33 28 13 2
ЦОФ «Чумаковская» к 1,07 0,103 - - - 2 23 43 22 8 2
к 1,02 0,067 - । - - 3 39 47 11
к 1,22 0,287 - i 3 4 5 8 11 16 19 19 6 6 1 - - - - -
ЦОФ «Пролетарская» к 1,20 0,191 - 2 2 4 10 7 11 31 30 1 - 1 1 - - - -
к 1,21 0,171 - 1 1 3 10 5 19 30 22 5 2 2 - - - - -
к 1,33 0,331 : - - - 1 7 4 12 30 30 13 6 2 - 1 2 2 -
ЦОФ «Узловская» к 1,19 0,283 - 4 7 9 9 12 9 6 17 15 7 6 1 1 - - -
к 1,40 0,264 - - 1 3 1 4 12 12 10 21 17 13 3 1 1 1 -
КС 1,10 0,173 - 1 7 4 7 28 34 10 4 3 1 1 - - - - -
ЦОФ «Шолоховская» КС 1,13 0,185 - 2 3 3 8 29 31 13 1 4 5 1 - - - - -
КС 1,15 0,159 - - 1 2 10 20 39 16 5 2 3 1 l 1 1 - - - -
к 1,50 0,196 - - - 1 3 3 3 1 8 28 25 18 8 2 - - -
ЦОФ «Нерюнгринская» к 1,49 0,186 - 1 1 - - i 2 3 6 11 21 30 20 3 2 - - -
к 1# 0,177 - - - - - 1 2 3 10 24 34 17 8 1 - - -
1,07 0,273 2 1 5 12 34 17 6 4 5 5 3 3 1 1 1 - -
Уголь США 1,06 0,304 3 4 10 21 16 14 5 3 14 7 7 3 2 1 - - -
Таблица 4.3.
Рефлектограммы
витринита исследованных
углей
Справочник КОкСОХИМИка- Том 1
116
Раздел 1. Угли для коксования
нии. Так, у углей ЦОФ «Пролетарская», ЦОФ «Узловская»,
ЦОФ «Шолоховская» (марка КС), ЦОФ «Нерюнгринская»
и особенно у угля США показатель отражения витринита
изменяется в пределах от 0,5 - 0,6 до 1,69 - 2,09 %. Это сви-
детельствует о крайней неоднородности витринитовой
составляющей, которая является величиной стандартного
отклонения показателя отражения для указанных углей.
Значительная неоднородность органической массы от-
дельных углей обуславливается также наличием большо-
го количества неспекающихся мацералов группы инерти-
нита у таких углей, как концентрат ЦОФ «Шолоховская»
(марки Г, КС), ЦОФ «Распадская», уголь США (табл. 4.4).
В данной таблице результаты рефлектограммного
анализа, помимо пошагового выражения, представлены
также в виде групп составляющих витринита, имеющих
определенные интервалы значений показателей отраже-
ния. В УХИНе определены граничные значения показате-
ля отражения для типичных марок углей, используемых
для коксования (эти границы рекомендованы для внесе-
ния в ДСТУ 3472-96, который в настоящее время пересма-
тривается).
Анализ рефлектограмм рекомендуется производить
по следующей условной шкале соответствия стадий отра-
жения марки угля:
Стадии метаморфизма витринита
Марка
Менее 0,5 Д
0,50-0,64 ДГ
0,65-0,89 Г
0,90-1,19 Ж
1,20-1,39 К
1,40-1,69 ОС
1,70-2,59 т
более 2,60 ОС
Исходя из того, что товарная продукция обогати-
тельных фабрик является смесью углей различных ма-
Таблица 4.4.
Петрографические
характеристики
исследованных углей
Наименование ЦОФ Марка по удостове- рению Петрографический состав (без минеральных примесей), % Средний показатель отражения витрини- та^ Стадии метаморфизма витринита, %
менее 0,50 40 О 1 о о 0,66-0,89 । Ж о 1,20-1,39 04 ч 1 о 04 гч 1 о
марки угля, условно соответствующие стадиям метаморфизма витринита
Vt Sv 1 L ХОК я, Д ДГ Г Ж К ОС т
ЦОФ «Шолоховская» Г 71 - 27 2 27 0,65 - 50 50 - - - -
Г 67 2 30 1 32 0,72 - 46 40 14 - - -
г 75 1 22 2 23 0,75 - 22 70 8 - - -
ЦОФ «Распадская» ГЖ 90 - 9 1 9 0,82 - 1 85 14 - - -
ГЖ 82 1 16 1 17 0,83 - 4 77 18 - - -
гж 74 1 22 3 23 0,79 - 3 92 5 - - -
ЦОФ«Самсоновская» ж 90 - 8 2 8 0,93 - - 41 58 1 - -
ж 87 - 11 2 11 0,94 - - 46 49 5 - -
ж 87 - 12 1 12 0,92 - - 43 57 - - -
ЦОФ «Чумаковская» к 90 1 8 1 9 1,09 - - 3 82 15 - -
к 89 - 9 2 9 1,07 - - 2 88 10 - -
к 88 - 11 1 11 1,02 — - 3 97 - - -
ЦОФ «Пролетарская» к 91 - 8 1 8 1,22 - - 11 35 38 13 3
к 91 1 7 1 8 1,20 - - 2 28 61 2 1
к 90 1 8 1 9 1,21 - - 5 34 52 9 -
ЦОФ «Узловская» к 93 - 7 - 7 1,33 - - 1 23 50 21 5
к 89 1 8 2 9 1,19 - - 20 30 23 25 2
к 89 1 10 - 11 1,40 - - 4 17 22 51 11
ЦОФ «Шолоховская» КС 53 2 44 1 46 1,10 - - 12 69 14 5 -
КС 44 4 52 - 55 1,13 - — 8 68 14 10 —
КС 41 3 56 - 58 1,15 - •А 3 69 21 7 -
ЦОФ «Нерюнгринская» к 90 - 10 - 10 1,50 - 1 9 9 71 10
к 88 1 11 - 12 1,49 !- - - - 7 17 71 5
к 91 1 8 - 9 1,52. - - - 3 13 75 9
Уголь США 75 - 19 4 T9 1,07 - 2 18 57 9 11 3
79 1 17 3 18 1,06 5 33 35 7 17 3
(Ъравочник Коксохимика. г]ом X
Глава 4. Научные основы и практика составления угольных шихт для коксования
117
рок, истинный марочный состав шихты с участием таких
концентратов должен обязательно определяться с уче-
том петрографических характеристик и, в частности,
рефлектограммы шихты. Руководствоваться при этом
следует предложенной выше разбивкой по маркам ви-
тринитовой составляющей. Необходимо также учитывать
фактическое количество мацералов групп инертинита,
которые не обладают способностью спекаться и должны
рассматриваться как отощающая добавка к шихте, близ-
кая по свойствам к неспекающимся углям марки Т. В то
же время мацералы группы липтинита, образующие при
термической деструкции значительное количество жид-
коподвижных продуктов, следует относить к составля-
ющим витринита, условно соответствующим марке Ж.
К отощающим компонентам угля, помимо мацералов
группы инертинита, необходимо относить также состав-
ляющие витринита, соответствующие углям марок Т и А.
На основании всего комплекса петрографических
характеристик в УХИНе разработаны обобщающие пе-
трографические оценки технологической ценности ших-
ты, в основу которых положено следующее.
Уровень содержания витринита средних стадий
метаморфизма (Ro= 0,90 - 1,39%) отражает наличие со-
ставляющих витринита, которые в процессе термической
деструкции образуют значительные количества термо-
стойких жидких продуктов, способных, взаимодействуя
с остаточным материалом деструктирующих зерен
и инертными составляющими органической массы угля,
образовывать кокс различной прочности. Количество
указанных составляющих витринита в пересчете на орга-
ническую массу угля названо комплексным показателем,
(CJ, характеризующим спекаемость шихты. Он рассчи-
тывается по формуле:
_ 2(0,90-1,39) Г,
" 100 ’ ' ’
где ДО,90-1,39) - содержание составляющих витрини-
та с величиной показателя отраже-
ния витринита от 0,90 до 1,39 %;
Vt - содержание мацералов группы ви-
тринита, %.
Чем выше величина комплексного показателя С ,
тем лучше прочностные характеристики кокса, получае-
мого из этой шихты.
Вторым важным параметром, основанным на пе-
трографических характеристиках, является показатель
коксуемости шихты (KJ, представляющий отношение
суммарного содержания составляющих витринита с по-
казателем отражения от 0,90 до 1,39%, которые имеют
высокую спекаемость и обладают способностью прини-
мать отощающие присадки, и мацералов группы липти-
нита к сумме отощающих мацералов и неспекающихся
составляющих витринита с показателем отражения бо-
лее 1,7%.
Этот показатель рассчитывается по формуле:
у
(2(0,90-1,39)- ') + £
(4-2)
WK + Д> 1,70) •-L-
где X (0,90 - 1,39) - содержание составляющих витри-
нита с величиной показателя отра-
жения от 0,90 до 1,39, %;
- содержание мацералов группы ви-
тринита, %;
L - содержание мацералов группы
липтинита, %;
YOK -сумма отощающих мацералов
(/+2/35),%;
£(> 1,70)^/100 - содержание составляющих витри-
нита с величиной показателя отра-
жения от 1,70 % и более.
Таким образом, показатели Сш и Кш позволяют дать
обобщающую количественную оценку петрографических
характеристик угольных шихт, включающую в себя данные
мацерального состава и рефлектограммного анализа.
4.2. Практика составления угольных шихт
для коксования
ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ
Современные представления о составе и свойствах
углей и процессах их превращения при коксовании по-
зволяют сформулировать некоторые общие положения
по составлению угольных шихт для производства метал-
лургического кокса:
1. При подборе состава шихт для коксования на
каждом заводе учитывают в первую очередь тре-
бования, предъявляемые к качеству кокса потре-
бителем (контрактные условия, ТУ и др.).
2. Требования, предъявляемые потребителем к ка-
чественным параметрам кокса (зольность, содер-
жание серы, механическая прочность, реакцион-
ная способность и послереакционная прочность
и др.), должны обеспечиваться соответствующим
марочным и компонентным составом угольной
шихты.
3. Состав угольной шихты должен подбираться по
показателям спекаемости и коксуемости отдель-
ных углей, технологическим свойствам и осо-
бенностям (например, величина давления рас-
пирания, конечная усадка и др.), с учетом роли
каждого компонента в шихте и его поведения при
коксовании в смеси.
4. Состав шихты должен соответствовать техноло-
гии коксования (слоевое, применение технологии
трамбования, брикетирования, термоподготовка
шихты), принятой на данном предприятии, и виду
производимого на предприятии металлургиче-
ского кокса (доменный, литейный).
5. Для обеспечения стабильной работы и равномер-
ного качества кокса необходимо поддерживать
нормативный запас углей, правильную органи-
зацию их хранения, соответствующие приемы
усреднения и подготовки к коксованию.
(правочник Коксохимика. Том 1
118
Раздел 1. Угли для коксования
ОСНОВНЫЕ КОМПОНЕНТЫ УГОЛЬНЫХ шихт
И ОСОБЕННОСТИ ПОВЕДЕНИЯ ИХ
ПРИ КОКСОВАНИИ
Газовые угли, присутствуя в шихте, снижают давле-
ние распирания и обеспечивают легкую выдачу коксово-
го пирога из камер коксования, обладают высоким хими-
ческим потенциалом. Эти угли увеличивают выход газа
и химических продуктов коксования (смолы и бензоль-
ных углеводородов). При самостоятельном коксовании
образуют сравнительно мелкий кокс с относительно не-
высокой механической прочностью. Обладают высокой
реакционной способностью, что отрицательно сказыва-
ется на реакционной способности и послереакционной
(«горячей») прочности кокса.
Жирные угли являются основным компонентом со-
временных шихт процесса слоевого коксования и обес-
печивают получение хорошо проплавленного кокса
с высокой механической прочностью. Однако при избы-
точном содержании их в шихте в коксе развивается попе-
речная трещиноватость и он становится мелкокусковым.
Жирные угли Донбасса, как правило, имеют высокую спе-
каемость (у= 25 - 30 мм) и способны принимать значи-
тельное количество отощающих добавок.
Основная масса поступающих на коксование жир-
ных углей при самостоятельном коксовании образует
хорошо проплавленный малоистирающийся кокс невы-
сокой прочности.
Некоторые жирные угли с толщиной пластического
слоя более 30 мм имеют очень жидкоподвижную пласти-
ческую массу в период пластичности и при значительном
участии в шихте развивают в коксе повышенную трещи-
новатость.
Жирные угли невысокой спекаемости (у=17-
19 мм) по форме пластометрической кривой, внешнему
виду коксового королька и вязкости пластической мас-
сы приближаются к газовым углям повышенной спекае-
мости (у = 1 б -18 мм). При самостоятельном коксовании
из них получается мелкий и трещиноватый механически
непрочный кокс. Такие угли практически не принимают
отощающих компонентов и в шихте оказывают пример-
но такое же влияние на качество кокса, как газовые угли
с аналогичной спекаемостью.
Коксовые угли обеспечивают в шихте наиболее
упорядоченную структуру, высокую прочность и одно-
родную кусковатость кокса. Обладая сравнительно высо-
кой спекаемостью, они отличаются от жирных углей тем,
что принимают ограниченное количество отощающих
добавок. Так, если жирные угли (у= 25 - 30 мм) способны
принимать 50 - 60% отощающих компонентов, то коксо-
вые угли с толщиной пластического слоя 18 - 22 мм могут
принимать всего 10 - 15 % таких добавок. Коксовые угли
с более низкой спекаемостью отощающих компонентов
не принимают, а при индивидуальном коксовании обра-
зуют высокопрочный малоистираемый кокс.
Некоторые коксовые угли могут развивать в шихте
высокое давление распирания.
Отощённые спекающиеся угли являются отоща-
ющим компонентом шихты, снижающим трещиноватость
кокса, которая развивается жирными углями. Поэтому
отощённые спекающиеся угли способствуют повышению
крупности кокса. Некоторые угли этой марки развивают
в шихте высокое давление распирания.
На основании результатов исследований, а также
промышленной практики коксохимических заводов уста-
новлена определенная связь между выходом летучих
веществ, толщиной пластического слоя и показателями
механической прочности кокса:
при одной и той же толщине пластического слоя
в обычных условиях коксования, как правило, об-
разуется тем более прочный и крупнокусковой кокс,
чем меньше выход летучих веществ;
при одном и том же выходе летучих веществ с уве-
личением пластического слоя повышается спекае-
мость углей и способность их принимать отоща-
ющие присадки с возрастанием или без снижения
прочностных характеристик получаемого кокса;
при одинаковой толщине пластического слоя спо-
собность петрографически однородных углей при-
нимать отощающие присадки повышается с увели-
чением выхода из них летучих веществ;
при добавлении к хорошо спекающимся жирным
углям отощающих компонентов, как правило, по-
лучается кокс тем более прочный, чем ниже выход
летучих веществ из добавляемых углей при одной
и той же их спекаемости.
Современные многокомпонентные шихты, включа-
ющие большое количество углей различных месторожде-
ний, являются сложными системами, требующими учета
определенного влияния того или иного угля и технологи-
ческого фактора на процесс коксования и качество кокса.
В этих условиях шихту для коксования следует рас-
сматривать как двухкомпонентную смесь, состоящую из
спекающей и отощающей части.
К спекающей части следует относить угли преиму-
щественно средней части стадии метаморфизма, в том
числе марок ГЖ, Ж, КЖ, К*.
К отощающим малометаморфизованным углям сле-
дует относить угли марок ДГ, Г, ГЖО, а высокометаморфи-
зованным - ОС, КС, КО, КСН, СС, Т.
При этом нежелательно в шихтах для слоевого кок-
сования одновременно использовать большое количе-
ство отощающих добавок малой и высокой стадий мета-
морфизма.
При коксовании шихт с применением технологии
трамбования высокие физико-механические свойства
обеспечиваются при долевом участии малометаморфи-
зованных углей 40 - 60 %, жирных 20 - 25 % и отощающих
компонентов 20 - 30 %. В этих шихтах применение коксо-
вых углей нецелесообразно.
При использовании технологии производства до-
менного кокса из термоподготовленной шихты ее ма-
рочный состав может включать до 60 % газовых при 20 %
спекающихся и 20% высокометаморфизованных ото-
щающих углей.
Практика работы коксохимических производств
Украины показывает, что для получения кокса с по-
казателями механической прочности М25 = 87-89%
* ГОСТ 25543-88, ДСТУ 3472-96 [22].
Справочник Коксохимика. 1
Глава 4. Научные основы и практика составления угольных шихт для коксования
119
и М10= 6,5 - 7,0%, зольностью Ad < 11 %, содержанием
серы Sd< 1,00% необходимо обеспечить следующие па-
раметры качества шихты: Ad< 8,4%, Sd < 1,10%, спекае-
мость у - 16 - 18 мм, Vdaf <11 - 28%. При этом следует
иметь ввиду, что увеличение зольности шихты приводит
к повышению истираемости кокса; снижение спекаемо-
сти приводит к ухудшению показателей механической
прочности, повышению трещиноватости и снижению
в связи с этим выхода металлургического кокса; повы-
шение спекаемости приводит к ожирнению шихты, а сле-
довательно, также к повышению трещиноватости кокса
и снижению выхода металлургического кокса. Снижение
выхода летучих веществ из шихты может привести к по-
вышению давления распирания, тугому ходу при выдаче
коксового пирога из камеры коксования и даже «буре-
нию». Повышение выхода летучих веществ сопровожда-
ется снижением выхода валового кокса и уменьшением
его крупности.
Учитывая важность обеспечения производства
кокса качественными углями, Техническим комитетом
по стандартизации ТК-92 «Уголь и продукты его пере-
работки», Государственным предприятием ГП «УкрНИИ-
углеобогащение», Украинским государственным научно-
исследовательским углехимическим институтом (УХИН)
разработан проект стандарта «Уголь каменный для кок-
сования. Технические условия».
Данным стандартом устанавливаются основные нор-
мы показателей качества углей для коксования (табл. 4.5),
обеспечивающие получение кокса в соответствии
с ТУ У 322-00190443-114-96 [23]. Принятие данного стан-
дарта ограничит предельные значения влаги, зольности
и содержания серы в углях, применяемых для коксования,
а также сделает обязательным определение показателей
спекаемости (у, мм) и среднего произвольного показате-
ля отражения витринита (Яй,%) для угольной продукции,
поставляемой коксохимическим предприятиям.
Название показателя Значения для марки, группы Метод испытания
ДГ Г гжн ГЖ Ж К ПС П
Г1.Г2 К1 К2
Зольность на сухое состояние топлива^, %, не более Согласно ГОСТ 11022, ГОСТ 11055
обогащённый уголь
первая категория 7 7 7 8 8,5 8,5 8,5 8,5 -
вторая категория - 7,5 7,5 8,5 9 9 9 9 7,5
необогащённый уголь 35* 35 35 35 37 38 38 36 27
Общая сера на сухое состояние топлива Sd, %, не более Согласно ДСТУ 3528, ГОСТ 2059
обогащённый уголь
первая категория 1,5 и 1,7 2,9 Л9 0,8 1,5 - -
вторая категория - 2,5 2,5 j 3,2 3,2 - 2,4 2,7 2
необогащённый уголь 1,5 1,5 2,1 4 4 0,8 3 3,5 2,2
Общая влажность на рабочее состояние топлива Wrt, %, не более Согласно ГОСТ 11014, ГОСТ 27314
обогащённый уголь 10,5 10,5 10,5 10,5 10,5*” 10,5 10,5** 10,5 10,5
необогащённый уголь 9’" 9“ 9 9 9 8 8 8 8
Выход летучих веществ на сухое беззольное состояние топлива Vdaf, % Согласно ГОСТ 6382
не более 44 44 39 38 36 30 28 22 -
не менее - - - - - - - - ю
Толщина пластичного слоя у, мм, не менее 6 10 10 17 17 13 13 6 - Согласно ГОСТ 1186
Средний произвольный показатель отображения витринита Ro r, % от 0,5 до 0,69 от 0,6 до 0,79 от 0,8 до 0,89 от 0,8 до 0,89 от 0,9 ДО 1,19 от 1,04 Д01,19 от 1,2 Д01,49 от 1,5 Д01,69 от 1,7 ДО 2,59 Согласно ГОСТ 12113
* Для угля марки Г Западного Донбасса, поставляемого на Авдеевский коксохимический завод, зольность на сухое состояние топлива Ad мо-
жет быть не более 40 %.
** Для обогащения углей марки Ж и группы К2 ГОФ «Самсоновская», ЦОФ «Дуванская» и ЦОФ «Колосниковская» общая влага рабочего состоя-
ния топлива И'г- не более 12 %.
*** Для углей Западного Донбасса общая влага рабочего состояния топлива РК' - не более 13,5 %.
Справочник К°кс0ХИМ1,ка’ Том 1
Таблиця 4.5.
Нормы показателей
качества угля для коксования
120
Раздел 1. Угли для коксования
Библиография
1. Мирошниченко А. М. Составление угольных шихт для коксо-
вания- К.: Техника, 1965,- 247 с.
2. Нестеренко Л. Л., Бирюков Ю. В., Лебедев В. А. Взаимодей-
ствие углей в шихтах при коксовании // Кокс и Химия- 1968-
№6.-С. 12-16.
3. Глущенко И. М. Прогноз качества кокса - М.: Металлургия,
1976.- 200 с.
4. Грязнов Н. С. Научные основы производства кокса. Труды со-
вещания в Свердловске,- М.: Металлургия, 1967- 115 с.
5. Грязнов Н. С. Основы теории коксования - М.: Металлургия,
1976.-312 с.
6. Сухоруков В. И. Научные основы совершенствования техни-
ки и технологии производства кокса - Екатеринбург: Алло,
1999.- 393 с.
7. Филоненко Ю. Я., Макаров Г. Н., Глазунова И. В. Производство
специальных видов кокса - Липецк: Изд-во ЛЭГИ, 2008 - 189 с.
8. Тютюнников Ю. Б. Получение кокса из слабоспекающихся
углей - К.: Государственное издательство технической лите-
ратуры УССР, 1963 - 140 с.
9. Карпов А. В., Торяник Э. И„ Журавский А. А. Зависимость
термомеханических и физико-химических свойств кокса от
технологических условий коксования и марочного состава
шихты // Углехимический журнал - 2002 - № 1 -2 - С. 38 - 42.
10. Штарк П. В., Степанов Ю. В., Попова Н. К. и др. Об оценке опти-
мальности состава угольной шихты // Кокс и Химия - 2007-
ДОЗ.-С2-7.
11. Грязнов Н. С. Пластическое состояние и спекаемостьуглей-
Свердловск: Металлургиздат, 1962- 182 с.
12. Аронов С. Г., Нестеренко Л. Л. Химия твердых горючих ис-
копаемых- X.: Изд-во Харьковского госуниверситета, 1960-
280 с.
13. Мирошниченко А. М., Сениченко С. Е., Кафтан Ю. С., Выпира-
хина С. С. Изучение взаимодействия углей в смесях. Сб. «Ис-
следование углей Украины, разработка научных основ для со-
ставления шихт для коксования и расширение использования
углей как химического сырья». X.: УХИН, 1968 - С. 104 - 119.
14. Казьмина В. С. Теплота коксования углей различной степени
метаморфизма. Сборник научных трудов, Украинский углехи-
мический институт - М.: Металлургия, 1965 - Вып. 17 - С. 87.
15. Дроздник И. Д., Улановский М. Л., Кафтан Ю. С. Взаимодей-
ствие углей разных бассейнов в бинарных смесях и качество
кокса И Кокс и Химия - 1982 - № 3 - С. 2 - 5.
16. Дроздник И. Д., Кафтан Ю. С., Морозова В. И. Использование
углей восточных бассейнов в сырьевой базе коксохимиче-
ских заводов Украины. С6. «Подготовка углей и совершен-
ствование процесса коксования», М.: Металлургия, 1981-
С. 13- 16.
17. Дроздник И. Д., Улановский М. Л. и др. О некоторых особен-
ностях равнометаморфизованных углей разных угольных
бассейнов // Кокс и Химия - 1973 - № 3 - С. 6 - 10.
18. Скляр М. Г., Солдатенко Е. М., Данг В. X. и др. Оценка эффекта
взаимодействия продуктов термической деструкции углей
по данным дериватографических исследований //Кокс и Хи-
мия-1981.- №8.-С. 6-9.
19. Чернышов Ю. А., Овчинникова С. А., Подлубный А. В., Каф-
тан Ю. С., Бидоленко Н. Б. Использование петрографических
характеристик и новых комплексных показателей для оценки
свойств углей и шихт и оперативного управления составами
межбассейновых шихт ОАО «Запорожкокс» // Углехимиче-
ский журнал - 2009 - № 1 - 2.- С. 12 - 20.
20. Золотухин Ю. А. Применение рефлектограммного анализа
при исследовании углей и шихт для коксования (обзор) //
Кокс и Химия - 2002 - № 8 - С. 2 - 13.
21. Штарк П. В., Степанов Ю. В., Попова Н. К. и др. Об оценке опти-
мального состава угольной шихты // Кокс и Химия - 2007-
№3.-С2-5.
22. ГОСТ 2543-88 Угли бурые, каменные и атрациты. Классифика-
ция по генетическому и технологическому параметрам.
23. ТУ У 322-00190443-114-96 Кокс доменный.
Наименование ГОСТов, ДСТУ, на которые имеются ссылки
в тексте главы, отсутствующие в библиографии, приведены
в главе 2.
Справочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 5
ХАРАКТЕРИСТИКА ОСНОВНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Современная угольная сырьевая база коксохими-
ческих заводов Украины XXI века заметно отличается от
70 - 80-х годов прошлого столетия. Основной её особен-
ностью является использование, наряду с украинскими,
углей стран СНГ, а в последнее время и дальнего зару-
бежья. Это вызвано существенным снижением добычи
украинских углей, в том числе и коксующихся, из-за от-
сутствия достаточного финансирования отечественной
угольной промышленности.
В табл. 5.1 представлена динамика изменения добы-
чи углей в Украине за период 1975 - 2009 гг.
Геды Общая добыча Въч. коксующихся
тыст А‘,% тыс.т . ,х%
1975 2002962 24,1 84655 25,4 ''
1980 215131 32,9 88363 33,0
1985 180517 29,7 73481 29,5
1990 155 533 29,7 66917 29,7
1995 81310 32,4 37875 32,0
2000 79176 36,9 38 097 36,2
2005 77 247 38,0 32334 37,6
2007 75 538 38,5 28 480 36,0
2008 77309 38,9 24218 37,7
2009 77751 38,2 22790 37,5
Постоянное увеличение объёмов производства кок-
са и дефицит отечественных коксующихся углей привели
к импорту недостающего количества угля, прежде все-
го из стран СНГ (Россия, Казахстан), а в последние годы
и дальнего зарубежья (табл. 5.2).
Основным поставщиком коксующегося угля в Украи-
ну как в период 2003 - 2009 гг., так и в перспективе явля-
ется Россия. Однако, учитывая ограниченность ресурсов
российских углей технологически ценных марок (Ж, К,
ОС, КС), их импорт постепенно будет замещаться такими
же углями дальнего зарубежья.
Страна- поставщик Геды
2003 2004 2005 2006 2007 2008 2009
Украина 79,8 73,0 72,9 68,3 63,6 65,7 70,6
Импорт, 8 т. ч. 20,2 27,0 27,1 31,7 36,4 34,6 29,4
Россия 19,8 26,8 25,9 28,1 29,0 24,6 22,8
Казахстан 0,4 0,3 1,1 3,5 5,1 4,0 4,2
США - - - - 1,7 5,8 2,2
Канада - - - 0,1 0,3 0,1 0,1
Австралия - - - - 0,3 - -
Польша - - 0,1 - - 0,1 0,1
5.1. Украина
Основным энергетическим сырьём в недрах Украи-
ны является уголь и сопутствующий ему газ-метан. Для
страны добыча угля имеет приоритетное значение: его
доля в топливном балансе составляет почти 25 % (в пере-
счёте на условное топливо). Ведущее место принадле-
жит каменному углю, запасы которого сосредоточены
в Донецком и Львовско-Волынском бассейнах. Про-
мышленная угленосность первого из них приурочена
к песчано-карбонат-углистым породам карбона. Второй
расположен в западной части Украины, угленосными
являются песчано-глинистые породы нижнего и средне-
го карбона на востоке Украины. Месторождения бурого
угля сосредоточены в Днепровском и Донецком бассей-
нах, Днепровско-Донецкой впадине и на Закарпатской
угленосной площади. Промышленные запасы связаны
с палеогеновыми и неогеновыми образованиями.
Основные запасы горючих сланцев расположены
в Балтской впадине (на границе Кировоградской и Чер-
касской областей) и приурочены к палеогеновым обра-
зованиям.
Угольные пласты относятся к категории тонких
(среднединамическая мощность менее 1,2 м), в которых
сосредоточено до 56 % запасов, и характеризуются слож-
ным строением. Средняя глубина разработки угольных
пластов составляет 696 м, а максимальная глубина дости-
гает отметки 1400 м (на этой глубине температура вмеща-
ющих пород достигает 50 °C). Большинство шахт отнесе-
ны к сверхкатегорийным по пыли и газу и разрабатывают
пласты, опасные по внезапным выбросам угля и газа.
Подтвержденные запасы угля составляют 56,4 млрд
тонн, из которых на долю Донецкого бассейна приходит-
ся более 93 %, Львовско-Волынского - около 4,5 % и Дне-
провского-2 %.
Балансовые запасы угля Украины (по состоянию
на 01.01.2009 г.) по степени достоверности* составляют:
категорий А+В+С1 - 44925,4 млн тонн, категории С2 -
11 338,8 млн тонн (табл. 5.3), забалансовые запасы оцени-
ваются в 17 419,2 млн тонн.
Балансовые запасы категорий А+В+С1 Украины
в значительной мере (62,0%) представлены длиннопла-
* Степень достоверности запасов определяется следующими кате-
гориями:
- А+В+С, - группа действительных запасов, на основе которых
осуществляется проектирование шахт;
- С2 - группа вероятных запасов, для которых мощность пластов
и качество угля установлены предварительно по данным раз-
ведки в отдельных точках;
- группа возможных запасов - запасы, установленные в порядке
прогноза на основании геологических исследований по еди-
ничным данным или по аналогии с соседними площадями (по
Донбассу к этой группе отнесены в основном запасы глубоких
горизонтов).
Таблица 5.1.
Динамика изменения добычи
углей в Украине
Таблица 5.2.
Угольная сырьевая база
заводов Украины, %
Справочник Коксохимика. Том 1
122
Раздел 1. Угли для коксования
менными (29,0%), длиннопламенными газовыми (15,1 %)
и газовыми (17,9 %) углями. Достаточно велики запасы ан-
трацитов - 13,8%. Остальные марки составляют неболь-
шую часть: жирные - 5,9 %; коксовые - 4,5 %; отощённые
спекающиеся-2,1 %.
Запасы коксующихся углей составляют 29,1 % от ба-
лансовых запасов Украины и представлены в основном
следующими марками: ДГ - 12,5 %; Г - 42,9 %; Ж - 17,9 %;
К - 15,2 %; ОС - 7,3 %; Т - 4,2 %.
Таблица 5.3.
Запасы угля по маркам в
Украине
Мсфкаугля Доля в запасах, % Балансовые запасы на 01.01.2009 г., млнт
А+В А+в+q ^2
Б 5,8 1045,1 2593,3 299,2
д 29,0 2985,5 13008,7 2827,0
ДГ 15,0 2207,2 6786,2 2072,5
вт.ч.ДГ кокс. 545,4 1636,8 833,6
Г 17,9 2670,6 8025,6 2633,6
вт. ч. Гкокс. 1948,8 5622,6 1790,1
Ж 5,9 756,6 2670,9 856,4
в т. ч. Ж кокс. 676,5 2350,4 750,9
К 4,5 592,9 2023,8 347,0
в т. ч. К кокс. 588,4 1978,4 336,6
ОС 2,3 270,3 1032,6 293,6
в т. ч. ОС кокс. 255,5 958,4 280,8
Т 5,8 802,4 2596,7 586,6
вт.ч.Ткокс. 99,2 554,7 147,9
А 13,8 2017,0 6187,6 1422,4
33347^ 449254- НИ8.-Ь:
Балансовые запасы бурого угля категорий А+В+Ср
пригодного для открытой разработки, составляют
914,5 млн тонн или 2 % от запасов и находятся в Днепров-
ском бассейне и в Новодмитриевском месторождении.
В Украине разрабатываются и подготовлены к про-
мышленному освоению 21 756,0 млн тонн балансовых
запасов категорий А+8+Сг из которых: эксплуатируются
и подсчитаны балансом действующих предприятий -
9303,4 млн тонн; подготовлены к разработке и состоящие
на балансе строящихся предприятий - 654,1 млн тонн;
подготовленные к освоению и находящиеся на резерв-
ных разведанных участках новых угольных предприятий
и для реконструкции и продления срока службы действу-
ющих предприятий - 11 798,5 млн тонн. Остальные запа-
сы в количестве 23 169,4 млн тонн ещё не подготовлены
к промышленному освоению и распределяются следу-
ющим образом: разведываемые участки (213,3 млн тонн),
перспективные для разведки участки (19 891,2 млн тонн),
свободные участки (1413,0 млн тонн), закрытые шахты
и разрезы (1651,9 млн тонн).
По состоянию на 01.01.2009 г. в Украине разработку
запасов угля осуществляли на 156 шахтах общей произ-
водственной мощностью 87,5 млн тонн и 5 разрезах об-
щей мощностью 2,4 млн тонн. Коксующийся уголь добы-
вают на 73 шахтах общей производственной мощностью
45,0 млн тонн. Антрацит добывают на 42 шахтах общей
производственной мощностью 20,6 млн тонн.
Глубина залегания запасов в основном составляет
800 - 1600 м. На глубинах до 800 м находятся 12 участ-
ков с долевым участием в запасах 20 % (1725,9 млн тонн).
Запасы коксующихся углей составляют 34,6 % от балансо-
вых запасов резерва группы «А».
Обеспеченность промышленными запасами дей-
ствующих предприятий Украины имеет временной ин-
тервал - от одного до 50 - 60 лет и более (табл. 5.4).
В Украине 11 шахт (7,0 % от общего количества) обе-
спечены промышленными запасами до 2013 года. В этот
период погашается 0,8 млн тонн (0,9%) производствен-
ной мощности шахт Украины. Наибольшее погашение
ожидается во Львовско-Волынском бассейне: до 2018
года выбывает 5 шахт или на 7,3% снижается производ-
ственная мощность бассейна. Вместе с тем ведется строи-
тельство одной шахты мощностью 0,9 млн тонн угля в год
в Волынской области.
5.1.1. Донецкий бассейн
Донецкий бассейн расположен на территории Дне-
пропетровской, Донецкой, Луганской и Харьковской
областей Украины, а также Ростовской области России
(рис. 5.1).
Угленосные отложения Донецкого бассейна относят-
ся к каменноугольному периоду (карбону) и представлены
всеми тремя отделами - нижним, средним и верхним. На
долю нижнего карбона приходится около 11 % всех запа-
сов бассейна, среднего - свыше 88% и верхнего - до 1 %.
Таблица 5.4.
Обеспеченность
промышленными запасами
действующих угольных
предприятий Украины (по
состоянию на 01.01.2009 г.)
Тип предприятия Обеспеченность промышленными запасами (с учетом ожидаемого погашения)
до 5 лет от 5 до 10 лет от10до15лет от 16 лет и больше Всего
Период по годам 2009-2013 2014 - 2018 2019-2023 2024 и далее
Шахты Количество 11 5 5 135 156
Производственная мощность, тыс. т/год 810 1740 1940 83 055 87545
Разрезы Количество - 1 - 3 4
Производственная мощность, тыс. т/год - - - 2400 2400
Всего Количество 11 6 4 138 160
Производственная мощность, тыс. т/год 810 1740 1940 85455 89945
* Кроме «малых» частных предприятий.
Справочник Коксохимика. Том I
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
123
Границы распространения
каменноугольных отложений Донбасса
____ Границы промышленной
—— угленосности бассейна
-------------Условные границы между секторами
Рис. 5.1.
Схематическая карта
Донецкого каменноугольного
бассейна
Общая мощность отложений карбона (угольных пла-
стов, пропластов и вмещающих их пород) составляет 2 км
на западной и северной окраинах бассейна и достигает
18 км на юго-востоке.
В угленосной толще бассейна количество рабочих
пластов достигает 150, из которых эксплуатируются 65.
Донецкий бассейн характеризуется невысокой угле-
носностью продуктивной толщи* и небольшой мощно-
стью пластов. Коэффициент рабочей угленосности, т. е.
отношение суммарной мощности рабочих угольных пла-
стов к суммарной мощности продуктивной толщи, выра-
жаемое в процентах, в Донбассе относительно невелик
и составляет 0,77%.
Мощность рабочих пластов в Донбассе изменяет-
ся от 0,40 - 0,45 до 2,60 - 2,70 м при средней мощности
0,70 - 0,75 м. Среднединамическая мощность разрабаты-
ваемых пластов в бассейне в 2007 году составила 1,07 м
(1940 г.-0,90 м; 1956 г.-0,89 м).
Разрабатываемые в бассейне пласты по мощности
распределяются следующим образом:
Мощность пласта, м Процентное отношение
к общему количеству, %
< 0,60 4
0,61-0,80 16
0,81 - 1,00 25
1,01 - 1,20 22
1,21-1,50 17
>1,50 16
В Донбассе разрабатываются в основном пологопа-
дающие пласты:
Характер падения пластов
Долевое участие
в добыче, %
Пологое (угол падения до 25°) ~ 70
Наклонное (угол падения 25-45°) ~12
Крутое (угол падения свыше 45°) - 18
Большинство угольных пластов (около 70%) харак-
теризуется сложным строением, различным количеством
породных прослоев, представленных преимущественно
глинистыми сланцами: простое строение имеют главным
образом маломощные пласты - до 0,60 - 0,70 м.
Глубина разработки угольных пластов в 2008 году
в Донбассе составила: до 300 м -14,1 %; 300 - 600 м - 32,6 %;
600 - 900 м - 27,3 %; свыше 900 м - 26,0 % (табл. 5.5).
В табл. 5.6 представлено распределение шахт Донец-
кого бассейна по глубине разработки в Донецкой и Луган-
ской областях
Современная стратиграфическая схема Донбас-
са распределяет отложения карбона на 15 свит: пять -
в нижнем, семь - в среднем и три - в верхнем отделах
(табл. 5.7). Основная промышленная угленосность бас-
сейна приурочена к пяти свитам среднего карбона - С*,
С* С|, С* С72 и одной свите нижнего карбона - С^.
По принятой синонимике наиболее постоянные
пласты угля и известняка, выдержанные на значительных
площадях, обозначаются буквами латинского алфавита:
известняки - прописными, а угольные пласты - строчны-
ми буквами. Известняки, разделяющие отдельные свиты,
называются граничными.
’) Продуктивной толщью называется совокупность угольных пла-
стов рабочей мощности и вмещающих их пород.
Глубина разработки, м
g <=» 1 О <=> <=> eg О о о <=> со О о <=> <=> сэ СО g О о m <=> о
I о о 1 о § о о со I g <=> s v— 4
Добыча угля, %
LmJ 1 8'1 ! 5,9 10,9 15,8 I п’4 8,2 I 7,7 | 7,7 7,6 | L S-8 I I. V I w
Таблица 5.5.
Распределение добычи углей
в Донецком бассейне по
глубине разработки, %
Справочник Коксохимика. 'pJM 1
124
Раздел 1. Угли для коксования
Бассейн, область Шахт, всего Средняя глубина, м Глубина разработки, м
<300 301-600 601-900 901-1200 >1200
Донбасс 135 747,9 11 36 53 29 6
Донецкая обл. 81 775,9 7 18 31 20 5
Луганская обл. 54 706,0 4 18 22 9 1
Таблица 5.6.
Распределение шахт
Донецкого бассейна по
глубине разработки
в Донецкой и Луганской
областях
Таблица 5.7. Стратиграфическая схема деления Донбасса Таблица 5.8. Запасы угля по маркам в Донецком бассейне Отделы карбона Свиты Граничные известняки Пласты угля
Верхний С3 q q q -
q o. °,
Верхний С3 q П4 nr
Средний С2 q M, m, mi
q Ц li
q
q 'l I) 'l
q H, I’ll h1
q q 9з 9t
q q fi
Нижний С1 q q e!
q q <*4 d1
. q . q C1S q
q B, bis ь.
q A, ai
C2s(k) Каменская
C<(i) Белокалитвенская (Несветаевская, Безымянная)
C23(h) Смоляниновская (Максимовская)
qtg) Кальмиусская
c’(f) Мандрыкинская
C’(c) Самарская (Западный Донбасс)
Примечание: в скобках указан символ пласта.
В Донецком бассейне запасы угля подсчитаны
в основном до глубины 1200 - 1500 м, в отдельных райо-
нах Донецкой области - до глубины 1600 м, Луганской -
до 1800 м и по одному участку (Володарский Глубокий) -
до 2000 м.
По состоянию на 01.01.2009 г. балансовые запасы угля
составляют: категорий А+Вн-С1 - 41 502,6 млн тонн, кате-
горий С2 - 10 804,4 млн тонн. Количество запасов состав-
ляет 16683,9 млн тонн. Балансовые запасы коксующихся
углей категорий А + В + С1 составляют 12 398,0 млн тонн,
антрацитов - 6187,6 млн тонн (табл. 5.8).
В обозначение символа каждого пласта, помимо
буквы, вводится также цифровой индекс, указывающий
на стратиграфическое положение пласта в данной свите;
индексы устанавливаются в возрастающем порядке сни-
зу вверх.
Помимо буквенного обозначения, большинство раз-
рабатываемых пластов имеют местное название, часто
различное для одних и тех же пластов в разных районах
бассейна.
Отдельные свиты в бассейне имеют следующие наи-
менования:
Марка угля Доля в запасах, % Балансовые запасы на 01.01.2009 г., млнт
А+В А+В+С, ^2
Б 0,7 45,6 286,7 -
д 31,3 2985,5 13008,7 2827,0
дг 15,7 , 2090,5 6533,6 2072,5
вт. ч.ДГкокс,, 3,9 532,9 1606,3 833,6
Г ' < 18,3 2553,7 7578,5 2537,8
в т. ч. Г кокс. 12,9 1867,6 5352,9 1757,4
Ж 5,8 727,2 2410,6 723,9
в т. ч. Ж кокс. 5,1 654,0 2103,5 618,4
К 4,5 516,3 1867,6 340,1
в т. ч. К кокс. 4,4 511,8 1822,2 329,6
ОС 2,5 270,3 1032,6 293,6
вт.ч.ОСкокс. 2,3 255,5 958,4 280,8
I 6,3 802,4 2596,7 586,6
в т. ч. Т кокс. и 99,2 554,7 147,9
А 14,9 2017,0 6187,6 1422,9
IOIk
Свита Наименование
Cj(m) Краснокутская (Горловская)
C^(l) Алмазная
Уголь бассейна представлен в основном марками Д,
ДГ, Г и А (рис. 5.2); их балансовые запасы категорий А+В+С1
составляют соответственно 31,3; 15,7; 18,3 и 14,9% от об-
щих запасов бассейна. Коксующийся уголь представлен
(Ъравочник Коксохимика. Том 2
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
1
марками ДГ, Г, Ж, К, ОС, доля которых в балансовых за-
пасах категорий А + В + С1 составляет соответственно 3,9;
12,9; 5,1; 4,4; 2,3 %.
В Донецком бассейне наиболее интенсивно раз-
рабатываются запасы углей марок А (26,2%), ДГ (20,3 %),
Г (17,7 %), Ж (12,2 %), К (10,8 %), Т (10,0 %), запасы которых
существенно ниже и соответственно составляют, %: 14,9;
15,7; 18,3; 6,3; 5,8; 4,5 категорий А+В+Сг Меньше разра-
батываются запасы угля марки Д (1,0%) при доле в запа-
сах 31,3 %.
Добыча коксующегося угля в 2008 г. составила
31,4%, а его разведанные балансовые запасы категорий
А+В+С1 - 29,9%. Наиболее интенсивно разрабатываются
угли марок Ж и К, долевое участие которых в запасах со-
ставляет 5,8 и 4,5% (суммарно 10,3%), а в добыче соот-
ветственно 13,5 и 12,6% (суммарно 26,1 %). Постоянное
превышение добычи углей этих марок над их долевым
участием в запасах в отдаленной перспективе приведёт
к уменьшению их ресурсов в шихтах до уровня имеющих-
ся запасов.
Донецкие угли среднего карбона по петрографи-
ческому составу сравнительно однородны и поэтому
изменения их химических и технологических свойств
обусловливаются главным образом степенью метамор-
физма, а при одинаковой степени - генетическим типом
углей.
На значительных площадях Донецкого бассейна на-
блюдается повышение степени метаморфизма по мере
увеличения мощности угленосной толщи; мощность от-
дельных свит увеличивается от периферии бассейна
к центру, т. е. главной антиклинали и вдоль неё с запада
на восток. В соответствии с этим степень метаморфизма
углей в бассейне возрастает к центральным и восточным
районам бассейна. Закономерность повышения степени
метаморфизма при возрастании мощности угленосной
толщи наблюдается также и для углей нижнего карбона.
Выход летучих веществ из углей среднего карбона
в Донбассе закономерно снижается с ростом стратигра-
фической глубины угольных пластов, т. е. по правилу
Хильта.
В соответствии с направлением увеличения мощ-
ности осадконакопления степень метаморфизма углей
в отдельных геолого-промышленных районах возраста-
ет: в Красноармейском и Донецко-Макеевском - с юго-
запада на северо-восток, в Центральном - вдоль крыльев
антиклинали, в пределах северной и восточной частей
бассейна (в Алмазно-Марьевском, Краснодонском и Ка-
менском районах) - с севера на юг, в северо-восточной
части (в Белокалитвинском и Тацинском районах) -
с северо-запада на юго-восток. Увеличение степени ме-
таморфизма углей Самарской свиты Западного Донбасса
происходит с северо-запада на юго-восток.
Помимо изменения степени метаморфизма по про-
стиранию угольных пластов в промышленном Донбассе
наблюдается возрастание степени метаморфизма со
стратиграфической глубиной: на каждые 100 метров
глубины отложений среднего карбона выход летучих
веществ из угля снижается от 0,85 до 1,45 %; для мало-
метаморфизованных нижнекарбоновых углей при увели-
чении их степени метаморфизма выход летучих веществ
почти не изменяется.
Различия в строении, составе и свойствах угольных
пластов возникли в период накопления и первичных
превращений растительных остатков и определяются ге-
нетическим типом пласта.
Среднекарбоновые угли промышленного Донбасса
отличаются повышенной сернистостью и обладают высо-
кой спекаемостью в средних стадиях метаморфизма.
Рис. 5.2.
Схема марочного состава
углей Донецкого бассейна
Угленосные районы (цифры в кружках): 1 - Петриковский; 2 - Новомосковский; 3 - Петропавловский;
4 -Южно-Донбасский; 5 - Красноармейский; 6 -Донецко-Макеевский; 7 - Амвросиевский; 8 - Чистяково-Снежнянский;
9 -Центральный; 10- Селезневский; 11 -Алмазно-Марьевский; 12 -Лисичанский; 13 - Старобельский; 14 - Миллеровский;
15-Луганский; 16-Ореховский; 17-Краснодонский; 18-Каменско-Гундоровский; 19-Белокалитвенский;20-Тацинский;
21 - Боково-Хрустальский; 22 -Должано-Ровенский; 23 - Гуково-Зверевский; 24 - Краснодонский;
25 - Сулино-Садкинский; 26 - Цимлянский; 27 - Шахтинско-Несветаевский; 28 - Задонский
Справочник Коксохимика- Том 1
126
Раздел 1. Угли для коксования
Петрографический состав типовых донецких углей
по микрокомпонентам представлен в табл. 5.9.
Угли промышленного Донбасса являются преиму-
щественно витрено-клареновыми, что видно из данных
по содержанию различных литотипов в углях разных ма-
рок (табл. 5.10).
Таблица 5.9.
Петрографический
состав углей Донбасса
(по микрокомпонентам), %
Отделы карбона Марка угля Витринит Vt Семивитринит X I ОЛ X S Липтинит!
Угли среднего карбона про- мышленного Донбасса д 78-86! i i-7 1 5-14 7-13
дг-г 73 - 88; 1-6 4-12 6-14
Ж 82-88? 1-6 3-10 3-13
к 86-96 1-7 2-8 ДоЗ
ОС 92-97 ДоЗ 2-7 -
т 94-98 До 2 2-5 -
Угли нижнего карбона Западного и Южного Донбасса ДГ-Г 42-68 6-19 7-20 12-32 (в от- дельных пробах 35 и более)
Таблица 5.10.
Содержание различных
литотипов в углях разных
марок, %
Марка угля Витрен Кларен Дюрен Фюзен
д До 25-26 До 40-41 До 29-30 Не менее 3-4
ДГ-Г 28-35 33-39 24-28 3-4
Ж 32-37 45-49 10-18 3-8
к 41-47 46-48 7-8 3-8
ОС 86-87 9-10 - 3-4
Средняя зольность большинства донецких уголь-
ных пластов находится в интервале 7-5 %.
Среднекарбоновые угли в основном среднезоль-
ные (Ad= 15 %), малозольного угля (Ad< 8 %) значительно
меньше.
Средняя зольность рядовых углей, поступающих на
обогатительные фабрики, вырабатывающие концентрат
для коксования, показана в табл. 5.11.
Таблица 5.11.
Зольность донецких рядовых
коксующихся углей
по маркам, %
Период
Марка у!Лм 2000 г. 2005 г. 2007 г. 2009 г.
Г 42,0 38,9 41,0 34,9
Ж 32,0 37,2 36,9 37,5
к 35,8 39,1 37,7 38,1
ОС 37,5 36,5 36,2 35,3
т 28,2 30,5 34,4 32,8
В среднем 36,9 38,3 37,7 37,2
Угольные пласты промышленного Донбасса характе-
ризуются различной степенью обогатимости. В табл. 5.12
представлена обогатимость по маркам.
В Донецко-Макеевском и Красноармейском районах
большинство углей характеризуется средней и трудной
обогатимостью. Такими же категориями характеризуются
угли Западного Донбасса. Трудной и очень трудной обога-
тимостью характеризуются угли Центрального, Алмазно-
Марьевского и Краснодонского районов. До 75% до-
бываемых антрацитов относятся к лёгкой и средней ка-
тегориям обогатимости. Химический состав золы углей
центрального и западного Донбасса, а также шихт коксо-
химических заводов Украины представлен в табл. 5.14.
Химические составы золы шихт и полученного из
них кокса близки между собой.
Температура плавления золы донецких углей до-
статочно высока и находится в пределах 1180 - 1500 °C и
более (табл. 5.13).
Донецкие угли среднего карбона преимуществен-
но сернистые, количество малосернистых углей не пре-
вышает 15 % от всех углей бассейна. В общих запасах на
долю сернистых углей приходится около 30 %, а в север-
ных районах до 40 - 45 %. Сернистость углей в бассейне
возрастает в северо-восточном направлении.
Донецкие угли нижнего карбона в основном мало- и
среднесернистые.
По сравнению с другими районами промышленного
Донбасса менее сернистыми являются угли Красноар-
мейского и Донецко-Макеевского районов, в запасах ко-
торых количество малосернистых углей достигает 25 %.
Угли Центрального и Алмазно-Марьевского райо-
нов преимущественно средне- и высокосернистые, угли
Краснодонского и Лисичанского районов характеризуют-
ся повышенным содержанием серы.
Содержание серы в пластах Донецкого бассейна яв-
ляется постоянным на значительных площадях.
Угли пластов m3, l4, k* h7, h7, h6, d4 относятся к мало-
сернистым; угли пластов , l6, l5,13, , k8, к6, к5, к4, к2, h10
и некоторые другие - к высокосернистым.
Сернистость рядовых углей, поступивших на угле-
обогатительные фабрики, обогащающие коксующиеся
угли, представлена в табл. 5.15.
Распределение рядовых коксующихся углей До-
нецкого бассейна по группам сернистости представлено
в табл 5.16.
Сера содержится в углях в виде различных соеди-
нений, входящих в органическую и минеральную части
топлива. В минеральной массе углей сера встречается,
главным образом, в виде сульфатов (в основном кальция
и железа) и дисульфидов железа FeS2 (пирита и маркази-
та), в органической массе - в виде органических соеди-
нений. Среди серосодержащих органических веществ,
выделяемых из угля, найдены меркаптаны, тиоэфиры,
тиофенолы и циклические серные соединения - произ-
водные тиофена.
Суммарное содержание серы в органической и ми-
неральной массе углей называют серой общей и обо-
значают символом S{. Различают три основные разновид-
ности (формы) серы в углях: сера сульфатная SS04 - часть
общей серы угля, входящая в состав сульфатов металлов;
сера пиритная S - часть общей серы угля, входящая в со-
став дисульфидов металлов (пирита и марказита); сера
органическая So - часть общей серы угля, входящая в со-
став органической массы.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
127
Марка угля Категория обогатимости
лёгкая средняя трудная очень трудная
% участия у * к-та' % участия % участия Кто'* % участия
д - - - 67 58 5,8 33 62 12,1 - - -
ДГ - - - 19 55 5,4 62 46 6.8 19 45 8,3
г - - - 30 59 5,4 35 59 5,7 35 43 7,7
ж - - - 5 59 6,7 14 44 3,5 81 40 6,3
к - - - 8 32 6,9 25 45 6,3 67 39 6,2
ОС - - 25 27 5,2 25 53 5,2 50 49 7,5
т - - - 23 57 4,8 41 56 4,7 36 44 5,8
А 24 61 7,6 50 60 8,8 21 63 8,9 5 48 7,2
Таблица 5.12.
Обогатимость донецких
углей по маркам
Наименование шахты Марка Зольность, Аа, % Температуры плавления золы, °C
*с
Самарская ДГ 10,4 1220 1390 1400
Сташкова ДГ 6,6 1200 1400 1410
Западно-Донбасская . Дг 8,5 1180 1340 1360
Степная Г 7,4 1410 1460 1490
Юбилейная г 8,2 1260 1400 1420
Южнодонбасская № 3 г 5,1 1420 1480 1490
Димитрова г 3,4 1360 1380 1390
Бутовская г 8,1 1330 1440 1470
Стаханова (Укруглестрой) г 2,1 1290 1350 1380
Родинская г 2,9 >1500 >1500 >1500
Центральная г 9,3 1320 1480 1500
Дуванная ж 5,5 1400 1420 1440
Новодзержинская ж 4,6 1320 1430 1440
Торецкая ж 6,3 1280 1420 1430
Самсоновская-Западная ж 11,4 1380 1420 1440
Им. Скочинского ж 8,2 1380 1490 1500
Северная (Дзержинскуголь) ж 4,7 1305 1390 1410
Мм. Дзержинского ж 10,3 1240 1340 1375
Майкино ж 6,7 1350 1390 1410
Красноармейская Западная №1 к 7,8 >1500 >1500 >1500
Суходольское-Восточное к 8,1 1380 1480 1500
Им. Кирова к 6,5 1360 1420 1430
Им. Ленина (Макеевуголь) к 6,9 1430 1480 1500
Калиновская Восточная к 6,9 >1500 >1500 >1500
Им. Ленина (Артемуголь) к 10,6 1420 1460 1470
Им. Бажанова к 6,5 1330 1400 1420
Северная (Макеевуголь) к 6,7 1180 1400 1420
Им. Калинина (ДУЭК) ОС 7,9 1300 1350 1360
Румянцева ОС 6,5 1380 1420 1430
Ясиновская Глубокая ОС 6,0 1280 1400 1420
Им. Калинина (Артемуголь) ОС 6,4 1380 1450 1480
Таблица 5.13
Температура плавления золы
некоторых донецких углей
(правочник Коксохимика. Том 1
128
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 5.14.
Химический состав золы
углей и шихт
Марка угля А* Химический состав, %
SiO2 Л|д F®2°3 MgO СаО Na2O KjO so3
д 7,6-9,0 23,03 - 44,67 18,84 - 26,06 3,49-20,45 0,25-2,02 2,98 - 42,41 0,24-0,84 0,40-1,45 1,73-6,46
^д. 5,7-9,0 42,98 - 46,55 21,75 - 23,04 14,96-19,54 1,01-1,35 2,50-7,71 0,92-1,75 0,84-2,01 1,25-1,56
ДГзд. 1,4-9,0 9,79-46,96 7,53 -29,83 5,73-76,31 0,25-13,10 1,75-48,60 0,22-2,69 0,13-2,38 0,96-21,50
гцд. 3,1-10,0 30,60-55,19 20,72-33,36 10,47-33,66 0,76-3,68 1,05-9,46 0,25-1,72 0,26-2,87 0,51-4,46
Гз.д. 2,7-5,2 9,79 - 36,98 7,53-29,83 723-41,15 0,38-1,01 1,75-20,15 0,27-2,88 0,23-0,78 0,96-21,50
ж 4,1-13,7 31,05-53,18 19,72-28,05 11,47-36,41 0,25-2,02 1,05-5,78 0,53-1,77 0,61-3,14 0,60-3,15
к 6,3-11,9 19,20-52,68 10,20-32,51 7,98-64,86 0,63-2,39 0,90-4,56 0,63-1,64 0,68-3,25 0,53-3,17
ОС 4,3-10,8 22,26 - 54,13 17,11-23,79 12,47-45,88 0,50-2,52 1,93-5,96 0,65-2,70 0,69-2,84 1,10-5,31
т 2,5-9,7 31,27-46,30 15,93-23,47 13,46-30,92 1,13-1,76 3,50-6,66 0,60-1,81 1,13-2,61 2,40-8,18
Шихта 8,0-9,0 43,36 - 48,40 24,96-26,97 16,96-17,21 1,01-1,76 2,45-4,38 1,13-1,53 1,56-2,34 1,47-3,43
Таблица 5.15.
Сернистость рядовых
донецких коксующихся
углей, %
Марка угля Период
2000 г, 2005 г. 2007 г. 2009 г.
Г 1,97 1,66 1,53 1,90
Ж 2,80 2,86 2,79 2,90
к 1,43 1,37 1,52 1,60
ОС 2,13 3,08 2,65 2,80
Е 1,60 1,80 - -
В среднем 2,14 2,05 2,15 2,24
Таблица 5.16.
Распределение донецких
коксующихся углей по
группам сернистости
Марка угля Группы углей по содержанию серы, %
До 15 1,6 -2,5 2,6-3,5 Более 3,5
Г 13,4 74,0 10,6 2,0
Ж 4,9 37,0 54,2 3,9
К 51,6 18,4 25,2 4,8
ОС - 44,0 56,0 -
По всем углям 20,3 45,7 30,7 3,3
Среднее содержание общей, пиритной, органиче-
ской и сульфатной серы в углях различных районов Дон-
басса представлено в табл. 5.17.
Обессеривание угля в процессе коксования проис-
ходит более интенсивно с увеличением содержания в
нём общей серы; выделение серы из угля в виде летучей
серы возрастает по мере увеличения летучих веществ
(Vdaf), при выходе летучих веществ около 20 % количество
летучей серы составляет 28 - 32 %, при выходе летучих
веществ 35 % эта величина возрастает до 35 - 40 % от об-
щей серы в угле. Однако с учётом выхода кокса коэффи-
циент остаточной серы при увеличении выхода летучих
веществ практически остаётся одинаковым и составляет
в среднем при работе на донецких углях 0,82 - 0,84.
Коэффициент остаточной серы в углях при обогаще-
нии зависит от способности углей обогащаться по сере
и составляет обычно 0,75 - 0,90. Однако коэффициенты
остаточной серы в углях отдельных шахт существенно
выходят за средние значения (табл. 5.18).
Содержание фосфора в углях среднего карбона не-
велико и составляет 0,001 - 0,020%; при этом наблюда-
ется снижение содержания фосфора в углях бассейна по
районам в направлении с юго-востока на северо-запад.
Близкое по значению содержание фосфора имеют также
угли нижнего карбона.
Содержание фосфора в донецких углях основных
шахт, входящих в сырьевую базу коксования, приведено
в табл. 5.19.
Таблица 5.17.
Виды серы в донецких углях
Район Донбасса Сера, %
общая, St пиритная, Sp органическая, So сульфатная, 5SO4
Красноармейский 2,76 1,56 1,13 0,07
Донецко-Макеевский 2,22 1,13 1,01 0,08
Центральный 2,79 W 0,84 0,08
Алмазно-Марьевский 2,68 1,55 1,04 0,09
Луганский 3,50 2,15 1,25 0,10
Лисичанский 3,00 1,67 1,20 0,13
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
129
Шахта Марка угля Содержание серы, % Коэффициент остаточной серы
в рядовом угле в концентрате (d = 1500 кг/м3)
Украина ДГ 3,20 2,10 0,66
Им. Героев Космоса ДГ 1,03 1,16 1,13
Куйбышевская Г 3,44 2,88 0,84
Самарская г 0,64 0,54 0,84
Степная г 1,15 0,99 0,86
Им. Сташкова г 1,62 1,16 0,72
Чайкино ж 2,57 2,13 0,83
Дуванная ж 3,25 2,67 0,82
Суходольская Восточная к 1,31 0,94 0,72
Им. Бажанова к 2,68 1,90 0,71
Южная к 2,54 1,71 0,67
Ясиновская Глубокая ОС 1,03 1,01 0,98
Им. Румянцева ОС 3,48 2,23 0,64
Енакиевская т 2,90 2,30 0,79
Полтавская т 0,90 0,80 0,88
Таблица 5.18.
Коэффициенты остаточной
серы при обогащении углей
некоторых шахт Донбасса
Объединение Шахта Марка Iм1, %
1 2 3 4
ОАО «Павлоградуголь» Юбилейная Г 0,008
— (1 “— Степная г 0,007
It “— Западно-Донбасская г 0,012
ДУЭК Южнодонбасская № 3 г 0,020
ГП «Красноармейскуголь» Центральная г 0,009
— и — им. Димитрова г 0,07
II Родинская г 0,007
II Им. Стаханова г 0,013
ГП «Добропольеуголь» Добропольская г 0,004
ГП «Добропольеуголь» Алмазная г 0,006
— к — Белореченская г 0,007
Арендное предприятие Им. Засядько ж 0,009
ДУЭК Им. Скочинского ж 0,003
ГП «Макеевуголь» Чайкино ж 0,004
ГП «УК ш. Краснолиманская» Краснолиманская ж 0,013
ГП «Дзержинскуголь» Им. Дзержинского ж 0,007
гг -— Северная ж 0,005
— II Торецкая ж 0,009
Самостоятельная Новодзержинская ж 0,006
ОАО «Краснодонуголь» Молодогвардейская ж. 0,005
Г| Северная ж 0,004
II Дуванная ж 0,006
и Им. Ба ракова ж 0,013
-—1,— Им. 50 лет СССР ж 0,003
и Самсоновская Западная ж 0,003
ГП «Макеевуголь» Им. Бажанова к 0,004
—— II Им. Ленина к 0,006
II Калиновская-Восточная к 0,008
<1 Северная к 0,007
!1 Им. Кирова к 0,007
Таблица 5.19.
Содержание фосфора в
донецких углях основных
шахт
(правочник Коксохимика. Том 1
130
Раздел 1. Угли для коксования
Окончание табл. 5.19
1 2 3 4
ОАО «Донецксталь-метзавод» Красноармейская-Западная № 1 к 0,008
ГП «Артемуголь» Им. Ленина к 0,010
Самостоятельная Им. Гаевого к 0,013
ГП «Дзержинскуголь» Южная к 0,007
И Новая к 0,012
ОАО «Краснодонуголь» Суходольская Восточная к 0,011
ГП «Макеевуголь» Ясиновская Глубокая ОС 0,008
ДУЭК Им. Калинина ОС 0,013
ГП «Артемуголь» Им. Румянцева ОС 0,007
— о — Им. Калинина ОС 0,005
ГП «Первомайскуголь» Ломоватская ОС 0,007
Содержание фосфора в коксе (Р*, %) можно рассчи-
тать по количеству фосфора в шихте %) по формуле:
р^ = 100 р4
к ш’
где Вк- выход валового кокса в процентах.
Данные об элементном составе, теплоте сгорания
и истинном удельном весе органической массы углей
различных марок приведены в табл. 5.20.
Качественная характеристика основных типов кок-
сующихся углей шахт Донбасса приведена в табл. 5.21.
в
Таблица 5.20.
Характеристика
органической массы
донецких углей
Элементный состав, % Теплота сгорания
Марка угля CdttT Hdaf | jydaf SdaT odaf высшая Odaf, МДж/кг ккал/кг низшая О-, МДж/кг ккал/кг Удельный вес, г/см3
д 75-78 ! 5,5-5,7 1,5-1,7 1,5-4,0 10-13 32,029 7650 20,260 4840 1,20
ДГ 77-82 5,5-5,8 ' 1,4-1,8 i 1,0-3,5 ! 8-11 32,992 7880 22,600 5400 1,25
г 79-84 5,5-5,9 j 1,4-1,8 ' 0,6-4,0 6-9 33,578 8020 23,900 5710 1,25
ж 83-87 5,3-5,6 1,5-1,9 0,7-3,6 4-7 35,713 8530 27,120 6480 1,25
к 86-88 4,5-5,5 : -1,9 i * 0,7-2,5 3-5 35,965 8590 27,330 6530 1,25
ОС 88-91 4,0-5,0 1,5-1,7 1,2-3,5 2-3 35,713 8530 27,210 6500 1,30
т 90-93 3,5-4,0 1,4-1,7 1,1-2,9 1,5-2,5 35,588 8500 27,250 6510 1,45
А 91-96 1,2-2,7 : 1,3-1,5 0,7-2,5 1,0-2,0 34,081 8140 26,080 6230 1,60
в & г
Таблица 5.21
Качественная
характеристика основных
типов коксующихся углей
шахт Донбасса
Наименование шахт Марка Технический анализ, % Пластометриче- ские показатели, мм Индекс Рога, ед Средний показатель отражения ви- тринита, % Номер кода по международной кодификации углей
Ad 1 X У R1 Я.
5/ pw
1 2 3 4 5 6 1 8 9 10
Самарская ДГ 41,5 0,64 41 38 7 19 0,62 06 0 23 1 42 41 06 33
Им. Сташкова ДГ 42,6 1,62 42 36 8 20 0,59 05022142321635
Западно-Донбасская ДГ 28,2 1,18 39 35 8 23 0,65 060241392811 35
Степная Г 39,6 1,15 42 35 11 37 0,69 060233403911 35
Юбилейная г 24,7 1,94 40 36 12 38 0,72 07033438241934
Южнодонбасская № 3 г 34,9 1,25 39 38 11 41 0,73 07033438341235
(пргвочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
131
1 1 -3 4 5 б 7 8 9 10
Им. Димитрова Г 37,5 2,26 38 36 11 49 0,80 08 0 01 3 3611 22 34
Бутовская г:: 27,9 1,55 39 39 13 51 0,79 07013538271535
Им. Стаханова Г 38,7 1,82 37 39 14 68 0,89 08001836381835
Родинская г 42,5 0,76 35 35 10 30 0,93 09002334160734
Центральная г 48,2 0,42 34 35 10 42 0,90 09001334480434
Дуванная ж 38,6 2,04 33 9 20 75 0,99 091 11830082635
Самсоновская-Запздная ж 41,0 1,40 35 30 18 65 0,92 09012734081335
Новодзержинская ж 27,8 334 36 Я 24 70 0,91 09011834183335
Торецкая ж 27,7 3,37 36 38 .27 . 65. 0,90 091 018352733 35
Северная (ГП «Дзержинскуголь») ж 31,0 3,89 31 37 28 72 1,09 : Г 1001193031 3835
Им. Дзержинского ж 32,2 1,84 30 32 17 63 1,08 1001)830321835
Чайкино ж 29,7 2,57 30 18 29 74 1,10 11011928282536
Им. Скочинского ж 32,5 0Д5 32 25 18 72 1,01 10101 832320850
Красноармейская Западная N-1 к 36,5 0,73 28 31 13 55 1,14 11011828360435
Суходольская Восточная к 41,0 1,30 25 14 22 67 1,32 130009240811 36
Им. Кирова к 36,9 1,55 24 10 18 72 1,39 13101822361535
Им. Ленина {ГП «Макеевуголь») / * 46,9 2,20 23 .7 . 16 58 139 13 1 00 6 22462236
Калиновская Восточная к ззд 1,66 : 23 .10 : w 59; 1>38 13 0 00 9 2232 1636
Им. Ленина (ГП «Артёмуголь») к 27,5 1,74 23 13 17 68 136 13100922271736
им. Бажанова к 32,5 2,68 22 10 20 65 136 13010922322636
Северная (ГП «Макеевуголь») к 29,9 1,77 22 13 13 51 1,45 141 01 820281736
Им. Калинина (ДУЭК) ОС 30,2 3,22 21 6 12 56 1,54 15000920303236
Им. Румянцева ОС 25,7 3,48 19 18 9 38 1,59 151 00518253435
Ясиновская Глубокая ОС 24,4 1,03 18 15 6 20 1,54 151 01 318241036
Им. Калинина (ГП «Артёмуголь») ОС 32,4 2,07 17 15 7 20 1,77 17 2 00 3 16 32 20 36
Окончание табл. 5.21
5.1.2. Львовско-Волынский бассейн
Бассейн расположен на западе Украины в верховьях
реки Западный Буг на территории Львовской и Волын-
ской областей. Простирается на 125 км вдоль границы с
Польшей (рис. 5.3).
Продуктивные отложения нижнего и среднего карбо-
на мощностью 500 -10ОО м слагают замковую часть Львов-
ской мульды и полого падают в западном направлении. Вы-
деляются несколько брахисинклиналей - Межреченская,
Тягловская, Каровская, Сокальская.
В бассейне три геолого-промышленных района - Ново-
волынский, Червоноградский и Юго-Западный и пять место-
рождений - Волынское, Сокальское, Межреченское, Тяг-
ловское и Каровское.
Угленосность бассейна связана с отложениями
визейского и серпуховского ярусов нижнего карбона
и башкирского яруса среднего карбона, распределяется
относительно равномерно по всей площади бассейна.
Промышленная угленосность связана главным образом
с отложениями серпуховского яруса, в котором содержит-
ся 7 - 8 пластов рабочей мощности 0,6 -2 м. Мощность
пластов несколько возрастает в западном и юго-западном
направлениях от 0,8 м в Нововолынском до 0,9-1,2м
Справочник Крксохимика- Том 1
в Червоноградском и Юго-Западном районах. На юге
Червоноградского района рабочей мощности достигает
также один пласт (Vj) визейского возраста мощностью
0,6-1,4 м.
Строение большинства пластов простое, они относи-
тельно выдержаны. Разрабатываются пласты пв3, п", пт
я7. Второстепенное значение имеют пласты v7 v4, v, и и12.
Вещественный состав гумусовых углей характеризует-
ся относительным постоянством. Угли относятся к классу
гелитов и фюзено-гелитов. Среднее содержание витрини-
та - 65 - 85 %, семивитринита -1 - 20 %, инертинита -15 %,
в отдельных пластах - 25 - 30%. Подобно углям нижнего
карбона Донбасса, угли бассейна отличаются повышенным
содержанием липтинита 7-17 %.
Пласты гумусовых углей нередко содержат тонкие
(до 0,2 - 0,3 м) прослои сапропелита, что приводит к боль-
шему выходу летучих веществ, чем у гумусовых углей той
же стадии метаморфизма.
Степень метаморфизма углей закономерно изменяет-
ся в пределах бассейна и тесно связана с максимальной
глубиной погружения угленосной толщи. В целом она
возрастает на юго-запад от Нововолынского района с длин-
нопламенными и газовыми углями к Юго-Западному с жир-
ными и коксовыми углями.
132
Раздел 1. Угли для коксования
Рис.5.3.
Схема марочного состава
углей Львовско-Волынского
бассейна
Качество углей. Рабочая влажность составляет
обычно 5-6 %. Зольность углей изменяется от 6 до 25 %.
Верхний предел зольности возрастает в Червоноград-
ском и Юго-Западном районах до 30 - 40 %. Угли средне-
и высокосернистые (0,8 - 5 %). Наибольшее содержание
серы в углях Нововолынского района - до 5 %. При обо-
гащении удается снизить содержание серы до 0,5 - 3%.
Выход концентрата в среднем составляет 70% при золь-
ности 4-11 %. Выход летучих веществ - 25 - 40 % - зако-
номерно снижается к юго-западу с увеличением степени
метаморфизма углей.
Угли Червоноградского района имеют повышенный
выход летучих веществ (до 40%) за счет примеси сапро-
пелевого материала.
Толщина пластического слоя значительно изменяет-
ся в зависимости от степени метаморфизма и составляет
для углей марки ДГ Нововолынского района 6 мм, для
углей марок Г, Ж, и К Червоноградского и Юго-Западного
районов - 10-26 мм.
Нововолынский геолого-промышленный район
занимает крайнюю северную часть бассейна, в преде-
лах которого добываются угли марок Д, ДГ и Г. Из ранее
действующих 9-ти шахт эксплуатируются 4. В строи-
тельстве находится одна шахта (№ 10 Нововолынская).
Дальнейшие перспективы района практически отсут-
ствуют.
Червоноградский геолого-промышленный район за-
нимает центральную часть бассейна. На северо-востоке
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
133
он граничит с Нововолынским районом; восточная
и южная границы проходят по выходу угольного пласта
л7 на поверхность карбона, а юго-западная - вдоль Белз-
Милятинской зоны надвига. Червоноградский район,
выделенный в границах Межреченского и Забужского
месторождений, является основным в бассейне. В его
пределах действуют 9 угольных шахт (табл. 5.22)
Данные угли являются среднезольными (20 - 30%),
мало- и среднесернистыми (0,7 - 2,0%).
Остальную площадь занимают месторождения,
перспективные для разведки. Район является основным,
с которым связаны дальнейшие перспективы добычи
высококачественных коксующихся углей во Львовско-
Волынском бассейне.
Шахта Технический анализ, % Толщина пластического слоя, мм Отражательная способность витринита, %
И" А* Sf j/Л/
У
Великомостовская 5,4 52,4 0,9 37 14 0,99
Межреченская 6,0 53,8 2,0 36 15 0,80
Возрождение 6,6 54,6 1,7 36 16 0,90
Лесная 4,7 48,1 3,2 43 15 0,90
Заречная 4,2 54,6 4,3 36 15 0,80
Визейская 6,4 46,8 4,1 37 21 0,90
Степная 6,5 36,1 2,8 40 18 0,90
Червоноградская 5,9 53,8 1,3 43 13 0,90
Надежда 5,1 25,7 2,7 36 24 0,90
Таблица 5.22.
Характеристика углей шахт
Червоноградского района
В границах Червоноградского геолого-промышлен-
ного района детально разведаны два участка для строи-
тельства шахт «Червоноградская» № 3 и 4. Выявленный
ниже основной продуктивной толщи бассейна угольный
пласт v6 является резервным для реконструкции шахт
«Заречная» и «Визейская». Дальнейшие перспективы
района практически отсутствуют.
Юго-Западный угленосный район занимает основ-
ную площадь бассейна - от юго-западной границы Чер-
воноградского района до Рава-Русского разлома. Камен-
ноугольные отложения в этом районе максимально
углублены и залегают под значительной толщей верхне-
меловых и юрских отложений. В тектоническом отноше-
нии - это две пологие синклинальные складки, которые
разделены небольшим антиклинальным поднятием,
усложненным Бутынь-Хливчанскою зоною надвигов. Обе
складки ассимитричны, их ось несколько смещена в сто-
рону западных крыльев. Геолого-разведочными работа-
ми в границах района выявлены Тягловское месторожде-
ние и Любельская угленосная площадь.
Общие запасы и ресурсы этих месторождений оце-
ниваются в 1,1 млрд т, что значительно превышает запасы
действующей части бассейна. Угли этих месторождений
представлены дефицитными коксующимися марками Ж
и К. Промышленное значение имеют угольные пласты: и7,
п\ + п\н, И*2, П% + П%, fig, Пу Пу by by
В границах Юго-Западного угленосного района вы-
делено 7 шахтных полей: три на Тягловском месторож-
дении и пять на Любельской площади. На поле шахты
«Тягловская № 1» проведена детальная разведка, запасы
утверждены в Государственном Комитете Запасов и уча-
сток подготовлен для промышленного освоения.
По полю шахты «Любельская № 1-2», включающему
два участка Любельский № 1 и 2, выдана лицензия на со-
вместную разработку общих запасов этих участков еди-
ным горнодобывающим комплексом.
(Ъравочник Коксохимика. ~[Ьм 2
5.2. Россия
По геологическим запасам угля Россия занимает
первое место в мире, а по его добыче - шестое. Доля Рос-
сии в мировой добыче составляет 5%, по экспорту угля
она находится на восьмом месте.
На 01.01.2005 г. в российской угольной промышлен-
ности действовало 104 шахты и 137 разрезов (техниче-
ских единиц) суммарной годовой производственной
мощностью около 292,5 млн т, а также 40 обогатительных
фабрик мощностью по переработке 119 млн т; суммар-
ный объём добычи - 284,1 млн т, из них подземным спо-
собом - 102 млн т, открытым - 182,18 млн т.
В пределах Российской Федерации находятся 22
угольных бассейна и 114 месторождений, которые рас-
пределены по её территории весьма неравномерно.
Общие балансовые запасы угля в России оцениваются
в 200 млрд т, сырьевой базой угольной промышленности
принято считать разведанные запасы категорий А+В+С1
действующих, строящихся угледобывающих предприя-
тий, а также детально разведанных резервных участков
для строительства новых предприятий. В соответствии
с этими нормами в сырьевой базе угольной промышлен-
ности учитываются запасы угля в количестве 106 млрд т,
в т. ч. для открытых работ 73 млрд т, которые сосредоточе-
ны в основном в восточных регионах России и по горно-
геологическим условиям могут разрабатываться с прием-
лемыми технико-экономическими показателями, обеспе-
чивая работу угольной промышленности с годовой добы-
чей порядка 500 млн т на протяжении нескольких лет.
Основными в России являются Кузнецкий угольный
бассейн, Канско-Ачинский угольный бассейн, Печорский
угольный бассейн, Восточный Донбасс.
Восточная Сибирь представлена угледобывающими
предприятиями в республиках Хакасия, Бурятия, Тува,
в Иркутской и Читинской областях, где добываются толь-
ко энергетические в основном бурые угли.
134
Раздел 1. Угли для коксования
Промышленные запасы энергетических углей на дей-
ствующих предприятиях оцениваются в 14,6 млрд т, из ко-
торых 44 % составляют каменные и 56 % - бурые угли; про-
мышленные запасы углей для коксования оцениваются
в 3,7 млрд т, из которых более половины составляют угли
ценных марок, сосредоточенные в Кузнецком бассейне.
Основной объём (до 80 %) балансовых запасов приходится
на районы Западной и Восточной Сибири. Для открытого
способа добычи пригодны почти 60% этих запасов. Наи-
более благоприятные для добычи высококачественные
каменные угли сосредоточены в основном в Кузнецком,
а бурые угли - в Канско-Ачинском бассейнах.
Особенностью динамики потребления коксующихся
углей внутри России в связи с переходом ряда предприя-
тий во владение металлургических холдингов является их
зависимость от программы развития металлургии. Ожи-
дается, что темпы добычи этих углей будут существенно
ниже, чем энергетических, и могут составить в 2020 году
75 - 80 млн т. Тем не менее Россия ещё длительное время
останется одним из основных поставщиков коксующихся
углей в Украину.
5.2.1. Кузнецкий угольный бассейн
Кузбасс является одним из крупнейших угольных
бассейнов России. Расположен на Юге Западной Сиби-
ри в пределах Кемеровской и частично Новосибирской
областей. Площадь 26,7 тыс. км2, протяженность 380 км,
ширина до 180 км.
Бассейн занимает обширную котловину, ограничен-
ную с северо-востока горными массивами Кузнецкого
Алатау, с юга - поднятиями Горной Шории, с юго-запада -
Салаирским кряжем. Важнейшие промышленные и куль-
турные центры: города Кемерово, Новокузнецк, Про-
копьевск, Ленинск-Кузнецкий, Анжеро-Судженск. Кроме
угольной промышленности, имеются предприятия гор-
ной и цветной металлургии, химии, энергетики, машино-
строения и сельского хозяйства.
В пределах бассейна проживает более 3 млн чело-
век.
Запасы и прогнозные ресурсы угля. Общие ресур-
сы угля составляют: до глубины 1800 м - 524,4 млрд т, в пе-
ресчете на условное топливо (29,3 МДж/кг) -471,7 млрд т,
прогнозные ресурсы - 417,2 млрд т (80 %).
Распределение запасов по глубинам:
до 300 м 300-600 м 600- 1200 м 1200- 1800 м
19% 23% 36% 22%
Распределение пластов по мощности:
0,71-1,20 м 1,21-3,50 м 3,51-15,0 м более 15 м
16% 43% 40% 1%
Распределение запасов по группам:
каменные угли бурые угли антрациты
93,4% 4,2% 2,4%
Палеозойские угли (карбон-пермь) составляют 95 %,
девонские - менее 0,1 %, юрские - около 5 %.
Ресурсы коксующихся углей составляют 283,4 млрд т
(54 %), из них на глубинах 600 -1800 м - около 70 %. Ресур-
сы угля для открытой разработки составляют 21,6 млрд т,
из них коксующихся - 9,75 млрд т (31 %).
Разведанные запасы углей Кузбасса составля-
ют 89,9 млрд т, из них бурые 34,1 млрд т, каменные
55,8 млрд т; запасы коксующихся углей 28,9 млрд т, из них
наиболее ценных марок 12,1 млрд т. Запасы антрацитов
составляют 0,57 млрд т.
Геологическая характеристика. Залегающие в об-
рамлении Кузнецкого бассейна горные породы относятся
к протерозою, кембрию, ордовику, силуру и девону. Не-
посредственно Кузнецкая котловина сложена породами
верхнего и среднего девона, карбона, перми, триата, юры,
а также покровными образованиями верхнемезозойско-
го (верхний мел) и кайнозойского возраста (рис. 5.4). По-
роды девона и нижнего карбона неугленосны, за исклю-
чением верхнедевонских отложений Барзасского района,
где вскрыты пласты липтобиолитовых углей.
Угленосные отложения по биостратиграфическим и
литологическим данным подразделены на серии, подсе-
рии и свиты (табл. 5.23).
В истории формирования продуктивной осадоч-
ной толщи Кузнецкого бассейна суммарной мощностью
6,5 - 1,0 км выделяют четыре фазы углеобразования:
девонскую, которая, залегая в основании комплекса
осадочных отложений бассейна, представлена на
юге морскими известняками, глинистыми сланцами
и песчаниками мощностью до 6 км, а на севере -
лагунно-континентальными осадками (450 - 1000 м),
включающими наряду с породами (глинистые слан-
цы, песчаники, конгломераты) мощные слои горю-
чих сланцев сапропелитового типа и одиночные
слои липтобиолитовых углей. Общая угленосность
(отношение мощности углей к суммарной мощности
отложений) для этой фазы составляет 1,1 %;
балахонскую, в течение которой сформировалась
максимальная по сравнению с другими этапами ши-
рина зоны углеобразования. В это время непрерыв-
ные торфяники захватывают огромные площади на
расстоянии в сотни километров. Общая угленосность
балахонских отложений в среднем составляет 4,5 %;
кольчуги некую, которая, как и балахонская фаза, яв-
ляется крупным этапом угленакопления в бассейне.
Средняя угленосность почти вдвое меньше в срав-
нении с балахонским периодом и составляет 2,5 %;
юрскую, которая завершает процесс углеобразова-
ния в Кузбассе. В этот период образовались наиме-
нее метаморфизованные бурые угли тарбаганской
серии мощностью 1000 - 1800 м.
В течение балахонской и следующей по времени
кольчугинской фаз угленакопления, которые по современ-
ной стратиграфической схеме выделены в одноименные
серии, сформировались угольные пласты, составляющие
основную промышленную ценность Кузбасса. Суммарная
мощность балахонской и кольчугинской серий составляет
около 8 км.
Отложения балахонской серии развиты в 14 райо-
нах (рис. 5.5): Анжерском, Кемеровском, Завьяловском,
Доронинском, Титовском, Крапивинском, Бачатском, Про-
копьевско-Киселёвском, Араличевском, Бунгуро-Чумыш-
(правочник Коксохимика. Том X
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
135
Ж
Рис 5.4.
Геологическая карта
Кузнецкого угольного
бассейна
1 - меловые отложения; 2- конгломератовая свита (J{); 3 - мальцевская свита (Т});
4-ерунаковская и ильинская подсерии (Р2); 5- красноярская фация ильинской подсерии (Р2); 6 - кузнецкая подсерия (Р2);
7 - верхнебалахонская и нижнебалахонская подсерии (С2 - Р{); 8 - острогская подсерия (С});
9 - визейские и турнейские отложения (Сх); 10 - девонские отложения; 71 - магматические породы (базальты, диабазы)
Система Отдел Серия Подсерия Свита Мощность, м
1 2 3 4 5 1 « 7
Юрская (J) Верхний, средний, нижний Тарбаганская 800-1800
Перерыв повсеместный
Триасовая (Л Средний, нижний Мальцевская 1540
Перерывы локальные
Таблица 5.23.
Схема стратиграфии
угленосных отложений
Кузнецкого бассейна
Справочник Коксохимика. Том 1
136
Раздел 1. Угли для коксования
Окончание табл. 5.23
1 2 3 4 5 б 7
Пермская (Р) Верхний Кольчугинская Ерунаковская Тайлуганская 700-900
Грамотеинская 410-490
Ленинская 390-720
Ильинская Ускатская Красноярские песчаники 200-500
Казанцево-Мариинская 240-1400
Кузнецкая Митинская 500-930
Старокузская
Нижний Балахонская Верхнеба- лахонская Усятская 65-390
Кемеровская 110-250
Ишановская 90-380
Промежуточная 100-620
Каменно- угольная (С) Верхний Нижнеба- лахонская Алыкаевская 85-550
Средний Мазуровская 70-480
Острогская Каезовская 300-600
Нижний Евсеевская
Морские отложения без углей 700-1000
ском, Тутуясском, Томь-Усинском, Мрасском и Кондомском.
Отложения вышележащей кольчугинской серии распро-
странены в 10 районах: Плотниковском, Ленинском,
Салтымаковском, Беловском, Ускатском, Ерунаковском,
Терсинском, Байдаевском, Осиновском и частично в Томь-
Усинском (Распадское и Чексинское месторождения). Кро-
ме перечисленных районов, выделены Барзасский район
с древнейшими липтобиолитовыми углями девонского
возраста и Центральный район с юрскими отложениями
тарбаганской серии, включающими бурые угли.
Согласно принятой стратиграфической схеме бала-
хонскую и кольчугинскую серии подразделяют соответ-
ственно на 8 и 7 свит.
В разрезе наиболее угленасыщенных и освоенных про-
мышленностью балахонской и кольчугинской серий выяв-
лено около 300 пластов и пропластков угля мощностью от
0,05 до 20 м и более при колебании угленосности (отноше-
ния общей мощности пластов к суммарной мощности угля
и вмещающих пород) от почти нулевых значений до 40%.
Свыше 100 пластов имеют мощность более 0,7 - 1,0 м. Из
них большинство по строению относится к усложнённым
(1-2 породных прослоя) и к сложным (более 2 просло-
ев). Суммарная их доля для балахонской серии составляет
в среднем 63 %, а для кольчугинской - 82 %. По мощности
угольные пласты Кузбасса делят на тонкие - до 1,3 м, сред-
немощные -1,31 - 3,5 м и мощные - более 3,5 м.
Особенности изменения угленосности в разрезе на-
званных серий отражены в табл. 5.24.
В целом для балахонской и кольчугинской серий ха-
рактерны следующие основные закономерности измене-
ния угленосности.
Суммарная мощность пластов угля, средняя мощ-
ность и угленосность возрастают снизу вверх по разрезам
серий, достигают максимума в кемеровской, усятской сви-
тах для балахонской серии и в грамотеинской, тайлуган-
ской свитах для кольчугинской серии. В самых верхних
горизонтах серий названные характеристики угленос-
ности уменьшаются до нулевых значений. С максимумом
угленосности связаны сравнительно простое строение
угольных пластов и более сложный вещественный состав
с повышенным содержанием в углях фюзенизированных
компонентов.
Угленосность отложений, мощность угольных пла-
стов уменьшаются в генетическом ряду фаций: аллюви-
альные - аллювиально-озёрные (переходные) - озёрные
(бассейновые). В соответствии с этой закономерностью
изменяются некоторые основные параметры качества
углей. В частности, в сторону бассейновых фаций повы-
шается степень восстановленности углей и понижается
количество фюзенизированных компонентов.
Основную роль среди них играли кордаиты, в мень-
шей мере - папоротники, членистостебельные, сфаг-
новые мхи и хвойные растения. Подчинённое значение
имели водоросли. Но в целом преобладали кордаитовые
леса. Они составляли 40 - 80% всей растительности.
При формировании торфяников в балахонское
и кольчугинское время в качестве исходного материала
служили различные растения - углеобразователи. Рас-
пространение отдельных групп растений зависело от па-
леогеографии и фациальной обстановки. В балахонский
период в общем случае преобладали крупные древесные
формы, а в кольчугинский их доля сокращается с увели-
чением в заметном количестве кустарникового, травяни-
стого и листового материала. Это обстоятельство, а также
более однообразные климатические условия обуслови-
ли сравнительно однородный петрографический состав
углей кольчугинской серии с повышенным содержанием
в них компонентов группы витринита.
Практически все угли Кузбасса гумусовые и имеют
автохтонную природу, т. е. образовались из наземной
растительности без её переноса на какое-либо значи-
тельное расстояние. Выявлены лишь отдельные призна-
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
137
Рис. 5.5.
Схема районирования
Кузнецкого бассейна
1 - Анжерский; 2 -Кемеровский; 3 - Крапивинский; 4 - Титовский; 5 - Завьяловский; 6 - Бачатский;
7 - Прокопьевско-Киселёвский; 8 - Араличевский; 9 - Бунгуро-Чумышский; 10- Кондомский; 11 - Мрасский;
12- Томь-Усинский; 13 -Плотниковский; 14 - Салтымаковский; 15-Ленинский; 16 - Беловский; 17-Ускатский;
18 - Ерунаковский; 19 - Байдаевский; 20 - Осиновский; 21 - Терсинский; 22 - Доронинский; 23 - Центральный;
24 - Тутуясский; 25 - Барзасский;
а - контур Кузбасса; б - граница между районами
Справочник Коксохимика. Том 1
138
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 5.24.
Оновные черты
угленосности балахонской
и кольчугинской серий
Кузбасса
Свита Особенности угленосности и её изменения в пределах бассейна Количество пластов Общая мощность пластов угля, м Угленосность, %
Тайлуганская В центральной части бассейна преобладают мощные пласты, относительно равномерно распределённые по разрезу, к периферийным частям обычно расщепляются на тонкие, а в юго-западном направлении выклиниваются 7-24 14-114 1,8-13,7
Грамотеинская Среднемощные пласты, переходящие вверх по разрезу в мощные. Тип угленосности близок к тайлуганскому 8-14 8-53 1,5-10,8
Ленинская Многочисленные, преимущественно тонкие и среднемощные пласты 1-15 5-31 0,7-5,3
Ускатская На севере без углей или одиночные тонкие пласты, в южной части преимущественно тонкие, реже среднемощные 1-14 1-26 0,3-7,8
Казанково-маринская На севере без углей, многочисленные, преимущественно тонкие пласты в центральной части; тонкие, редко среднемощные пласты угля на юге и юго- западе и по восточной периферии бассейна 0-13 0-19 0-1,5
:: “ . - - 7: -г
Усятская На севере - прослои, а на юге со среднемощными и мощными пластами 0-8 0-24 0-22
Кемеровская Повсеместно угленосная с мощными и среднемощными пластами 6-9 15-51 6-40,6
Ишановская Неустойчивая угленосность в различных частях бассейна. Мощность пластов изменяется из-за расщепления и выклинивания 3-11 8-27 1,6-6,3
Промежуточная : Изменчивая угленосность. Тонкие и среднемощные пласты 1-9 2-23 1,3-5,6
, ------
Алыкаевская Наибольшая угленосность со среднемощными пластами на северо-восточном и юго-западном крыльях бассейна 1-11 1-21 0,3-5,1
Мазуровская Угленосность ограничена. Одиночные, преимущественно тонкие пласты с многочисленными прослойками 0-5 0-7 0-2,8
ки существования водорослей. Так, в некоторых пластах
Беловского, Плотниковского районов встречаются про-
слои гумусо-сапропелевых углей.
ПЕТРОГРАФИЧЕСКИЙ СОСТАВ И ТИПЫ УГЛЕЙ
Угольные пласты залегают в балахонской и коль-
чугинской сериях (карбонское и пермское отложения),
а также в тарбаганской серии. Угли балахонской и кольчу-
гинской серии каменные, а тарбоганской бурые. Главны-
ми петрографическими составляющими в углях балахон-
ской и кольчугинской серий Кузбасса являются витринит
и инертинит. Их суммарное содержание практически
одинаковое. Для углей кольчугинской серии оно состав-
ляет в среднем 93 %, а для балахонской - 91 %. При этом
соотношение в них витринита и инертинита различное:
в кольчугинской серии содержание витринита в 1,5 раза
выше, чем в балахонской серии. Роль других компонен-
тов - семивитринита и липтинита незначительна: их со-
держание колеблется соответственно в пределах 1 -10 %
и0-3°/о.
В табл. 5.25 представлен средний микрокомпонент-
ный состав углей Кузбасса.
Угли кольчугинской серии по внешнему виду от-
личаются значительным блеском. Угольные пласты по
строению разделяются на два типа. Первый, наиболее
распространенный тип - неяснополосчатый. Второй тип
- яснополосчатый, содержит прослои и линзы матового
угля, богатого инертинитом, семивитринитом, а также
дисперсно рассеянными минеральными примесями.
Уголь этого типа встречается главным образом в стра-
тиграфических верхних горизонтах Ленинского, Байда-
евского и Распадского месторождений, среди пластов
углей Чертинского и Караголийского месторождений.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
139
Стратиграфические подразделения Группа микрокомпо- нентов, % ZOR-
I L
Кольчугинская серия 32 4 11 3 14
Ерунаковская подсерия 78 4 15 3 18
Тайлуганская свита ' 72 7 19 2 24
Грамотеинская свита 77 5 15 3 18
Ленинская свита 81 3 13 3 15
Ильинская подсерия 85 3 10 2 12
Ускатская свита 84 4 10 2 13
Казанково-маринская свита 86 3 9 2 11
Балахонская серия 54 8 37 1 42
Верхнебалахонская подсерия 50 8 41 1 46
Усятская свита 60 7 32 1 37
Кемеровская свита 50 7 42 1 47
Ишамовская свита 45 10 44 1 51
Промежуточная свита 45 8 46 1 51
Нижнебалахонская подсерия 58 ' 8 33 1 38
Алыкаевская свита .55. 8 - 38 г 1. .. 43
Мазуровская свита ЬЬ’; 33
Острогская подсерия 93 1 : 6 6
Все угли кольчугинской серии (за исключением ма-
товых прослоев) типичные клареновые с содержанием
витринита 70-90%.
Угли балахонской серии - яснополосчатые, сложен-
ные преимущественно матовым плотным веществом, на
фоне которого контрастно выделяются блестящие поло-
сы и линзы витрена различной толщины, а также включе-
ния ещё более матового фюзена.
В зависимости от матового и блестящего углей и ха-
рактера их распределения выделяются различные петро-
графические микротипы, которые, как правило, выдержи-
ваются в пределах бассейна. Основными из них являются:
блестящий, полублестящий, полуматовый и матовый; наи-
более распространен полуматовый полосчатый уголь.
В табл. 5.26 представлен микрокомпонентный со-
став литотипов угля.
Литотип Содержание, %
витринита инертинита, липти- нита и минеральных примесей
Витрен 100 <
Блестящий (кларен) >75 <25
Полублестящий (дюрено- кларен) 60-75 25-40
Полуматовый (кларено- дюрен) 45-60 40-55
Матовый (дюрен) <45 >55
Фюзен - 100 (инертинит)
Литотипы делятся на простые - витрен, фюзен
и сложные - блестящие, полублестящие, полуматовые,
матовые.
(^равочник Коксохимика. Jom 1
Простые литотипы (витрен, фюзен) от сложных отли-
чаются однородностью и тем, что представлены в чистом
виде как прослойки мощностью от долей миллиметра до
2 - 3 м. Под микроскопом витрен идентифицируется как
витринит, фюзен - как инертинит.
Витрен имеет более плотное, монолитное строение
и поэтому его прослойки в угольном пласте характери-
зуются ярко выраженным блеском. В отличие от витрена
фюзен имеет волокнистое строение, для него характерна
сажистость. В угольном пласте фюзен вследствии своего
строения выглядит тусклым, хотя под микроскопом име-
ет в сравнении с витреном более высокий показатель от-
ражения.
В блестящих литотипах (кларенах) содержание ви-
тринита превышает 75%. В сторону полублестящих, по-
луматовых и матовых литотипов количество витринита
понижается.
Применительно к углям балахонской и кольчугин-
ской серий Кузбасса особенности микрокомпонентного
состава литотипов видны из табл. 5.27. В угольных пластах
литотипы занимают подчиненное положение. Их содер-
жание в отдельных пластах колеблется от доли процента
до 50%, но чаще всего не превышает 10 - 15 %. Встреча-
ются блестящие угли прослоями от 0,05 до 0,30 м, реже
0,35 - 0,50 м. В кольчугинской серии количество блестя-
щих литотипов заметно выше: среднее их содержание по
свитам составляет 17-83 % (табл. 5.28).
Таблица 5.25.
Средний
микрокомпонентный
состав углей Кузбасса
Литотип Содержание, %
витринит, V( семивитринит, 5V инертинит,/ липтинит, I 2С X >- Ж S Z
Блестящий (кларен) 85 4 6 3 2
Пояублесгящий (дюрено-кларен) 69 5 19 4 3
Полуматовый (кларено-дюрен) 45 10 37 6 2
Матовый (дюрен) 29 7 .28 4 32
Блестящий :- (кларен) 80 5 12 Доли процента 3
Полублестящий (дюрено-кларен) 66 7 23 Доли процента 4
Полуматовый (кларено-дюрен) 43 12 40 Доли процента 5
Матовый (дюрен) 30 10 56 Доли процента 4
Таблица 5.27.
Средний микрокомпонент-
ный состав сложных
литотипов углей
Кузбасса
Таблица. 5.26.
Микрокомпонентный состав
литотипов угля
140
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 5.28.
Среднее содержание
литотипов в углях
Кузбасса, %
Свита Блестящий (кларен) Полублестящий (дюрено-кларен) Полуматовый (кларено-дюрен) Матовый (дюрен) Порода
1 L। И* 4 ' - ~ •*7hi ?? уг- г
Тайлуганская 17 57 20 0 6
Грамотеинская 31 55 9 0 5
Ленинская 30 53 9 1 7
Ускатская 65 23 3 0 9
Казанково- Ма римская 83 11 2 0 4
. - . _ i - rj —i'WI ЬЛГГ» р.ги «г-1
Усятская 6 31 51 6 5
Кемеровская 5 18 68 5 6
Ишановская 1 15 71 6 7
Промежуточная 1 21 65 4 8
Алыкаевская 4 33 54 5 4
Мазуровская 4 35 47 8 6
По характеру блеска и трещиноватости блестящих
углей (кларенов) можно приближенно определить марку
угля (табл. 5.29).
Блестящийлитотип под микроскопом представлен
семифюзинитовым клареном. В его составе преобладают
компоненты группы витринита, составляющие согласно
данным табл.5.27 в среднем 80 и 85 % соответственно для
балахонской и кольчугинской серий. Витринит представ-
лен в основном телинитом, а группа инертинита - семи-
фюзинитом - 13 и 9% соответственно для балахонской и
кольчугинской серий. Липоидное вещество (до 2 %) пред-
ставлено преимущественно споринитом и кутинитом.
Таблица 5.29.
Признаки приближенного
определения марки углей
по макроскопическим
особенностям витрена и
кларена
Характер блеска Число эндогенных трещинка 5 см длины прослойка блестящего угля Марка угля
Жирный тусклый Менее 7 Плотный бурый
Смоляной Менее 7 Блестящий бурый
Жирный смоляной 7-12 Длиннопламенный
Жирный 12-25 Газовый
Жирно-стеклянный 25-60 Жирный
Стеклянный 35-60 Коксовый и коксовый отощённый
Алмазный 15-40 Тощий
Металлический 7-12 Антрацит
Как видно из табл. 5.28, в кольчугинской серии бле-
стящие угли преобладают. Их содержание в пластах не-
редко достигает 65 - 100 %. Они чаще залегают прослоя-
ми в 0,3 - 1м и более, слагая целиком отдельные пласты
в казанково-маркинской и ускатской свитах. Лишь в пла-
стах грамотеинской и особенно тайлуганской свит коли-
чество блестящих углей заметно снижается. В сравнении
с Ленинским районом в сторону восточных районов (Еру-
наковского, Терсинского и Томь-Усинского) содержание
блестящих литотипов уменьшается.
Полублестящий литотип — черный, иногда со слег-
ка сероватым оттенком, имеет неправильно-угловатый
излом. Эндогенные трещины отдельности выражены ме-
нее отчётливо, чем в блестящих углях, хотя расстояния
между ними для соответствующей степени метаморфиз-
ма остаются примерно такими же (табл. 5.29). В целом по-
лублестящие угли по сравнению с блестящими имеют не-
сколько повышенную прочность и вязкость и отличаются
хорошо выраженным полосчатым сложением.
Состав минеральных включений в основном тот
же, что и в блестящих, но характер распределения их
несколько иной: чаще отмечается более тонкое и равно-
мерное распределение глинистого материала в виде пе-
литовых частиц.
В составе полублестящего угля преобладают ви-
триниты, составляющие в среднем 68% по балахонской
серии и 72% - по кольчугинской. Содержание группы
инертинита в среднем 25 - 20%. Это преимущественно
семифюзинит, фюзинит, реже микринит, склеротинит
с различной степенью сохранности структуры. Микро-
компоненты группы липтинита (до 4%) представлены
в основном споринитом, кутинитом и очень редко рези-
нитом.
Полуматовый литотип встречается в виде семи-
фюзинитового и микринитового кларено-дюрена.
В балахонской серии он может быть подразделен на
два самостоятельных литотипа: полосчатый (зернистый)
и однородный (плотный).
Полуматовый полосчатый литотип характеризуется
серовато-черным до черно-серого цветом, неправильно-
угловатым изломом, содержит относительно мало трещин
эндогенной отдельности, обычно слабо выраженных. По
сравнению с блестящим и полублестящим литотипами
обладает повышенной механической прочностью.
Под микроскопом уголь характеризуется высо-
ким содержанием микрокомпонентов группы фюзинита
(в среднем 40 %), представленных в основном семифюзи-
нитом, микринитом и инертинитом. Общее содержание
группы витринита составляет в среднем 51 %.
Полуматовый однородный литотип имеет вид плот-
ного (массивного), с включениями небольшого количе-
ства линз витрена и фюзена. Цвет темно-серый. Излом
плоский, плоскораковистый. Трещины эндогенной от-
дельности отсутствуют или единичные, механическая
прочность относительно высокая. Наиболее часто встре-
чаются зольные разновидности однородного литотипа.
Микроскопически уголь характеризуется выражен-
ной аттритовой структурой, обусловленной наличием
более или менее равномерно распределенных в кол-
лините мелких обрывков растительных тканей, среди
которых существенную роль играет микринит. Среднее
содержание компонентов группы инертинита достигает
47%, в том числе микринита 30%. Компоненты группы
витринита, представленные преимущественно коллини-
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
141
том, в среднем составляют 40 % при содержании семиви-
тринита 13%.
Полуматовые угли в кольчугинской серии занимают
незначительное место и выделены в виде одного литоти-
па, состоящего в основном из витринита (46 %) и инерти-
нита (39%). Наиболее характерны полуматовые угли для
балахонской серии. Их содержание в некоторых пластах
достигает 83-100 %, составляя в среднем 50 - 75 %. Мощ-
ность слоев колеблется от 0,05 до 2,4 м, преимуществен-
но - от 0,3 до 0,4 м.
В полуматовых углях содержание липоидных ком-
понентов (в основном споринит) не превышает 7 - 8%.
Высокозольные полуматовые литотипы нередко приуро-
чены к прикровельной части пластов, а также к внутри-
пластовым породным прослоям.
Матовый литотип по структурным особенностям
может быть подразделен на сажистый и наиболее рас-
пространенный однородный высокозольный уголь.
Матовый однородный - представлен серо-черным плот-
ным, массивным углем, иногда с единичными мелкими
включениями витрена, реже фюзена. Излом плоский
и неправильно-угловатый. Уголь очень крепкий, почти не
имеет трещин эндогенной отдельности, характеризуется
большим удельным весом. Иногда высокое содержание
минерального вещества приближает его к углистому ар-
гиллиту. Микроскопические матовые однородные лито-
типы могут заметно различаться по петрографическому
составу, являясь в одних случаях высокозольным микри-
нитовым кларено-дюреном (^ - 44%, Sr - 15 %, / - 41 %),
в других - высокозольным микринитовым клареном (^ -
90%,/-10%).
В балахонской серии высокозольный микринито-
вый кларено-дюрен встречается во многих пластах угля
в виде прослоев мощностью до 1 м. Содержание его
колеблется от 2 до 65%, составляя в среднем 10-15%
мощности пласта. В кольчугинской серии этот тип угля
встречается в отдельных пластах тайлуганской и грамо-
теинской свит преимущественно Ерунаковского района
в количестве 1 - 3 %, возрастая в некоторых пластах до
8 % и более.
Матовый сажистый уголь - черный рыхлый, с зем-
листым изломом, с неравномерным шелковистым бле-
ском. Содержит мелкие линзовидные включения витрена
и блестящего угля. По сравнению с другими литотипами
характеризуется наименьшей механической прочностью.
По микрокомпонентному составу сажистые угли относят-
ся к фюзинитовым дюрену и кларено-дюрену.
Среднее содержание группы инертинита составляет
соответственно для углей балахонской и кольчугинской
серий 60 и 41 %. Преобладающими компонентами этой
группы являются фюзинит (до 38%) и семифюзинит (до
22%). Общее содержание группы витринита и семиви-
тринита в матовом сажистом литотипе балахонских углей
40 %, кольчугинских 57 %.
Фюзинитовый матовый сажистый литотип встреча-
ется сравнительно редко, образуя маломощные прослои
(0,05 - 0,15 м) в угольных пластах обеих серий.
Справочник Коксохимика. Том 1
К липтобиолитовым углям условно относят уголь,
обнаруженный в пласте Волковском Кемеровского райо-
на в виде прослоя мощностью до 0,8 м. Макроскопиче-
ский - это серовато-черный с мерцающим блеском мато-
вый зернистый уголь, имеющий сглаженный неровный
излом. Под микроскопом - это липтобиолит, состоящий
преимущественно из скопления склеротинита с содержа-
нием до 80 %.
Сапропелитовые угли в Кузнецком бассейне встре-
чаются редко в виде прослоев среди гумусовых углей.
Они обнаружены в некоторых пластах Крапивинского,
Плотниковского и Беловского районов.
Сопоставление материала в приведенных выше та-
блицах отчётливо показывает более высокое содержание
блестящих и полублестящих литотипов в кольчугинской
серии (суммарно 74-94%) в сравнении с балахонской
(16-39%) при обратном соотношении матовых и полу-
матовых литотипов. Эти данные однозначно свидетель-
ствуют о том, что в кольчугинский период времени повсе-
местно по площади существовали более обводнённые
условия торфонакопления, когда среда для процессов
гелификации растительных остатков была сравнительно
более благоприятной.
Различные морфологические признаки основных
литотипов в углях одной стадии метаморфизма обуслов-
лены для условий Кузбасса главным образом содержа-
нием витринита и инертинита. Поскольку соотношение
этих микрокомпонентов в разных литотипах неодинако-
вое, то это, очевидно, определяет и различие литотипов
по технологическим и физическим свойствам. В целом
при прочих равных условиях угли кольчугинской серии
в сравнении с балахонской характеризуются вследствие
повышенного содержания витринита более высокой спе-
каемостью, повышенным содержанием водорода, высо-
кой теплотой сгорания и т. д.
Картину изменчивости петрографического состава
углей по площади и в разрезе отложений можно уви-
деть при анализе данных по свитам и районам Кузбасса
(табл. 5.30).
Угли кольчугинской серии по сравнению с балахон-
скими менее метаморфизованы - это главным образом
газовые угли. Из них состоят многочисленные пласты,
залегающие в Плотниковском и Салтымаковском райо-
нах, а также верхние горизонты Ленинского, Беловского,
Байдаевского, Ерунаковского, Терсиновского и других
районов. Запасы жирных углей этой серии менее зна-
чительны - к ним относятся угли Осиновского, Чертин-
ского, Карагайлинского и Никитинского месторождений
и нижние пласты Байдаевского, Распадского и других
районов.
Длиннопламенные угли залегают в значительных
количествах в Ленинском, Плотниковском и Терсинском
районах.
Характеристика типичных углей Кузнецкого бассей-
на, охватывающая всё их многообразие по петрографи-
ческому составу и степени метаморфизма, приводится
в табл. 5.30 и 5.31.
142
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 530.
Средний петрографический
состав углей по основным
месторождениям и районам
Кузбасса
Месторождение, площадь, структура Свита, крайние пласты изученного интервала Петрографический состав чистого угля, % Сумма фюзни- зированных компонентов, ЮК, % Средняя мощность пласта, га, м
vt S, I L
1 2 3 4 5 6 7 8
Т-5 ta 9' 4S ‘t;
Плотниковский район
Ушаковское Грамотеинская 90 4 4 2 7 1,8
Салтымаковский район
Березовская и Грамотеинская 74 5 20 1 23 4,2
Борисовская Ленинская 86 5 7 2 10 Ы
Ленинский район
Никитинское и Мусохрановское Грамотеинская 88 3 8 1 10 1,5
Ленинская 87 3 9 1 11 1,3
Ускатская 90 3 6 1 8 1,1
Грамотеинская 87 3 8 2 10 23
Ленинское Ленинская 88 3 7 2 9 1,4
Ускатская 89 3 8 1 9 1,1
Тайлуганская 85 3 10 2 12 3,0
Егозово-Красноярское Грамотеинская 84 4 10 2 13 23
Ленинская 87 3 8 2 10 13
Ускатская 86 4 7 3 10 1,1
К9-КЗ 72 7 19 2 24 7,7
К1-3 64 7 27 2 32 9,3
Уропское 4-10 71 6 22 1 26 5,4
10-19 80 4 13 3 16 2,8
20-28 85 3 10 2 12 2,2
29-39 81 3 14 2 16 2,1
Беловский район
Чертинекое Ускатская 90 3 5 2 7 1,6
Казанково-Маринская 88 3 8 1 10 0,7
ШИВ
Грамотеинская 87 3 7 2 9 1,9
Беловское Ленинская 85 3 10 2 12 1,0
Ускатская 90 2 7 1 8 0,8
Ленинская 89 2 7 2 8 0,9
Убинское Ускатская 90 2 6 2 7 1,0
Казанково-Маринская 90 2 6 2 7 0,9
Ивановское Ускатская 90 2 7 1 8 1,0
Ускатский район
Карагайлинское Казанково-Маринская 84 6 8 2 12 1,8
Бурлаковское Ленинская 87 2 10 1 11 1,0
Ерунаковский район
Красулинское Ленинская 85 3 10 2 12 2,0
Ускатская 87 4 7 2 10 1,2
Тайлуганская 70 5 23 2 26 6,5
Караканскоё Грамотеинская 71 5 22 2 25 6,5
Ленинская 84 3 12 1 14 3,0
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
143
1 2 3 4 5 6 7 8
Тагарышское Ленинская 85 3 11 1 13 1,9
Ускатская 88 3 8 1 10 1,5
Талдинское Тайлуганская 68 3 27 2 29 7,9
Грамотеинская 75 2 24 1 23 3,7
Ленинская 82 2 16 2 17 2,4
Ерунаковское Ленинская 80 4 13 3 16 1,6
Ускатская 84 2 12 2 13 0,9
Жерновское Грамотеинская 77 2 20 1 21 4,0
Ленинская 84 2 12 2 13 0,9
серия1 " «ЙММ
Новоказанское Тайлуганская 70 3 25 I 2 27 5,3
Терсинский район
Кушеяковское Грамотеинская 79 3 16 2 18 2,2
Ленинская 81 3 14 2 16 1,4
Увальное Тайлуганская 81 5 13 1 16 1,2
Грамотеинская 82 3 13 2 15 1,2
Ленинская 86 3 10 1 12 0,8
Терсинский район
Тустуерское Грамотеинская 83 3 12 2 14 0,8
Ленинская 85 3 11 1 14 0,7
Терси некое Грамотеинская 85 2 11 2 12 2,9
Ленинская 83 2 14 1 15 1,4
Ускатская 89 1 9 1 10 1,8
Байдаевский район
Байдаевская брахисинклиналь Ленинская 86 2 10 0 11 1,7
Ускатская 89 2 7 2 8 1,1
Казанково-Маринская 90 2 7 1 8 1,0
Антоновская и Есаульская брахисинклинали Ленинская 86 2 10 2 11 1,0
Ускатская 90 2 6 2 7 0,6
Тарбаганская брахисинклиналь Казанково-Маринская 93 2 3 | i 2 4 0,7
^7. 77-’’ 7 77 Коньчугинскаясерия - < ~ " 'Г
Осиновский район
Ооновское Ускатская 85 2 12 1 13 1,5
Казанково-Маринская 90 2 7 1 8 1,0
Томь-Усинский район
Распадское Ленинская 87 2 9 2 10 1,8
Ускатская 88 2 9 1 10 1,5
Чексинское Ленинская 81 3 15 1 17 2,7
Ускатская 85 5 9 1 12 1,1
.11 ' Баяажмккаясерия
Анжерский район
Анжерская и Козли некая синклинали Алыкаевская 49 5 I 45 I 1 48 1,1
Продолжение табл. 5.30
Справочник Крксохим,1ка> Трм 1
144
Раздел 1. Угли для коксования
Окончание табл. 5.30
2 1 3 I 4 I 5 I 6 I 2 I 8
Кемеровский район
Глушинское, Бирюлинское, Кемеровское Кемеровская 43 4 53 0 56 2,4
Ишановская 53 7 40 0 45 0,9
Алыкаевская 43 11 46 0 53 1,0
Мазуровская 42 7 48 3 53 0,5
Бачатский район
Бачатское, Шестаковское Усятская 60 9 30 1 36 1,1
Кемеровская 41 7 48 4 53 7,2
Прокопьевско-Киселёвскцй район
Прокопьевское Усятская 65 4 31 0 34 1,7
Кемеровская 48 7 44 1 49 2,6
Ишановская 54 i 4 41 1 44 1,2
Прокопьевское Промежуточная 46 7 47 0 52 1,0
Киселёвское Усятская 66 3 29 2 31 1,7
Кемеровская 50 4 44 2 47 2,6
Ишановская 50 6 44 0 48 1,2
Араличевский район
Горбунихинская и Соколухинская антиклинали Кемеровская 62 8 30 0 35 3,8
Бургуно-Чумышский район
Берёзовское, Бунгурское, Листвянское Усятская 57 2 41 0 42 1,2
Кемеровская 46 2 52 0 53 2,1
Ишановская 30 14 56 0 65 1,3
Кондомский район
Алардинское, Таргайское, Чернокалтанскоеидр. Усятская 58 10 32 0 39 2,5
Кемеровская 50 10 40 0 47 2,7
Ишановская 44 13 43 0 52 2,7
Промежуточная 45 2 53 0 54 1,9
Мрасский район
Урегольское, Сибиргияское Усятская 64 8 28 0 33 7.3
Кемеровская 62 12 26 0 34 1,7
Томь-Усинский район
Ольжерасское, Томское, Чексинскоеидр, Усятская 55 9 36 0 42 5,1
Кемеровская 52 11 37 0 44 2,3
- ’’ ’ Балахокскажерия
Ольжерасское, Томское, Чексинскоеидр. Ишановская 38 23 39 0 54 2,0
Алыкаевская 48 18 33 1 45 0,6
Терсинский район
Макарьевское Усятская 63 6 31 0 35 1,3
Кемеровская 48 4 47 1 50 1,6
Ишановская 49 4 46 1 49 2,6
Крапивинский район
Ермаковскоё, Крапивмнское, Порывайскоеидр. Ишановская 47 4 45 4 48 1,0
Промежуточная 62 5 30 3 33 0,7
Алыкаевская 42 3 52 3 54 1,5
Мазуровская 53 3 41 3 43 0,6
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
145
Высшая 6*4 МДж/кг ккал/кг г». 35,29 8430 ЧГ.1.С»’ VI OV 36,17 8640 QQ6Z 8О'И 34,79 8310 35,29 8430 35,59 8500 33,62 8030 34,79 8310 35,17 8400 Хх |®О 35,25 8420
Элементный состав на органическую массу, % о чО • ’’3-' гч md Гп ш СП 4D 3 5 со ох ГЧ OY .
1Л О СО о сэ ж S 3 о CD CD CD CD Ох <=г сэ CD
оО pl 3 ГП и. in ко В X. В- гч
С— „СО 3 £ П4 ох о . со CD гч
и 86,29 85,81 86,36 88,30 85,55 86,28 87,50 СО со 86,42 86,30 со «о - СО
Содержание фосфора, % X 0,082 £20'0 0,072 о 0,061 0,049 0,085 0,029 0,034 900'0 0,015 0,023 0,104
Толщина пластического слоя, мм к о ГО £ ";?ч о \ ..... , . -X С=> сп
Технический анализ, % ’L о* S СО со гЗ 3 3 <э tn in хО ОО
чГ со о tn о CD <d CD CD CD «О | i 3 CD ГП cd" <Э CD СО CD
X MD о? чэ со \О <=> а S' 3 LT? со"
ТГ— СО о & гч гп OQ CD CD 3 CD CD
Петрографическая характеристика стадия мета- морфизма Жирная 1 1 [ Жирная коксовая Газовая : Газовая-ЖирнаЯ : Газовая-Жирная , Газовая Газовая-Жирная Газовая-Жирная 1 Жирная ; : .
-е Ох СО со оо cd tn S In о £ ГП
Угленосный район m Байдаевский S Осиновский j 3 Прокопьевске- Киселевосий . | 1 1 1 1 Кемеровский ПрокопьеВско- Киселёвский 1
Пласт п» «S' Елбанский 1 Полкаштинский 2 IV Внутренний IV Внутренний IV Внутренний IV Внутренним Мощный Кемеровский Горелый Горелый Подспорный
Серия В V Я 3 Н И J A h Я У 0 И
Таблица 5.31.
Характеристика углей
Кузнецкого бассейна по
пластам кольчугинской
и балахонской свит
Справочник Коксохимика. Трм 1
А
G\
Справочник Коксохимика. Том 1
1 2 3 4 5 б 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17
БАЛАХОНСКАЯ : IV-V Томь-Усинский 37 Жирная 0,9 8,5 0,25 22,0 12 0,027 89,51 4,70 2,30 0,26 3,23 35,55 8490
Мощный Прокопьевско- Киселёвский 29 - п 0,9 7,3 0,39 19,1 6 0,035 90,10 4,57 2,23 0,40 2,70 36,01 8600
Мощный — н -— 30 Коксовая 0,9 6,0 0,26 16,3 - 0,052 90,63 4,26 2,63 0,28 2,55 35,59 8500
Мощный II —— 30 Отощённая 0,7 7,5 0,31 11,5 - 0,068 91,58 3,73 2,16 0,33 2,20 35,59 8500
IV Внутренний —— II — 59 Коксовая 0,8 9,0 0,31 21,5 16 0,137 89,98 4,95 2,44 0,32 2,31 36,22 8650
II Внутренний * II — 53 —. и — 1,2 6,5 0,45 19,0 11 0,015 90,12 4,55 2,25 0,38 2,69 36,01 8600
Подспорный II 47 — II —’— 0,8 9,1 0,47 18,7 13 0,047 90,01 4,75 2,09 2,66 0,51 2,64 36,13 8630
Горелый '1 43 — II 1,2 6,8 0,34 17,4 7 0,039 89,84 4,60 0,36 2,48 35,96 8590
Алыкаевский II Кемеровский 42 —— It —— 0,9 10,5 0,60 14,6 6 0,005 90,87 4,48 1/97 0,43 2,25 35,80 8550
БАЛАХОНСКАЯ Алыкаевский II Кемеровский 42 — II 0,9 10,5 0,60 14,6 6 0,005 90,87 4,48 1,97 0,43 2,25 35,80 8550
Андреевский Анжерский 41 и —- 0,9 8,1 0,40 14,2 7 0,004 90,85 4,47 2,00 0,43 2,25 36,01 8600
Петровский II 23 —- II 1,0 7,3 0,45 12,3 - 0,006 90,94 4,13 1,90 0,49 2,54 35,80 8550
II Восточный Араличевский - Тощий 0,8 8,3 0,51 6,9 - 0,008 91,76 3,86 2,67 0,68 2,66 35,58 8450
XXIV—XXV — и — - — н —— 0,9 6,7 0,27 5,5 - 0,050 92,10 - - - 35,21 8410
XIII Терси некий - Антрацит 3,2 7,7 0,34 3,6 - 0,011 96,31 - - 3,69 - 35,22 8413
Раздел 1. Угли для коксования
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
147
Приведенные данные указывают на следующие
общие закономерности изменения свойств углей в бас-
сейне:
1. Изменение степени метаморфизма угля соответ-
ствует изменению элементного состава органи-
ческой массы. Наряду с этим элементный состав
отражает различия в петрографическом составе
угля (в углях одинаковой стадии метаморфизма
уменьшение содержания витринита при одно-
временном увеличении микрокомпонентов групп
инертинита приводит к росту содержания углеро-
да и уменьшению содержания водорода).
2. Выход летучих веществ для большинства петро-
графически однородных углей кольчугинской
серии изменяется в основном в соответствии со
стадией их метаморфизма. В петрографически
неоднородных углях балахонской серии выход
летучих веществ тоже зависит от их петрографи-
ческого состава и только в отощённых углях раз-
личие петрографического состава не сказывается
на выходе летучих веществ.
3. Толщина пластического слоя увеличивается от
степени метаморфизма; этот показатель изменя-
ется по кривой с максимумом в области жирных
углей.
4. Теплота сгорания углей зависит от их элементно-
го состава и петрографических особенностей; при
прочих равных условиях этот показатель изменя-
ется с повышением степени метаморфизма по
кривой, с максимумом в области жирных углей.
5. Влажность углей в воздушно-сухом состоянии
при равных условиях зависит главным образом
от степени их метаморфизма и изменяется от 10
до 0,5 %.
6. Физические свойства углей - блеск, плотность
и другие изменяются в соответствии с их петро-
графическими особенностями. Угли кольчугин-
ской серии - плотные, полублестящие на стадии
длиннопламенных углей, при переходе к жирным
приобретают яркий блеск и становятся хрупкими.
Эти изменения свойственны также блестящим
типам угля балахонской серии. Однако в целом
физические свойства углей балахонской серии
в большей степени зависят от соотношения в них
блестящего и матового типов углей. Матовый
уголь во всех стадиях метаморфизма остается
плотным и его отражательная способность изме-
няется мало.
7. Степень метаморфизма углей в бассейне увели-
чивается по мере углубления расположения пла-
стов в недрах, т. е. зависит от стратиграфического
положения пластов в разрезе угленосной толщи,
а также изменяется по площади их залегания
в увязке со сложной тектонической структурой
бассейна.
8. Под влиянием выветривания на выходах пластов
существенно изменяется характеристика углей
Справочник Коксохимика. Том 1
по физико-химическим свойствам и технологи-
ческим особенностям, что определяет понятие
«окисленный уголь».
При использовании углей для коксования опре-
деляется глубина всей зоны окисленных углей,
т. е. устанавливается граница, ниже которой уголь
сохраняет постоянство основных технологиче-
ских параметров. Глубокие зоны залегания окис-
ленных углей в Кузнецком бассейне непостоянны
и зависят от рельефа коренных пород, интенсив-
ности эрозионных процессов и других факторов.
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА
Основными технологическими свойствами коксу-
ющихся углей принято считать классификационные па-
раметры: отражательную способность витринита (Ro), вы-
ход летучих веществ (И^) и толщину пластического слоя
(у). В Кузнецком бассейне эти параметры в достаточной
степени характеризуют технологические свойства лишь
углей кольчугинской серии, т. е. петрографически одно-
родных витринитовых углей.
Сложнее увязать эти показатели с технологическими
свойствами углей балахонской серии, характеризующих-
ся сложным петрографическим составом. Свойства углей
такого типа определяются не только степенью метамор-
физма, но и содержанием микрокомпонентов, обуслов-
ливающих спекание угля (главным образом витринита).
ЗОЛЬНОСТЬ И ОБОГАТИМОСТЬ
Угли кольчугинской серии характеризуются от-
носительно невысокой зольностью (до 12%) и легкой
обогатимостью. К углям этой категории обогатимости от-
носятся в основном мощные пласты верхних горизонтов
ерунаковской свиты.
Нижележащие в стратиграфическом разрезе пласты
этой свиты имеют меньшую мощность и более сложное
строение, отличаются повышенной зольностью и труд-
ной обогатимостью. К ним относятся угли отдельных пла-
стов Осиновского, Байдаевского, Распадского и других
месторождений.
Угли большей части пластов ильинской свиты в отли-
чие от ерунаковских более минерализованы (зольность
12-20 %) и характеризуются высоким содержанием дис-
пергированных минеральных примесей, что обусловило
отнесение их к трудной категории обогатимости. К ним
относятся жирные угли Чертинского месторождения
Беловского района и Карагайлинского месторождения
Ускатского района.
Из пластов Балахонской серии наименьшую золь-
ность (8 - 16%) имеют угли Прокопьевско-Киселёвского
района. Угли вышележащих пластов этого района (осо-
бенно VI и IV Внутренние, а также Горелый и Мощный)
легкообогатимы. Относительно малозольны угли пластов
Анжерского района.
Наиболее зольными в балахонской серии являются
угли основных пластов Кемеровского, Томь-Усинского,
Мрасского и Кондомского районов. Как правило, эти угли
имеют трудную категорию обогатимости.
148
Раздел 1. Угли для коксования
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ ЗОЛЫ
КУЗНЕЦКИХ УГЛЕЙ
Химический состав золы кузнецких углей представ-
лен в табл. 5.32.
Таблица 532.
Химический состав золы
кузнецких углей, %
Химическое соединение Интервал значений Средний интервал
SiO2 41-58 45-52
ai2o3 13-30 19-25
Fe2O3 5-27 6-11
MgO 1-6 1,5 -3,0
СаО 1-23 5-9
Na^ о,з-з,о 1/0-1,5
к2о 0,6-ЗД 1-2
so3 1-6 2-5
СЕРНИСТОСТЬ КУЗНЕЦКИХ УГЛЕЙ
Угли Кузнецкого бассейна относятся к малосерни-
стым с содержанием серы 0,2 -1.0 %. В углях балахонской
серии её содержание в среднем составляет 0,6 %, в коль-
чугинской-0,7 %.
В некоторых пластах алчедатской толщи Анжерско-
го района и в Бирюлинском пласте Кемеровского района,
не имеющих промышленного значения, сернистость угля
достигает 2-3 %. В углях некоторых пластов кольчугин-
ской серии в отдельных пробах содержание серы состав-
ляло 1 - 2 %.
СОДЕРЖАНИЕ ФОСФОРА В КУЗНЕЦКИХ УГЛЯХ
Содержание фосфора в углях Кузнецкого бассейна
колеблется от следов до 0,2 %. В основном угли относятся
к среднефосфористым и фосфористым. Наиболее низкое
содержание фосфора (до 0,003 %) имеют пласты Анжер-
ского и Кемеровского районов.
Низкое содержание фосфора имеют отдельные пла-
сты Мрасского (до 0,005%), Крапивинского (до 0,008%)
и Ленинского (до 0,009%) районов. В углях отдельных
пластов Байдаевского и Осиновского районов содержа-
ние фосфора колеблется в интервале 0,001 - 0,1 %.
5.2.2. Печорский угольный бассейн
Расположен на территории Республики Коми и Не-
нецкого национального округа Архангельской области.
Основная часть бассейна находится за Полярным кру-
гом в зоне вечной мерзлоты и характеризуется поло-
говолнистым рельефом. Площадь бассейна составляет
95 тыс. км2, главная водная артерия - р. Уса. Основные
месторождения: Воркутинское, Воргашорское, Усинское,
Нижнесырьягинское, Верхнесырьягинское, Хальмеръю-
ское, Интинское, Сейдинское.
Угленосные пермские отложения, мощность кото-
рых возрастает с Запада на Восток и достигает 8,5 км,
слагают часть Предуральского краевого прогиба, где вы-
деляются несколько крупных впадин - Косью-Роговская,
Коробанхинская, Карская. Тектоническое строение бас-
сейна усложняется по мере приближения к Уральскому
орогену. Наиболее сложное строение имеют Хальмеръю-
ское и Верхнесырьягинское месторождения.
Угленосная формация подразделяется на воркут-
скую (лекворкутская и Интинская свиты) и печорскую
(сейдинская и тальбейская свиты) серии. Лекворкутскую
свиту относят к нижней перми, интинскую свиту и печор-
скую серию - к верхней перми. В лекворкутской свите
выделяют рудницкую и аягьгинскую подсвиты. Воркут-
ская серия включает 25 рабочих пластов угля мощностью
0,7 -4 м, печорская - 35 пластов мощностью 0,9-31 м.
Угли бассейна гумусовые, полосчатые, представлены
в основном (70 - 85%) микрокомпонентами группы
витринита; в воркутской серии угли среднезольные
(10 - 20%), печорской - высокозольные (25 - 40%); со-
держание серы 0,6 - 2,5%; обогатимость воркутинских
углей средняя, печорских - трудная.
Общие геологические запасы и ресурсы углей
составляют 257,3 млрд т, из них разведанные запасы
энергетических углей категорий А+В+С1 - 8245 млн т,
С2 - 480 млн т, прогнозные ресурсы - 224 995 млн т, коксу-
ющихся углей соответственно 3370,115 и 20 280 млн т,
До глубины 600 м сосредоточено 37% ресурсов
угля, до 900 м - 62 %. Добыча угля ведется в основном
подземным способом на глубинах: на Воркутинском
месторождении 300 - 1000 м, Воргашорском 180 - 350 м,
Интинском 150 - 600 м. Наиболее крупным угледобыва-
ющим предприятием является шахта «Воргашорская»,
объем добычи которой составляет более 30 % суммарно-
го объема добычи по Печорскому угольному бассейну.
Печорский бассейн имеет угли всех стадий зрело-
сти от бурых на Юго-Западе до антрацитов на Северо-
Востоке. Преобладают угли марок Б и Д (50 - 60 %), основ-
ная масса коксующихся углей представлена маркой Ж.
Угли рудницкой подсвиты воркутской серии из большин-
ства месторождений имеют хорошую спекаемость и кок-
суемость и относятся к маркам ГЖ, Ж, К и ОС.
По коксуемости угли можно разделить на три груп-
пы. К первой группе относятся угли марки К Хальмеръю-
ского и Юньягинского месторождений, при коксовании
которых получают металлургический кокс с высокими
показателями механической и горячей прочности.
Ко второй группе относятся угли Воркутинского ме-
сторождения, составляющие спекающую основу в шихтах
для коксования (в основном марка Ж).
К углям третьей группы относятся слабоспека-
ющиеся угли марок Г и ОС, играющие роль отощающих
компонентов разных стадий метаморфизма в шихтах для
коксования.
В табл. 5.33 - 5.35 представлены данные об угленос-
ности, вещественном составе и характеристике углей Пе-
чорского бассейна.
Коксующиеся угли Печорского бассейна использу-
ются в сырьевой базе коксования МК «Северсталь», Но-
волипецкого металлургического завода, а также для экс-
портных поставок, в том числе и в Украину.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
149
Месторождение, свита, подсвита Геологический возраст Мощность угленосной толщи, м Рабочая угленосность
число угольных пластов суммарная мощность, м средняя мощность, м коэффициент угленосности, %
. :, .г.-. : ., : л <7' М 717-1'737-77!'т-т-гг.’-
--_^у^Хальлвры®й(ве
Рудницкая - ₽1 520 8 10 и 1,9*
Интинская р2 1100 11 18 1 1,6 1,6
ж S 1 """11' piig
Рудницкая 440 Ь 10 11 ы. 2,5
Интинская р2 1020 6 9 1,5 7 ? °'8
Рудницкая р1 277 8 7 0,9 2,4 .
Интинская р2 535 6 6 1 1
fes®gsss.s и^л+т':'г.’ -^^’Зх^НЬгезвЕииЯми^’• :-^Г’’' >— uj •• t-;-'.н*•ff й"1е'1 Члiт"-_>.• • .... '.'." , !.',.7-Г..'., •" '. ’ • '*‘
£“Г.; “г-™ - : - • - :•'" ?*:”“ -уг • г4 ’ ’•* ""7^ ”• • 1 -‘““-•'Г" ''Tf-~- ,J г: *;сГЬ-з
Рудницкая 450 4 6 1,5 u
Рудницкая йтянавн wiftl 305 - . J I . 10 9 - \ ; • 0,9 7 : 2,9 \
Интинская р2 615 - 1 1 to 9 0,9 1,5 /л
1 t ф |эд
м^м 21 7j ЗгшьД^И. .1,^7 -=-r ‘r-''-- ':.\-r^•"® —_ :,7.' ч< ^.- *. : .-.^т^ггу w 7'.:
Рудницкая Pl 290 5 6 1,2 2,1
Интинская - _Р2_ 230 - 10 - 4,3
'.Т. ~ Т^-. «^-^^ .. !!??_!..*.' 2 —‘..'‘‘.'T1: *'*!.' *4' *~т.•* *~^ . Т"-1 •
Д!%Й jbE^-usg!-/.та -г^--г.- • “'-.... . '.'• т’ .-• • *3«b-v* .".'•!1 -L.%*!^.3- •^’ч’ 1','a,,.i‘~-.' •-j • i у
- — **'“.-“г -: •. —?•• ь~ ._ . . - : . г-г I-.-V- 1\ •••• - ; ; , ' ; “ ' ~ г — ' ~ ' , - - . ..^7, — ~ - . »L. — . .,. _____ ..,.
Рудницкая p1 400 6 5 0,9 u
Интинская 815 ,. 13 16 U 2
Печорская ; : ; 2600 17 28 1,6 . 1/6 7
Таблица 533.
Угленосность Печорского
бассейна
Месторождение vt I L WK
Хальмеръюское 80 4 15 1 18
78 7 14 1 19
Верхнесырьягинское 80 4 15 1 19
.. 77 8 15 0 .. 20
Нижнесырьягинское - 78 10 8 _ •_ 4
Юньягинское 78 • 17 0 20
Воркутинское 73 6 19 2 23
76 6 16 2 20
Воргашорское 70 7 20 3 25
Усинское 79 4 14 3 17
75 4 19 2 22
Паембойское 72 4 21 3 24
Таблица 534.
Вещественный состав углей
Печорского бассейна, %
Справочник Коксохимика. Том 1
Справочник Коксохимика. Том 1
Месторождение Рядовойуголь Концентрат плотностью менее 1,4 г/см3
Л* % я*, % tj4% я04% g/Ч МДж/кг Вьад% я„,% TW % у, мм
Хальмеръюское 12-25 0,5-1,8 88 4.5, li 36 85 7 , 1,4-1,7 12-22 12-20 6-30
16-27 ОД-1,4 0,03- J : 87 5,1 1: 36 70 10 1,1-1,5 12-27 18-26 14-30
Верхнесырьягинское 13-18 0,9 90 4,1 36 86 8 1,5-1,7 17-23 13-15 6-15
23-38 0,8-2,9 0,01-ол 89 4,4 : = 36 45 13 Ы,7 11-20 13-25 10-20
Нижнесырьягинское 11 -20 0,8-17 87 5,1 35 90 8 0,9-1,2 19-28 29-31 16-19
22-35 1,0-2,6 0,02; 84 5,2 35 60 11 0,8-1,0 19-31 30-34 13-18
Юньягинское...; 9-20 0,7 0,02 87 5,0 36 80 8 1,2-1,3 • 17-21 23-29 13-31
Воркутинское 14-20 0,7 0,02 ~ 85 5,2 35 85 7 1,0 21-25 30-32 18-25
22-34 1,5 -3,3 0,05 -0,15 Г 81 5,2 34 50 12 0,85 17-26 32-35 14-18
Воргашорское 14-23 1,0 0,01 82 5,2 34 88 9 0,8 —0,9 21-28 31-35 10-14
Усинекое 15-22 1,5 0,02-0,06 84 5,2 35 75 10 0,9-1,1 15-22 30-34 12-30
18-34 1,4-2,2 0,06-0,12 83 5,4 33 73 11 0,7-0,9 18-23 31-35 12-18
Паембойское 20-36 0,5 0,05 83 5,4 34 60 15 0,8 16-34 33-36 10-30
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
151
5.2.3. Южно-Якутский угольный бассейн
Расположен на территории Республики Саха (Яку-
тия) и Хабаровского края, занимает пониженную часть
Алданского нагорья. Основной водной артерией явля-
ется река Алдан, широко развита многолетняя мерзлота.
Бассейн по срокам освоения относится к одним из наи-
более молодых - его освоение начато в 1954 г.
Разведанные запасы угля категории А+В+С1 состав-
ляют 4473 млн т, С2 - 2932 млн т, прогнозные ресурсы -
37 973 млн т, в том числе для открытой разработки энер-
гетических углей соответственно 1909,474 и 156 млн т
и коксующихся 4039,2776 и 23409 млн т.
Продуктивные отложения мезозоя простираются
в широтном направлении прерывистой полосой в 60 -
150 км на 750 км вдоль северного склона Станового хреб-
та, занимая площадь 25 тыс. км2, угленосные осадки юры
и нижнего мела мощностью 400 - 5000 м заполняют Чуль-
манскую и Токийскую впадины и несколько узких впадин
грабенового типа.
В Чульманской впадине выделяются две синклина-
ли - Усмунская и Алдано-Чульманская с одноименными
угленосными районами. Токинский район, отстоящий от
последних на 450 км, по сути является крупным само-
стоятельным бассейном.
Количество угольных пластов меняется от 30 до 60, а
их мощность от 10 до 70 (суммарная мощность угольных
пластов 83 - 119 м). Преобладают пласты тонкие и сред-
ней мощности. Наиболее мощные пласты (в т. ч. «Мощ-
ный» - 10 - 60 м, средняя мощность 22,3 м) установлены
на Нерюнгринском (Алдано-Чульманский район) и Эль-
гинском (Токинский район) месторождениях. Угли гуму-
совые, средне- и высокозольные (15 - 35%), малосерни-
стые (0,2 - 0,4%), каменные, в основном спекающихся
марок ГЖ, Ж, К, ОС, в меньшем количестве - марки Т.
Горно-геологические условия на месторождениях
для открытой разработки (Нерюнгринское, Эльгинское)
простые, для подземной (Чульманское, Денисовское и
др.) более сложные, что связано с небольшой мощностью
угольных пластов, наличием разрывных нарушений и по-
вышенной газоносностью углей.
В табл. 5.36 - 5.38 представлены данные об угленос-
ности, вещественном составе и характеристике углей
Южно-Якутского бассейна.
5.3. Казахстан
В Казахстане основные ресурсы коксующихся углей
сосредоточены в недрах Карагандинского бассейна и со-
седних с ним Самарского и Завьяловского месторожде-
ний. Незначительные ресурсы этих углей известны в Эки-
бастузском и Тениз-Коргиункольском бассейнах, Нурин-
ском, Кайнаминском и Куучехинском месторождениях.
Все месторождения по возрасту относятся к карбону, за
исключением пермского месторождения Каймана.
5.3.1. Карагандинский бассейн
Бассейн находится в Центральном Казахстане на
территории одноименной области и занимает площадь
3000 км2.
Район, месторождение, площадь Мощность угленосных отложений, м Рабочая угленосность
Геологический возраст число угольных пластов суммарная мощностям средняя мощность пласта, м коэффициент угленосности, %
Сыллахское кз 550 ' -5 : 10 | . .2
Нижне-Тунгурчинское J2-3 800 - 4 1,5 ' о,7
Немактинское .. 550 2 4 2 0,7
Усмунское J2-3 550 2 2 1 1 0,4
Усть-Усмунское J2-3 800 2 3 1,5 0,4
jjb!!-
Якокитское J2-3 600 5 4 0,8 0,7
Чульмаканское ’ h-з P . 650 - 18 - 17 . -0,9 - -
Верхне-Талуминское кз ’ 3 ’ 1 . - :::
Кабактинское - 16 1,5 0,9
Нерюнгринское : 350- 2 40 20 11
Денисовское J2 550 9 12 гз 2,3
Муастахское J2-3 800 17 26 1,5 3,2
Беркакитское h 1800 11 21 1,9 1,2
’г ' - 7-г ilihH я
Ытымджинская J2 360 Я.Д. н.д. Н.д. Н.Д.
Токарикано-Канаркитская 1200 13 20 1,5 1,6
Таблица 5.36.
Угленосность
Южно-Якутского
бассейна
Справочник Коксохимика. Том J
152
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 537.
Вещественный состав углей
Южно-Якутского бассейна
_ , Район,месторождение, площадь 1 L
Сыллахское 95 5 0
Якокиккое 100 0 :0 0
Чульмаканское 98 0 1 1
Верхне-йлуминское 100 0
Хабактинаюе 96 - - 0
Нерюнгринское 88 0 12 0 12
Денисовское 99 0 0 i 0
Муастах$6е<; Ж ; 5 0 5
БеркаЕЙскр^; ’ т: ~ - 7, --:± Ытымджинская 1». 0 0 - 0 0 0
Ькарикано-Канаркитская -100 0 0 0
Угленосные отложения карбона мощностью до
4500 м слагают три крупнейшие синклиальные структуры
(с запада на восток) - Шерубайнуринскую, Карагандин-
скую и Верхнесокурскую, разделенные соответственно
Алабасским и Майкудукским поднятиями. К этим синкли-
налям приурочены одноименные угленосные районы,
лишь в пределах Шерубайнуринской выделяются два
района -Тентекский и Шерубайнуринский.
Промышленная угленосность приурочена к четы-
рём свитам: ашляринской (C1V1_2), карагандинской (C1V3.S),
долинской (С2) и тентекской (С2 3). Основное значение
имеют угли карагандинской и долинской свит. Общая за-
кономерность - повышение угленасыщенности в южном
направлении (табл. 5.39).
Так, в Карагандинском районе в разрезе караган-
динской свиты в направлении с севера на юг число ра-
бочих пластов увеличивается с 14 до 21, а суммарная их
мощность с 30 до 42. В Шерубайнуринском районе в до-
линской свите на севере 6 рабочих пластов, а на юге - 10;
суммарная их мощность равна соответственно 9 и 15 м.
Средняя мощность угольных пластов составляет
1,5 - 2 м. Наиболее мощные пласты сосредоточены в ка-
рагандинской и долинской свитах (12 и 6 м соответствен-
но). Строение большинства пластов сложное, особенно
в ашлярикской свите. Более простое строение имеют
пласты долинской свиты.
Рабочие угольные пласты относятся к числу выдер-
жанных и относительно выдержанных.
Наиболее выдержаны пласты А3, А5, А7, А10, К12, К13,
К18, Db2, D6, D10, Т? Т3, которые обеспечивают основную
добычу угля в бассейне.
Степень метаморфизма углей закономерно воз-
растает с увеличением стратиграфической глубины за-
легания пластов от газовых углей верхней - тентекской
свиты до коксовых и отощённых спекающихся углей ниж-
ней ашлярикской свиты. Кроме того, метаморфизм углей
повышается в южном направлении по мере увеличения
мощности угленосной толщи. На севере бассейна преоб-
ладают газовые и жирные угли, на юге - коксовые и ото-
щённые спекающиеся. Растет степень метаморфизма и по
падению угольных пластов, что имеет большое значение
для прогноза качества углей глубоких горизонтов.
Вещественный состав углей характеризуется пре-
имущественным развитием гелитов и гелититов. Содер-
жание витринита в целом возрастает вверх по разрезу
и для двух нижних свит равно в среднем 60 %, а для двух
верхних - 70 - 75% (табл. 5.40). Количество липтинита
в карагандинской свите - 1 - 4%, а в долинской и тен-
текской - 4 - 13 %. Количество витринита увеличивается
с востока на запад от 60 до 75 % в долинской и от 59 до
66 % в карагандинской свитах.
Качество углей представлено в табл. 5.41. Основ-
ное отличие карагандинских углей от углей Донецко-
го и Кузнецкого бассейнов - повышенная зольность.
В целом зольность в карагандинских углях снижается
вверх по разрезу от 25 - 45 % в ашлярикской свите, до
15 - 30% в карагандинской и до 13 - 25 % в долинской
свитах. Затем она вновь возрастает и достигает в углях
тентекской свиты 20 - 30%. Содержание серы в углях
нижних свит (0,5 - 2 %) ниже, чем в углях верхних свит
(0,8 - 4%). Сера в основном пиритная. В углях с повы-
шенной сернистостью возрастает значение серы орга-
нической. Содержание фосфора в целом низкое - сотые
доли процента.
Обогатимость углей в целом трудная. Выход концен-
трата для углей ашлярикской свиты не превышает 50%
(обычно менее 30 %), карагандинской - 40 - 80 %, долин-
ской - 50 - 90%, тентекской - 25 - 75%. Зольность кон-
центрата ашлярикских и большинства тентекских углей
10 -15 %, карагандинских и долинских 8-12 %.
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
153
Таблица 538.
Характеристика углей
Южно-Якутского бассейна
(рравочник Коксохимика. Т°м 1
154
Раздел 1. Угли для коксования
Таблица 5.39.
Угленосность
Карагандинского
бассейна
Район, месторождение Геологический возраст Мощность угленосной толщи, м Рабочая угленосность
число пластов суммарная мощность пластов, м федНЯЯ МОЩНОСТЬ пласта, м коэффициент угленосности, %
Карагалинский (север} 4vi-2 540 4 6 1,5 1,1
4v-s 650 14 30 2,1 4,6
Карагандинский (юг) 4v$ 750 21 42 - 2,0 5,6
Карагандинский (центр) <2 330 6 11 1Л 33
Шерубайнуринский (север) 4vi-2 590 1 1 1,0 0,2
{-1V3S 710 10 15 1,5 2,1
ч 535 6 9 1,5 1,7
Шерубайнуринский (юг) 4v3-S 770 17 31 1,8 4,0
<2 450 10 15 1,5 3,3
Тентекский (север) . 4vi-2 - 585. - - - -
4v3-S 700 8 12 1,5 1,7
s 480 8 11 13 2,3
Ч-з 515 3 3 1,0 3,4
Тентекский (юг) 4v3-S 760 9 13 1,4 1,7
<2 560 9 13 1,4 2,3
Ч-з 560 4 4 1,0 0,7
Самарское Чуз-s 600 4 6 1,5 1,0
ч 430 4 . 4. 1,0 0,9
Завьяловой <"TV3S 650 .. 4Й-РР' J 1,2 0,8
: 470 ’ - 2 2 1,0 0,4
Ч-з 520 1 2 2,0 0,4
Таблица 5.40.
Вещественный состав углей
Карагандинского бассейна,
Самарского и Завьяловского
месторождений
Район, место- рождение Геологи- ческий возраст I L LOK
Карагандинский 4vi-2 59 15 24 2 34
4v3-s 59 10 25 4 34
<2 61 10 16 13 23
Шерубайнурин- ский ^TV1-2 57 11 32 - 39
4v3-5 59 12 27 2 37
C2 70 9 13 8 13
Тентекский 4vi-2
Чуз-s 66 12 21 1 29
<2 72 7 14 7 19
4-3 74 9 13 4 19
Самарское 4v3-S 75 6 11 8 15
72 6 12 10 16
Завьяловское 4V3-S. 75 3 18 4 20
Спекаемость углей ашлярикской свиты и большин-
ства пластов карагандинской свиты низкая (у= 6-15 мм),
углей долинской и тентекской свит - более высокая
(у= 15 - 30 мм). Соответственно улучшается и мароч-
ный состав углей от марок КО, ОС до К, КЖ и Ж (ГОСТ
25543-88).
Горно-геологические условия разработки в Кара-
гандинском и Тентекском районах более простые, чем
в Шерубайнуринском районе. Глубина разработки -
200 - 600 м и более.
Балансовые запасы категорий А+В+С1 - 5382 млн т,
категории С2 - 252 млн т; кондиционные ресурсы коксу-
ющихся углей в Карагандинском бассейне оцениваются
в 10,4 млрдт.
Все запасы практически представлены особо цен-
ными углями марок Ж, КЖ, К и ОС.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
155
Марка (ГОСТ 25543-88) ’Ж s 4^F О 4_> О 2 4_J О 0 ьс £ $<= 1 CD Э€ ж: 56 £ * £ ?€ эе
Концентрат плотностью менее 1Л г/см3 3 S 1 O- : 4©. 1 04. : I-. bo 2 1 7 7 7 co 00 1 Ti- 1 ni 7 1 co 1 7 rn 1 co 1 nJ 1 7 m co
£ i- ’TpH ^o 1 . 7 7 Lf> I CO LA 7 0 7 о© ГЧ 1 04 Г-Ч 7 co 7 Tjt J CD 7 40 1 CD 1 7 7 7 7 co I 0 rn
£ £ н з; j* ГЧ 04 rn fn $2 1 04 04 ©4 04 Cb 04 r— £ 4Q । 1 1
_-'z
* св; । 1 *- “Zzfrr; 1 rn 40 1 •"Ч 1 7 cd" t 04 CD 1 1 e— s 'Ч
cq^ I -'3- cS । 40 CD 04 o' I 40 о 1 cd 1 40 CD CD 1 CD 1 in CD 1 cT 1 cd" ©4 CD 1 40 CD 7 CD 1 40 CD 1 40 О 1 04 CD 1 1 I 1 t
£ .4.... о 1 o 1 co I ГМ 1 co 1 CO 1 О in i 1 1 CO 1 CD 1 1 CO T 1 CO 7 ©4 co OQ
i •Ж . т- 7? .Ol. ::b3‘ • 1, £ C OV : i. m co .5— k .-..o’’ co ;4’: :4a.- 40 м3 i w co 1 in 1: .m 04 40 , 1 CO 40 1 in m g ,:p , 7 ..7. J© -b i G& . 1. О r2 . j . 7
1 Рядовой уголь 1 -Е grig CN 1 О 7 co 1 co I Tf- ГМ g} ?ч 40 I .£££5 1 1 7 ГЧ rQ 1 7 7 7 । 1 7 7
сГ Л 40 1 ГП 1 Ti- rn 1 r*1 £П I ^4 ^:>Ьлгп £ in in 7 7 1 7 rn 40 I 7 3i £ 7 rn 1 ГП ?n ^n rn in
* к * gss; S' 7 $ 4 1 s 40 •.:TT 3$ 7 00 7 co тг' 7 7' S tF 7- 4. •П in m Ln in
?' 04., OO '.;cb co' dr.; d£. : :i~ ’:OO:.: CO £ cd O\ co CO c> CD !al.S^j £ co 7 ,:00 cm 04 t -8 co 00 co 1 £ co co 1 ; CO d 40 60. £ Г co
я к ГЧ s s o' f о о CO о 1 О о 1 s о 1 1 1 s CD <54 0 0 1 s CD s CD 1 s <0 7 s 0 1 m Ci 0 1 0 7 s CD G> 1 s s 0 1 rsj О CD - СЭ 1 s CD s o' 1 0 CD CD 1 О О o' 1 0 cd" 3 1 0 o' 0 1 co 0^ o' 0 1 co 0 0
«г HI 04 I о 7 <=>' I о 7 О 0 1 40 CD 1 CD 1 40 ГМ 1 co cd" 1 1 ' CD 7 s f CD 1 s 1 s ТГ 1 CD r*— Ln rn 1 7 ТГ 1 ТГ 1 CO A
-ж- га 8 ;-7;' 40 v. 1 •; о : m s <П 1 7 о <O J 7 04 7 T «> G> I a 40 1 r— 7 co 1 0 7 r— ТГ I 7 T 7 й 7
- йГ -. agr; Ch. f Tj^ CO ёЙВ . ,4© : 04 40 —Tgs - co 40 1 1 i m m
Геологи- ческий возраст I О” <7 1 '.Ж- • ?! 4-? O- 4-5^ 4_T" I O" o~ O- <-F
Район, месторождение, участок ’1 о co >s S ZE £ 2 >s 43 X ex. X >x <v CO >S S >s J co iS >3 X * 2 CD g It . iS OJ g: co 0 c: cq £ ГО m
Таблица 5.41.
Характеристика углей
Карагандинского бассейна,
Самарского и Завьяловского
месторождений
Справочник Коксохимика. Трм 1
156
Раздел 1. Угли для коксования
5.4. Угли дальнего зарубежья
5.4.1. Австралия
Австралия располагает крупными запасами кок-
сующихся углей, которые сосредоточены в бассейнах
пермского возраста - Сидней и Боуэн, на триасовых ме-
сторождениях Ипсуич и Николас, в юрском бассейне Кла-
ренс и бассейне Баррум мелового возраста (рис.5.6).
ществ - 40 - 42%. Угли яруса Ньюкасл имеют зольность
2 - 22%, содержание серы 1,5 - 2%, находятся на сред-
них стадиях метаморфизма (выход летучих веществ в
среднем составляет 33%) и представляют собой ценное
сырье для производства кокса. Коксовые и жирные угли
в значительной степени используются для коксования.
Бассейн дает около половины общей добычи в стране.
Условия разработки благоприятные: неглубокое залега-
Рис.5.6.
Основные угольные бассейны
Австралии
Бассейн Сидней (Новый Южный Уэльс) площадью
43 тыс. км2 расположен на юго-востоке страны в пределах
передового прогиба Тасманской геосинклинали. Продук-
тивные отложения пермского возраста разделяются на
две свиты: свиту Грета мощностью 30 - 180 м и верхнюю
угленосную мощностью 900 м. Для южной и восточной
частей бассейна характерны пологие синклинали и мо-
ноклинали, рассеченные на блоки сбросами. На западе
бассейна развиты купольные структуры, разбитые сбро-
сами. В свите Грета заключены два пласта рабочей мощ-
ности: верхний, или Главная Грета, мощностью до Юм
и нижний, или Холле вилл, мощностью до 5 м. В верхней
угленосной свите наиболее угленасыщен ярус Ньюкасл
с 14-ю пластами угля, из которых основное значение име-
ет пласт Борхол мощностью 1,2 - 6 м.
Качество углей высокое. Угли свиты Грета зани-
мают промежуточное положение между гумусовыми
и сапропелевыми (кеннели) углями. Они малозольные
(3-11 %), малосернистые (до 1,5%), выход летучих ве-
ние угля, пологие структуры. Ресурсы угля оцениваются
в 111 млрд т, разведанные запасы - в 17 млрд т, предва-
рительно оцененные - в 20 млрд т. Значительная часть из
них пригодна для коксования.
Бассейн Боуэн (Большая синклиналь) находится на
востоке Австралии в передовом перегибе герцинид Но-
вой Англии и занимает площадь 75 тыс. км2 (рис. 5.7 и 5.8).
Бассейн представляет собой крупную асимметрич-
ную синклинорную структуру с пологими западными
и крутыми восточными сильно нарушенными крыльями.
Продуктивные отложения перми разделяются на три
серии: Нижний Боуэн - 1700 м, Средний Боуэн - 1000 м
и Верхний Боуэн - 3000 м. Наиболее угленасыщена серия
Верхний Боуэн, заключающая до 14 пластов угля мощно-
стью от 3 до 34 м. Угли мало- и среднезольные (5 - 25 %),
малосернистые (0,5 - 1 %), с выходом летучих веществ
от 11 % на севере до 35 % на юге. Марки углей в этом
направлении меняются от тощих к коксующимся и до
газовых длиннопламенных. Ресурсы углей - 42 млрдт,
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
157
Рис. 5.7.
Схема марочного состава
углей месторождений
бассейна Боуэн
1 - Коллинсвилл;2 - Ньюленде; 3-Лейтон-Даунс; 4 -Элфинстон; 5 - Бартон; 6 - Нибо; 7- Гуньела; 8 - Пойтрел;
9 - Пик-Даунс; 10- Сараджи; 11 - Блэр-Атол; 12 - Норвич; 13-Джерман-Крик; 14- Грегори; 15 - Капелла; 16-Ярраби;
17 - Блэк-Уотер; 18 - Западный Ролстон; 19 - Баралаба; 20 - Мура; 21 - Кайанга; 22 - Тиодор
разведанные запасы - 19 млрд т и предварительно оце-
ненные - 22 млрд т. Запасы коксующихся углей составля-
ют 14 млрд т. Более 3 млрд т угля доступно для отработки
открытым способом.
Месторождение Ипсуич площадью 250 км2 примы-
кает с юго-востока к бассейну Боуэн. Представляет собой
пологую синклинальную структуру триасового возраста,
осложненную в осевой части куполом Блэкстон и сери-
ей сбросов северо-западного простирания, создающих
Справочник Коксохимика- Том 1
блочное строение месторождения. Мощность отложе-
ний триаса - 1200 м. Выделяются два угленосных района:
Северный Ипсуич и Букдамба на юго-востоке. В районе
Букдамба известно до 11 угольных пластов мощностью
1 - 4,5 м. Разрабатывается пласт Абердар мощностью
3,5 - 4,5 м. В Северном Ипсуиче имеется 5-7 пластов угля
мощностью 1 -2 м. Наиболее мощный-пласт Гарден.Угли
малозольные (9 %), малосернистые (1,3 %), выход летучих
веществ - 26 %, марка К. В районе Букдамба угли жирные
158
Раздел 1. Угли для коксования
Рис 5.8.
Схема марочного состава
углей бассейна Боуэн
и газовые, выход летучих веществ - 30 - 31 %, малозоль-
ные (7%), малосернистые (1,7%). Из углей производится
кокс хорошего качества, особенно на Северном Ипсуиче.
Запасы угля составляют 500 млн т. Условия разработки
довольно сложные.
На северо-западном продолжении месторождения
Ипсуич известна угленосная площадь Верхнего Брисбена
очень сложного строения, где угленосная толща триаса
заключает несколько пластов угля, один из которых име-
ет мощность 2,1 м. Зольность 7-13 %, выход летучих ве-
ществ - 23 %, марка К.
Месторождение Николас находится на о. Тасмания
и занимает площадь 150 км2. Продуктивные отложения
триаса - серии Росс мощностью 400 м характеризуются
близким к горизонтальному залеганием. Они разби-
ты серией сбросов на небольшие грабены и горсты. Из
трех разрабатываемых пластов только один сохраняет
устойчивую мощность порядка 2 м. Угли среднезольные
(14 - 19%), малосернистые (0,6%), с выходом летучих ве-
ществ 27 %, марка К. Запасы угля - 178 млн т. На о. Тасма-
ния имеется еще ряд аналогичных по возрасту, но более
мелких изолированных площадей с каменными и места-
ми коксующимися углями.
Месторождение Баррум расположено на побере-
жье Тихого океана непосредственно к востоку от бассей-
на Боуэн. Угленосные отложения серии Баррум мелового
возраста разделяются на верхний продуктивный и ниж-
ний непродуктивный ярусы. Месторождение представ-
ляет собой ряд вытянутых в северо-западном направле-
нии складок, осложненных небольшими сбросами. На
юге месторождения вскрыто четыре рабочих пласта угля
мощностью 1,3 - 1,8 м. Зольность угля - 5 %, содержание
серы - 0,8 %, выход летучих веществ - 27 %. Из углей про-
изводится хороший кокс. Несмотря на малые размеры и
запасы углей, месторождение усиленно разрабатывается
благодаря отличному качеству углей.
Ресурсы коксующихся углей Австралии оценивают-
ся в 26 млрд т, из них экономически обосновано для из-
влечения 14 млрд т.
Ведутся интенсивные поисковые работы, поскольку
геологическая изученность территории крайне неравно-
мерна.
Из общего объема экспортируемых углей до 60%
направляется в Японию.
Одна треть экспорта углей осуществляется через
Сидней, а две трети - через Боуэн.
5.4.2. Соединенные Штаты Америки
Основные ресурсы коксующихся углей сосредото-
чены в четырех карбоновых бассейнах - Аппалачском
(Восточная провинция), Иллинойском, Мичиганском
и Западном (Внутренняя провинция) и бассейне Юинта
мелового возраста (провинция Скалистых гор).
Аппалачский бассейн занимает площадь 180 тыс. км2
и вытянут на 1200 км вдоль южных склонов Аппалачских
гор (рис. 5.9). Бассейн находится в передовом прогибе
герцинид, имеет асимметричное строение с широким
пологим западным и узким крутым восточным бортами.
Строение бассейна усложняется в направлении с запада
на восток, где развиты вытянутые узкие складки, разо-
рванные системой нарушений. Угленосные отложения
карбона-перми достигают мощности нескольких кило-
метров. В верхнем карбоне мощностью 360 - 1670 м на-
считывается более 75 рабочих пластов угля. Наиболее
угленасыщена формация Аллейгени, где шесть пластов
имеют мощность от 1,2 до 3,8 м, и формация Мононгахи-
ла с пластом Питсбургским мощностью 1,2 - 3 м. В перм-
ских отложениях основное значение из 10 пластов имеет
пласт Вашингтон мощностью 1,6 - 3,2 м. Угли каменные
витринитовые, средней зольностью 10 % и сернистостью
2,5 %, реже более. Выход летучих веществ - 9 - 30 %. Мар-
ки углей меняются от антрацитов и тощих углей на вос-
токе до коксовых, жирных и газовых на западе бассейна.
Ресурсы каменного угля до глубины 900 м оценива-
ются в 1600 млрд т, доказанные запасы до глубины 300 м -
102 млрд т. Неглубокое спокойное залегание угольных
пластов на большей части площади бассейна, слабая
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
159
Рис.5.9.
Схема марочного состава
углей месторождений
Аппалачского бассейна
1 - Кларион; 2 - Клирфилд; 3 - Индиана; 4 - Сомерсет; 5 -Вашингтон; 6 - Харрисон; 7 - Белмонт; 8 - Маршалл;
9 - Барбур; ТО- Николас; 11 - Бун; 12 - Бредхитт; 13 - Пайк; 14 - Бьюкенен; 15 - Уолкер
обводненность и газоносность пород создают благо-
приятные условия для разработки месторождений шах-
тами, а на выходах пластов - карьерами. Добыча ведется
на нескольких тысячах шахт и разрезов. Большое количе-
ство в основном коксующегося угля (более 50 млн т) экс-
портируется через порт Хемитон-Родс.
Иллинойский (Восточный) бассейн площадью 122 тыс.
км1 2 представляет собой плоскую крупную асимметричную
синеклизу, в пределах которой развиты отложения камен-
ноугольного возраста (рис. 5.10). Образования раннего
карбона мощностью до 900 м содержат обычно нерабочие
пласты угля. Вышележащие отложения средне-верхнего
карбона мощностью 200 -1000 м заключают до 20 пластов
угля мощностью 0,6 - 2,6 м. Угли каменные витринитовые,
малозольные - 6 - 14%, преимущественно высокосерни-
стые - более 3 %. Выход летучих веществ - 30 - 43 %. Угли
жирные и газовые. Ресурсы каменного угля - 365 млрд т,
достоверные запасы - 89 млрд т. Уголь добывается на де-
сятках шахт и сотнях разрезов. Условия разработки бла-
гоприятные. Угли используются в основном на электро-
станциях. Лишь 3% угля идет для производства кокса, что
связано с его высокой сернистостью.
Западный бассейн имеет площадь 750 тыс. км2 и сло-
жен отложениями карбона мощностью 1 - 5 км. Северная
часть бассейна характеризуется спокойным залеганием
пород, к югу оно усложняется и приобретает складчатый
(правочник Коксохимика. Том 1
характер с крупными сбросами. Угленосная толща со-
держит 10 рабочих пластов угля мощностью 0,7 - 2,3 м.
Угли малозольные, малосернистые меняются от газовых
и жирных на севере до коксовых и антрацитов на юге.
Часть углей пригодна для коксования. Ресурсы угля -
170 млрд т. Условия разработки благоприятные.
Мичиганский бассейн площадью 28,5 тыс км2 пред-
ставляет собой крупную симметричную синеклизу,
выполненную продуктивными отложениями карбона
мощностью до 1 км. Основная угленосность приурочена
к группе Аллейгени мощностью 200 м с семью пластами
угля мощностью 1 - 3 м. Угли малозольные, но высоко-
сернистые, что не позволяет использовать их хорошую
спекающую способность. На востоке бассейна угли отно-
сятся к маркам К и Ж, на западе - к марке Г. Ресурсы угля -
700 млн т. Условия разработки благоприятные.
Бассейн Юинта находится в провинции Скалистых
гор и занимает площадь 60 тыс. км2 (95-200x400). Угленос-
ные отложения мела-палеогена слагают крупную впадину,
разделенную поднятием на две неравные части: запад-
ную - большую и восточную - меньшую. Основная угле-
носность приурочена к верхнемеловой формации Меза-
верде, содержащей несколько угольных пластов мощно-
стью до 5 м. В нижнемеловой формации Мэнкос известно
до трех угольных пластов мощностью 2 - 2,4 м. Около 60 %
ресурсов угля - 6 млрд т - относятся к каменным, частич-
160
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 5.10.
Схема марочного состава
углей месторождений
Иллинойского бассейна
но коксующимся. Они распространены на юге и востоке
бассейна. Условия разработки довольно сложные.
По оценке, ресурсы коксующихся углей США со-
ставляли 235 млрд т, из них экономически извлекаемые -
118 млрд т.
5.4.3. Канада
Угли, пригодные для коксования, распространены
в бассейнах каменноугольного возраста - Пикту, Син-
ди и Кемберленд, расположенных на востоке страны,
и в бассейне Альберта мелового и палеогенового возрас-
та на юго-западе страны (рис. 5.11).
Бассейн Пикту площадью 1000 км2 приурочен
к двум синклиналям: центральной - Аллан и восточ-
ной - Торбурн, разделенным поперечным поднятием.
Основная продуктивная серия бассейна - Стеллартон -
относится к среднему карбону и имеет мощность около
3000 м. Наиболее сложное строение имеет синклиналь
Торбурн, которая отличается крутыми углами падения
пород и большим количеством сбросов разной амплиту-
ды. Промышленная угленосность связана с пачками Ве-
ствилл, Альбион, Коул-Брук и Торбурн. В пачке Вествилл
разрабатываются четыре пласта мощностью 1,8 - 5,4 м.
Пачка Альбион содержит до 10 часто сближенных пла-
стов угля мощностью 1 - 10 м. От центра бассейна к его
периферии пласты утончаются и выклиниваются. Золь-
ность -16 - 20 %, содержание серы - 3,1 %, выход летучих
веществ - 24 - 28 %, марки угля - К и Ж. Бассейн разраба-
тывается рядом глубоких шахт.
Бассейн Синди - один из главных разрабатывае-
мых бассейнов Канады. Угленосные отложения карбона
мощностью 2000 м слагают серию сопряженных пологих
синклиналей. К ним приурочены четыре месторождения:
Мориен, Гласс-Бей, Лингны-Виктория и Синди. Продук-
тивные отложения заключают 10-12 угольных пластов
мощностью 1 - 2 м. Главный пласт Харбор выдержан по
всей площади бассейна. Строение большинства пластов
сложное. Угли каменные витринитовые, с выходом лету-
чих веществ 33 - 37 %, среднезольные. Лишь в углях пла-
ста Харбор зольность всего 5 %, содержание серы -1,7 %.
Ресурсы угля - 2,7 млрд т. Добыча ведется карьерами и
наклонными шахтами, частично под дном Атлантическо-
го океана.
Бассейн Кемберленд содержит шесть пластов коксу-
ющегося угля мощностью 0,9 - 2,4 м. Угли среднезольные,
содержание серы -1 - 7 %. Запасы - 220 млн т.
Бассейн Альберта - самый крупный бассейн страны
(рис. 5.12). Его площадь достигает 250 тыс. км2. Располо-
жен в пределах передового прогиба Альберта в северной
части Скалистых гор. Угленосные отложения мела и пале-
огена мощностью до 4000 м в восточной (платформенной)
части бассейна характеризуются спокойным монокли-
нальным залеганием. К западу в сторону Скалистых гор
строение бассейна усложняется, породы смяты в склад-
ки и нарушены чешуйчатыми надвигами и интрузиями.
Промышленная угленосность приурочена к формациям
Кутеней, Ласкар (нижний мел), Эдмонтон (верхний мел)
и Паскапу (палеоген). Формация Кутеней содержит от 12
до 47 угольных пластов мощностью 1 - 15 м, формация
(правочник К°ксохимика- Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
161
Рис. 5.11.
Основные угольные бассейны
Северной Америки
1 - Альберта; 2 - Синди, Пикту, Кемберленд (Канада); З-Лисберн-Коллвил; 4 - Форт-Юнион; 5 - Северный;
6 - Грин-Ривер; 7 - Юинта; 8 - Сан-Хуан; 9 - Юго-Западный; 10 - Западный; 11 - Техасский; 12 - Иллинойский;
13 -Аппалачский; 14 - Миссисипский; 15- Мичиганский (США); 16 - Сабинас; 17- Санта-Клара (Мексика).
В скобках указан возраст угленосных отложений
Ласкар -2-16 пластов мощностью 1,8 - 12 м, формация
Эдмонтон - до 14 пластов мощностью 0,9 - 1,7 м, форма-
ция Паскапу - до 5 пластов мощностью до 2,7 м. Камен-
ные, в том числе коксующиеся, угли распространены на
западе бассейна, бурые - на востоке. Угли малозольные -
5-9 %, малосернистые - 0,2 - 0,5 %, с выходом летучих
веществ 11 - 24%, относятся к маркам К и Ж. Наиболее
крупное месторождение Ферни содержит 5 - 10 рабочих
пластов угля мощностью 2,5 - 7,2 м. Зольность угля - 8 %,
содержание серы - 0,5 %, выход летучих веществ - 24%.
Кокс, полученный из этих углей, высокого качества. Запа-
сы угля - 22,5 млрд т, ежегодная добыча угля - 1,5 млн т.
Группа месторождений Каскейд заключает ряд пластов
(правочник Крксохимика. Том J
коксующегося угля мощностью 2 - 5 м. Запасы каждого из
месторождений равны 15-20 млрд т. Бассейн Альберта,
содержащий 228 млрд т ресурсов угля, в том числе досто-
верных - 46 млрд т, обеспечивает основной объем добы-
чи угля в стране.
Общие ресурсы коксующихся углей Канады оцени-
ваются в 17 млрд т.
Основные перспективы развития добычи углей для
коксования связаны с бассейном Альберта, где намечено
построить ряд шахт мощностью 1 - 4 млн т в год каждая,
несколько крупных разрезов и обогатительных фабрик.
Как и раньше, до 90 % добычи угля будет вестись откры-
тым способом.
162
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 5.12.
Схема марочного состава
углей месторождений
бассейна Альберта
Ж, К, ОС
1 - Фокс-Крик; 2 - Уайтвуд; 3 - Моринвилл; 4 - Тофилд; 5 - Какуа; 6 - Моберли-Крик; 7 - Маунтин-Парк; 8 - Рем;
9 - Ред-Дир; 10-Драм-Хеллер; 11 - Ширнесс; 12 - Боу; 13 - Боу-Айленд; 14-Летбридж;
15- Колмен; 16 - Тент-Маунтин
5.4.4. Польша
Коксующиеся угли распространены в трех поль-
ских бассейнах каменноугольного возраста: Верхнеси-
лезском, Нижнесилезском и сравнительно недавно от-
крытом Люблинском (рис. 5.13). Все бассейны многопла-
стовые, представлены витринитовыми малозольными
углями и содержат крупные запасы коксующихся углей
(табл. 5.42 - 5.44).
Верхнесилезский бассейн на территории Польши
охватывает площадь 5500 км2. Его южная часть площадью
1000 км2 находится на территории Чешской Республики
и носит название Остравско-Карвинский бассейн. Он
приурочен к крупному предгорному прогибу, в пределах
которого угленосные отложения карбона мощностью
8500 м слагают несколько впадин и поднятий. В западной
части бассейна развиты складчатые деформации, в вос-
точной - разрывные, что определяет сложное строение
Рис. 5.13.
Каменноугольные
месторождения
и бассейны Польши (а)
и схема марочного состава
углей Верхнесилезского
бассейна (б)
Бассейны (а): 1-6-Верхнесилезский;7- Нижнесилезский;8-Люблинский.
Месторождения (6): 1 - Бытом; 2 - Забже, Рыбник; 3 - Водзислав-Сленски; 4 - Катовице, Домброва и Тыхы;
5-Явожно, 6 - Чеховице-Дзеджице
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
163
Бассейн Геологический возраст Мощность отложений, м Рабочая угленосность
число пластов суммарная мощность, м средняя мощность пласта, м коэффициент угленосности, %
Верхнесилезский Ц-2 4500 200 250 1,25 5Л
Люблинский *1-2 1400 24 26 1.1 1,9
Нижнесилезский *1-2 900 27 29 1,1 3,2
Таблица 5.42.
Угленосность бассейнов
коксующихся углей
Бассейн И,, % 7,% 1,% ХОК, % А‘,% jw, % qw, МДж/кг Марка угля
Верхнесилезкий 70 - 19 11 19 13 1,3 20-30 27 К, Ж
Люблинский 74 - 13 13 13 15 1,9 20-30 26 К,Ж
Нижнесилезский - - - - - 12 0,7 15-35 35 ОС, к, ж
Таблица 5.43.
Вещественный состав
и характеристики
коксующихся углей Польши
Бассейн Балансовые категории Забалансовые Прогнозные ресурсы Потенциальные ресурсы (1000-1800 м) Всего
А+В+С, <2
Верхнесилезский 5874 11151 4450 19646 38239 79360
Люблинский 580 501 199 8741 3014 13035
Нижнесилезский 109 51 140 - - 300
5 ; 11 йй : 47Й 28387 41253 йЖ
Таблица 5.44.
Ресурсы и запасы
коксующихся углей Польши,
млн т
бассейна. Осадки карбона разделены на четыре серии,
в которых, в свою очередь, выделены свиты (табл. 5.45).
Они содержат несколько сотен угольных пластов, из ко-
торых более 200 достигают рабочей мощности в среднем
1 - 2 м, редко - 7 м и даже 24 м. Наиболее угленасыщена
средняя часть разреза - седловая и рудская свиты. Боль-
шинство пластов выдержаны по площади. Часть из них
расщепляется на отдельные пачки и выклинивается в на-
правлении с запада на восток.
Вещественный состав гумусовых углей характери-
зуется преобладанием витринита - 65 - 75 % и повышен-
ным содержанием липтинита -10 -15 %. В углях седловой
свиты отмечается повышенное содержание инертинита -
33 %, а в некоторых пластах - 55 % (табл. 5.46).
Степень метаморфизма углей возрастает от верхних
пластов к нижним и в плане - с востока на запад, обуслов-
ливая марочный состав углей от длиннопламенных до то-
щих (табл. 5.47).
Серия Свита Рабочая угленосность
мощность свиты, м число пластов мощность, м суммарная мощность, м
Краковская песчаниковая Либенжская 560 8 1-1,2 13
Алевролитовая Лазицкая 1080 18 2-9 35
Ожеская и Зеленская 2000 71 0,5-2 112
Верхнесилезская песчаниковая Рудская 810 13 0,6-7 52
Седловая 290 10 1-24 28
Паралическая Порембская 1100 20 0,8-2 32
Якловецкая 380 23 1-2 25
Грушовская 1300 49 0,5-2 31
Петшковицкая 1000 12 0,5-2 11
-:.г - - -«гД ЯДРУ- . 8520 ; 22«
Таблица 5.45.
Угленосность карбона
Верхнесилезского бассейна
Справочник Коксохимика. Трм 1
164
Раздел 1. Угли для коксования
Я S
Таблица 5.48.
Зольность
и сернистость рядовых
углей Верхнесилезского
бассейна, %
Таблица 5.46.
Вещественный состав углей
Верхнесилезского бассейна, %
Свита vt I L
Либенжская 67 I 19 14
Лазицкая 63 i ! 23 14
Ожеская 71 : 17 12
Зеленская 72 18 10
Рудская 65 24 11
Седловая 57 : 33 10
Порембская 71 15 13
Якловецкая 67 20 ! 13
Таблица 5.47.
Характеристика
обогащенных углей
Верхнесилезского бассейна, %
Марка угля л' ydaf cdaf
г-д 5-11 1-2 32-43 68 4
г 3-8 1/8 30-40 78 4,5
ж 2-8 1,8 28-39 83 4,9
к 6 1-2 17-22 - -
ОС 6 1-2 14-18 - -
т 1-4 0,9 10-16 86 4,3
Угли бассейна мало- и среднезольные - 10 - 15%.
Угли нижней серии менее зольные, чем верхних
(табл. 5.48).
и я а
Серия л*' s'
Краковская песчаниковая 16 2
Алевролитовая 15 1,1
i Верхнесилезская песчаниковая 11 0,9
Шралическая 12 1,3
Среднее по бассейну 13 1,1
Ресурсы коксующихся углей оцениваются в 80 млрд т,
в том числе запасы категорий А+В+С, - в 5,9 млрд т и кате-
гории С2 - в 11,1 млрд т. Разработка углей ведется шахтами
в западном Рыбницко-Гливицком и Центральном районах,
где развиты угли марок ГЖ, Ж и К.
Условия разработки сложные, что связано с больши-
ми глубинами - более 600 м, выбросами газа, угля и по-
род, сложными геотермическими условиями: температу-
ра в интервале глубин 450 - 1250 м возрастает от 14 до
63 °C. В бассейне добывается свыше 90 % коксующихся
углей в стране. Глубина разработки превышает 600 м.
Нижнесилезский бассейн находится на юго-западе
страны, занимает площадь 550 км2 и представляет собой
симметричную синклиналь, выполненную континенталь-
ными осадками карбона мощностью до 900 м. Тектоника
бассейна весьма сложная. Углы падения пород на кры-
льях складок достигают 55 - 70°, местами отмечается
опрокинутое залегание пород, которые разбиты много-
численными надвигами и поперечными сбросами. Иногда
отложения карбона прорваны интрузиями. Из нескольких
десятков угольных пластов рабочей мощностью около 1 м
27 редко достигают 3 - 6 м. Большая часть их приурочена
к нижней и средней частям разреза - валбжихские и жац-
лержские слои. Угли гумусовые, богатые витринитом, ма-
лозольные (11 -14%), малосернистые (0,3 -1,3%) и мало-
фосфористые (0,003%). Вниз по разрезу газовые угли
сменяются жирными и коксовыми. Запасы коксующихся
углей невелики: категории А+В+С, составляют 109 млн т,
категории С2 - 51 млн т. В бассейне действует несколько
шахт общей мощностью 3 млн т/год. Условия эксплуата-
ции весьма сложные, что обусловлено интенсивной на-
рушенностью и загазованностью пород. Перспективы
увеличения ресурсов коксующихся углей незначительны
и связаны с глубокими горизонтами бассейна.
Люблинский бассейн площадью 4600 км2 приурочен
к крупной синклинальной структуре, в пределах кото-
рой угленосные отложения карбона мощностью 1400 м
характеризуются блоково-сбросовым строением. Они
залегают на больших глубинах - 900 м на севере и 1200
м на юге бассейна и перекрыты осадками перми и мезо-
зоя. Число рабочих пластов достигает 24, а их мощность
- 0,8-3,4 м, средняя мощность составляет 1,1 м. Боль-
шинство пластов слабо выдержаны по площади. В соста-
ве углей преобладает витринит (70 - 80 %) и наблюдается
довольно высокое содержание липтинита - 11 %. Золь-
ность углей колеблется в широких пределах - 5 - 40%,
в среднем - 15%. Содержание серы также подвержено
значительным колебаниям - от 0,5 до 14%, в среднем -
1,9%. Наиболее сернистые угли в нижних пластах, обра-
зовавшихся в прибрежно-морских условиях. Основная
масса угольных пластов содержит угли средних стадий
метаморфизма, которые хорошо спекаются (марки Ж и К).
На севере бассейна распространены менее метаморфи-
зованные угли. Ресурсы коксующихся углей оцениваются
в 13 млрд т. Свыше 70% углей залегают на глубинах до
1000 м.
Ресурсы коксующихся углей в Польше до глубины
1800 м составляют 51 млрд т, в т.ч. до глубины 1000 м -
36 млрд т. Балансовые запасы оцениваются в 18,3 млрдт,
из них категорий А+В+С1 - 6,6 млрд т и категории С2 -
11,7 млрд т. Более 85% ресурсов угля сосредоточено
в недрах Верхнесилезского бассейна, 14% - Люблинско-
го и менее 1 % - Нижнесилезского.
5.4.5. Китай
Основные ресурсы коксующихся углей сосредото-
чены в северных (бассейны Шаньси, Великой Китайской
равнины, Ордосский, Бей-пяо, Хеган) и юго-восточных
(бассейны Сычуань, Тансин, Ганьцзянь и Янцзы) районах
Китая (рис. 5.14). Недостаточно изученные бассейны на-
ходятся на западе страны, такие, как Таримский, Урумчи,
Аксу-Куча и Турфан-Хами.
В одном из наиболее крупных бассейнов - Шаньси
большое значение имеет месторождение Датун, где семь
рабочих пластов угля обладают мощностью 0,6 - 5,7 м.
Угли каменные преимущественно жирные, малозольные;
выход летучих веществ - около 30 %. Ресурсы угля со-
ставляют примерно 100 млрд т. Бассейн занимает первое
место в стране по добыче угля. Условия разработки в
целом благоприятные.
Справочник Коксохимика. 'рзм 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
165
Рис. 5.14.
Каменноугольные бассейны
Китая
Крупные ресурсы коксующихся углей залегают
в недрах бассейна Великой Китайской равнины. Число
угольных пластов в отложениях верхнего палеозоя меня-
ется от 5 (месторождение Фынфын) до 20 (Кайлуань) и 17
(Пиндинышань). Ресурсы каждого из 14 угленосных райо-
нов этого бассейна оцениваются в 2 - 3 млрд т.
В Ордосском бассейне образования перми и юры
заключают несколько пластов высококачественных кок-
сующихся углей, ресурсы которых превышают 10 млрд т.
На крайнем северо-востоке Китая находится юрский
бассейн Хеган с шестью рабочими пластами угля мощно-
стью 6 - 8 м. Зольность угля - менее 10 %, выход летучих
веществ - 28 - 32 %, сернистость - 0,2 %. Запасы угля со-
ставляют 5 млрд т.
В бассейне Тансин отложения перми содержат
6-14 пластов угля мощностью 1 - 6 м. Зольность угля -
14-22 %, выход летучих веществ -18 - 41 %, толщина пла-
стического слоя -12 - 25 мм, содержание серы - 0,5 - 2 %.
Марки угля - ГЖ, Ж и К. Ресурсы угля оцениваются почти
в 20 млрд т. Соседний бассейн Сычуань, также пермского
возраста, содержит пять угольных пластов мощностью
2-4 м. Ресурсы угля - свыше 10 млрд т.
Пермские угли бассейна Ганьцзянь слагают 2-4
пласта мощностью 1 - 9 м. Зольность угля - 20 - 30 %, вы-
ход летучих веществ - 20 - 35 %, толщина пластического
Справочник Коксохимика. Том 1
слоя - 8 - 40 мм, содержание серы - 1 - 8 %. Угли преиму-
щественно высокосернистые. Марки угля - Г, Ж и К.
На западе Китая известны юрские бассейны Тарим-
ский, Урумчи, Аксу-Куча и Турфан-Хами. Каждый бассейн
включает несколько месторождений каменных, иногда
коксующихся углей. Перспективы этих малоисследован-
ных бассейнов достаточно велики.
Ресурсы коксующихся углей Китая оцениваются
в 300 млрд т, в том числе экономически извлекаемые -
80 млрдт.
В последние годы в стране открыто крупное место-
рождение коксующихся углей Шэньму. Перспективы раз-
вития добычи углей для коксования в Китае весьма бла-
гоприятны, особенно в бассейне Дабун, где сооружаются
крупные угольные разрезы.
5.4.6. Южно-Африканская Республика
Коксующиеся угли в ЮАР известны в бассейне Вит-
банк, на месторождении Ватерберг и др. (рис. 5.15). Угли
приурочены к отложениям системы Карру (карбон-юра).
Бассейн Витбанк площадью 55 тыс км2 расположен
на востоке страны в рифтовой зоне. Большая часть площа-
ди характеризуется блочным строением и близким к го-
ризонтальному залеганием пород. Лишь на юге Капской
166
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 5.15.
Угольные месторождения
Южно-Африканской
Республики
провинции угленосные отложения интенсивно смяты. На
всей площади бассейна, особенно в южных районах, ши-
роко проявилась магматическая деятельность - породы
и угольные пласты пронизаны силлами и дайками доле-
ритов. Образования системы Карру разделяются на ряд
серий: Двика, Экка, Бофорт, Стромберг, но промышленная
угленосность в основном связана с серией Экка, точнее,
с ее средней свитой мощностью 120 - 390 м. Она содержит
2-5 пластов угля обычно сложного строения мощностью
0,6 -9 м. Основной пласт - Второй мощностью 9 м. боль-
шинство пластов выдержано по площади. Угли гумусовые
витринитовые, реже сапропелитовые. Коксующиеся угли
распространены главным образом в провинциях Транс-
вааль и Наталь. Зольность углей 7-35 %, в среднем 20 %.
Наименее зольные пачки располагаются в нижней части
пластов. В южных районах бассейна угли менее зольные,
чем в северных. Угли малосернистые (0,4 - 1,8%). Вы-
ход летучих веществ - 21 - 33%. Наибольшее развитие
в бассейне получили высокометаморфизованные тощие
угли и антрациты с выходом летучих веществ 6 - 13%.
В бассейне выделяется несколько угленосных районов -
Витбанк-Мидделбург, который дает 60% общей добычи
угля, Утрех, Ференихинг, Фрейхельд, Эрмело-Брейтен
и др. Бассейн разрабатывается неглубокими шахтами
и частично разрезами. Из 51 млрд т общих ресурсов угля
для коксования пригодны 908 млн т, а из 25 млрд т раз-
веданных запасов - только 305 млн т.
Месторождение Витерберг находится на севере
страны и занимает площадь 2500 км2. Угленосная толща
серии Экка мощностью 400 м слагает пологоволнистую
синклинальную структуру, осложненную в центральной
части серией сбросов небольшой амплитуды. Мощность
шести угольных пластов меняется от 0,7 - 2,5 м на юге
до 0,6 - 6,7 м на севере. Угли гумусовые, с зольностью
22 - 32% и содержанием серы 1,3 - 4,2%. Лишь в углях
одного пласта мощностью 4 м зольность снижается до
13-21 %, а сернистость-до 0,7-1,1 %. Выход летучих ве-
ществ для углей верхних пластов составляет около 30 %,
а для углей нижних пластов - 18 - 21 %. Марки угля - К
и Ж. Угли хорошо коксуются. Запасы угля - 7,4 млрд т.
Месторождение отличается благоприятными условия-
ми разработки и обеспечивает основную добычу коксу-
ющихся углей в стране.
Ряд новых месторождений коксующихся углей раз-
ведан в северо-западной провинции Трансвааль. Здесь
построен карьер Дуглас, дающий 3,7 млн т угля в год, из
них 1,6 млн т коксующегося угля. Запасы - 1 млрд т угля.
В перспективе добычу угля для коксования предполага-
ется увеличить. Самым крупным портом, через который
осуществляется экспорт углей, является Ричардс-Бей.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 5. Характеристика основных месторождений коксующихся углей
167
Библиография
1. Аммосов И. И. Основные причины неодинакового состава
и свойств ископаемых углей - М.: Изд-во АН СССР, 1953.
2. Российская угольная энциклопедия - СПб: изд-во картогра-
фической фабрики ВСЕГЕИ, 2007 - 570 с.
3. Камиева А. И. Химия горючих ископаемых, М.: изд. Химия,
1974.
4. Егоров А. И. Глобальная эволюция торфоугленакопления.
Т. 1,2, Ростов-на-Дону: Рост. ГУ, 1992(Т.1), 1997(Т.2); горная эн-
циклопедия, Т. 5 - М., 1995.
5. Егоров А. И. Пояса углеобразования и нефтегазоносные зоны
земного шара - Ростов-на-Дону: Рост. ГУ, 1960.
6. Панфилов А. Л. Классификация запасов месторождений про-
гнозных ресурсов твёрдых полезных ископаемых - М., 1997.
7. Рынок коксующегося угля и кокса в мире и Украине: совре-
менные тенденции и прогноз на 2008 г. К.: ДП «Укрпром-
зовышекспертиза», 2008 - 100 с.
8. Державний баланс запаав корисних копалин УкраГни, том
«Вуплля».- К.: Геошформ УкраТни, вип. 22,2007 - 652 с.
9. Справочник по обогатимости каменных углей и антрацитов
действующих шахт Украины - X.: ИПП «Контраст», 2004 - 395 с.
10. Агушевич И. В., Броновец Т. М., Головин Г. С. и др. Стандартные
методы испытания углей - М.: НТК «Трек», 2008 - 368 с.
11. Ерёмин И. В., Арцер А. С., Броновец Т. М. Петрология и хими-
ко-технологические параметры углей Кузбасса- Кемерово,
2001.- 399 с.
12. Геология месторождения угля и горючих сланцев СССР. Т. 7.
Кузнецкий, Горловский бассейны и другие угольные место-
рождения Западной Сибири.- М.: Недра, 1969 - 912 с.
13. Травин А. Б., Синдерзон Э. М., Шорин В. П. и др. Атлас верх-
непалеозойских углей Кузнецкого бассейна - Новосибирск:
Наука, 1966.- 368 с.
14. Петрология палеозойских углей СССР / Под ред. И. В. Ерёми-
на - М.: Недра,1976 - 213 с.
15. Горелова С. Г. Материалы к картам распределения раститель-
ности на территории Кузбасса в верхнем палеозое // В сб.
Материалы Сибирской тематической комиссии по истории
угленакопления, вып. 2- Новосибирск: Изд. СО АН СССР,
1962.- С. 69-78.
16. Аммосов И. И., Ерёмин И. В., Бабинкова М. И. и др. Петрогра-
фические особенности и свойства углей - М.: Изд., АН СССР,
1963.- 380 с.
17. Штах Э., Маковски М.-Т, Тейхмюллер М. и др. Петрология углей.
Пер. с англ, под ред. И. В. Ерёмина - М.: Мир, 1978 - 544 с.
18. Синдерзон Э. М., Стаценко Э. А., Шитова Л. А., Шорин В. П. Куз-
нецкий каменноугольный бассейн // В кн.: Петрология палео-
зойских углей СССР- М.: Недра, 1975 - С. 111 - 136.
19. Ерёмин И. В., Лебедев В. В., Цикарев Д. А. Петрография и физи-
ческие свойства углей - М.: Недра, 1980 - 263 с.
20. Юзвицкий А. 3., Авдеев С. С. Закономерности изменения
качества углей Кузнецкого бассейна // Советская геология-
1988.- №8.-С. 31-43.
21. Yuzvtsky A.Z. Petrographic composition, metamorphism and
quality of coal in the Kuznetsk Basin. Prace Panstwowego
InstytutuGeologicznegoCLVIl/ Proceding ofthe XIII International
Congress on the Carboniferous and Permian - Warszawa, 1977-
P. 305-311.
22. Дроздник И. Д., Орлов А. В., Черкасов В. В. Рынок угля и пер-
спективные направления его использования. Информа-
ционно-аналитический обзор - X., 2004 - 189 с.
23. Голицин М. В., Голицин А. М. Коксующиеся угли России
и мира - М.: Недра, 1996 - 238 с.
24. Угли Печорского бассейна. Справочник- Воркута: Печор-
НИИпроект, 1994.
25. Куклев В. П., Пичугин И. В., Подмарков А. В. Атлас пермских
углей Печорского бассейна - М.: Научный мир, 2000.
26. Азимов Р. А., Бенин А. А., Шувалов Ю. В. Развитие топливно-
энергетического комплекса Республики Коми на основе со-
временных технологий организации производства,- СПб:
СПГГИ (ТУ), 2003.
27. Поляков Н. П. Угольная база России, т. V, кн. 1.- М., 1997.
28. Исследование мирового рынка коксующегося угля- К.:
ГП «Укрпромвнешэкспертиза», 2009 - С. 87.
Справочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 6
ХАРАКТЕРИСТИКА РЫНКА КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Ресурсы каменного угля обширны, что позволяет де-
лать оптимистические прогнозы развития угольной про-
мышленности в 21 веке. Залежи каменного угля располо-
жены более равномерно, чем, например, запасы нефти
и газа. Поэтому многие страны удовлетворяют свои по-
требности в основном за счет внутренних ресурсов. Это
обстоятельство, а также расположение основных миро-
вых производителей и потребителей угля, определяют
объёмы и направления основных торговых потоков.
Основными потребителями каменного угля явля-
ются энергетика и промышленность, где львиная доля
приходится на черную металлургию. Отсюда принятое
деление углей на энергетические и коксующиеся. Раз-
витие новых технологий делает такую классификацию
все более условной. Например, широкое внедрение тех-
нологии пылеугольного вдувания (ПУВ) в металлургии
ведет, с одной стороны, к снижению удельного потребле-
ния высококачественных коксующихся углей, а с другой -
к более широкому использованию в металлургии марок,
традиционно относящихся к энергетическим. Поэтому
рынки коксующихся и энергетических углей во многом
взаимосвязаны.
Украина, с ее высоким уровнем производства чугуна
и стали, имеет развитую угольную промышленность. Тем
не менее, объема поставок местного коксующегося угля
оказывается недостаточно и часть потребности метал-
лургии удовлетворяется за счет импортных углей. В по-
следние годы доля импорта коксующихся углей постоян-
но возрастает. Исключением стал 2009 г. Однако такое из-
менение стало следствием финансово-экономического
кризиса, а не изменений в развитии угольной промыш-
ленности. Импорт коксующегося угля определяется не
только недостатком физического объёма угля на рынке.
Завоз определенных марок углей важен для оптими-
зации состава коксовой шихты, а также для снижения
содержания серы и повышения качества кокса. Таким
образом, изучение возможностей расширения импорта
коксующихся углей в Украину представляется актуаль-
ной задачей не только текущего периода, но и более от-
даленной перспективы.
6.1. Производство коксующегося угля
В 2009 г. мировое производство качественного кок-
сующегося угля (без учета углей, используемых как сы-
рьё для пылеугольного топлива (ПУТ)) составило около
710 млн т, т. е. по сравнению с 2008 г. этот показатель сни-
зился на 25 млн. т (- 3,4 %) (рис. 6.1).
В период 2001 - 2007 гг. добыча коксующегося угля
в мире устойчиво росла (рис. 6.2). Однако темпы роста
после пика, достигнутого в 2004 г., в последующие годы
неизменно снижаются. В 2008 г. этому способствовало
падение добычи в Австралии и Китае в начале года, вы-
званное природными причинами (ливни и снегопады),
а в 2009 г. на добычу угля повлиял кризис и снизившийся
спрос в большинстве стран мира.
Крупнейшие 10 стран-производителей коксующего-
ся угля обеспечивают 95 % его мировой добычи (рис. 6.3).
Рис 6.1.
Добыча коксующегося угля
в мире (млн т)
Рис. 6.2.
Прирост мировой добычи
коксующегося угля (к
предыдущему году), %
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
Глава б. Характеристика рынка коксующихся углей
169
Рис.б.З.
Географическая структура
добычи коксующегося угля в
мире в 2009 г. (оценка)
Среди основных регионов, производящих коксу-
ющийся уголь, следует отметить Азию (прежде всего Ки-
тай), Австралию, Северную Америку (США и Канада) и СНГ
(Россия, Украина и Казахстан). Отмечается постепенное
увеличение доли Китая и Австралии в мировом произ-
водстве. Китай наращивает добычу для удовлетворения
внутренних потребностей, тогда как Австралия упрочня-
ет свои позиции ведущего мирового экспортера.
6.2. Потребление коксующегося угля
Очевидно, что динамика потребления коксующе-
гося угля зависит от динамики производства чугуна.
Данные о производстве чугуна по отдельным странам
и регионам приведены в табл. 6.1 и 6.2.
Для анализа удобнее сгруппировать производствен-
ные показатели по регионам (табл. 6.2). Как видно из
приведенных данных, в 2009 г. в большинстве регионов
мира производство чугуна снизилось на 13 -15 %. Исклю-
чение - Китай и Ближний Восток, где имел место рост на
16 -17 %. Показатели стран Европы (не ЕС) оказались при-
близительно на уровне 2008 г. Таким образом, рост произ-
водства чугуна в Китае в значительной мере компенсиро-
вал падение в других регионах, в результате чего мировое
производство в 2009 г. снизилось всего на 3,2 %.
Соответственно изменениям объёмов металлурги-
ческого производства увеличился объём угля, использу-
емого в коксохимическом производстве (рис. 6.4). С учё-
том того, что значительная часть прироста производства
приходится на вновь созданные металлургические про-
изводственные мощности, для которых характерен низ-
кий коэффициент расхода кокса, падение потребления
угля в 2008 году оценивается на уровне около 3 %.
Страна Год 2009/2908,%
2004 2005 2006 2007 2008 2009*
1 2 3 4 5 6 7 8
Австрия 4847- Г5446 :7 5547 5808 5815 .4665 .80,2
Бельгия 8225 ' 7193 7516 6577 : - 7125 . 3312 46,5
Болгария - - 1147 1069 441 0 0,0
Чехия 5384 4627 5192 5287 4737 3412 72,0
Финляндия 6908 6786 3158 2915 2943 2075 70,5
Франция 13198 12709 13013 12 426 11372 8069 71,0
Германия 30018 28843 30 360 31150 29105 19833 68,1
Венгрия 1351 1329 1336 1394 1289 1062 82,4.
Италия 10604 11412 11497 11090 10373 5750 55,4
Нидерланды 6011 6031 5417 6412 6130 4479 73,1
Польша 6399 4585 5333 5804 4920 3038 61,7
Румыния 4244 4156 3975 3935 2945 1167 40,3
Словакия 3765 3671 4145 4012 3529 3119 88,4
Испания 4036 4160 3432 3984 3995 2524 63,2
Швеция 3577 3816 3583 1890 52,8
Великобритания 10180 10189 10 696 10960 10137 7060 69,6
Босния и Герцеговина - - - 243 501 206,2
Сербия 994 1203 1762 1485 1582 1040 65,7
Таблица 6.1.
Динамика производства
чугуна по странам, тыс. т
* Годовые показатели 2009 года по результатам 11 месяцев.
Справочник Коксохимика. Том 1
170
Раздел 1. Угли для коксования
Окончание табл. 6.1
1 2 3 4 5 б 7 8
Турция 5836 5950 5952 6235 6550 6873 104,9
Казахстан 4312 3624 3393 3240 2761 2021 73,2
Россия 50321 48410 51742 51043 48295 42886 88,8
Украина 31056 30782 32937 35647 30982 25486 82,3
Канада 8828 8237 8305 8710 9040 6313 69,8
Мексика 4278 4117 3790 4078 4670 3609 77,3
США 42291 36426 37903 36155 32992 19384 58,8
Аргентина 2392 2646 2482 2589 2581 2066 80,1
Бразилия 34558 34003 32452 35540 34969 25349 72,5
Чили 1137 1062 1115 1135 1150 909 79,0
Колумбия 312 321 360 350 300 353 117,8
Парагвай 119 129 128 110 95 77 81,1
Перу 272 260 306 351 395 61 15,4
Алжир 994 952 1093 1193 690 464 67,3
Южная Африка 6011 6130 6159 5357 5350 4150 77,6
Зимбабве 125 129 38 45 1 0 0,0
Иран 2096 2305 2041 2118 2176 2555 117,4
Китай 257754 330405 413 635 469446 471100 547169 116,1
Индия 251117 26090 28256 28828 28900 28553 98,8
Япония 82974 83066 84271 86772 86171 66 336 77,0
Южная Корея 27556 27308 27559 29110 31210 27622 88,5
Тайвань 10354 9527 10 407 10550 9800 7447 76,0
Австралия 5735 6203 6433 6369 6057 4383 72,4
Новая Зеландия 719 652 664 679 622 627 100,8
in И •Й •!! Д ™-.у
.... —* - 1 е — — к—.* -л-г _я.Н- Г‘ ’ >Т1—— -1- ——-
Таблица 6.2.
Динамика производства
чугуна по регионам, тыс. т
Регион Год 2009/2008,%
2004 2005 2006 2007 2008 2009
ЕС-27 115170 111137 115341 116639 108439 71 476 65,9
Остальная Европа 6830 7153 7814 7900 8375 8416 100,5
СНГ 85 689 82816 88072 89930 82038 70392 85,8
Северная Америка 55 397 48 781 49998 48943 46702 29305 62,7
Южная Америка 38790 38420 36842 40075 39491 28815 73Д)
Африка 7130 7211 8405 7596 6041 4614 76,4
Ближний Восток 2096 2305 2041 2118 2176 2555 117,4
Китай 257754 330405 413635 469446 471100 547169 116,1
Остальная Азия 146001 145991 1 516630 626076 156081 129958 83,3
Океания 6454 6856 7097 7048 6679 5007 75,0
Мир в Целом 946324 927122 - 897706
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 6. Характеристика рынка коксующихся углей
171
Бесспорным лидером в потреблении коксующегося
угля является азиатский регион. Сегодня Азия (а в Азии
Китай) фактически определяет темпы роста мирового по-
требления коксующегося угля (рис. 6.5).
Следует отметить, что внедрение новых технологий
в металлургии (технология пылеугольного вдувания, ча-
стичная замена кокса другими энергоносителями, рост
выплавки электростали) приводит к тому, что потребле-
ние кокса, а значит, и коксующихся углей (в частности,
высококачественных углей), на 1 тонну металла посто-
янно снижается. Поэтому уже с середины 80-х гг., кроме
рыночной конъюнктуры, на потребление коксующегося
угля в металлургии влияет постоянно действующий фак-
тор, определяемый динамикой внедрения новых техно-
логий. Очевидно, что данный фактор будет действовать
и в будущем по мере совершенствования технологий
металлургического производства не только в передовых
в техническом отношении, но и в других странах.
6.3. Сравнительный анализ рынков
коксующегося и энергетического
угля
Хотя угли и принято делить на коксующиеся
и энергетические, однако многие марки на практике
являются углями двойного назначения. При изменении
конъюнктуры в том или ином сегменте рынка они мо-
гут использоваться для регулирования баланса спроса
и предложения. Такой эффект, например, наблюдался
в 1999 - 2000 гг., когда при слабом спросе на коксующие-
ся угли некоторые австралийские угли продавались как
энергетические. Обратный переход (активное использо-
вание энергетических углей в качестве ПУТ в металлур-
гии) характерен для последних лет на волне роста спроса
на коксующиеся угли.
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
В общем рынок энергетического угля в послед-
ние 15-20 лет развивался более энергично, чем рынок
коксующегося угля. Общий рост добычи каменного угля
прежде всего достигался за счет роста добычи энерге-
тического угля, а динамика мировой торговли главным
образом определяется динамикой торговли энергетиче-
ским углем.
Несмотря на быстрое развитие нефтегазовой про-
мышленности, уголь в качестве топлива сохраняет свою
значимость. В немалой степени способствует этому за-
медление развития атомной энергетики. Дополнитель-
ный импульс угольная энергетика получила в последние
4-5 лет, когда ускорился рост цен на природный газ
и нефть. Большое влияние на рост мирового потребле-
ния угля оказывает бурно развивающийся в рассматри-
ваемый период азиатский регион, в котором развитие
промышленности и энергетики во многом базируется на
угольных технологиях. В регионе, где производится треть
мировой электроэнергии, расходуется порядка 55% от
мирового потребления углей (для сравнения: в ЕС для
производства 17% мировой энергии расходуется только
10 % мирового потребления угля).
Особенно роль угля в энергетике возрастает в Китае,
где активно наращивают мощности угольных электро-
станций. Развитие новых технологий сжигания угля сня-
ло многие экологические проблемы, которые еще 20 - 30
лет назад были серьезным тормозом развития данной
области энергетики. Как в ближайшей, так и в более от-
даленной перспективе такое применение угля сохранит
свое значение. Указанное утверждение хорошо иллю-
стрирует рис. 6.6, где представлена динамика роста по-
требления каменного угля энергетикой и металлургией,
а также другими секторами промышленности. Очевидно,
что именно энергетика в первую очередь способствует
росту мирового потребления угля.
В отличие от перспектив применения энергетиче-
ского угля область применения коксующегося угля по-
немногу сужается. Основная причина такой ситуации со-
стоит в развитии новых технологий в металлургии. Одной
из критических точек современной металлургии является
доменное производство. Поэтому в данной области в по-
следние годы идет модернизация как самого технологи-
ческого процесса, так и оборудования, что способствует
снижению расхода кокса на тонну выплавляемого чугуна.
Другая тенденция последних лет - развитие электроста-
Рис.6.5.
Структура потребления
коксующегося угля
по регионам
172
Раздел 1. Угли для коксования
Рис. 6.6.
Структура потребления
угля различными секторами
промышленности в мире
в 1985-2008 гг.
леплавильного производства и технологий прямого вос-
становления железа. Таким образом в перспективе рост
рынка коксующихся углей будет характеризоваться уме-
ренными темпами.
Тем не менее, объем выплавки стали все-таки воз-
растает, причем в последние 5 лет темпами не менее
4 - 6% в год. Таким образом, объективно спрос на кок-
сующийся уголь растёт, хотя, возможно, и не такими вы-
сокими темпами. Поэтому говорить о серьёзном сокра-
щении данного рынка также не приходится. Основной
причиной монотонного производства стали в последние
годы явился беспрецедентный и постоянный рост вы-
плавки её в Китае, тогда как развитие других регионов
шло обычным (с периодами роста и снижения) образом.
Китайская металлургия во многом основана на традици-
онном доменном производстве, поэтому скачок в произ-
водстве стали повлёк за собой резкий скачок спроса на
коксующиеся угли и кокс.
Мировой угольный рынок в 2003 - 2004 гг. оказался
не готов к выросшему спросу, что и определило ажиотаж-
ный рост цен на уголь и кокс в первой половине 2004 г.
Доминирующей тенденцией последующих лет стала ре-
лаксация возникшего дисбаланса с постепенным сниже-
нием цен на угольную продукцию. Этому способствовали
усилия производителей угля по наращиванию добыва-
ющих мощностей, переориентация многих сталепроиз-
водителей на собственное производство кокса, усилия
китайского правительства по контролю над темпами раз-
вития китайской металлургии.
Однако в 2007 г. (особенно во второй половине года)
спрос и цены на уголь опять начали расти, а со второй
половины 2008 г., в связи с мировым экономическим кри-
зисом, цены и спрос на коксующиеся угли существенно
снизились.
6.4. Мировая торговля коксующимся углем
ОСНОВНЫЕ МИРОВЫЕ РЫНКИ
В большинстве стран каменный уголь добывается
в первую очередь для внутренних нужд. К таким странам
относятся крупнейшие мировые производители угля -
Китай, США и Индия. Среди стран, в которых развитие
угольной промышленности ориентируется на экспорт,
следует отметить Австралию, Канаду, а в части углей для
технологии ПУТ - Индонезию, Колумбию, Венесуэлу.
Условно мировой рынок каменного угля (и коксу-
ющегося, в частности) принято делить на Тихоокеанский
и Атлантический. В Тихоокеанском регионе наиболее
интенсивная торговля идет между потребителями угля
в Азии (Япония, Китай, Корея, Тайвань и пр.) и производи-
телями из Австралии, Индонезии, Канады (а также Китая,
России). Крупнейшим потребителем углей в Атлантиче-
ском регионе является Европа, куда направлены грузо-
потоки из США, Канады, в последние годы - из Австра-
лии, а также Колумбии, Венесуэлы, ЮАР. Крупнейшие
мировые экспортёры угля, такие, как Австралия, Канада,
не замыкаются на отдельных рынках и присутствуют
практически во всех регионах.
Среди перевозимых морем объемы коксующихся
(с учетом ПУТ) и энергетических углей составляют при-
мерно 220 - 250 и 500 - 550 млн т. соответственно. Таким
образом, мировая морская торговля каменным углем
в 2006 - 2007 гг. находилась на уровне 750 - 780 млн т
в год.
СТРУКТУРА МИРОВОЙ ТОРГОВЛИ КОКСУЮЩИМСЯ
УГЛЁМ (ОСНОВНЫЕ ЭКСПОРТЁРЫ И ИМПОРТЁРЫ)
Список крупнейших мировых экспортёров коксу-
ющегося угля с большим отрывом возглавляет Австралия
(табл. 6.3). Наличие обширных запасов высококачествен-
ных энергетических и коксующихся углей позволяет этой
стране экспортировать более 200 млн т каменного угля
в год (более трети мировой морской торговли), в том
числе 80 - 85 млн т коксующегося угля. Среди других
крупных экспортёров коксующегося угля - Канада, США,
Китай. На долю упомянутых 4-х стран приходится около
2/3 всей мировой торговли.
Обращают внимание снижающиеся по объему
экспортные поставки угля из Китая. Ещё несколько
лет назад страна была среди крупнейших мировых экс-
портёров. Очевидно, что в данном случае имеет место
долгосрочная тенденция, связанная с быстрым ростом
внутреннего потребления коксующегося угля в стране,
темпы которого не могут быть компенсированы увели-
чением добычи в последние годы.
Список импортёров возглавляют страны азиатского
региона (табл. 6.4). За ними следуют страны Латинской
Америки и Европы.
(Ъравочнмк Коксохимика. 'Jom J
Глава б. Характеристика рынка коксующихся углей
173
Экспортёр Год 2009/2008,%
2005 2006 2007 2008 2009
Австралия 124,9 120,5 126,3 124,0 117,6 94,9
Индонезия 20,0 20,0 21,4 14,7 13,9 94,5
США 26,0 24,9 29,3 38,0 33,1 87,1
Канада 27,1 24,6 25,9 27,2 19,2 70,6
Россия 12,1 10,4 10,9 11,0 10,0 90,9
Чехия 3,2 4,3 4,1 3,0 2,5 83,3
Китай 5,0 4,5 2,6 3,5 0,7 20,0
Польша 3,2 3,6 3,6 0,9 0,8 88,9
Новая Зеландия 2,3 2,5 2,7 ' 2,0 1,8 90,0
ЮАР 1,1 0,9 0,9 0,5 0,4 80,0
Другие 3,1 0,9 2,0 0,7 0,5 71,4
JB3 \
Таблица 6.3.
Основные страны-
экспортёры
высококачественного
коксующегося угля в мире,
млнт
Импортёр Год 2009/2008,%
2005 2006 2007 i 2008 2009
Япония 66,6 72,5 75,0 73,0 52,1 71,4
Корея 20,6 20,1 21,0 21,5 17,1 79,5
Индия 16,9 18,6 20,5 22,0 21,3 97,0
Бразилия 13,7 13,4 14,0 14,0 10,5 75,0
Германия 7,2 8,6 8,7 8,7 5,7 65,0
Китай 7,0 4,3 5,8 6,8 30,6 450,0
Украина 6,9 6,4 8,0 8,9 6,6 74,2
Великобритания 6,6 6,9 7,2 7,0 4,9 70,0
Италия 5,8 6,0 6,2 6,0 4,2 70,0
Тайвань 5,2 6,0 6,5 6,3 5,7 90,0
Франция 6,2 6,0 6,5 6,3 5,0 79,5
Турция 4,9 5,0 6,0 6,1 6,4 105,0
Канада 4,2 4,3 4,3 4,2 3,8 90,0
Нидерланды 5,0 3,7 М 4,0 3,0 75,0
Испания 3,6 3,6 3,8 3,7 2,4 65,0
Другие 50,0 31,7 32,3 27,0 21,2 78,7
Всего 230,4 217,1 2293 225,5 2003 883
Таблица 6.4.
Крупнейшие страны-
импортёры коксующегося
угля, млн т
Характеризуя региональные особенности тор-
говли коксующимися углями, отметим, что в азиатско-
тихоокеанском регионе Японией потребляется около
60% от общего экспорта в регионы. Три поставщика,
а именно Австралия, Канада, Китай, контролируют
90 - 95% данного регионального рынка. Кроме того, на
рынке присутствуют Россия (поставки в Японию и Ко-
рею), Новая Зеландия, Монголия, ЮАР (прежде всего при
поставках в Индию).
Импорт коксующегося угля в европейско-среди-
земноморский регион составляет около 25 % мирово-
го рынка коксующегося угля. Среди основных экспор-
тёров - все крупные европейские страны с развитой
металлургией. Основные поставщики в регион - Ав-
Справочник Коксохимика. Том 1
174
Раздел 1. Угли для коксования
стралия, США, в меньшей степени - ЮАР, Польша
и Россия.
Североамериканский рынок коксующегося угля
в значительной степени закрыт для неамериканских по-
ставщиков. Основная торговля ведется между США и Ка-
надой. Этому способствует географическое положение
залежей. В США основные запасы высококачественных
углей сосредоточены на восточном побережье, в то вре-
мя как в Канаде - на западном. Поэтому около 4 млн т
угля ежегодно поставляется из США в Канаду. Встречный
поток примерно на порядок меньше.
Основной импортёр Латинской Америки - Бразилия.
Эта страна покупает угли в Австралии, США и Канаде, ко-
торые вместе контролируют 90% регионального рынка.
Остальные 10% покрывают Колумбия и ЮАР.
Поставки из Канады распределены наиболее равно-
мерно между всеми регионами. В структуре поставок
США преимущество имеет экспорт в Европу.
Библиография
1. Дроздник И. Д., Орлов А. В., Черкасов В. В. Рынок угля и пер-
спективные направления его использования. Информа-
ционно-аналитический обзор - X., 2004 - 189 с.
2. Беляев Л., Марченко О. В., Филиппов С. А. Энергетика мира
как фактор устойчивого развития // Энергия. Экономика. Тех-
ника. Экология - 2001.- № 11.- С. 2 - 11.
3. Chadwick J. На рынке коксующегося угля // Mining Magazine-
2002- Vol. 187, № 3 - Р. 102 -112; ОАО «Черметинформация» -
Новости черной металлургии за рубежом- 2003- №1-
С. 20-21.
4. На мировом рынке угля И Кокс и Химия.- 2002- № 3-
С. 45-47.
5. Гребенщиков В. П., Гусев С. М. Современное состояние мировой
угольной промышленности // Уголь - 2002 - № 1. С. 63 - 67.
6. Исследование мирового рынка коксующегося угля - К.: ГП
«Укрпромвнешэкспертиза», 2010 - С. 73.
7. Сосе Market Survey. Copyright Resource - Net - November,
2007.
Справочник Коксохимика. "Jom J
РАЗДЕЛ
Обогащение
углей
ГЛАВА 7
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Уголь служит одним из ценнейших сырьевых ресур-
сов, используемых в промышленности для получения
тепловой и электрической энергии, производства кокса,
жидкого топлива, газа и многих химических продуктов.
Его значение в топливном балансе страны и для произ-
водства кокса будет велико и в будущем.
Постоянно растущая механизация добычи угля, раз-
работка тонких, наклонных пластов ведет к чрезмерному
измельчению и повышению его зольности. Высокое со-
держание серы в горной массе украинских углей услож-
няет ее использование в народном хозяйстве. В этой
связи обогащение является неотъемлемым процессом
подготовки угля к последующему его использованию
в промышленности.
Обогащение позволяет выделить из горной массы
продукты: концентрат, промежуточный продукт (сростки
угля и породы) и отходы - минеральную породу.
7.1. Краткие исторические сведения
о развитии обогащения углей
Начало многих способов обогащения полезных ис-
копаемых теряется в глубокой древности. Первым обо-
гатительным процессом служила ручная сортировка
горной массы.
Следующим используемым способом обогащения
углей была промывка, так как человек научился с по-
мощью воды классифицировать минеральные частицы,
отделяя крупные зерна от тонких шламов.
От промывки древние перешли к применению ком-
бинированного действия силы потока воды и силы тяже-
сти для разделения минеральных частиц по плотности.
С развитием горного дела и металлургии совершен-
ствуется и техника обогащения. Уже в конце XIV и в нача-
ле XV веков встречаются машины, которые в своих основ-
ных чертах сохранились до настоящего времени.
Особенно высокого уровня достигают в это время
гравитационные методы обогащения. Вплоть до внедре-
ния флотации они были почти единственными методами,
применявшимися при обогащении любых полезных ис-
копаемых.
Начало развития обогащения в России относится ко
второй половине XVIII столетия. Процессы и техника обо-
гащения того времени описаны в труде М. В. Ломоносова
«Первые основания металлургии или рудных дел» (1763).
Этой книгой были заложены и впервые четко сформули-
рованы основы русской горной науки, которая учит знать
минералы и приводить их в такое состояние, чтобы они
были полезны человеческому обществу.
В 1722 г. Никитой Вопрейским и Семеном Чирковым
была начата добыча угля в районе г. Бахмута, а в 1776 г. -
на Лисичанском руднике, расположенном на берегу Се-
^правочпик коксохимика. Том!
верского Донца. В связи с постоянной добычей углей для
бытовых нужд, морского флота и производства металлур-
гического кокса началось развитие способов облагора-
живания угля перед его использованием.
В 1912 г. для систематического исследования углей
в г. Харькове была организована специальная лаборато-
рия. В ней подвергалась изучению качественная характе-
ристика углей Донецкого бассейна. Определяли влажность,
зольность, выход летучих веществ, элементный состав, спе-
каемость углей, содержание серы, состав минеральной ча-
сти, температуру плавления золы и ее плотность.
В угольной промышленности Донецкого бассейна
широко применялась сортировка каменных углей. Так,
начиная с 1895 г. было построено более 100 сортировок,
на которых вручную отбиралось от 2 до 10 % породы.
В конце 1890 г. началось сооружение при коксохи-
мических заводах (КХЗ), находившихся в непосредствен-
ной производственной связи с шахтами, обогатительных
фабрик (ОФ). Были введены в эксплуатацию первые ОФ,
сооруженные зарубежными фирмами. Это углемойка ЗАО
«Макеевкокс» с часовой производительностью 80 т/ч,
сооруженная в 1895 г. по документации фирмы «Пьетт»
и оснащенная ее оборудованием.
По проектам и на оборудовании фирмы «Гумбольдт»
были сооружены углемойка Ольховского КХЗ (1896 г.)
и три секции фабрики Кадиевского КХЗ производитель-
ностью: I - 60 т/ч, построенная в 1890 г., II - 35 т/ч (1905 г.)
и III - 60 т/ч (1910). Всего в Донецком бассейне до 1917 г.
построено и введено в эксплуатацию 14 углеобогатитель-
ных фабрик (УОФ) для деминерализации коксующихся
углей общей производительностью 840 т/ч. Первые угле-
мойки перерабатывали только коксующиеся угли и были
оборудованы поршневыми гидравлическими отсадоч-
ными машинами и реожелобами. Они обогащали только
крупные классы, концентрат смешивался с отсевом.
Восстановление старых, разрушенных во время
гражданской войны, и сооружение новых сортировок на-
чалось сразу же после решения VIII Всероссийского съез-
да Советов (декабрь 1920 г).
В 1923 г. основные затруднения страны с углем были
ликвидированы, а в 1927 г. был достигнут довоенный
уровень добычи угля в Донбассе. Были отремонтированы
многие старые углемойки.
С 1925 г. в стране организуются работы по про-
ектированию фабрик, разворачиваются научно-
исследовательские и конструкторские работы по угле-
обогащению. Исследования ведутся в горных институтах
на кафедрах обогащения полезных ископаемых.
В первой и второй пятилетках построены, по тем
временам крупные, центральные обогатительные фа-
брики (ЦОФ) с мощностью 200 - 400 т/ч («Новоузлов-
ская», «Чумаковская», «Кальмиусская»), ОФ при Днепре-
178
Раздел 2. Обогащение углей
петровском, Днепродзержинском, Горловском, Ново-
Макеевском КХЗ и др.
Данные фабрики по своей технологии и техническо-
му оснащению вполне отвечали требованиям того време-
ни. Некоторые из них строились с участием иностранных
фирм («Шухтерман», «Баум-Кремер», «Гумбольдт», «Карлс-
Хютте», «Бертлей»).
Ряд фабрик находился в составе КХЗ, где и обо-
гащали угли для коксования. Вместе с тем эти фабрики
были связаны либо непосредственно с шахтами, напри-
мер, Макеевская фабрика с шахтой «София» (ныне шахта
им. Батова), «Кадиевская» - с шахтой им. Ильича, «Щер-
биновская» - с шахтой им. Дзержинского. Две фабрики -
«Горловская» и «Бунге» («Юнкомовская») - построены
при шахтах.
Схемы фабрик усложняются, повышается глубина
обогащения (табл. 7.1; 7.2). Интенсивное развитие угле-
обогащения объясняется стремительным ростом базовых
отраслей тяжелой промышленности (черной и цветной
металлургии, электроэнергетики, железнодорожного
транспорта), а также коммунального хозяйства, которые
требовали уголь высокого качества.
Освоение обогащения углей сопровождалось мак-
симальным охватом механической технологии его раз-
деления на фабриках. Это прослеживается в снижении
нижнего предела крупности обогащаемого угля от 10 мм
на первых фабриках и до 3 - б мм на вводимых в после-
дующие годы. Применение комбинации мокрого и сухо-
го методов обогащения для решения проблемы влаги
и шламообразования осуществлялось на фабрике Старо-
Енакиевского КХЗ (в таком сочетании она проработала
до 1931 г.). Для повышения эффективности обогащения
и управления качеством определилась тенденция к со-
оружению фабрик с охватом обогащением мелких клас-
Таблица 7.1.
Сведения об индивидуальных
обогатительных фабриках
и ОФ при коксохимических
заводах в период
1890- 1935 гг.
§
Наименование углефабрик Годы Иностранная фирма, выполнившая проект фабрики Производи- i Обогащаемые угли
постройки восстанов- ления тельность, т/ч | марка I ™Убииа.<й»га- | j ЩвНИЯ, мм
Ольховская (быв. Успенская) 1890 - Гумбольдт 60 I ! До 10
Кадиевская № 1 1890 - Гумбольдт 60 ! Доб п\|/ |/ :
Кадиевская № 2 1905 - Гумбольдт 60 1 |Л\, К ; Доб
Кадиевская № 3 1910 - Гумбольдт 50 1 Доб
Ново-Павловская № 1 Ново-Павловская № 2 1894 _1895 1895" " - Гумбольдт Гумбольдт _ 30_ 1 пжск j До 10 „ . 40 ”Т ПЖ,К 1 До 10 ,
Макеевская 1 1912 Дюри-Бернара, Опивье-Пьетт 40/80 ПЖ,К 1 _ До10_
Ирминская 1899 1928 Эванс Коппе 40 ПЖ [ До 0,5 |
Шербиновская 1901 1924 Шухтерман-Кремер 60 Смесь | До 3 |
Екатериновская (быв. Ханжонковская) 1905 - Гумбольдт 100 ПЖ,К ' ДоЮ 1 1 f
Никитовская 1912 1927 Гумбольдт 25 _ _ПЖ,К j ДоЮ | Смесь ; ДоЮ |
Макеевская 2 1912 1927 Опивье-Пьетт 80
Енакиевская старая 1912 1927 Эванс Коппе 100 Смесь । До 5 |
Брянская 1915 1924 Шухтерман-Кремер 70 ПЖ,К : До4
Горловская 1928 - Греппель 200 j ! Смесь До 0,3
Алчевская 1929/1932 - Гумбольдт 100/280 Смесь ; До 0,3 !
Макеевская новая 1931 - Греппель 300 Смесь ; До 0,5 |
Каменская 1931 - Гумбольдт 280 Смесь ; До 0,5 ]
Днепропетровская 1932 - Гумбольдт 250 П [ Смесь До 0,5 |
Таблица 7.2.
Характеристика
углеобогатительных фабрик
при коксохимических заводах,
построенных в годы 1 -й и 2-й
пятилеток
a s
Наименование коксохимического завода Проектная производи- тельность, т/ч Год постройки; Фирма, выполнившая проект = Основное обогатительное оборудование ’ фабрики, процессы
Горовский КХЗ 200 1928 Греппель ; Отсадочные машины, концентрационные столы для шлама
Ново-Макеевский КХЗ 300 1934_ ; Греппель Отсадочные машины
Алчевский КХЗ 300 1929*, 1932** Гумбольдт Отсадочные машины, отделение । улавливания и обезвоживания шламов j
Днепропетровский КХЗ 250 1928*, 1932** Эванс-Коппэ, Шухтерман-Кремер-Баум Отсадочные машины с пневматическими • приводами i
Днепродзержинский КХЗ 280 1928*, 1932** Гумбольдт Отсадочные машины
Ново-Енакиевский КХЗ 350 1935 Гумбольдт Отсадочные машины, флотация шламов
* Первая очередь.
** Вторая очередь.
(£?1Э2зечнмк Тох
Глава 7. Общие сведения
179
сов и более совершенной технологией. Например, на
Ольховском КХЗ было построено здание и начат монтаж
оборудования новой ОФ с более глубоким обогащением.
Однако Первая мировая война прервала сооружение
этой фабрики и дальнейшее развитие обогащения.
Механическое обогащение проводилось в одно-
ступенчатых поршневых отсадочных машинах в водной
среде с разделением на два продукта. Существенное
отличие имела технологическая схема углеподготови-
тельного цеха Горловского КХЗ, где было впервые при-
менено обогащение шлама на концентрационных столах.
Технологические схемы фабрик представлены сходны-
ми процессами, но оснащение водно-шламовых схем
устройствами для осветления шламовых вод и обработки
шламов было различным. Так, на ОФ Днепродзержинско-
го и Днепропетровского КХЗ осветление шламовых вод
проводилось в пирамидальных отстойниках.
На Макеевском и Енакиевском КХЗ вторая стадия
осветления слива пирамидальных отстойников осущест-
влялась в радиальных сгустителях, а на Алчевском КХЗ
для обезвоживания шламов, кроме грохотов, применя-
лись барабанные вакуум-фильтры. Вместе с тем сточные
шламовые воды на всех углефабриках направлялись
в механизированные шламовые отстойники, осветлен-
ная вода которых сбрасывалась в открытые водоемы.
Обогащению подвергались все классы крупности
углей, за исключением шлама. В 1935 г. на фабрике Ена-
киевского КХЗ была введена первая установка флотации
шламов на Украине, оснащенная машинами Минералс-
Сепарейшн.
Первые 13 восстановленных углеобогатитель-
ных фабрик после Отечественной войны по проектам
Гипрококса с общей мощностью 14,8 млн т в год были
введены в эксплуатацию в 1945 г. Среди них были «Ново-
Узловская», «Никитовская», «Чумаковская», «Ирминская»
и фабрики Енакиевского, Донецкого, Макеевского, Ком-
мунарского КХЗ. При восстановлении фабрик осущест-
влялась их модернизация с увеличением производствен-
ной мощности.
В конце 50-х гг. впервые начали внедряться в прак-
тику высокомолекулярные органические флокулянты (по-
лиакриламид и др.); отраслевая наука стала уделять повы-
шенное внимание режимам эксплуатации сгустителей,
отстойников и прудов-илонакопителей. Вопросы осветле-
ния оборотной воды как условие повышения эффектив-
ности основных процессов обогащения были впервые по-
ставлены на системную научную основу в 1959 - 1965 гг.
работами УХИНа и УкрНИИУглеобогащения.
К важнейшей отрицательной тенденции в Донецком
бассейне в 60 - 80-е гг. прошлого столетия следует отне-
сти чрезмерное загрязнение территории, примыкающей
к коксохимическим заводам, отходами углеобогащения.
В Донецке, Днепропетровске, Запорожье, Алчевске,
Днепродзержинске, Енакиево, Макеевке и в др. городах
исчерпаны возможности размещения отходов, в связи
с этим ОФ в этих регионах указами правительства закры-
ты. На очереди ликвидация 2-й углефабрики на ЗАО «Ма-
кеевкокс». Остается работать только одна ОФ на Украине
при ОАО «Авдеевский коксохимзавод».
7.2. Цели и задачи обогащения углей
Обогащение - совокупность процессов обработки
углей, направленных на снижение содержания в углях
минеральных примесей.
Цель обогащения коксующегося угля - получение
качественных угольных концентратов для коксования
(без изменения свойств угольной органической массы)
с определенным и равномерным содержанием влаги,
золы и серы до уровня, регламентируемого требования-
ми ГОСТов или технических условий.
Процесс обогащения коксующихся углей должен со-
провождаться улучшением их технологических свойств,
ответственных за получение металлургического кок-
са однородной структуры с высокими механическими
свойствами.
Особое значение имеет улучшение петрографиче-
ского состава углей при их обогащении. Из шихты для
коксования деминерализацией выводятся микрокомпо-
ненты группы фюзинита, происходит перераспределе-
ние петрографических составляющих углей по продук-
там обогащения, которые обусловливают изменение их
коксуемости. Шихта для коксования в результате этого
насыщается витринитом и лейптинитом.
Снижение содержания серы при обогащении угля
может быть достигнуто тонким измельчением и переобо-
гащением отдельных компонентов шихты.
7.3. Состав, свойства и классификация
ископаемых углей
73.1. Состав и свойства углей
Ископаемые угли - это горючее вещество органи-
ческого происхождения. Различный состав растительных
остатков и разные природные условия преобразования
органических веществ в угольную субстанцию обуслови-
ли многообразие генетических типов углей и их свойств.
Этим же обуславливаются значительные различия в пет-
рографическом составе, физических и химических свой-
ствах ископаемых углей.
Угли являются продуктом последовательных стадий
процесса преобразования растительного материала.
Каждая стадия данного процесса характеризуется увели-
чением накопления углерода в органической массе, т. е.
определенной степенью углефикации. По степени угле-
фикации ископаемое твердое топливо классифицируется
на торф, бурые угли, каменные угли и антрациты.
Углеобогатительная
фабрика. Общий вид
180
Раздел 2. Обогащение углей
В свою очередь каменные угли и антрациты, в зави-
симости от физико-химических свойств, степени углефи-
кации и от возможного направления использования (тех-
нологические или энергетические цели), подвергаются
технологической классификации на марки: Д - длинно-
пламенный, Г - газовый, Ж - жирный, К - коксовый, ОС -
отощенно-спекающийся, Т - тощий и А - антрациты.
Петрографический состав углей. Угли характе-
ризуются мацеральным и микролитотипным составами
и степенью метаморфизма. Органическое вещество ка-
менных углей состоит из мацералов. Это микроскопи-
чески выделяемые органические составляющие угля,
различающиеся между собой по цвету, показателю отра-
жения, макрорельефу, морфологии, структуре и степени
сохранности, а также по размерам, анизотропии и твер-
дости. Мацералы не имеют характерной кристалличе-
ской формы и постоянного химического состава.
Петрографические характеристики углей описаны
в разделе первом (глава 2, п. 2.2).
Неорганические компоненты угля. Наряду с горю-
чей составляющей ископаемые угли характеризуются
наличием минеральных включений и влаги. Наличие
неорганических компонентов снижает эффективность
использования ископаемых углей, а иногда делает невоз-
можным их использование без предварительного обо-
гащения.
Под минеральными включениями понимают неор-
ганические вещества, присутствующие в углях и образо-
вавшиеся в процессе их формирования.
Минеральные компоненты представлены глинисты-
ми минералами, сульфидами железа, карбонатами, окси-
дами кремния и прочими минералами.
Глинистые минералы характеризуются коричневым
оттенком, тонкозернистым или чешуйчатым строением,
крупностью преимущественно 2-100 мкм. Встречаются
в углях в виде линз, прослоек или тонких частиц, рассе-
янных среди витринита.
Сульфиды железа представлены в углях чаще всего
в виде пирита, марказита. Встречаются в виде зерен или
розеток. Характеризуются четким высоким микрорелье-
фом и ярко-желтым цветом.
Карбонаты включают кальцит, сидерит, доломит
и ряд других минералов. В углях заполняют трещины или
образуют прослойки. Имеют серый цвет, более темный,
чем у витринита.
Оксиды кремния представлены кварцем, халцедо-
ном, опалом и прочими минералами. Характеризуются
темно-серым цветом и высоким микрорельефом.
В углях содержится и определенное количество
минеральных веществ, тесно связанных с органической
массой, и которые невозможно отделить механическим
способом. В этих веществах наблюдается повышенное со-
держание железа и микроэлементов. К микроэлементам
относятся некоторые редкие и радиоактивные элементы,
цветные, благородные и черные металлы.
Ценные компоненты. Промышленное значение в
углях в настоящее время имеют германий и уран. Под-
считываются запасы галлия, свинца, цинка, молибдена,
селена. Потенциально ценными элементами являются се-
ребро, золото, платиноиды, ванадий, хром, никель, бор,
вольфрам, ртуть.
Токсичными в энергетических и коксующихся углях
считаются сера, ртуть, мышьяк, бериллий, фтор. Свинец,
ванадий, никель, хром и марганец относятся к потенци-
ально токсичным. Вредными элементами в углях являют-
ся сера, фосфор, мышьяк.
Химические свойства углей. Химический состав
угля во многом определяет его качественные показатели,
обозначение которых для различных состояний топлива
регламентирует ГОСТ 27313-95 (ISO 1170-77) (табл. 7.3).
Таблица 7.3.
Обозначение некоторых
показателей качества угля
Показатель Обозначение показателя г * ‘ ‘ ‘ ' Верхний индекс для обозначения показателя состояния топлива j
i рабочего, 1 г | аналитического, : a сухого, d сухого беззольного, ! daf §
Влага общая 1 - • 5
Влага внешняя Wex i '£ - - i ” . J
Влага аналитической пробы ? Wa Wa - i
Зольность i I А j Аг Aa Ad -
Выход летучих веществ । V Г P ; yd . ydaf
। Высшая теплота сгорания I ! £ е; _ Qi _ g/ Qif
i Низшая теплота сгорания i : _е, QL _ : Qf Qdaf
Сера общая | : 1 % -
Сера органическая [ i_ j si_ So
Сера пиритная Sp J SP \ ; , у -
Показатель отражения витринита R _ - \ - i -
Индекс спекаемости по Рогу RI RI -
ПК х.т, j
Глава 7. Общие сведения
181
Элементный состав. Является основной характери-
стикой органической массы углей (содержание углерода,
водорода, кислорода, азота и органической серы). По
элементному составу (содержание углерода, водорода,
кислорода, азота и органической серы) с определенным
приближением можно рассчитать теплоту сгорания, тем-
пературу горения и состав продуктов горения, выход
продуктов термического разложения и оценить степень
углефикации.
С ростом степени метаморфизма углей от длинно-
пламенных до антрацитов содержание углерода увели-
чивается от 76 до 96% и более, содержание кислорода
уменьшается от 15 -17 до 2,5 - 3,0 % и водорода умень-
шается от 5 - б до 2,5 - 3 %. Содержание азота не зависит
от степени метаморфизма и различно в углях разных
месторождений. В донецких углях содержание азота со-
ставляет 1,3 -1,8 %, в кузнецких - более 3 %. Содержание
органической серы в углях для различных бассейнов
изменяется в пределах от десятых долей процента до
5 - 6 % и более.
Содержание углерода, водорода и азота определя-
ется прямым способом по ГОСТ 2408.1-95 (ISO 625-75),
кислорода - в соответствии с ГОСТ 2408.3-95 (ISO 1994-76)
по разности после определения Н, С и N, и органической
серы - по разности между количествами общей и мине-
ральной серы.
Однако указанные элементы входят не только в со-
став органической массы углей, но и в состав минераль-
ной части. Поэтому результаты анализов пересчитывают-
ся на беззольную массу по выражению:
юо;г
(100-|ЧГ +Ма))'
где Ха - содержание элемента, %;
Wa - влажность угля, %;
Ма - содержание минеральных веществ, %.
От элементного состава углей зависит его теплота
сгорания.
Теплоту сгорания определяют стандартным спосо-
бом (ГОСТ 147-95) путем сжигания навески угля в кисло-
роде под давлением в калориметрической бомбе в изо-
термическом режиме. При этом влага, содержащаяся
в пробе и образующаяся при его сжигании, удаляется
в виде пара, конденсируется, выделяя тепло. В этой связи
различают высшую О5 и низшую О(. теплоту сгорания, ко-
торые связаны эмпирическим выражением:
2f = g; - 24,62(^; + 8,94ЯГ)’ кДж/кг,
где - влага угля, %;
Нг - содержание водорода в угле, %.
Высшая теплота сгорания угля может быть опреде-
лена и по данным элементарного анализа по формуле
Д. И. Менделеева:
е;= 4,18 [81 q + 300/7, - 26(О - 5\], кДж/кг.
В табл. 7.4 приведены теплота сгорания и элемен-
тарный состав органической массы донецких углей.
Выход летучих веществ. Важным химическим свой-
ством углей является их способность разлагаться при
нагреве до высоких температур без доступа воздуха
с образованием жидких и газообразных продуктов, на-
зываемых летучими веществами, и твердого коксового
остатка (королек). Показателем интенсивности образо-
вания газообразных продуктов является выход летучих
веществ (V, %). Выход летучих и их состав зависят от
стадии метаморфизма, молекулярной структуры угля
и условий термического воздействия на него. Поэтому
нахождение данного показателя определены стандарт-
ными условиями (ГОСТ 6382-95). Для возможности срав-
нения свойств различных углей выход летучих относят на
беззольную массу:
(100-(ТГ + Аа)
Выход летучих характеризует промышленную марку
угля (табл. 7.4).
Спекаемость и коксуемость углей. Эти свойства
определяют возможность использования углей для про-
изводства кокса.
Спекаемость углей проявляется при разрушении
структуры их органической массы под воздействием
температуры с образованием летучих веществ и полу-
кокса. Процессы спекания происходят при температурах
350-450 °C.
Подробно о спекаемости и коксуемости углей изло-
жено в разделе первом (глава 2, п. 2.3.3).
Физические и физико-химические свойства ис-
копаемых углей. Данные свойства и их контрастность
в основном определяют возможности и эффективность
применения различных способов обогащения. Физиче-
ские свойства углей и минеральных примесей влияют
на гранулометрический и фракционный составы, их из-
менение в процессе добычи, транспортирования и обо-
гащения.
Гранулометрический состав, шламообразование
и абразивное воздействие на рабочие поверхности ма-
Марка угля ydaf С Н N 0
д 35 и более ! 31,98-33,86 76-86 5,0-6,0 1,4-1,8 10-17,5
г 35 и более i 33,02-34,69 78-89 4,5-5,5 1,1-1,8 6,8-16
ж 27-35 С34'6?!36?-7 84-90 ! 1,1-1,8 5-10,5
к 18-27 ’ 35,11 -36,57_ 87_-92_ 4,0-5,2 i 1,1-1,7 3-8
ОС 14-22 I 35,32-36,78 ; 89-94 3,8-4,9 1,1-1,7 2-5
т 8-17 j 35,11-34,69 90-95 3,4-4,4 1,1-1,6 1,6-4,5
А менее 8 i । 31,11 и менее ' 93-97 2,9-7,6 0,7-1,6 0,4-2,2
Таблица 7.4.
Выход летучих (%),
теплота сгорания (МДж/кг)
и элементный состав (%)
органической массы донецких
углей
Справочник Хрксочимика. |ом 1
182
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 7.6.
Рациональный
гранулометрический состав
класса 0-10 мм при плотной
упаковке зерен
Рис. 7.1.
Зависимость насыпной
плотности углей (рн) от
влажности (Wt) и крупности
шин определяются механической прочностью, хрупко-
стью, дробимостью угля и сопутствующих пород.
От плотности угольной фракции и минеральных
примесей, дисперсности и характера срощенности их
с угольным веществом зависят выход и качество легких
фракций, выделяемых в концентрат при обогащении.
Плотность ископаемых углей и продуктов обогаще-
ния в зависимости от состояния может быть оценена раз-
личными показателями.
Действительная плотность - это количественное
выражение массы единицы объема без пор и трещин
(кг/м3). Действительная плотность угля, пересчитанная на
сухое беззольное вещество, называется действительной
плотностью органической массы угля:
10(^-2700^
Р“- 100-y4rf
где ро - действительная плотностью органической мас-
сы угля, кг/м3;
ро - определенная в пикнометре действительная
плотность сухих углей, кг/м3;
Ad- зольность пробы на сухую массу.
Действительная плотность органической массы
углей зависит от их природы, петрографического со-
става, степени метаморфизма. Однотипные угли разных
бассейнов и месторождений имеют различные значения
истиной плотности (табл. 7.5).
Рис. 7.2.
Зависимость плотности
насыпной массы шихты из
донецких углей от степени
измельчения
Таблица 7.5.
Действительная плотность
органической массы углей
Донецкого и Кузнецкого
бассейнов, кг/м3
Марка угля Донецким бассейн Кузнецким бассейн
д . 1160 -
• - .изо . 1220-1260
ж : ; ’ 1250 1260-1270
К 1250 ' 1260-1270
ОС 1280 1280-1290
т 1310 1320-1350
А 1590 -
Кажущаяся плотность представляет собой отноше-
ние массы пористого (натурального) тела к единице его
объема. Кажущаяся плотность (рк) всегда меньше дей-
ствительной, для каменных углей она находится в преде-
лах 1100- 1300 кг/м3.
Насыпная плотность углей (pj - это отношение их
массы к объему, заполненному свободной или уплотнен-
ной насыпкой (в штабеле, вагоне, бункере и т. п.).
Она определяется плотностью вещества, его влаж-
ностью и объемом свободных промежутков между уголь-
ными частицами, который в свою очередь зависит от
гранулометрического состава угля. Плотность насыпной
массы имеет минимальные значения при одинаковых
размерах зерен и максимальные - при плотной упаковке
зерен, что обеспечивается определенным гранулометри-
ческим составом (табл. 7.6).
Зависимость насыпной плотности углей различной
крупности от влажности показана на рис. 7.1.
Насыпная плотность шихты имеет большое зна-
чение при выборе рациональных методов подготовки
угольной шихты к коксованию.
Размер зерен, мм S 3 Содержание в смеси, % j
10-5 32,4
5-3 14,4
3-1 15,0 :
1-0,5 17,6 :
<0,5 _ j
1 -0-4 мм; 2- 1 -4 мм; 3-0,5- 1 мм;
4 - 0,25 - 0,5 мм; 5-0- 0,25 мм
При свободной засыпке шихты ее насыпная масса
зависит от угла естественного откоса, который зависит от
коэффициента трения между зернами.
На рис. 7.2 даны значения насыпной массы шихты из
донецких углей в зависимости от степени измельчения.
Изменение угла естественного откоса в зависимо-
сти от влажности и степени измельчения донецких углей
приведено на рис. 7.3.
Пористость угля. В процессе метаморфизма угля
происходит образование и изменение пористой структу-
ры угольного вещества, размера и общего объема пор. По
среднему диаметру поры разделяют на макропоры (диа-
метр 500-10'10 м) и микропоры [диаметр (5 - 15)-10~10м1.
Пористость углей во многом предопределяет их влагоем-
кость и физико-химические взаимодействия с реагента-
ми при флотации.
(иравочник Хрксохь ика. ’|ом 1
Глава 7. Общие сведения
183
1 - газовый уголь, 80 % класс < 3 мм;
2 - уголь марки Ж, то же;
3 - газовый уголь, 90 % класса < 3 мм;
4 - уголь марки Ж, то же;
5 -угольная шихта, 80 % класса < Змм
Зная истинную и кажущуюся плотности, можно оце-
нить пористость угля:
Р = р„-^100,
р„
где Р - пористость угля, %;
ри - истинная плотность, кг/м3;
рк - кажущаяся плотность, кг/м3.
Дробимость углей. Характеризует механическую
прочность углей. Дробимость оценивается удельной
работой, затрачиваемой на образование новой поверх-
ности, или отношением размеров кусков угля до и после
дробления (метод Хардгрова). Дробимость углей суще-
ственно зависит от степени метаморфизма (рис. 7.4). Она
достигает максимума в области выхода летучих веществ
12-28 % (угли средней стадии метаморфизма).
Выход летучих веществ, %
Твердость углей. Определяет способность углей про-
тивостоять проникновению в них другого более твердого
тела. Твердость углей обуславливает гранулометрический
состав добываемых углей, его изменение в процессах
транспортирования, складирования и обогащения. Твер-
дость каменных углей по шкале Мооса в зависимости от
степени метаморфизма изменяется от 2 до 5.
Справочник Коксохимика. Том 1
Твердость может быть оценена различными мето-
дами, например, определением сопротивлямости угля
раздавливанию при статических нагрузках (методы Рок-
велла, Бринелля), оценкой потери кинетической энергии
падающего тела при столкновении его с образцом (метод
Шора).
Твердость может быть охарактеризована и показа-
телем прочности по Протодьяконову М. М. Метод заклю-
чается в дроблении навески угля крупностью 10-20 мм
путем пятикратного сбрасывания на нее стандартного
груза с определенной высоты.
По выходу класса < 0,5 мм (пыли) определяют коэф-
фициент крепости (fm). Выход пыли оценивается высотой
столбика пыли в стандартном объемометре.
Текущее значение коэффициента крепости вычисля-
ется по формулам:
fm = 103// - при испытаниях по пяти порциям (для
твердых углей);
Д = 62// - при испытаниях по трем порциям (для
мягких углей).
Здесь /- высота столбика образовавшейся пыли, мм.
В дальнейшем используют среднеарифметическое
значение коэффициента крепости (фактическое) трех
или пяти измерений.
Класс крепости определяют по шкале Протодьяко-
нова М. М. (табл. 7.7).
Рис. 7.3.
Изменение угла
естественного откоса
в зависимости от
влажности и степени
измельчения донецких углей
Класс крепости 4 4
1 <0,4 03
II 0,4-0,6 0,5
III 0,6-1,0 0,8
IY 1,0-1,5 1,2
Y 1,5-2,3 1,8
YI . 2,3-3,5 2,8
.* , УЛ ; i >3,5 " -I; 4,3
Таблица 7.7.
Определение класса
крепости по шкале
М. М. Протодьяконова
Оптические свойства углей. К ним относятся цвет,
блеск, преломление света, прозрачность, отражатель-
ная способность. Эти свойства связаны с молекулярной
структурой угольного вещества и изменяются в зависи-
мости от факторов метаморфизма.
Наиболее важной оптической характеристикой,
применяемой для диагностики компонентов углей, явля-
ется отражательная способность (R).
Она оценивается отношением отраженного света
(Jo) к падающему (J), выраженному в процентах:
„_10(Ч
к —-----•
л
Отражательная способность витринита является
важным показателем для определения стадии метамор-
физма угля и определения границ между бурыми и ка-
менными углями, каменными углями и антрацитом.
Смачиваемость углей. Это физико-химическое свой-
ство поверхности углей, положенное в основу флотаци-
онного обогащения. Оценивается краевым углом смачи-
ваемости (0). Для хорошо смачиваемых водой углей (ги-
Рис. 7.4.
Влияние степени
метаморфизма на
дробимость донецких углей
184
Раздел 2. Обогащение углей
дрофильные поверхности) краевой угол смачиваемости
имеет меньшее значение, чем для плохо смачиваемых
(гидрофобные поверхности). Чистое угольное вещество
является гидрофобным, минеральные примеси, как пра-
вило, гидрофильные. Однако гидрофобность органиче-
ского вещества углей зависит от их химического состава
и степени метаморфизма (рис. 7.5).
Рис. 7.5.
Зависимость краевого угла
смачиваемости (0) от выхода
летучих веществ (Vdaf) для
донецких углей
Показанная зависимость иллюстрирует, что наи-
больший краевой угол смачиваемости имеют угли марок
К и Ж (Vdaf = 20 - 30%). Это позволяет осуществлять се-
лективное разделение петрографических компонентов
угля методом флотации.
7.3.2. Технологические свойства углей и их влияние
на качественные показатели кокса
В угольных концентратах, поступающих на коксо-
вание, определяются физические и технологические
свойства.
Технический анализ углей включает определение
влажности (W), зольности (Л), содержания серы и фосфо-
ра, а также выхода летучих веществ.
Влажность углей. Влага в угле является балластом,
что приводит к удорожанию перевозки, а также затруд-
няет подготовку угля к коксованию: транспортирование,
перегрузку желобами, хранение на складах, выдачу из
бункеров и дозирование.
По прочности связи с пористым твердым телом вла-
гу классифицируют на химически связанную, адсорбци-
онную, капиллярную и поверхностную.
Химически связанная влага не удаляется существу-
ющими методами, адсорбционная может быть удалена
термической сушкой. Содержание адсорбционно-свя-
занной влаги в коксующихся углях составляет 2-4 %.
Капиллярная и поверхностная влага удаляется мето-
дами механического и термического обезвоживания.
Общую влажность угля Wr можно представить сум-
мой двух видов влаги - внешней Wex и внутренней (ана-
литической) Wa.
Внешняя влага попадает в уголь при его добыче,
гидравлическом обогащении и в результате воздействия
атмосферных осадков. Она удаляется из угля при сушке
до воздушно-сухого состояния. Содержание рабочей
влаги определяется по формуле:
wr = IVе’ + Wa ^10°-Wfcr), %.
1 100
Содержание рабочей влаги в донецких рядовых
углях, применяемых для коксования, колеблется в преде-
лах 3 - 9 %. В рядовых углях Западного Донбасса содержа-
ние рабочей влаги доходит до 14%.
Влажность обогащенных углей составляет 9-12 %.
Содержание аналитической влаги (Wa) в зависи-
мости от происхождения и степени метаморфизма для
донецких углей составляет, %, до: Д - 9,0; Г - 5,0; Ж -3,5;
К - 2,5; ОС - 1,5;Т- 1,0; А-4,0.
Угли характеризуются и максимальной влагоем-
костью (1У"ШГ), которая определяется по ГОСТ 8858-93
(ISO 1018-75). Сущность метода определения максималь-
ной влагоемкости заключается в выдержке воздушно-
сухой пробы угля крупностью 13 - 50 мм в воде в течение
2 часов и в определении содержания общей влаги через
20 мин после ее стекания.
Зольность угля. Содержание минеральных примесей
в углях характеризуется косвенным показателем - зольно-
стью. Данный показатель является основным показателем
качества при обогащении и переработке углей.
Угли с высокой зольностью имеют низкую теплоту
сгорания. Качество кокса из них ухудшается. С повыше-
нием зольности уменьшается содержание в нем углерода
и соответственно снижается прочность кокса. Установле-
но, что при повышении зольности кокса на 1 % расход
известняка в доменной плавке возрастает примерно на
2,5 %, а расход кокса - на 1,5 - 2,5 % в зависимости от хи-
мического состава золы. Все это снижает производитель-
ность доменной печи на 2,0 - 2,5 %.
Зольность рядовых углей угольных бассейнов
Украины колеблется в значительных пределах - от 22 до
53 %. Она зависит не только от природных свойств углей
(наличия минеральных примесей, попавших в отмершие
растительные остатки в период их накопления в виде
пласта), но и от добычи, при которой угли засоряются
минеральными примесями из минеральных прослоек
кровли и почвы.
Зола представляет собой смесь неорганических ми-
неральных веществ, оставшихся после полного сгорания
угля при доступе воздуха. Зольность угля определяют по
ГОСТ 11022-95 (ISO 1171-81) путем сжигания аналитиче-
ской пробы массой 1 - 2 г в открытом тигле или фарфо-
ровой лодочке, помещаемой в муфельную печь с темпе-
ратурой (800 ± 25) °C. Зольность аналитической пробы Аа
вычисляют по формуле:
а
где b - масса зольного остатка, г;
а - масса навески угля, г.
Пересчет зольности на сухую массу угля ^произво-
дят по формуле:
Ad = A° 100 ,%,
100-1Г
где Wa- содержание аналитической влаги в испытуемой
пробе угля, %.
Зольность рабочей пробы угля Аг определяют по
формуле:
100-wa
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 7. Общие сведения
185
Зольность в пересчете на сухую массу угля составит:
1OO-FF'
Допустимую зольность шихты для коксования в за-
висимости от нормируемой зольности кокса определяют
по формуле:
41 =4л1,%,
где Adu - допустимая зольность шихты, %;
AdK - требуемая зольность кокса, %;
yd - выход сухого кокса (валового), % от количества
сухой шихты.
Зольность кокса всегда выше зольности угольной
шихты и определяется по формуле:
^ = <-к0„
,, 100
где К01-----коэффициент озоления или расходный
Вх коэффициент угля;
Вк - выход сухого валового кокса из сухой
угольной шихты, определяемый по фор-
муле:
где Vdaf - выход летучих веществ в пересчете на сухую
беззольную угольную шихту, %;
Vda? - выход летучих веществ кокса, который прини-
мается в размере до 1 %;
d - разница между выходом кокса в производ-
ственных и лабораторных условиях. Она за-
висит от режима коксования и выхода летучих
веществ и может составлять 1 - б %.
Содержание серы в углях и коксе. Сера является наи-
более вредной примесью в коксе. В углях сера находится
в трех разновидностях: колчеданная, сульфатная и орга-
ническая. Допустимое содержание серы в углях, исполь-
зуемых для получения металлургического кокса, опреде-
ляют по формуле:
S =
Уг ряд ft ft
где S - допустимое общее содержание серы в рядо-
вом угле, %;
8к - содержание серы в коксе, %;
Ко -коэффициент содержания остаточной серы
в обогащенном угле;
К - коэффициент содержания остаточной серы
в коксе.
На современных углеобогатительных фабриках
степень обессеривания донецких углей составляет
в среднем 15 - 20% от содержания серы в рядовом угле,
а коэффициент остаточной серы в обогащенном угле
/< = 0,80-0,85.
Так как уголь сравнительно мало обессеривается
при обогащении и коксовании, количество серы в шихте
регулируют подбором соответствующих углей при со-
ставлении шихты. Угли Донецкого бассейна в основном
Справочник Коксохимика. Том 1
относятся к числу многосернистых, содержание серы
в них колеблется в пределах от 0,4 до 4 %.
Общее содержание серы в аналитической пробе
угля вычисляют по формуле:
S“ = 0,1373^L^-^,%,
а
где а - масса навески угля;
- масса сернокислого бария;
а2 - масса сернокислого бария, полученного при глу-
хом опыте.
При пересчете данных анализа угля одной влаж-
ности на уголь другой влажности пользуются формула-
ми, %:
с,0 or 100-^
О 4 О 4
100-Г'
Содержание фосфора в углях. Фосфор в небольших
количествах содержится в углях в виде минеральных при-
месей. Во время коксования угольной шихты весь фосфор
полностью переходит в кокс. В процессе доменной плав-
ки он восстанавливается и в значительной части поглоща-
ется чугуном и делает хладоломкой получаемую из него
бессемеровскую сталь. Содержание фосфора в коксе для
выплавки бессемеровского чугуна нормируют согласно
существующим требованиям, оно не должно превышать
0,015 %. В углях Донецкого бассейна фосфора содержится
от 0,01 до 0,016%, в углях Кузнецкого - от 0,02 до 0,04%,
в углях Карагандинского - от 0,01 до 0,03 %.
Качество кокса во многом определяется петро-
графическим составом углей. Показатели его прочно-
сти изменяются в зависимости от содержания в углях
отощающих компонентов, содержание которых в кок-
сующихся углях составляет 35-40%. В связи с этим
при использовании углей с повышенным содержанием
неспекающихся компонентов технологическая схема
обогащения должна обеспечить получение концентра-
та заданного качества не только по зольности, но и по
петрографическому составу.
В основе петрографического обогащения лежат
различия в физических и физико-химических свойствах
петрографических ингредиентов. Обусловлено это осо-
бенностями их химического строения.
Элементарные структурные единицы макромолекул
микрокомпонентов углей состоят из атомов углерода,
которые образовали конденсированные системы, пред-
ставляющие собой ядро различной степени конденса-
ции (отношение С/Н): наименьший - у липтинита и наи-
больший - у инертинита. Размеры периферийной части
с термически нестойкими группами атомов наибольшие
у липтинита и наименьшие у инертинита. Витринит по
этим показателям занимает промежуточное положение.
Различие в химическом строении микрокомпонен-
тов углей состоит также в неодинаковом соотношении
размеров их ароматической ядерной части и боковых
неароматических колец, цепей и радикалов. Так, доля
углерода, организованного в ароматические структуры,
для микрокомпонентов изменяется в следующих преде-
186
Раздел 2. Обогащение углей
лах: липтинит - от 0,62 до 0,75; витринит - от 0,77 до 0,84;
инертинит - от 0,88 до 0,92.
Особенность молекулярной структуры микроком-
понентов углей проявляется и в их различном элемент-
ном составе, причем наибольшее содержание углерода
в одних и тех же углях имеет инертинит, а витринит и спо-
ровые вещества различаются в этом отношении незна-
чительно. Больше всего водорода в одних и тех же углях
всегда содержат споровые вещества, а меньше - инерти-
нит, кислорода в одних и тех же углях больше всего содер-
жит витринит, а меньше - инертинит. Споровые вещества
содержат кислорода несколько меньше, чем витринит.
Содержание отощающих компонентов в концентра-
тах для получения кокса удовлетворительной механиче-
ской прочности не должно превышать 18-25 %.
Одним из важных физических свойств микрокомпо-
нентов углей для процесса обогащения является плот-
ность. Плотность микрокомпонентов в составе углей
закономерно изменяется в ряде химической зрелости
(рис. 7.6).
Рис. 7.6.
Зависимость плотности
(8) микрокомпонентов от
выхода летучих (Vdaf) из
концентратов мацералов
к
Рис. 7.7.
Зависимость содержания
групп ОН и СО
в микрокомпонентах
углей от выхода летучих
веществ Vdaf
7 - инертинит; 2 - витринит; 3 - липтинит
Физические свойства основных групп микрокомпо-
нентов углей и обусловливают их характерное распре-
деление по классам крупности и фракциям различной
плотности.
Коксование угольных концентратов по методу ИГИ
показало, что прочность кокса ухудшается при повыше-
нии плотности разделения с 1300 до 1390 кг/м3 в соответ-
ствии с ухудшением петрографических свойств углей.
Физико-механические свойства, характеризуемые
дробимостью, твердостью, хрупкостью, пластичностью,
упругостью, обусловливают определенные закономер-
ности распределения их петрографических ингредиен-
тов по классам крупности углей.
Петрографическая неоднородность углей приводит
к неравномерному распределению наиболее ценного
компонента витринита по классам крупности. Витринит,
как более хрупкий микрокомпонент, концентрируется в
мелких классах, заметно повышая их спекающую способ-
ность. В крупных классах этих углей (> 12 мм) сумма ото-
щающих микрокомпонентов наибольшая.
Различная флотируемость петрографических со-
ставляющих углей - предпосылка для разделения их ме-
тодом флотации. Она предопределяется особенностями
свойств поверхности частичек и минеральных примесей,
что в свою очередь определяется химическим составом
и строением веществ углей, а также пористостью, шеро-
ховатостью и другими свойствами поверхности.
Свойства поверхности угля определяются, глав-
ным образом, наличием в боковых цепях элементарных
структурных единиц макромолекул микрокомпонентов
полярных групп атомов.
Максимальные различия в содержании гидроксиль-
ных и карбонильных групп (ОН + СО) и, следовательно,
свойств поверхности имеют витриниты, инертиниты
и липтиниты углей более низких стадий зрелости, причем
поверхностные слои вещества витринита содержат этих
полярных групп больше, чем поверхности инертинита
(рис. 7.7) [13]. С повышением стадии зрелости эти разли-
чия сглаживаются.
1 - витринит; 2-липтинит; 3- инертинит
Важнейший фактор, во многом определяющий свой-
ства поверхности углей, - их высокая пористость. Как
и другие свойства углей она изменяется в ряде их хими-
ческой зрелости. Минимальной пористостью отличаются
угли средних стадий, угли же крайних стадий зрелости
имеют более высокую адсорбционную способность.
Измерения внутренней поверхности разными мето-
дами, например, определением теплоты смачивания ме-
тиловым спиртом, показали, что наибольшей внутренней
поверхностью отличаются витриниты, причем она наи-
большая для углей низких стадий зрелости. Инертиниты
в углях всех стадий метаморфизма имеют значительно
меньшую внутреннюю поверхность, чем витринит, а спо-
ровые вещества обладают большей внутренней поверх-
ностью, чем инертиниты.
7.3.3. Классификация ископаемых углей
Технологическая классификация углей. Технологиче-
ская классификация углей предусматривает их деление
на различные марки и группы в зависимости от физико-
химических свойств и возможности использования угля.
Основными классификационными параметрами являют-
ся выход летучих веществ на беззольную массу (Vdqf), тол-
щина пластического слоя (У). Дополнительными параме-
трами являются характеристика тигельного коксового
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 7. Общие сведения
187
остатка, теплота сгорания, показатель Рога, объемный
выход летучих на беззольную массу.
Угли каждого бассейна разделяют на марки и груп-
пы, при этом угли одноименных марок и групп различных
бассейнов характеризуются разными пределами клас-
сификационных параметров. В этой связи угли разных
бассейнов с одинаковыми классификационными пара-
метрами при использовании могут давать различный по
качественным показателям продукт.
В табл. 7.8 приведены классификационные параме-
тры для углей Донбасса.
При использовании данных табл. 7.8 необходимо
учитывать следующее:
цифры, входящие в условное обозначение групп,
указывают нижний предел спекаемости углей, вы-
раженный толщиной пластического слоя;
при выходе летучих веществ 35 % и более и толщине
пластического слоя более 25 мм донецкий уголь от-
носится к группе Ж21;
при выходе летучих веществ от 22 до 27 % и толщи-
не пластического слоя менее 14 мм донецкий уголь
относится к марке ОС;
при выходе летучих веществ менее 8% и теплотой
сгорания 35,112 МДж/кг и более донецкий уголь от-
носится к марке Т.
Классификация углей по генетическим и техноло-
гическим параметрам. Осуществляется в соответствии
с ГОСТ 25543-75. По данной классификации в зависимо-
сти от генетических особенностей и технологических
характеристик ископаемые угли разделены на три вида:
бурые, каменные и антрациты.
Каменные угли в свою очередь подразделены на
классы, категории, типы и подтипы. Для каменных углей
основными классификационными параметрами являются:
показатель отражения витринита - для определения клас-
са угля; содержание фюзенизированных компонентов на
чистый уголь (%ОК) - для установления категории угля;
выход летучих веществ на сухую беззольную массу - для
определения типа каменного угля; толщина пластического
слоя и индекс Рога - для установления подтипа угля.
В табл. 7.9 показаны некоторые значения параме-
тров для классификации каменных углей на классы, кате-
гории, типы и подтипы.
На основании информации о классе, категории, типе
и подтипе угли классифицируют по кодовой системе с по-
мощью семизначного кодового числа. Первые две циф-
ры, составляющие одно двузначное число, обозначают
класс и характеризуют среднее значение отражательной
способности витринита данного класса, увеличенное
в десять раз. Третья цифра обозначает категорию и ха-
рактеризует среднее содержание фюзенизированных
компонентов, уменьшенное в десять раз. Четвертая и пя-
тая цифры обозначают тип угля, характеризуют среднее
значение выхода летучих, шестая и седьмая цифры обо-
значают подтип и характеризуют среднее число толщины
пластического слоя или показатель Рога.
Закодированные каменные угли подразделяются на
18 марок: Д - длиннопламенный, ДГ - длиннопламенный
газовый, Г - газовый, ГС - газовый спекающийся, ГЖС -
газовый жирный слабоспекающийся, ГЖО - газовый жир-
5 а
Марка Длиннопламенный Газовый Обозначение i у*/, % 35 и более 35 и более 35 и более Г 1 У, мм менее 6 6-10 11-25 1 RI МДж/кг 32-34 33-35 Таблица 7.8. Технологическая классификация углей Донецкого бассейна
марки д Г группы ' Гб Г11
Газовый жирный гж ГЖ6 ГЖ11 27-35 27-35 6-10 11-16 34-36
Жирный ; i Коксовый ! t =* I S Ж17 Ж21 < К21 ! К14 27-35 27-35 j 18-27 18-27 ; 17-20 21 и более 21 и более 14-20 35-36 35-37
Отощенный спекающийся ОС 0С6 ОС 14-22 14-22 6-13 менее 6 >13 35-37
Тощий т - 8-17 - <14 35,112 и более
Антрацит А - менее 8 - менее 35,112
£ а ы я
Класс j R,% Категория | ^ОК, % Тил Подтип У, мм ЯЛ ед. Таблица 7.9. Значения параметров для классификации углей
04 | 0,4-0,49 1 • 10-19 08 8-10 29 >26
08 j 0,8-0,89 2 | 20-29 12 12-14 23 22-25
15 | 1,5-1,59 3 I 30-39 20 20-22 19 13-21
20 | 2,0-2,99 4 ! 40-49 24 24-26 15 *13-17
30 I . 5 _[ 32 32-34 11 10-12
40 I 4,0-4,99 6 ! 60-69 40 40-42 01 <6 >13
50 I 5,0 (j;pai?o- uMK ^мохккки. T3*-1 j >69 48 48 _ 00 <6 <13
188
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 7.10.
Классификация углей
по обогатимости
ный отощенный, ГЖ - газовый жирный, Ж - жирный, ЖВ -
жирный второй, КЖ коксовый жирный, К - коксовый, ОК -
отощенный коксовый, ОС - отощенный спекающийся,
КС - коксовый слабоспекающийся, КСН - коксовый сла-
боспекающийся низкометаморфизованный, СС - слабо-
спекающийся, ТС - тощий спекающийся, Т - тощий.
Для обозначения генетической группы к указанному
обозначению добавляют буквы: В - витринитовая группа,
Ф - фюзинитовая группа. Например, марка ГЖСФ - газо-
вый жирный слабоспекающийся фюзинитовый. Возмож-
ные семизначные коды этого угля - 0843207, 0862907,
0932911.
Классификация по обогатимости. Обогатимость ха-
рактеризует способность углей к разделению на соответ-
ствующие продукты каким-либо способом обогащения.
Для определения качественно-количественных показа-
телей и выбора схемы обогащения с соответствующим
обогатительным оборудованием необходимо знать обо-
гатимость угля.
При обогащении гравитационными методами оцен-
ку обогатимости угля и его классификацию по данному
признаку регламентирует ГОСТ 10100-84.
Обогатимость углей обусловливается характером
распределения минеральных примесей в органической
массе и наличием сростков угля с породой. Для опреде-
ления обогатимости конкретного класса крупности ка-
менного угля необходимо знать его фракционный состав
по плотностям: < 1400,1400 - 1800 и > 1800 кг/м3.
По указанному ГОСТу показатель обогатимости (Т)
оценивается выражением:
100v„„
Т =----
100-
гдеуйриуп - выходы промежуточных и породных фрак-
ций, соответственно, в %.
К промежуточным относятся фракции каменных
углей плотностью 1400-1800 кг/м3, для антрацита -
фракции плотностью 1800 - 2000 кг/м3.
К породным относятся фракции каменных углей
плотностью > 1800 г/м3 и фракции антрацита плотностью
> 2000 кг/м3.
В зависимости от показателя обогатимости угли де-
лятся на четыре категории (табл. 7.10).
в
Показатель обогатимости Категория обогатимости Степень обогатимости
До 4 1 Легкая
Свыше 4 до 10 включительно 2 Средняя
Свыше 10 до 17 включительно 3 Трудная
Свыше 17 4 Очень трудная
Показатель обогатимости по рассмотренному ГОСТу
не отражает основных характеристик угля - зольности
и выхода легких фракций. Существуют методы графиче-
ской оценки обогатимости. Они основаны на использова-
нии кривых обогатимости, построенных по результатам
фракционного анализа угля.
Сущность фракционного анализа заключается в по-
следовательном расслоении пробы угля на фракции в
жидкостях различной плотности и определении выхода
и зольности каждой фракции. В качестве тяжелой жидко-
сти для проб крупностью > 1 мм используют раствор хло-
ристого цинка в воде, для класса крупности < 1 мм - чи-
стые тяжелые жидкости (бромоформ, четыреххлористый
углерод и др.). В последнем случае расслоение проводят
в центробежном поле.
Для примера в табл. 7.11 приведены результаты
фракционного анализа.
В последней строке таблицы указана область ис-
пользования соответствующих столбцов при построении
кривых обогатимости (рис. 7.8).
На рисунке обозначены кривые:
X - кривая элементарных зольностей, показыва-
ющая распределение зольностей по элементар-
ным слоям угля в зависимости от выхода фрак-
ций определенной плотности;
р - кривая средних зольностей концентрата, опре-
деляющая зависимость суммарного выхода
всплывших фракций концентрата от их средней
зольности;
в - кривая средних зольностей отходов, характе-
ризующая зависимость суммарного выхода уто-
нувших фракций (отходов) от их средней золь-
ности;
Таблица 7.11.
Результаты фракционного
анализа
Плотности фракций, кг/м3 Выход фракций, у, % Зольность фракций, Ас,% Суммарные всплывшие фракции Суммарные утонувшие фракции
у, % Ас,% у, % Ас, %
<1300 52,2 3,2 52,2 3,2 100,0 22,0
1300-1400 14,6 10,1 66,8 4,7 47,8 42,5
1400-1500 6,5 19,7 73,3 6,0 33,2 56,7
1500-1600 4,0 27,4 77,3 7,1 26,7 65,8
1600-1800 3,6 38,2 80,9 8,5 22,7 72,5
>1800 19,1 79,0 100 22,0 19,1 79,0
Итого 100,0 22,0
Абсцисса Абсцисса Ордмата Абсцисса Ордината Абсцисса
для кривой 5 для кривой! для кривых 8, рД для кривой р для кривой в для кривой в
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 7. Общие сведения
189
6 - кривая плотностей, показывающая зависимость
суммарного выхода всплывших фракций от
плотности разделения.
Кривые обогатимости позволяют определить тео-
ретически возможные (без учета взаимного засорения
продуктов) показатели обогащения при любой плотно-
сти разделения. Пример решения подобной задачи при
плотности разделения 1340 кг/м3 показан на рис. 7.8. Из
абсциссы плотности фракций из точки, соответствующей
заданной плотности разделения, опускается перпен-
дикуляр до пересечения с кривой 8 и проводится гори-
зонтальная линия. Она указывает на выход концентрата
(левая ось ординат), а точки пересечения данной прямой
с кривыми р и и - на зольность концентрата и отходов со-
ответственно (на осиЛ^).
7.4. Оценка показателей и эффективности
технологических процессов обогащения
В общем случае в обогащении полезных ископае-
мых содержание какого-либо компонента в продуктах
обогащения обозначается буквами греческого алфавита
а, р, 0 соответственно в исходном продукте, концентрате
(или надситном продукте) и отходах (подситном продук-
те). Основной показатель качества продуктов при обо-
гащении углей - их зольность (Ad,%), характеризующая
содержание в продуктах минеральных примесей: Ad, Ad,
Adnn,Adm ~ соответственно зольность исходного продукта,
концентрата, промежуточного продукта и отходов.
К количественным показателям относятся выход
продукта (у,%, дол. ед.) и извлечение (е, %, дол. ед.). Вы-
ход - это отношение количества продукта к массе исход-
ного. Извлечение определяет, какая часть массы искомо-
го компонента, содержащегося в исходном, перешла
в продукты обогащения. При обогащении углей ценным
компонентом является органическая масса, извлечение
ее в концентрат и отходы составит:
100-4 100-4m
к Ук 100-4’ юо-4'
При классификации углей, когда ценным компонен-
том является класс меньше граничной крупности разде-
ления, извлечение данного класса в продукты классифи-
кации составят:
₽ 9
ея=Ь-; e„ = Y„-.
Рис. 7.8.
Кривые обогатимости угля
по данным табл. 7.11
где и £н - извлечение в надситный и подситный про-
дукты соответственно;
а, р и 0 - содержание класса меньше крупности раз-
деления в исходном, надситном и подсит-
ном продуктах соответственно;
униуп -выход надситного и подситного продук-
тов, %.
На основании материального баланса можно полу-
чить следующие выражения, используемые при расчетах.
При классификации углей:
у„=—100,%
Р-0
И
При обогащении углей:
Ad - Ad
Ук=-у;--400,%
4-4
и
Критерии эффективности служат для оценки и вы-
бора рациональных процессов, схем обогащения и обо-
гатительного оборудования, технологической оценки
работы машин и фабрики в целом.
Эффективность обогащения угля при разделении
его на два продукта можно оценить аналитическим по-
казателем по формуле Ханкока-Луйкена:
П =
—100,%,
100-а
где е - извлечение в концентрат фракций, плотность ко-
торых ниже плотности разделения, %;
ук- выход концентрата,%;
а - содержание в исходном угле фракций, плотность
которых ниже плотности разделения, %.
При разделении угля на три продукта можно опре-
делить общую эффективность процесса р:
Л = 7Л1Л2,
где - показатель эффективности при разделении ис-
ходного угля на концентрат и смесь промпродук-
та и отходов (первая плотность разделения);
д2- показатель эффективности при разделении сме-
си промпродукта и отходов на промпродукт и от-
ходы (вторая плотность разделения).
Эффективность гравитационных процессов обога-
щения определяется по содержанию в продуктах обога-
ю
Раздел 2. Обогащение углей
щения посторонних фракций. Так, при разделении исход-
ного угля на три продукта по плотностям 8р| и Ър2 посто-
ронними для концентрата являются фракции плотностью
> 8р1, для промпродукта - < 8р1 и > Ьр2, для отходов - < 8?2.
Выход посторонних фракций рассчитывают в процен-
тах от соответствующего продукта. Полученные данные
сравнивают с результатами обогащения в контрольном
(эталонном) аппарате при оптимальном режиме его ра-
боты. Данный метод применяется, как правило, для теку-
щего контроля режима работы обогатительных машин.
Более полная оценка эффективности разделения по
плотности производится по кривым разделения Тромпа.
Кривые характеризует извлечение фракций раз-
личной плотности в продукты обогащения. Построение
кривых Тромпа производят по данным фракционного
анализа исходного угля и продуктов обогащения, от-
кладывая на оси абсцисс средние значения плотности
фракций, а на оси ординат - так называемые раздели-
тельные числа. Разделительное число - это извлечение
одноименных (по интервалам плотностей) фракций
в продукты обогащения.
На рис. 7.9 показаны кривые Тромпа, построенные
по результатам фракционных анализов, представленных
в табл. 7.12.
Рис. 7.9.
Кривые Тромпа
Обогащение производилось с выделением двух
продуктов: концентрата и отходов.
Выход концентрата у, или отходов у2 легко опреде-
ляется по балансовым уравнениям для распределения
фракций любой плотности. Например, расчет выхода кон-
центрата и отходов по фракции плотностью < 1,35 кг/м3
(табл. 7.12) дает следующие результаты:
= ТЖГо = 5Л8~3’1 = 62,5, %;
81,1-3,1
72=100-7, =37,5,%.
Аналогичный результат получим при расчете выхо-
дов по фракциям любой плотности.
Определение разделительных чисел производится
по известной формуле извлечения. Например, извлече-
ние фракции плотностью < 1,35 кг/м3 в концентрат со-
ставит:
Ж = ^-81.1 = 9
Т„ 51,8
е0 = 100 - ек = 100 - 97,8 = 2,2, %.
Кривая разделения Тромпа для концентрата Т по-
строена по данным граф 5 и б, а для отходов Г- по дан-
ным граф 5 и 7 табл. 7.12 (рис. 7.9). Кривые Г и Г симме-
тричны, так как всегда ек + = 100%. Они пересекаются
в точке с ординатой е = 50 %.
Проекция данной точки на ось абсцисс показывает
действительную плотность разделения в машине или ап-
парате. Эта плотность называется граничной плотностью
разделения Ьр - плотность бесконечно узкой элементар-
ной фракции, вероятность попадания которой в продук-
ты разделения одинакова (равна 50%); 8р = 1,54 (рис. 7.9).
Обычно для анализа строят одну кривую Г. Тогда ко-
личество фракций плотностью < др, потерянных концен-
тратом и перешедших в отходы, определяется площадью
заштрихованной поверхности S,, а количество фракций
плотностью > Ъ , потерянных отходами и перешедших
в концентрат, площадью заштрихованной поверхности
S2. Эти фракции называются посторонними. Чем меньше
таких посторонних фракций в продуктах обогащения,
тем меньше площади S. В идеальном случае кривая Г об-
ращается в прямую, параллельную оси ординат.
S =)
Таблица 7.12.
Распределение фракций
различных плотностей
исходном угле и продуктах
обогащения
|1 Выход, % Средняя плотность фракции, б, кг/м3 Разделительные числа
1 Плотность фракции, н кг/м3 исходного угля,тн концентрата, ук отходов, 70 для концентрата, i для отходов,
\ < 1,35 51,8 81,1 3,1 1,250 J 97,76 2,24
1,35-1,40 5,2 7,5 1,3 1,375 j 90,50 ; 9,50
1,35-1,40 4,7 6,0 2,4 1,450 [ 80,75 19,25
1,40-1,50 ' 4,3 3,2 6,0 1,550 г 47,00 53,00
1,50-1,60 4,9 1,3 11,1 1,675 ; 1б,зо 83,70
1,60-1,75 4,8 0,4 12,1 1,812 ! 5,20 94,80
5 1,75-1,90 4,3 0,5 64,0 2,00 1,30 98,70
> 1,90 100,0 100,0 100,0 -
Глава 7. Общие сведения
191
По кривой разделения определяют критерий эф-
фективности разделения - показатель Ерт. Среднее ве-
роятное отклонение Ерт - полуразность значений плот-
ностей фракций, извлечение которых соответствует 25
и 75 %, то есть
_ 875 -825
Lpm 2 ’
где б75 и 325 - плотности фракций, извлекаемых в про-
дукты обогащения в количествах 75 и 25%
от одноименных фракций.
По кривой разделения находим 875 = 1,61 кг/м3
и 625 = 1,47 кг/м3, тогда:
1,61-1,47 .
Ер„: =-------= 0>07, кг/м3.
Показатель Е применяют для оценки эффектив-
ности разделения в машинах с тяжелыми суспензиями.
В данном случае характер распределения фракций по
продуктам обогащения подчиняется нормальному за-
кону распределения суммарной вероятности случайной
величины. Кривая Тромпа аналогична интегральной кри-
вой нормального распределения Гаусса.
При гравитационном обогащении угля (или других
полезных ископаемых) в машинах с водной средой рас-
пределение фракций подчиняется логарифмически нор-
мальному закону. Кривая разделения То в данном случае
несимметрична: ее правая ветвь положе левой. Для при-
ведения такой кривой к виду нормального распределе-
ния необходимо на оси абсцисс отложить не плотности
8, a 1g 8.
При обогащении в машинах с водной средой Ерт
возрастает пропорционально разности 8р-8б, где 8в-
плотность воды, то есть
£рт=Д8₽-1);
j _ Ерт
(V1)’
где / - коэффициент погрешности разделения.
Погрешность разделения позволяет сравнивать
работу машин при различных значениях плотности раз-
деления Ьр.
Критерии Е и / точно определяют эффективность
работы обогатительных машин независимо от фракцион-
ного состава исходного угля, но зависят от его крупности
и удельной производительности машин. Значения Е и /
применяют для расчета ожидаемых показателей обога-
щения углей при проектировании углеобогатительных
фабрик. Показатели Е и / рекомендованы Междуна-
родной организацией по стандартизации ISO в качестве
критериев для оценки эффективности обогащения.
Энтропийный метод оценки эффективности раз-
деления применяют для всех обогатительных процес-
сов. Энтропия системы - это мера ее неопределенности.
С уменьшением энтропии система становится более упо-
рядоченной. Количественно мера неопределенности
процессов разделения описывается уравнением:
w=-i^iog2^>
где И - энтропия системы;
п - число компонентов;
Р - содержание (доля) в продукте z-го компонента.
Знак минус вводится для того, чтобы получить по-
ложительное значение энтропии Н, так как Р всегда < 1
и, следовательно, log2 Р < 0. В качестве основания лога-
рифма обычно принимают 2. Единицу энтропии назы-
вают битом. Бит - это энтропия системы, которая может
быть в одном из двух равновероятных состояний. Если
исходный продукт, поступающий на обогащение, состоит
из двух компонентов, содержание каждого из которых
составляет соответственно Р{ = 0,5 и Р2= 0,5, то энтропия
системы равна:
р= log2 Pl + Pl log2 Pl) = -(|log2|+ylog2 j) = 1 бит.
Энтропийную эффективность разделительного про-
цесса определяют как отношение действительного
уменьшения энтропии АЯ к начальной энтропии Ни.
АН Ни-Нк , Нк
л.. = — = —---- = 1---
Ни Ни Ни
где Нк - суммарная энтропия конечных продуктов раз-
деления.
Энтропийная эффективность при оценке процесса
разделения исходного продукта на два компонента опре-
деляется с учетом выхода продуктов разделения:
п , УД+У2^2
Лэ-1 ~ >
“И
где и у2 - выходы продуктов разделения, доли ед.;
и Н2 - энтропии каждого из этих продуктов.
Для упрощения расчетов функции табулированы.
Н = -Plog2 Р;
^ = -[Plog2P + (l-P)log2(l-P)].
Эффективность вспомогательных процессов оцени-
вается выражениями.
Эффективность классификации:
Е J04(a-P)(6-a) %
к (О-Р)а(ЮО-а)’ °’
где а, р, 0 - соответственно содержание класса меньше
крупности разделения в исходном, надсит-
ном (сгущенном) и подситном (сливе) про-
дуктах, %.
Эффективность сгущения:
Т -Т
Е= ——2-100, %,
Т2-Т-,
где Т{, Т2, Т3 - содержание твердого соответственно
в питании, сгущенном продукте и в сливе,
кг/м3.
Эффективность обесшламливания:
Е = 104 %
°6ес а(ЮО-р) ’7’
Хрксохямика. Том 1
192
Раздел 2. Обогащение углей
где а, р - содержание шлама заданной крупности соот-
ветственно в исходном и надситном продук-
тах, %.
Эффективность механического обезвоживания:
Еобез
Wr -Wr
----^100%,
Wr -Wr
UCX MOI
где ^сх,^огс- влажность соответственно исходного про-
дукта и осадка, %;
- максимальная молекулярная влажность
продукта, %.
В случаях, когда неизвестно, его значение не-
обходимо принимать как влажность продукта при иде-
альных условиях процесса обезвоживания на лучших
аналогах данного типа оборудования. При необходимо-
сти определения относительной эффективности обезво-
живания принимается = 0.
ГЛАВА 8
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ КОМПЛЕКС ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЕЙ
8.1. Классификация методов и процессов
обогащения углей
Все многообразие методов обогащения основа-
но на использовании различия физических и физико-
химических свойств, присущих разделяемым компонен-
там горной массы. В зависимости от использованных от-
личающихся свойств компонентов исходного материала
различают следующие методы обогащения углей: поро-
довыборка, гравитационный, флотационный, специаль-
ные методы.
Породовыборка - ручная выборка крупных кусков
породы (существуют простейшие способы механической
выборки породы, основанные на различии форм и коэф-
фициентов трения кусков угля и породы).
Гравитационные методы. Основаны на использо-
вании различий в плотности разделяемых компонентов
(органической массы и минеральных включений). Грави-
тационные методы включают следующие процессы:
обогащение в тяжелых средах (жидкостях и суспен-
зиях);
отсадка (в водной или воздушной среде);
обогащение в струе воды, текущей по наклонной
плоскости (концентрационные столы и др.);
обогащение в центробежном поле (гидроцикло-
ны), в криволинейных потоках (винтовые сепара-
торы) и др.
Флотационный метод. Основан на различии в сма-
чиваемости разделяемых компонентов и применяется
для обогащения частиц угля < 0,5 мм. Флотация подраз-
деляется на следующие процессы: пенная флотация; пен-
ная сепарация; масляная флотация; пленочная флотация.
Специальные методы. Для обогащения углей при-
меняются редко. К ним можно отнести магнитные и элек-
трические методы (возможно применение для десуль-
фурации углей), рентгенометрическую сепарацию (вы-
деление крупнокусковой породы), обогащение по фор-
ме и трению, магнитогидродинамическое обогащение,
химическое и бактериальное обогащение, селективную
агрегацию и др.
На обогатительных фабриках горная масса проходит
ряд последовательных процессов обработки:
подготовительные (дробление, грохочение) - дове-
дение горной массы до крупности, необходимой для
последующего обогащения;
основные - разделение горной массы на концен-
трат, промежуточный продукт (если в этом есть не-
обходимость) и отходы гравитационного и флотаци-
онного процессов обогащения;
вспомогательные процессы - обезвоживание (ме-
ханическое и термическое), сгущение и осветление
пульп, обеспыливание и пылеулавливание и пр.
Справочник Коксохимика- Том 1
8.2. Типы обогатительных фабрик
В зависимости от промышленного назначения
основных продуктов обогащения углеобогатительные
фабрики делятся на три группы:
I - предприятия, обогащающие угли для энергети-
ческих целей;
II - предприятия, обогащающие угли для коксова-
ния;
III - предприятия, сортирующие угольное топливо.
На фабриках, перерабатывающих коксующиеся
угли, нижний предел обогащения 0 мм, энергетические
угли - 13(6) мм, иногда до 0 мм.
Особое место среди обогатительных фабрик зани-
мают фабрики, предназначенные для обогащения угля,
добываемого гидравлическим способом. Они отличают-
ся специальными схемами обработки шламовых вод.
По месту расположения обогатительные фабрики
подразделяются на индивидуальные (ОФ), групповые
(ГОФ), центральные (ЦОФ) и фабрики при коксохимиче-
ских заводах (УПЦ).
Индивидуальные фабрики находятся при шахтах
и обогащают угли одной марки из одной шахты.
Групповые фабрики размещаются также при шах-
тах и обслуживают 2-4 шахты, добывающих одну марку
угля.
Центральные обогатительные фабрики расположе-
ны в районе группы шахт и обслуживают 8 - 10 и более
шахт одной марки угля.
8.3. Основные промышленные сооружения
и коммуникации фабрики
Обогатительные фабрики при коксохимических за-
водах расположены на их территории и обогащают смесь
различных марок угля, составленную для получения ших-
ты на коксование.
Главный корпус
углеобогатительной
фабрики
Раздел 2. Обогащение углей
Железнодорожные
маршруты
с рядовым углем
Выбор месторасположения фабрики на коксохими-
ческих заводах зависит от вопросов снабжения водой,
электроэнергией и от наличия места для отвала породы.
Проблема водоснабжения углеобогатительных фа-
брик весьма важна. Даже при пользовании оборотной
водой приходится всегда прибавлять свежую, так как
некоторая часть воды уходит с продуктами обогащения.
Непрерывная циркуляция воды в цехе приводит к нака-
пливанию растворимых солей или кислот, вредных для
металлических частей механизмов или для стенок коксо-
вых печей. В этих случаях прибегают к очистке воды или
же строят фабрики на площадке, где имеются ресурсы
технической воды. Опыт работы УПЦ Украины показыва-
ет, что расход оборотной воды составляет 3 - 5 м3, а до-
бавочной - около 0,5 м3 на 1 т рядового угля.
В связи с большой энергоемкостью обогатительных
фабрик снабжение их электроэнергией является вопро-
сом первостепенной важности (ОАО «Авдеевский коксо-
химзавод» имеет свою теплоэлектростанцию). В среднем
на 1 т обрабатываемого угля требуется 2 - 3, а при слож-
ной схеме обогащения до 6 - 7 кВт/ч. Снабжение энерги-
ей фабрики должно быть бесперебойным.
Вопрос об отвале породы также является суще-
ственным для выбора места обогатительной фабрики.
Если при работе фабрики производительностью в 1 млн т
угля в год, рассчитанной на 15 лет работы, получается
10 % породы в отвале, то к концу этих 15 лет в отвалах на-
копится 1,5 млн т отходов гравитационного обогащения.
Эти отвалы занимают значительную площадь, которую
предусматривают заранее.
Промышленная площадка углеобогатительной фаб-
рики представляет собой территорию, на которой раз-
мещены сооружения основного и вспомогательного про-
мышленного назначения и административно-бытовые
объекты.
К основным промышленным объектам относятся:
углеприем, аккумулирующие и дозировочные бункера,
главный корпус фабрики, здание термической сушки, по-
грузочные бункера.
Вспомогательными промышленными объектами яв-
ляются: склады рядового угля и продуктов обогащения,
наружные шламовые отстойники, породный отвал, скла-
ды реагентов, механические мастерские, отдел техниче-
ского контроля и химическая лаборатория.
Энергетические объекты включают: электропод-
станцию, компрессорную, котельную.
Административные, бытовые и хозяйственные
объекты: контора, баня, материальный склад, гараж,
учебный пункт, медпункт.
В состав производственного комплекса обогати-
тельной фабрики входят также пруды-илонакопители
или хвостохранилища, породные отвалы, размещаемые
за пределами промышленной площадки.
К промышленной площадке подводят железнодо-
рожные и автомобильные подъездные пути, электроси-
ловые линии, магистрали водоснабжения и канализации,
линии связи. Железнодорожные пути разветвляются
в станцию для обеспечения маневровых работ при раз-
грузке рядового угля, оборудования и материалов, по-
грузке продуктов обогащения.
8.4. Технологические схемы обогащения
ОБЩИЕ ПОНЯТИЯ
Технологическая схема - это графическое представ-
ление последовательности процессов переработки угля
на обогатительных фабриках. Она предусматривает глу-
бину обогащения, верхний предел крупности обогащае-
мого угля, методы обогащения, классификацию угля на
машинные классы и вспомогательные операции.
Различают следующие основные типы технологиче-
ских схем: качественные, количественные, качественно-
количественные, водно-шламовые, схемы оборудования
и блок-схемы.
Технологическая схема, содержащая данные о каче-
стве исходного сырья (о составе, крупности, зольности,
влажности) и продуктов обогащения, называется каче-
ственной схемой. Если в ней указываются количество об-
рабатываемого сырья и продуктов, получаемых в отдель-
ных операциях, то её называют количественной схемой.
Часто все изменения как качественного, так и количе-
ственного характера объединяют в единой качественно-
количественной схеме. Качественно-количественная
схема тяжелосредного обогащения (рис. 8.1) определяет
количество (т/ч) продуктов во всех операциях разделе-
ния или смешения, выходы продуктов, их зольность, со-
держание серы и влажность.
Водно-шламовая схема показывает расход воды
в отдельных операциях и содержание в ней твердой
фазы (шламов).
Полноту технологического процесса обогащения
обычно характеризуют совмещенной качественно-
количественной и водно-шламовой схемой, изображае-
мой на одном чертеже.
Схема оборудования характеризует последователь-
ность расположения машин и аппаратов, применяемых
для выполнения технологических процессов обогаще-
ния, начиная с поступления угля на фабрику и кончая
выдачей товарных концентратов и отходов. На схемах
обычно указываются тип и количество машин и аппара-
тов, при помощи которых выполняется та или иная опе-
рация, а также движение материала от одного аппарата
к другому.
На рис. 8.2 приведен фрагмент изображения симво-
лов оборудования на технологической схеме.
При изображении схемы оборудования необходи-
мо придерживаться символов (рис. 8.3) Международной
организации по стандартизации (ISO) или отраслево-
Глава 8. Технологический комплекс обогащения углей
у, % Ad % Qd, т/ч
W',% R, м3/т и; м3/ч
100 32,36 658,0
6,0 0064 42Л
Рис. 8.1.
Фрагмент качественно-
количественной схемы
тяжелосредного обогащения
Тяжелосредная сёперация, 1 стадия
12,62 13,4 83,0
- 1,344 100,1
10/1 86,2 66,4
12,0 0,136 9,0
>7
)ая классификация d= 13 мм
2*
13- 100 мм
Рядовой уголь
УУдо6мк = 921,2 м3/ч 11
1 22,7 45,7 149,4 77,3 28,5 508,6 «
9,0 0,099 14,8 - 2,515 948,5
'3
К-т+ПП
Отходы
Отделение суспензии, отмывка Отделение суспензии, отмывка
Рис. 8.2.
Фрагмент схемы
оборудования обогащения
угля
1 - вагоноопрокидыватель; 2 - конвейер ленточный; 3 - грохот цилиндрический;
4 - дробилка зубчатая; 5 - грохот вибрационный; 6 - сепаратор тяжелосредный; 7 - сепаратор электромагнитный;
8 - осадочная машина; 9 - грохот конический; 10- центрифуга; 11 - флотационная машина;
12 - вакуум-фильтр; 13- сушильный барабан
196
Раздел 2. Обогащение углей
го стандарта Министерства промышленной политики
Украины.
Классификацию методов и процессов обогаще-
ния представляют в виде блок-схемы. На этих схемах
приводят название и последовательность применения
тех или иных процессов, обуславливают качественной
характеристикой сырья, сложившимися тенденциями
развития техники и технологии обогащения и технико-
экономическими соображениями.
ОСНОВЫ ПОСТРОЕНИЯ И РАСЧЕТА
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
Исходными данными для разработки технологиче-
ской схемы обогащения угля являются ситовый и фрак-
ционный составы выбранных машинных классов.
На основании ситовых анализов углей определя-
ют выход угля по классам и его зольность, формируют
машинные классы для последующего обогащения соот-
ветствующим методом. Крупный (обычно 100-13 мм)
и мелкий (13-0,5 мм) машинные классы подвергаются
фракционному анализу с определением зольности и со-
держания серы в угле каждой фракции плотности.
Если необходимо применять дробление рядового
угля, то следует иметь информацию о ситовом и фракци-
онном составах дробленого угля; если такие данные от-
сутствуют, их берут по аналогии с рядовым углем.
На основании фракционных анализов определяется
категория обогатимости каждого класса и, руководству-
ясь нормами технологического проектирования угле-
обогатительных фабрик, определяют методы гравитаци-
онного обогащения машинных классов.
Например, при трудной категории обогатимости
крупного машинного класса и большом содержании
в нем породной фракции (>10%) рекомендуется при-
менять тяжелосредную сепарацию, при средней и легкой
обогатимости мелкого машинного класса (13-0,5 мм)
возможно применение отсадочных машин. Для углей лег-
кой обогатимости с содержанием класса > 13 мм менее
30% допускается применение ширококлассифицирован-
ной отсадки.
Для получения теоретического баланса продуктов
обогащения существует несколько способов, включая
машинные методы обработки данных. Распространен-
ный и наглядный метод - построение и обработка кри-
вых обогатимости каждого машинного класса. По кри-
вым обогатимости, задаваясь требуемой зольностью,
определяют выходы продуктов обогащения и плотности
разделения. По полученным данным составляют теорети-
ческий баланс продуктов обогащения.
Практический баланс продуктов необходимо со-
ставлять на основе теоретического баланса с учетом
шламообразования на конкретном оборудовании, при-
меняемом для технологических процессов.
Технологическая схема гравитационного обогаще-
ния обычно включает следующие комплексы.
Комплекс подготовки углей к обогащению включа-
ет оборудование для предварительной классификации
и дробления крупного класса, гидравлического разделе-
ния на машинные классы и их обесшламливания.
Комплекс обогащения в тяжелосредных сепарато-
рах включает оборудование для обогащения крупного
угля, отделения подготовки суспензии, отмывки магнети-
та, обезвоживания продуктов обогащения и регенерации
некондиционной суспензии.
В комплексе обогащения крупного машинного клас-
са отсадкой следует предусматривать соответствующие
отсадочные машины, оборудование для обезвоживания
концентрата на грохотах, обезвоживания промпродукта
(при его наличии) и отходов на элеваторах, дробления
промпродукта и обогащения его совместно мелким ма-
шинным классом или в отдельном цикле.
Комплекс обогащения мелкого машинного класса
отсадкой должен, помимо отсадочных машин, включать:
аппараты для дополнительной дешламации исход-
ного питания отсадочных машин;
для обезвоживания концентрата - конические гро-
хоты или багер-классификаторы (1-я стадия) и ви-
брационные грохоты или фильтрующие центрифуги
(2-я стадия);
Вагоноопрокидыватель
Глава 8. Технологический комплекс обогащения углей
197
Рис. 8.3.
Графические символы
оборудования и аппаратов
7 - вагоноопрокидыватель роторный; 2 - вагоноопрокидыватель боковой; 3 - маневровое устройство; 4 - вибратор наклонный; .14 - дробилка молотковая; 15 -дробилка роторная; 16 -мельница барабанная;. 17 - грохот барабанный(МИД); 18 - грохот типа ГЦЛ; 27 - сепаратортяжело^ёд1^^^^: :- продуктовый; ; . 28 - сепаратор барабанный тяжело- средный; 29 - отсадочная машина двух-
5 - каток-уплотнитель; 6 - весы конвейерные; 19 - грохот односитный; -20 - грохот двухситный; ступенчатая; 30 - отсадочная машина трех-
7 - весы вагонные; 21 - грохот двухкоробной; ступенчатая;
8 - пробоотборник; 9 - машина проборазделочная; 10 - дробилка щековая; 22 - грохот гидравлический; 23 - сито дуговое безнапорное; 24 - сито дуговое напорное; 31 - циклон обогатительный двух- продуктовый; 32 - циклон обогатительный трех*
11 - дробилка конусная; 12 - дробилка двухвалковая; 13 - дробилка одновалковая; 25 - грохот конусный; 26 - сепаратор колесный тяжелосредный двухпродуктовый; продуктовый; - ~ 33 - флотационная машина; - - . ... 34 - сепаратор шнековый; ' ;7'-
Справочник Коксохимика. Т>м 1
Раздел 2. Обогащение углей
i 35 - сепаратор крутонаклонный;
36 - стол концентрационный;
j 37 - сепаратор пневматический;
i 38 - отсадочная машина пневматиче-
i ская;
: 39 - жёлоб моечный;
! 40 - сепаратор магнитный;
\ 41 - центрифуга фильтрующая верти-
кальная;
42 - центрифуга фильтрующая горизон-
тальная;
43 - центрифуга осадительная;
44 - центрифуга осадительно-
' фильтрующая;
? 45 - бункер обезвоживающий;
[ 46 - вакуум-фильтр дисковый;
। 47 - вакуум-фильтр барабанный с наруж-
ной фильтрующей поверхностью;
. 48 - вакуум-фильтр барабанный с вну-
тренней фильтрующей поверх-
ностью;
ij 49 - вакуум-фильтр ленточный;
50 - классификатор гидравлический;
51 - гидроциклон;
52 - отстойник пирамидальный;
53 - сгуститель радиальный с централь-
ным приводом;
54 - сгуститель радиальный с перифери-
ческим приводом;
55 - воронка (сгустительная);
56 - сгуститель цилиндро-конический;
57 - фильтр-пресс;
58 - бассейн шламовый;
59 - сборник (зумпф);
60 - делитель пульпы;
61 - дозатор реагентов;
62 - мешалка (контактный чан);
63 - аппарат для кондиционирования
пульпы;
64 - пеногаситель;
65 - сушилка барабанная;
66 - труба-сушилка;
67 - сушилка с кипящим слоем;
68 - циклон-пылеуловитель;
69 - пылеуловитель мокрый; ;
70 - фильтр рукавный;
71 -электрофильтр;
72 - железоотделитель; j
73 - воздуходувка;
74 - вакуум-насос; з
75 - насос; ,
76 - задвижка; ;
77 - кран пробковый; j
78 - брызгало; ।
79 - элеватор; j
80 - элеватор обезвоживающий; ]
81 - смеситель; j
82 - конвейер ленточный; j
83 - конвейер катучий;
84 - конвейер скребковый;
85 - конвейер пластинчатый;
86 - конвейер (питатель) винтовой; ;
87 - питатель качающийся; '
88 - питатель вибрационный;
89 - питатель дисковый; |
90 - дозатор флокулянтов j
Таблица 8.3.
Данные для расчета водно-
шламовых схем
для обезвоживания промпродукта - элеваторы (1-я
стадия) и фильтрующие центрифуги (2-я стадия), для
обезвоживания породы - элеваторы (допускается
при большом содержании мелких классов и при от-
сутствии размокаемых пород дополнительное обез-
воживание на вибрационных грохотах).
При расчете гравитационной схемы обогащения
следует руководствоваться нормами технологического
проектирования, практическими данными по взаимоза-
сорению продуктов, по эффективности работы принято-
го к установке оборудования.
Например, выход и качество продуктов обогащения
устанавливают с учетом практических данных засорения
продуктов обогащения несвойственными им фракциями
угля. Допустимое взаимозасорение продуктов обогаще-
ния на отсадочных машинах в УПЦ-1 ОАО «Авдеевский
коксохимзавод» приведено в табл. 8.1, при обогащении
крупного класса в тяжелых средах - в табл. 8.2.
Полученные практические выходы и зольности
продуктов обогащения корректируются с учетом шламо-
образования в процессах обогащения угля.
В табл. 8.3 приведены рекомендуемые данные для
расчета водно-шламовой схемы углеобогатительной
фабрики Авдеевского коксохимического завода.
j3l
Расход воды, «Р/т/ч:
для мокрого грохочения 2,0
> для отмывки утяжелителя от продуктов обогащения на :
: грохотах 0,5
для транспорта по желобам в отсадочную машину: ;
крупного угля 1,5 -2,0 '
мелкого угля : 1-1,5 i
Количество тодрешётиой воды, м3/т/ч:
I । для отсадочных машин крупного угля 1,5-1,8 : t
[ для отсадочных машин мелкого угля
Таблица 8.1.
Засоренность (%) продуктов
обогащения на отсадочных
машинах в УПЦ-1 ОАО
«Авдеевский коксохимзавод»
S 3
Таблица 8.2.
Засоренность продуктов
обогащения в тяжелых
средах сепараторах (%)
Продукты, полученные на машинах | Фракции
угольная промпро- дуктовая : породная
Крупный концентрат ‘ 3ZL2ZL 0,4-0,6
Крупные отходы : 0,5-0,6 : : 2,0-3,0 96,4-97,5
Мелкий концентрат ; \963-97,0 ! L 2,5-3,0
Мелкие отходы 0,6-0,7 : 3,0-4,0 _95,3-_96l4_
Концентрат контрольной отсадки ' 94,0-95,3 4,0-5,0 0,7-1,0 j I
Отходы контрольной г 8 отсадки [ 0,7-1,0 : 3,0-5,0 : 94,0-96,3
з □
Фракции
Продукты угольная > промпро- дуктовая породная
;Концентрат 98,0 2 j
; Промпродукт 3-5 85-87 i ДоЮ |
. Отходы - ; 3-5 I 97-95 |
Содержание твердой фракции, кг/м3:
: в сгущенном шламовом продукте пирамидальных j сгустителей _ 500-650 :
1 в сгущенном шламовом продукте радиальных сгустителей 350-450
j в исходной пульпе на флотацию i 80-120 :
в пенном продукте флотационного концентрата 250 - 300 i
в пульп е отходов флота ци и ; 60-80 j
j в фильтрате вакуум-фильтров ; 30-60 _!
! в фугате центрифуг для шлама (УЦМ) ; 120-180
j Содержание влаги в яродуктахобогащения, %:
крупный концентрат после обезвоживающих грохотов ; 6-9
? мелкий концентрат после центрифуг _ 8-9
: мелкий промпродукт после обезвоживающих элеваторов^ 18-20
j мелкий промпродукт после центрифуг 8-12
i флотационный концентрат после вакуум-фильтров 20-25
флотационный концентрат после осадительных центрифуг 25-28
отходы флотации после осадительных центрифуг 25-30
крупный шлам при обезвоживании на грохотах с отверстиями сит 0,3 мм 25-28 J
Глава 8. Технологический комплекс обогащения углей
Открытый склад угля
Грейферный перегружатель
на складе угля
ГЛАВА 9
ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫЕ ПРОЦЕССЫ ОБОГАЩЕНИЯ
Рис. 9.1.
Характеристики
крупности углей
9.1. Грохочение и дробление углей
9.1.1. Грохочение углей
Грохочение (классификация,) - процесс механиче-
ского разделения исходного материала по крупности на
просеивающих поверхностях различных по размерам
кусков материала.
На предприятиях, обогащающих коксующиеся угли,
применяют следующие виды грохочения:
предварительное - отделение из основной массы
рядового угля крупных кусков для последующей их
обработки, например, дробления;
подготовительное - разделение исходного угля
на несколько классов крупности (машинные классы),
предназначенных для последующей раздельной об-
работки в различных обогатительных аппаратах;
обезвоживающее - удаление основной массы
воды, содержащейся в обрабатываемом материале,
например, в продуктах мокрого обогащения, а так-
же отделение суспензии, дешламации и т. п.
По способу выделения машинных классов на угле-
обогатительных предприятиях различают сухое и мок-
рое грохочение.
Материал, поступающий на грохочение, называется
исходным, остающийся на сите - надрешётным про-
дуктом, а проходящий через отверстия сита - подре-
шётным продуктом.
Число продуктов при последовательном грохочении
на ситах составляет п + I, где п- число сит. В этом случае
исходным материалом для последующего просеивания
служит один из продуктов предыдущего просеивания.
Последовательный ряд размеров отверстий сит (от
больших к меньшим), применяемых при грохочении, на-
зывается шкалой грохочения, а постоянное отношение
размеров отверстий смежных сит - модулем шкалы.
При крупном и среднем грохочении модуль чаще
всего принимают равным 2. Такова, например, шка-
ла классификации на ситах с отверстиями 50, 25, 12, 6
и 3 мм. Для ситовых анализов небольших навесок при-
меняют контрольные сетки по ГОСТ 3584-85 с модулем
Ш = 1,259.
Промышленную шкалу грохочения устанавливают
в зависимости от обогатимости углей и метода обога-
щения.
Для оценки крупности угля осуществляют ситовый
анализ согласно ГОСТ 2093-82, его результаты сводят
в таблицу, позволяющую получить графическое пред-
ставление гранулометрического состава - характери-
стику крупности (рис. 9.1). По ней можно оценить соот-
ношение любых классов крупности в исследуемом угле.
Кривая 1 указывает на преобладание в угле мелких зе-
рен; кривая 2 - крупных; кривая 3 - на равномерное рас-
пределение зерен.
Эффективность классификации (разд. 7.4) зависит от
многих факторов - гранулометрического состава и влаж-
ности материала, нагрузки на грохот, формы зерен раз-
деляемого материала, конструкционных особенностей
отверстий сит.
Производительность (Q, т/ч) наиболее распростра-
ненного инерционного грохота при сухой классифика-
ции может быть оценена эмпирическим выражением:
Q = Fqkt k^k^k^,
где F - рабочая площадь грохота, м2;
q - удельная производительность по питанию,
т/(м2-ч);
к^-^- поправочные коэффициенты, учитывающие
соответственно изменение гранулометри-
ческого состава исходного угля, требуемую
эффективность грохочения, влажность ис-
ходного угля, содержание глинистых приме-
сей в исходном угле, влияние угла наклона
грохота, влияние типа просеивающей по-
верхности, расположение просеивающей
поверхности на грохоте.
Необходимый фронт грохочения Fr для достижения
заданной производительности при известных условиях
грохочения определяется по формуле:
7 1,25g
qk^k^kyk^k^k^kq
Удельные производительности грохотов для класси-
фикации каменных углей и значения поправочных коэф-
фициентов приведены в табл. 9.1 - 9.7.
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
Глава 9. Подготовительные процессы обогащения
201
6x6 10x10 13x13 i 25x25 50x50 ; ; 75 х 75 100x100 150x150
6 9 1 13 1 20 ! I i 30 40 56 80
10 20 30 40 50 60 70 80 i i 90 1
3,5 2 1,5 1,3 1,1 1,05 1 I 0,95 1 0,9
~^ЙЙ<ац»эф1фёкп1Вяосп> 60 I 65 70 75 | I 80 85 90 95 98
.-«ill Л-ivi ?Г:.. ж!- ’.'I; '-Г-1 :i; А 2 | 1.85 1.7 1.55 I I 1.4 1.3 1.15 1 0.7
ттттг жМг |Ц Я ж •JHSf а» 1<-> 6 i^i: -м.. -i a. »lk-иЛ : • □ * • v.- - - - . .". ’ 2“7 2’ " ‘ ‘ ‘ 7 Г!. . . . . >•
' A;
0,75 0,65 0,6’ 0,5" 0,4**
0,85 0,7. 0,65* 0,56** 0,5**
0,9 0,75 0,7 0,65** 0,6**
1 0,95 0,92 0,9 0,8
1 1 1 0,95 0,9
* С систематической очисткой сит.
** Сита или грохоты специальных конструкций.
Таблица 9.1.
Удельная производитель-
ность (q, т/(м2-ч)) инерцион-
ных грохотов для каменных
углей
Таблица 9.2.
Значение поправочного
коэффициента к}
я в
Таблица 9.3.
Значение поправочного
коэффициента^
Таблица 9.4.
Значение поправочного
коэффициента к3
|НИЙв
ит5г-;^’.т: 5ёЕ Ав А Аиг 12 L- ... .
0,9 0,8 0,6 0,2 - - - - - -
itSOrvr ’Г“ /IX .4 ,;_г>4г.: ГТ7 ~ 1 : 1 1 0,96 1 0,91 0,95 0,85 0,92 0,79 0,9 0,69 0,86 0,57 0,82 0,43 0,77 0,27 0,72
s? !'--- • ?ps4r..::y - 1 1 1 1 1 0,98 1 0,95 1 0,91 1 0,87 0,9 0,84 0,9 0,8 0,9 0,76 0,9 0,72
Таблица 9.5.
Значение поправочного
коэффициента к4
Attj.a : / 14 ft. Г-b!
"1Ы<Я*и м ai|?» м 0,7 0,89 0,95 1,1 1,24 1,37 1,56 1,7
-С -Г'' ~ 7'; • r Vjr У •wa^pBtera
УТ-..' —;._“ 'Ar-r —-—~ - 1 . ‘. . . 0,8 0,84 0,88 0,92 0,96 1 1,1 1Д2
Коэффициент^ зависит от типа сита и формы отверстий (табл. 9.7).
• ©
Таблица 9.6.
Значение поправочного
коэффициента к5
..'-••• = "L zr. 1 • ', - йревояочные -I^EasiB&Baittbte -ШреЭЙЙЙ^ ЮЙЙЙИчЙ0!2:^
ВЙвйй»» -• прямоугольная квадаатная «рупия - щ^видна»
ен: -:-• :" V---. •-йжаж 1 1,2 0,85 ! 0,7 1 1,3 1Л
999
Таблица 9.7.
Значение поправочного
коэффициента к6
Значение коэффициента (L) зависит от расположения сита на грохоте по ярусам и составляет: первый ярус - 1, вто-
рой-0,9, третий -0,6.
Справочник Коксохимика. Том 1
Раздел 2. Обогащение углей
Грохот инерционный
легкого типа
9.1.2. Грохоты для классификации углей
Для предварительной классификации каменных
углей наибольшее распространение получили ци-
линдрические грохоты (ГЦЛ), инерционные (ГИЛ, ГИТ)
и инерционные с самосинхронизирующимся возбудите-
лем (ГИСЛ). В обозначении последняя буква обозначает
легкое (Л) или тяжелое (Т) исполнение, первая цифра
характеризует ширину просеивающей поверхности, по-
следняя - число ярусов сит.
Цилиндрический грохот (ГЦЛ) со спиральной про-
сеивающей поверхностью состоит из вращающегося на
катках цилиндра, имеющего небольшой наклон к гори-
зонту. Грохот устанавливается непосредственно на раме,
для него не нужен специальный фундамент. С одной сто-
роны цилиндр опирается на приводные, а с другой - на
опорные катки, укрепленные на раме грохота. Огражде-
ние цилиндра, состоящее из съемных секций, образует
пылезащитный кожух.
Рабочая поверхность грохота представляет собой
многозаходную спираль, расстояние между витками ко-
торой определяет размер кусков подрешётного продук-
та. Образованная витками спираль по технологии рас-
сева аналогична колосниковому ситу грохота с плоской
рабочей поверхностью.
Преимуществами грохота являются простота кон-
струкции, надежность в эксплуатации, сравнительно
небольшое переизмельчение крупных кусков и высокая
производительность, недостатком - повышенное засоре-
ние подрешётного продукта надрешётным.
Грохоты ГЦЛ рекомендуется применять на опера-
циях предварительного грохочения при наличии в ис-
ходном материале кусков размером не более 250 мм (для
ГЦЛ 1) и 500 мм (для ГЦЛЗ).
Характеристика грохотов типа ГЦЛ показана
в табл. 9.7.
Таблица 9.7.
Техническая характеристика
цилиндрических грохотов
Показатель ГЦЛ1 ГЦЛЗ
Максимальная производитель- 400 1000
. ность при максимальной ширине щели поверхности, т/ч
Максимально допустимая круп- i 250 400
ность кусков, мм
Рабочая длина цилиндра, мм 1500 2500 i
Диаметр внутренней рабочей по- 1200 1700
верхности, мм Ширина щелей между витками, 50,70,100 100,150,200
. мм Частота вращения цилиндра, 11 9,26
МИН'1 Мощность электродвигателя, кВт 4,5 7,5
Масса, т 3,2 9,0
Инерционные грохоты с круговыми или близкими
к ним колебаниями (ГИЛ, ГИСЛ) широко применяются
на современных углеобогатительных фабриках для под-
готовительного, окончательного и обезвоживающего
грохочения.
Грохоты типа ГИЛ применяются преимущественно
для сухого предварительного грохочения. Выпускаются
в опорном и подвесном исполнении. Грохот в опорном
исполнении (рис. 9.2) установлен на раме, в которой рас-
положены поддон для подрешётного продукта и упоры,
предотвращающие боковые колебания короба. Короб
грохота 1 установлен на четырех пружинных амортизато-
рах 3. В центральной части короба закреплен инерцион-
ный вибратор 2. Неуравновешенные массы вибратора
размещены снаружи боковин короба. Конструкция ви-
браторов позволяет изменение амплитуды колебаний
короба. Грохот ГИЛ43 имеет три яруса просеивающей
поверхности.
Грохот типа ГИСЛ (рис. 9.3) с самосинхронизиру-
ющимся вибратором предназначен для сухого и мокрого
подготовительного грохочения, а также обезвоживания,
дешламации, отделения тяжелосредной суспензии и от-
мывки магнетита при обогащении в тяжелых средах.
Самосинхронизирующийся вибратор грохота состо-
ит из двух одинаковых дебалансов, вращающихся на па-
раллельных валах с равной частотой в противоположные
стороны. Валы вибратора с подшипниками установлены
на площадке, закрепленной к коробу под углом 45°, что
обеспечивает траекторию движения точки короба по
прямой, наклоненной под тем же углом к плоскости сит.
Вращение валам вибратора передается двумя двигателя-
ми через эластичную муфту.
Выбранная жесткость опор грохота обеспечивает
минимальные динамические нагрузки на перекрытие.
В настоящее время пружинные опоры заменены резино-
выми амортизаторами.
Отечественная промышленность выпускает не-
сколько типоразмеров данных грохотов - ГИСЛ62, ГИС72
и ГИСЛ82, два последние - только в опорном исполнении.
При необходимости грохоты данной серии снабжа-
ются брызгальными устройствами.
Характеристика инерционных грохотов дана
в табл. 9.8.
На некоторых обогатительных фабриках находятся
в эксплуатации устаревшие грохоты, например, самоба-
лансные типа ГСЛ, резонансные (ГРД), которые из-за низ-
кой надежности заменяются грохотами типа ГИСЛ.
9.1.3. Дробление угля
Дробление и измельчение - процессы разрушения
кусков под действием внешних сил до заданной круп-
ности. Процессы принципиально не различаются между
собой. Условно принято считать дроблением такой про-
Глава 9. Подготовительные процессы обогащения
1 - короб; 2 - дебалансный вибратор; 3 - пружинная опора; 4 - сита
Рис. 9.2.
Грохот ГИЛ43 в опорном
исполнении
45°
Рис. 9.3.
Грохот инерционный
ГИСЛ62
7 - брызгальные устройства; 2 - верхнее сито; 3 - короб; 4 - электропривод; 5 - эластичная муфта;
6 - вал-вибратор; 7 - пружинные опоры
цесс разрушения, при котором получают крупность вы-
ходного продукта более 3 - 6 мм, измельчением - менее
3 - 6 мм.
Первый вид разрушения осуществляется в дробил-
ках, второй - в мельницах.
В обогащении коксующихся углей операция дробле-
ния используется для подготовки рядовой шихты к обога-
щению, раскрытия сростков промежуточного продукта и
подготовки обогащенной шихты к коксованию. В первом
случае схема дробления включает операцию предвари-
тельного грохочения, где выделяется надрешётный про-
дукт, поступающий на породовыборку и дробление.
Измельчение коксующихся углей, как операция рас-
крытия пирита, может иметь место перед технологией
обессеривания угля. Угольные концентраты перед коксо-
ванием измельчают до крупности менее 3 мм.
Процесс дробления характеризуется степенью дроб-
ления - отношение размеров максимальных кусков (DinaJ
или средневзвешенного размера (Dcp) исходного мате-
риала к соответствующим размерам кусков дробленого
У ) или (d ):
i = ^L или |=-£.
^тах dCp
204
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 9.8.
Техническая характеристика
инерционных грохотов
Параметры ГИЛ42 ГИЛ43 j ГИСЛ52 ГИСЛ62 i ГИСЛ72 ГИСЛ82
Максимальная крупность кусков в питании, мм 150 j 150 [ i 150 i 300x300x600:300x300x600 1 300x300x600
Размер сит, мм: длина ширина 3750 1500 i 3750 i 1500 4500 1750 2000 5000 1 2500 6000 3000 7000
Число ярусов сит 2 \ 3 2 2 2 2
Частота колебаний сит, мин1 950 950 950 735 735 735
Амплитуда колебаний сита, мм 3-3,5 ! 3-3,5 2,5-3 6 6 6
Угол наклона к горизонту, град. 10-25 | 10-25 10-25 0-25 0-25 0-25
Мощность электродвигателя, кВТ 10 | ю i ю 17X2 22x2 40X2
Габаритные размеры: длина ширина высота 4295 2860 2610 4265 2770 2660 j.,. 5050 3110 2910 . 5670 2700 2690 6980 3720 2500 7650 3742 2562
Масса (без двигателя) 3,1 4,0 3,46 8,7 12,3 18,5
Число стадий дробления зависит от начальной круп-
ности материала и требуемой конечной. На углеобогати-
тельных фабриках применяется дробление в открытом
цикле, при котором материал проходит через дробил-
ку только один раз. Различают крупное дробление (до
100 - 200 мм), среднее (25 - 80 мм) и мелкое (3-10 мм).
В углеобогатительной практике для дробления ис-
пользуются механические дробилки раскалывающего,
раздавливающего и ударного действия.
9.1.4. Конструкции отечественных дробилок
Из многочисленных типов дробилок на УПЦ коксо-
химических заводов нашли применение в основном вал-
ковые зубчатые и молотковые дробилки [23; 46].
Валковые дробилки. Для крупного и среднего дроб-
ления надрешётного продукта предварительной класси-
фикации перед обогащением используют двухвалковые
зубчатые дробилки серии ДДЗ различных типоразмеров.
Дробилка состоит из рамы 1, двух параллельных
валов, опирающихся на эти подшипники, с жестко за-
крепленными на них зубчатыми валками 10. Валки вра-
щаются навстречу друг другу. Ряды зубьев одного валка
расположены между рядами зубьев другого, что обес-
печивает получение более однородного по крупности
дробленого продукта. Исходный материал загружает-
ся в дробилку через воронку 5, захватывается зубья-
ми валков и подвергается дроблению. При попадании
в дробилку недробимых предметов сжимаются буфер-
ные пружины 3, один из валков отодвигается, вращаясь
в подшипниках скольжения. После прохождения недро-
бимого предмета пружины возвращают валок в прежнее
положение.
Привод валков состоит из электродвигателя, клино-
ременной передачи, шкива 6, вала 7, малой 8 и большой
9 шестерен.
Процесс дробления в дробилках с зубчатыми валка-
ми происходит за счет раскалывания пород и осущест-
вляется при меньшем переизмельчении и расходе энер-
гии, чем в дробилках другого типа.
Характеристика дробилок типа ДДЗ приведена
в табл. 9.9.
Таблица 9.9.
Техническая характеристика
двухвалковых зубчатых
дробилок
Параметры ДДЗ-4 ддз-6 ДДЗ-ю ддз-6
Производительность, т/ч 20-100 60-150 125-525 600-1000
Максимальная крупность кусков в питании, мм 100x200x300 400x500x600 400 x 600x1000 1200x 1300x 1300
Максимальная крупность кусков дробленого продукта, мм 25; 50; 75; 100; 125 50; 75; 100; 125; 150 100; 125; 150; 300 250
Диаметр валков, мм 400 630 1000 1600
Длина валков, мм 500 830 1250 2000
Ход подвижного валка, мм 150 200 300 400
Мощность электродвигателя, кВт 13 20 40 250
Габаритные размеры, мм
длина 2600 3520 5000 7465
ширина 2500 3270 4375 7985
высота 925 1235 1750 2607
Масса (без комплектующих частей), т 4,3 9,9 23,5 107,6
Справочник Коксохимика. Том 1
1 - рама; 2,10- зубчатые валки; 3 - буферные пружины; 4 - кожух; 5 - воронка; 6 - шкив; 7 - вал; 8 - малая шестерня; 9 - большая шестерня;
11 - вторая зубчатая передача; 12 - отжимное устройство
ю
о
Достоинства дробилок ДДЗ - простота конструкции,
низкое переизмельчение материала, удобство техниче-
ского обслуживания и более низкий расход электроэнер-
гии, по сравнению с дробилками других типов.
Для оценки производительности (Q, т/ч) дробилки
по конкретному дробимому материалу и принятой шири-
не щели между валками можно использовать выражение:
Q = 60nnDls$k,
где п - частота вращения валков, мин’1;
D и / - диаметр и длина валка, м;
5 - ширина щели между валками, м;
5 - насыпная плотность дробимого материала
(для углей 5 ~ 0,8 т/м3);
к - коэффициент разрыхления дробленого
материала в момент разгрузки (для углей
к = 0,15-0,27).
Молотковые дробилки. Для дробления проме-
жуточного продукта, подготовки угля к обогащению по
петрографическому признаку и обогащенной шихты
к коксованию применяются дробилки ударного дей-
ствия - молотковые и роторные. Молотковые дробилки
содержат вращающиеся биты, шарнирно закрепленные
на дисках вращающегося ротора, а роторные - жестко за-
крепленные биты.
По конструктивным признакам молотковые дробил-
ки разделяются на: однороторные и двухроторные; ре-
версивные и нереверсивные; с колосниковой решёткой
и без нее; с подвижными и неподвижными отбойными
плитами.
При переработке углей обычно применяют одноро-
торные молотковые дробилки с реверсивным и с нере-
версивным ротором. Однороторные дробилки, как пра-
вило, оборудованы колосниковыми решётками для обес-
печения определенной крупности готового продукта.
Корпус однороторной нереверсивной молотковой
дробилки (рис. 9.5) состоит из верхней 1 и нижней части 2.
На вращающемся валу 6 жестко закреплены диски 4, на
которых по окружности шарнирно подвешены молотки 5
Раздел 2. Обогащение углей
(биты). Верхняя часть корпуса футерована отбойными
сменными плитами 7, в нижней части корпуса укрепле-
на колосниковая решётка 8, через которую происходит
разгрузка мелкого класса и на которой додрабливаются
крупные куски.
Параметры некоторых молотковых однороторных
дробилок приведены в табл. 9.10.
Для подготовки обогащенной шихты к коксованию
наибольшее применение нашли реверсивные молотко-
вые дробилки (рис. 9.6).
Реверсивная молотковая дробилка имеет конструк-
тивные отличия от нереверсивной. Корпус 1 изготавли-
вают разъемным и футеруют броневыми плитами 2. За-
грузочное отверстие расположено по центру, что позво-
ляет осуществлять реверсирование ротора 6. Молотки 5
с двухсторонними рабочими поверхностями шарнирно
закреплены на дисках 3. Колосниковая решётка 4 выпол-
нена съемной и подвижной.
Колосники решётки торцами уложены в пазы шар-
нирных рычагов 7, которые с помощью эксцентрикового
механизма 8 поворачиваются и позволяют регулировать
зазор между концами молотков и колосниковой решёт-
кой. При мелком дроблении зазор должен быть в 3 - 5 раз
больше диаметра кусков дробленого продукта.
Форма и масса молотков 5 выбирается в зависи-
мости от твердости материала и требуемой крупности
дробления. При дроблении крупного материала приме-
няют меньшее число молотков. В нижней части по оси
вала предусмотрены карманы 9, установленные между
колосниковыми решётками, которые служат для улавли-
вания металлических и других недробимых предметов.
Предусмотрена периодическая их разгрузка.
Параметры молотковых реверсивных одноротор-
ных дробилок показаны в табл. 9.11.
Производительность (Q, т/ч) молотковых дробилок
можно определить по формуле:
Q- klD1*\
3600(z-Z)
Таблица 9.10. Техническая характеристика однороторных молотковых дробилок Параметры Производительность, т/ч М-6-4Б (ОИД-112) 12-15 М-8-6Б (СМД-431) 18-24 М-13-16В (СМД-12) 200
Максимальная крупность исходного 150 250 400
материала, мм
Крупность дробленого продукта, мм 0-30 0-13 0-10
Размеры ротора, мм
диаметр 600 800 1300
длина 400 600 1600
Частота вращения ротора, мин1 1250 1000 735
• Мощность электродвигателя, кВт 17 55 250
—•- ——— - - - - - т - —-— .
Габаритные размеры, мм
длина 1100 1350 2400
ширина 1031 1255 2800
высота 1150 1230 1900
Масса, т 1,37 2,24 16
Глава 9. Подготовительные процессы обогащения
j
и
1 - верхняя часть корпуса; 2 - нижняя часть корпуса; 3 - плита; 4 - диски; 5 - биты; 6 - вал; 7 - отбойная плита; 8 - колосниковая решётка; 9 - диск; 10 - молотки; 11 - шкив
208
Раздел 2. Обогащение углей
н
Рис 9.6.
Однороторная реверсивная
молотковая дробилка
(привод не показан)
1 - корпус; 2 - броневые плиты; 3 - диски; 4 - колосниковая решётка; 5 - молотки; 6 - реверсивный ротор;
7 - шарнирные рычаги; 8 - эксцентриковый механизм; 9 - карманы
где к - коэффициент, зависящий от конструкции дро-
билки и твердости материала (для каменных
углей 0,15-0,2);
I - длина ротора, м;
D- диаметр наружной окружности вращения мо-
лотков, м;
п - частота вращения ротора, мин'1;
i - степень дробления.
9.2. Подготовка коксующихся углей
к обогащению
Современные коксохимические заводы с углеобо-
гатительными фабриками являются высокомеханизи-
рованными предприятиями, для которых характерны
мощные непрерывные грузопотоки исходного угля для
обогащения. Подготовка угля к обогащению является
3 *
Таблица 9.11.
Техническая характеристика
реверсивных однороторных
молотковых дробилок
Параметры : дмрэ | 10x10 ДМРИЭ 14,5x13 ДМ 1500x1500x1000
j Производительность, т/ч = 100 250 500
) Максимальная крупность исходного материала, мм I 80 80 ; 120
Крупность дробленого продукта, мм ; 5;3;2 3 i з
Размеры ротора, мм диаметр 1000 1450 | 1500
длина ' 1000 I 1300 i 1500
Частота вращения ротора, мин1 j 750;1000;1500 750; 1000 1500; 1000
Мощность электродвигателя, кВт ; 200; 200; 250 ; 400; 500; 630 ! 1000; 800
Масса, т 9,0 * 18,4 J 24,7; 22,5
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 9. Подготовительные процессы обогащения
существенной совокупностью операций, от которых за-
висят технологические, качественные и экономические
показатели обогащения.
Типовая технологическая схема подготовки коксу-
ющихся углей к обогащению (рис. 9.7) включает: углепри-
ем, предварительное грохочение, выборку посторонних
предметов, дробление, аккумулирование, усреднение,
составление рядовой шихты, гидравлическую классифи-
кацию исходного угля на машинные классы для гравита-
ционного обогащения и получение исходного продукта
для флотации.
Горная масса
10 - 30Р/ИЛ4
Углеприем
“I
Предварительное грохочение_____
| >80 (100) мм 0-80 (100) мм
Выборка посторонних предметов
| ' ...
Посторонние Дробление .
предметы - —i '
’ 0-80(100)мм 'Ч
Аккумулирование и усреднение
Дозировка угольной шихты
г
Гцдравлическая классификация
Крупный машинный Мелкий машинный
класс класс
Технология приема угля на обогатительные фабри-
ки коксохимических заводов Украины заключается в его
выгрузке из железнодорожных вагонов и загрузке в при-
емные ямы или бункера (емкостью 120- 180 м3). На ЗАО
«Макеевкокс», кроме поступления в железнодорожных
вагонах, угли транспортируются по конвейерам из шах-
ты им. Батова, на территории которой находится УПЦ-2
завода.
ПРЕДВАРИТЕЛЬНОЕ ГРОХОЧЕНИЕ, ВЫБОРКА
ПОСТОРОННИХ ПРЕДМЕТОВ, ДРОБЛЕНИЕ
НАДРЕШЁТНОГО ПРОДУКТА
Предварительное грохочение рядового угля и дроб-
ление надрешётного продукта грохотов производится
для доведения верхнего предела крупности горной мас-
сы до размера < 80 (100) мм для отсадки. В зависимости
от крупности кусков дробление осуществляют в одну или
две стадии.
АККУМУЛИРОВАНИЕ И УСРЕДНЕНИЕ
КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Для получения стабильного качества обогащенной
шихты на ОФ осуществляется аккумуляция, усреднение
Справочник Коксохимика. Том 1
рядовых углей по маркам и по их качественным показа-
телям, а также производится дозировка рядовой уголь-
ной шихты для её обогащения.
Поступающие на обогатительные фабрики рядовые
угли, как правило, представляют неоднородную смесь,
как по гранулометрическому составу, так и по зольности,
влажности, выходу летучих веществ, спекаемости, сред-
нему показателю отражения витринита, показателям ме-
ханической прочности и др.
После предварительного грохочения из надрешёт-
ного продукта на низкоскоростном конвейере осущест-
вляется ручная выборка и удаление крупных кусков по-
роды, деревянных, металлических и др. предметов.
Фабрики при коксохимических заводах, имеющих
большую производительность, получают рядовые угли
со многих шахт-поставщиков, при этом колебание его
качества достигает значительных пределов. Например,
на УПЦ-1 ОАО «Авдеевский коксохимзавод» за 1 месяц
поступают рядовые угли от 45 до 48 шахт-поставщиков.
В связи с этим для каждой из них на заводе не хватает
отдельного аккумулирующего бункера. Кроме этого, ко-
лебания показателей качества углей имеют место даже
в пределах одной шахты в случае одновременной разра-
ботки нескольких угольных пластов на разных участках
и горизонтах шахтного поля.
Усреднение углей перед обогащением способству-
ет равномерности работы фабрики, повышению выхода
и качества концентрата, стабилизации технологии произ-
водства и, в конечном итоге, повышению качества кокса.
При наличии открытых наружных складов на кок-
сохимзаводах усреднение может производиться путем
послойной укладки углей различного качества в штабеля
и выборочной подаче на ОФ отдельно уложенных сло-
ев с последующим аккумулированием углей по маркам
в промежуточных бункерах.
При отсутствии складов усреднение производят
путем равномерного дозирования (шихтовки) углей раз-
личного качества из отдельных аккумулирующих бунке-
ров на сборный конвейер, подающий уголь в технологи-
ческий процесс.
ДОЗИРОВАНИЕ РЯДОВЫХ УГЛЕЙ ПРИ СОСТАВЛЕНИИ
ШИХТЫ ПЕРЕД ОБОГАЩЕНИЕМ
Прибывающий на завод рядовой уголь круглосуточ-
но принимают на открытые склады (при их наличии) или
в бункера дозировочного отделения. Общая вместимость
бункеров (Уоби{) при таком режиме определяется по фор-
муле:
Vo64=Q(2k- 0,8),
где Q - суточный расход углей всех марок, т;
к - коэффициент неравномерности прибытия угля
на завод.
В угольных бункерах установлены устройства для
пневматического обрушения или электровибраторы для
механического обрушения зависшего угля.
Выбор количества бункеров дозировочного отделе-
ния осуществляют исходя из числа компонентов, входя-
щих в состав шихты, с учетом характеристики угольного
бассейна, технологической группировки углей и возмож-
Рис. 9.7.
Типовая схема подготовки
коксующихся углей
к обогащению
210
Раздел 2. Обогащение углей
ного количества компонентов шихты в будущем. Учитыва-
ется необходимость усреднения углей и предусматрива-
ется 1 - 2 резервных бункера для обеспечения их чистки
и технического обслуживания дозирующих устройств.
Распределение угля по бункерам может произво-
диться плужковыми сбрасывателями или передвижными
барабанными сбрасывающими тележками. Выдача и до-
зирование угля осуществляется дисковыми питателями
(дозировочные столы) или автодозаторами, снабженны-
ми системами регулирования производительности.
При составлении шихты путем дозирования из бун-
керов следует иметь в виду, что при загрузке угля в бун-
кер наблюдается явление сегрегации, в результате кото-
рой крупный уголь скатывается к подошве насыпаемого
в бункере конуса. В центре остаются мелкий уголь и уто-
нувшие в нем крупные пластинчатые куски породы. При
разгрузке угля из бункеров сначала выходит централь-
ный столб мелкого угля с включенными в него кусками
породы, затем крупные куски угля с минимальной золь-
ностью. Таким образом, сегрегация вызывает некоторое
разусреднение материала; при определении эффектив-
ности усреднения необходимо учитывать не только чис-
ло бункеров, но и степень усреднения в каждом бункере.
ГИДРАВЛИЧЕСКАЯ КЛАССИФИКАЦИЯ РЯДОВОЙ
УГОЛЬНОЙ ШИХТЫ ПЕРЕД ОБОГАЩЕНИЕМ
Гидравлическая классификация является одним из
методов, при помощи которого достигают разрушения
поверхностных сил сцепления между частицами влажно-
го угля и улучшения качества рассева. Всегда применяет-
ся при обогащении (до 0 мм) коксующихся углей.
Гидравлическая классификация - это процесс раз-
деления исходной рядовой угольной шихты на машин-
ные классы крупности, поступающие на гравитационное
и флотационное обогащение. Рекомендовано разделять
на машинные классы 100 (80) -13 (10) мм, 13 (10) - 0,5 мм
и < 0,5 мм в соответствии с принятыми схемами обога-
щения.
Способы и применяемое оборудование для гидро-
классификации зависят от принятых методов гравитаци-
онного обогащения крупных и мелких машинных классов.
До 90-х гг. для подготовки машинных классов мокрой
классификацией рядовых углей применялась последо-
вательная установка двух грохотов типа ГИСЛ с водным
орошением надситного продукта. Практика эксплуата-
ции подобных систем показала невысокую надежность
работы первого грохота из-за интенсивного его износа.
В настоящее время для подготовки машинных клас-
сов рекомендованы гидравлические грохоты различных
конструкций. Институт «УкрНИИуглеобогащение» разра-
ботал серию высокопроизводительных гидрогрохотов
типа «Луганец» (ГГЛ; ГГЛ2; ГГЛЗ), отличающихся высокой
механической надежностью в сравнении с грохотом
ГИСЛ. Особенностью грохота ГГЛ2 является наличие под
просеивающей поверхностью ряда дуговых сит, что обе-
спечивает более эффективное обезвоживание и обес-
шламливание подрешётного продукта, а гидрогрохота
ГГЛЗ - наличие продольной перегородки, разделяющей
просеивающую поверхность на две равные части.
В случае использования для обогащения крупного и
мелкого классов только отсадки, гидрогрохот устанавли-
вают на фабрике так, чтобы компоновка узла классифика-
ции и отсадочных машин позволяла осуществлять само-
течную подачу полученных машинных классов в машины
крупного и мелкого зерна.
Корпус гидрогрохота ГГЛ2 (2, рис. 9.8) имеет свар-
ную конструкцию, состоящую из жестко закрепленных
боковин. В нем закреплена неподвижная просеивающая
поверхность 4, над которой установлены трубы с кон-
сольными соплами 3 для формирования водяной струи
и сообщения ей нужного направления.
Просеивающая поверхность состоит из отдельных
секций колосниковых сит, быстро заменяемых при не-
обходимости. Грохот снабжен подвижными бортами 5,
предназначенными для регулирования площади просеи-
вающей поверхности в зависимости от технологической
необходимости.
Рядовой уголь поступает в загрузочную часть, где
смачивается водой и равномерно распределяется по
рабочей поверхности с помощью разравнивателя 1. Под
действием струй воды из торцовых 9 и консольных сопел
3 материал транспортируется по просеивающей поверх-
ности, разделяясь на два класса. Надрешётный продукт
перемещается к разгрузочной части грохота и поступает
в отсадочную машину крупного зерна.
Подрешётный продукт подвергается дополнитель-
ной обработке. Для этого в гидрогрохотах ГГЛ2 и ГГЛЗ под
просеивающей поверхностью в обезвоживающем под-
доне 7 расположен ряд дуговых сит 8, обеспечивающих
эффективное обесшламливание и обезвоживание подре-
шётного продукта. Режим загрузки дуговых сит регулиру-
ется поворотными шиберами 6.
Надрешётный продукт дуговых сит разгружается
в жёлоб под поддоном и направляется на отсадочную
машину мелкого зерна, а шламовая вода через боковые
отверстия корпуса направляется в отводящие жёлоба,
устанавливаемые с любой стороны поддона.
Гидрогрохоты «Луганец» эксплуатируются на мно-
гих ЦОФ и УПЦ коксохимических заводов. На УПЦ-1 ОАО
«Авдеевский коксохимзавод» вместо предусмотренных
ранее 6 резонансных грохотов установлены 2 гидрогро-
хота «Луганец». Эксплуатация гидрогрохота показала, что
он по сравнению с вибрационными грохотами для клас-
сификации рядовых углей является более эффективной
установкой, обеспечивающей их разделение при высо-
кой производительности.
УХИНом установлено, что гидрогрохот «Луганец»,
при ширине щели колосников 10 мм, имеет производи-
тельность до 800 т/ч по рядовому углю с эффективностью
грохочения по надрешётному продукту 92 % и удельным
расходом воды ~ 1,36 м3/т. Гидрогрохот по сравнению
с известными установками (грохотов ГИСЛ) сухой класси-
фикации углей имеет ряд преимуществ. К ним относятся:
простота и компактность конструкции, не требующие
специального обслуживающего персонала, удобство
в эксплуатации и ремонте, незначительные капитальные
затраты, отсутствие движущихся частей, что создает вы-
сокую надежность в его работе.
В настоящее время на гидрогрохотах «Луганец» на
углефабриках коксохимических заводов Украины ис-
(правочник Коксохимика. "Jom 1
Глава 9. Подготовительные процессы обогащения
211
Рис. 9.8.
Неподвижный гидрогрохот
«Луганец» (ГГЛ2)
1 - разравниватель; 2 - короб; 3 - консольные сопла; 4 - колосниковое сито; 5 - борта подвижные;
6 - шиберы поворотные; 7 - поддон; 8 - дуговые сита; 9 - торцовые сопла
пользуются колосниковые сита УХИНа, размер щели
между колосниками которых устанавливается по мето-
дике УХИНа, учитывающей гранулометрический состав
классифицируемых углей.
Модифицированной конструкцией грохота ГГЛ яв-
ляется серия гидравлических грохотов - ГГН 2,7; ГГН 4,2;
ГГН 5,6. В данной серии изменена конструкция загрузоч-
ной части, что позволило формировать водоугольный
поток с рациональной гидродинамической структурой
и оптимизировать угол установки грохотов.
Для схемы обогащения, включающей обогащение
крупного класса в тяжелых средах, а мелкого - в отсадоч-
ных машинах, разработан комплекс КПУ800 (рис. 9.9).
Комплекс включает гидрогрохот ГГЛ2 1, устройства
для дешламации 2 и частичного обезвоживания 3 круп-
ного продукта гидрогрохота, поступающего в тяжело-
средные сепараторы.
Дешламатор содержит колосниковые сита, устрой-
ство для изменения их угла наклона, брызгала и подвиж-
ные борта. Секции колосниковых сит с бортами анало-
гичны конструктивным элементам гидрогрохота.
Обезвоживатель состоит из двух каркасов сит, за-
крепленных в корпусе, механизмов для изменения угла
наклона сит, поддона и шиберных устройств.
С целью снижения измельчения надрешётного про-
дукта и повышения износостойкости ряд рабочих по-
верхностей футерованы резиной.
Справочник Коксохимика. Том 1
На ряде обогатительных фабрик, схема обогащения
которых содержит тяжелые среды и отсадку, применяет-
ся схема подготовки машинных классов, приведенная на
рис. 9.10.
В данной схеме использован инерционный грохот
для дополнительного обесшламливания крупного класса,
поступающего в тяжелые среды, что повышает эффектив-
ность разделения продукта в магнетитовой суспензии.
Конические грохоты служат для обесшламливания
мелкого машинного класса.
Техническая характеристика гидрогрохотов и агре-
гатов для подготовки машинных классов приведена
в табл. 9.12.
Наилучшие показатели работы гидрогрохота до-
стигаются при постоянной на него нагрузке, стабильном
напоре и расходе воды. При снижении давления воды
ее расход увеличивается. Например, при давлении воды
0,25 МПа рекомендуемый ее расход - 0,7 м3/т, при давле-
нии 0,05 МПа -1,5 м3/т.
Дуговые грохоты. Для дешламации машинных
классов перед обогащением в отсадочных машинах мо-
жет применяться конический грохот ГК. На некоторых
углеобогатительных фабриках эксплуатируются и менее
совершенные аппараты - напорные и безнапорные дуго-
вые сита, грохоты ОСО, устройство загрузки отсадочных
машин (УЗО).
212
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 9.9.
Схема комплекса подготовки
машинных классов КПУ800
1 - гидрогрохот ГГЛ2; 2- обесшламливатель; 3 - обезвоживатель
Рис. 9.10.
Вариант схемы подготовки
машинных классов
с гидрогрохотом ГГН
Зумпф
шламовых
вод
1 - гидрогрохот; 2 - грохот ГИСЛ; 3 - грохот конический ГК-6
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 9. Подготовительные процессы обогащения
213
Параметры ГГЛ1 ГГЛ2 КЛУ8ОО ГГН2,7 ГГН4,2 ГГН5,б
Производительность, т/ч 800 800 800 500 750 850
Площадь просеивающей поверхности, м1 2 4,2 4,2 9,5 2,7 4,2 5,6
Площадь обесшламливающей поверхности, м2 - 3,0 3,0 - - -
Размер отверстий просеивающей поверхности, мм 6-25 6-25 6-25 6-25 6-25 6-25
Размер отверстий обесшламливающей поверхности, мм - 0,5-1,0 0,5-1,0 - - -
Удельный расход воды, м3/т 1,5 1,5 < 1,5 . 1,2 1,2 1,2
Давление воды, МПа 0,1 0,1 0,1 0,25 0,25 0,25
Угол наклона, град, не менее 15 15 15 25 25 : 25
Габаритные размеры при угле наклона 25°, мм
длина 5425 5425 8420 6310 7620 8040
ширина 1920 1920 2450 1670 1990 1600
высота 4585 4685 6100 2110 1600 1570
Масса, т _ 8,1 8,7 13,8 5,3 8,24 10,56
Таблица 9.12.
Техническая характеристика
оборудования для
гидравлической
классификации рядовой
шихты перед обогащением
Конические грохоты, разработанные институтом
«УкрНИИуглеобогащение», могут применяться как для
обесшламливания питания отсадочных машин мелкого
класса, так и для обезвоживания мелкого концентрата,
крупнозернистых шламов и классификации шламов пе-
ред флотацией.
Грохот состоит из стального корпуса 3 (рис. 9.11),
внутри которого расположена обезвоживающая по-
верхность из щелевых сит со щелью 0,5 - 1,0 мм. Верхняя
часть обезвоживающей поверхности представляет собой
усеченный конус 1, обращенный большим основанием
вверх, нижняя часть обезвоживающей поверхности вы-
полнена в виде многогранной усеченной пирамиды 4, на-
правленной вершиной вниз. Между ними расположена
наклонная внутрь кольцевая площадка 2. Тангенциаль-
ная загрузка исходного продукта осуществляется в верх-
ней части корпуса на верхнюю часть верхнего конуса.
Загрузочное устройство снабжено шиберной заслонкой
для регулирования ширины впускной щели.
продукт
1 - верхняя часть обезвоживающей поверхности;
2 - кольцевая площадка; 3 - корпус;
4 - нижняя часть обезвоживающей поверхности
Обезвоживающие поверхности грохота выполнены
из отдельных легко заменяемых элементов.
В зависимости от условий компоновки примыка-
ющего к коническим грохотам технологического обору-
дования конические грохоты устанавливают непосред-
ственно на перекрытиях зданий фабрики в проеме, на
специальных рамах.
Параметры конических грохотов, выпускаемых за-
водом им. Пархоменко, приведены в табл. 9.13
Параметры ГК1,5 ГКЗ ГК6
Производительность: при ширине щели 0,8 мм и соотношении Ж: Т -1: 3
по пульпе, м3/ч 150-200 250 500
по твердому до 50-75 80 140
Крупность исходного материала, мм До 25 ДО 35 ДО 50
Площадь фильтрующей поверхности, м2 1,5 3,0 6,0
Влажность обезвоженного продукта, не более, % 30-40 30 30
Габаритные размеры, мм:
длина 1800 3030 3600
ширина 1412 2665 3100
высота 1240 1460 1600
Масса, т 1,3 2,15 3,6
Таблица 9.13.
Техническая характеристика
конусных грохотов ГК
Рис. 9.11.
Конический грохот ГК 1,5
Справочник Коксохимика. Том J
ГЛАВА 10
ГРАВИТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЕЙ
Наиболее широкое распространение для обогаще-
ния углей получили гравитационные методы.
Гравитационными процессами обогащения назы-
ваются процессы, в которых разделение минеральных
частиц, отличающихся плотностью, размером или фор-
мой, обусловлено различием в характере и скорости их
движения в среде под действием силы тяжести и сил со-
противления.
К гравитационным процессам относятся отсадка,
обогащение в тяжелых средах (главным образом в ми-
неральных суспензиях), концентрация на столах, обо-
гащение в шлюзах, желобах, струйных концентраторах,
конусных, винтовых и противоточных сепараторах, пнев-
матическое обогащение.
В угольной промышленности применяются, в основ-
ном, обогащение отсадкой и в тяжелосредной суспензии,
иногда - в винтовых и конусных сепараторах, гидросай-
зерах.
Гравитационные процессы обогащения отличаются
высокой производительностью обогатительных аппара-
тов, простотой производственного комплекса, относи-
тельной дешевизной и высокой эффективностью разде-
ления минеральных смесей.
В качестве среды, в которой осуществляется грави-
тационное обогащение, используются при мокром обога-
щении вода и тяжелая суспензия, при пневматическом -
воздух.
Выбор конкретного гравитационного метода в прак-
тике обогащения углей определяется: фракционным и
ситовым составом исходного материала угля, характе-
ристикой его обогатимости, климатическими условиями
региона и необходимыми технико-экономическими по-
казателями.
Научно обоснованный выбор метода обогащения
и соответствующего обогатительного оборудования
способствует достижению необходимых качественно-
количественных показателей продуктов и рентабельно-
сти производства.
10.1. Гидравлическая отсадка
Метод обогащения, основанный на разделении ма-
териала по плотности в переменном по направлению
вертикальном потоке воды, называется отсадкой.
Отсадка - наиболее распространенный метод обо-
гащения угля, отличающийся от других методов просто-
той, низкой стоимостью, высокой производительностью,
технологической универсальностью и эффективностью.
Этим методом обогащают угли крупностью от 0,5
(0,3) до 100 (250) мм. В зависимости от размеров зерен
обогащаемых углей различают:
отсадку крупных углей (крупность > 10 (13) мм, реже
> 25 мм);
отсадку мелких углей (крупность < 10 (13) мм или
< 25 мм);
отсадку ширококлассифицированных углей - со-
вместное обогащение в отсадочной машине круп-
ных и мелких классов угля, обычно 0,5-80 мм или
0,5-100 мм с предварительной классификацией
рядового угля по верхней и нижней крупности;
отсадку неклассифицированных углей - совместное
обогащение в отсадочной машине крупных и мелких
классов угля без предварительной классификации
рядового угля по верхней и нижней крупности.
Различают основную (обогащение рядового угля)
и контрольную (переобогащение промежуточного про-
дукта) отсадку.
Принцип обогащения в отсадочной машине заклю-
чается в следующем. Исходный материал вместе с водой
непрерывно подается на отсадочное решето машины,
через отверстия которого попеременно проходят вос-
ходящие и нисходящие потоки воды. В период восходя-
щего потока материал приподнимается и разрыхляется,
в период нисходящего - опускается и уплотняется. В ре-
зультате таких воздействий легкие фракции мигрируют
в верхний слой материала, тяжелые - в нижние слои.
Слой материала, постоянно находящийся на решете, на-
зывают постелью.
Постель может быть естественной (если она сфор-
мирована из тяжелых продуктов обогащенной горной
массы) и искусственной. Искусственная постель - это
слой материала, расположенного между решетом и есте-
ственной постелью, формируемый из природного, не со-
держащегося в составе горной массы или специально из-
готовленного материала.
В технологическом плане постель характеризуется
разрыхленностью, т. е. отношением суммарного объема
промежутков между частицами к общему объему по-
стели. Степень разрыхленное™ зависит от физических
свойств материала и цикла отсадки - скорости верти-
кального перемещения воды в отсадочной машине в те-
чение одного колебания постели под действием воздуха
и подрешетной воды.
При обогащении углей высота постели в отса-
дочных машинах колеблется: в породном отделении -
150 - 200 мм, а в промпродуктовом - 130 - 170 мм.
Основным технологическим параметром отсадки
является плотность разделения.
Плотность разделения - это плотность фракции,
половина которой в процессе отсадки уходит в верхний
продукт (концентрат), а вторая половина - в нижний
(промпродукт или отходы).
Справочник Коксохимика. Том 2
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
215
10.1.1. Элементы теоретических основ
процесса отсадки
Существует несколько гипотез и теоретических
представлений о механизме отсадки: скоростная, энерге-
тическая, тяжелосредная и статистическая.
По Ритингеру и Лященко (скоростная гипотеза), кото-
рые рассматривали процесс отсадки как многократно по-
вторяющийся цикл, движение частиц в вертикальном на-
правлении на решете отсадочной машины происходит по
закону, описываемому дифференциальным уравнением:
т— = -G + P„+Pc,
dt
где т - масса частицы, кг;
и - скорость движения частицы отно-
сительно среды, м/с;
t - время, с;
Tld^dg
G = mg =------ - сила тяжести частицы, Н (g - уско-
6 рение силы тяжести, м/с2; d и 8 -
диаметр и плотность зерна);
„ nd3Eg л ,, , ж
Рп ------- - подъемная сила Архимеда, Н (А -
6 плотность среды, кг/м3)
Рс - ^X)2d2^ - сила сопротивления среды, Н, воз-
никающая при разных скоростях
движения частиц и среды ('Г - ко-
эффициент сопротивления стес-
ненного движения).
Тогда уравнение движения частиц можно предста-
вить в виде:
т^ = _^ + ^±^2Д.
dt 6 6
В начале первого периода пульсации (при подъеме
постели) сопротивление среды не оказывает влияния на
ускорение частицы, так как скорость ее незначительна,
поэтому:
d\) _ 7tJ38g ?uZ3Ag
dt 6 6
Во втором периоде пульсации (с установившимся
движением частицы), когда — = 0, конечную скорость
dt
падения частицы определяют из условий:
-^-(5-Д) + 'РЛ2Д = О,
_ lnC8-A)dg
° V 6ТД ’
Согласно этим представлениям схема движения угля
и породы в отсадочной машине под действием восходя-
щей и нисходящей струй воды представлена на рис. 10.1.
Оптимальные условия для разделения в отсадочной
машине частиц угля, сростков и породы по удельным ве-
сам достигаются путем:
создания циклов отсадки с возможно большим пе-
риодом времени, когда относительная скорость
движения частиц и среды, а следовательно, и сила
сопротивления среды (Рс) близки к нулю;
Справочник Коксохимика. Том1
достижения такого состояния угля и породы, при
котором разрыхленность и крупность частиц дела-
ют возможным лучший проход в породную постель
мелких частиц породы и задержание в ней мелких
частиц угля при действии нисходящей струи воды.
в
Рис. 10.1.
Схема движения частиц
угля и породы на решете
отсадочной машины
а - состояние массы угля и породы до разделения;
б - состояние после восходящего потока;
в - состояние в начале нисходящего потока;
г - состояние в конце нисходящего потока
По Мейеру (энергетическая гипотеза) физической
причиной разделения зерен по плотности в процессе от-
садки является уменьшение внутренней потенциальной
энергии массы зерен, которая до разделения больше,
чем после ее окончания. Максимальной разности потен-
циальной энергии зерен до и после сепарации соответ-
ствует совершенное, теоретически возможное, разделе-
ние зерен (рис. 10.2).
□ □
Рис. 10.2.
Схема изменения величины
внутренней потенциальной
энергии зерен в процессе
отсадки (по Мейеру)
а-до сепарации; б - после сепарации;
hK - высота зерен концентрата в постели;
hn - высота зерен породы в постели;
о - величина снижения центра тяжести постели
Потенциальная энергия Е{ смеси угольной и пород-
ной фракций до сепарации (рис.10.2 а) определяют по
формуле:
Ei=(Gk + G„)^.
Соответственно, потенциальную энергию£2 после се-
парации (рис. 10.2 б) вычисляют, используя соотношение:
где GK - вес угольной фракции в объеме столба отсадоч-
ного слоя, Н;
Раздел 2. Обогащение углей
Gn - вес породной фракции в объеме столба отса-
дочного слоя, Н;
hK - высота столба угольной фракции после сепара-
ции, м;
hn - высота столба породной фракции после сепара-
ции, м.
Разность потенциальной энергии Д£ до и после раз-
деления составляет:
Л£ = £,-£, = G‘h"
Уменьшение потенциальной энергии равносильно
понижению центра тяжести системы. Величину пониже-
ния центра тяжести по Мейеру вычисляют по формуле:
ЛЕ\.
о =—
G
где о - величина понижения центра тяжести, м;
ДЕ - разность потенциальной энергии между со-
стоянием зерен до сепарации и после каждой
достигнутой стадии сепарации, Дж;
G - вес насыпной массы рассматриваемого участка
отсадочного слоя, Н.
Коэффициент полезного действия процесса отсадки
определяют:
где г| - к. п. д. процесса отсадки, %;
потенциальная энергия, характеризующая до-
стигнутую степень сепарации.
При отсадке энергия передается смеси зерен восхо-
дящим потоком, в соответствии с чем предложен следу-
ющий цикл отсадки: первоначально разделяемая масса
угля под действием короткого, но интенсивного потока
воды поднимается вверх над решетом как одно монолит-
ное тело, благодаря чему ей сообщается добавочная по-
тенциальная энергия. В результате этого между решетом
и нижней частью угля образуется свободное простран-
ство, которое не должно быть чрезмерно большим, так
как в противном случае при опускании угля вниз он будет
чрезмерно разрыхлен, что вызовет ненужное расслоение
части зерен по принципу равнопадаемости. Считают, что
основное назначение восходящей струи воды в процессе
отсадки - поднятие (но не разрыхление) массы угля над
отсадочным решетом и сообщение ей дополнительной
потенциальной энергии, необходимой для сепарации зе-
рен угля и породы по удельным весам.
Поднятая и умеренно разрыхленная масса угля,
находясь в спокойной воде, медленно опускается, в ре-
зультате этого в верхнем слое воды возникает течение,
способствующее разделению, иными словами - потен-
циальная энергия преобразуется в энергию движения.
Обратный ход в процессе отсадки должен занимать пре-
дельно малый промежуток времени, так как практически
он служит для возвращения воды в первоначальное со-
стояние, необходимое для начала нового цикла.
По Рафалес-Ламарку движение зерна в отсадочной
машине определяют не только силой сопротивления
среды, но также инерционными силами и силой ударного
сопротивления. Инерционные силы возникают при нали-
чии ударного сопротивления жидкости, а сила ударного
сопротивления является следствием соударения зерна о
другие частицы. С учетом этих сил уравнение движения
отдельного зерна имеет вид:
STV— = ~G' + R + AR + R. + R,,,
т dt ' у
где ST - плотность зерна, кг/м3;
V - объем зерна, м3;
. 2
— - ускорение движения зерна, м/с ,
dt
& - сила тяжести зерна в жидкости, Н;
R - сила сопротивления среды, Н;
ЛЕ и R- дополнительные инерционная подъемная
сила и сила сопротивления, Н;
R} - сила ударного сопротивления, Н.
Это уравнение движения отдельного зерна нельзя
интегрировать, так как большинство указанных вели-
чин - переменные, изменяющиеся под действием много-
численных причин, а именно: формы и расположения
самого зерна, числа и размеров окружающих его частиц,
пористости, скорости и других причин.
При изучении процесса отсадки рассматривают по-
ведение не отдельной частицы, а многочисленных ана-
логичных частиц во взаимосвязи с другими процессами,
происходящими в отсадочной машине.
В связи с этим Рафалес-Ламарк выдвинул следу-
ющие исходные положения:
1. Разрыхленная масса угля в машине является су-
спензоидом переменной по глубине плотности.
При достаточной длительности колебательного
процесса суспензоид стремится к такому рассло-
ению составляющих, при котором потенциальная
энергия системы становится минимальной. Одна-
ко между этими слоями имеется пульсационный
обмен зернами и, следовательно, границы слоя
нечетко выражены.
2. Движение зерен необходимо разделять на основ-
ное перемещение (например, опускание тяжело-
го зерна) и колебательное, которое накладывает-
ся на первое. Для отсадки важно основное пере-
мещение.
3. Скорость опускания условного среднего зерна
к слою равновесия группы уменьшается по мере
приближения к этому слою:
а
-со =-----,
z — Z
п
где а - коэффициент, зависящий от типа частиц и
режима отсадки;
zn — некоторая начальная высота, м;
z - высота положения зерна над слоем рав-
новесия, м.
Справочник Коксохимика. "Jom 2
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
217
10.1.2. Гидродинамические и технологические
параметры отсадки
Параметры, влияющие на процесс отсадки, делятся
на гидродинамические и технологические. К гидроди-
намическим относятся параметры, обусловливающие
создание колебательного режима среды и взвешивание
постели. К технологическим параметрам относятся фак-
торы, определяемые качеством и количеством обогаща-
емых углей (фракционный и гранулометрический состав,
нагрузка на машину).
Разрыхленность постели, размах колебаний, высота
подъема постели, скорости восходящего и нисходящего
потоков обусловлены совместным действием гидроди-
намических и технологических параметров и названы
выходными гидродинамическими параметрами отсадки.
Оптимальные условия для успешного разделения
углей по плотности достигаются путем регулировки по-
дачи сжатого воздуха и подрешетной воды в отсадочную
машину, при этом важную роль играют его давление
и характер подачи в отсадочную машину, т. е. воздушный
цикл пульсаций.
Из выходных гидродинамических параметров ре-
шающее значение имеет разрыхленность постели, дина-
мическая характеристика которой зависит от совместно-
го действия всех параметров. Разрыхленность постели
служит связующим звеном между гидродинамическими
и технологическими параметрами, поэтому создание
оптимальной разрыхленное™ является основной зада-
чей гидродинамической регулировки.
Отсадочная постель в течение каждого цикла пуль-
саций последовательно переходит от уплотненного
состояния к разрыхленному, но так как расслоение ма-
териала производится только во взвешенной постели -
технологически важно это ее состояние.
В качестве критерия разрыхленное™ R принята
условная величина, равная суммарной площади, обра-
зованной кривой вертикального перемещения постели в
течение одного цикла отсадки, отнесенной к числу пуль-
саций в 1 мин. Этот показатель в первом приближении
может служить критерием для сравнительной оценки
различных режимов отсадки.
Воздушный цикл характеризуется длительностью
впуска, выпуска и паузы между ними, давлением воздуха
в воздухосборнике и частотой колебаний.
С увеличением длительности впуска скорость вос-
ходящего потока уменьшается, а нисходящего возрастает.
Максимальный размах колебаний и критерий разрыхлен-
ное™ достигаются при циклах 50-0-50 или 45-10-45.
Дальнейшее увеличение длительности впуска сопрово-
ждается уменьшением размаха колебаний и критерия
разрыхленное™. Небольшая пауза (до 10%) не оказыва-
ет существенного влияния на выходные гидродинамиче-
ские параметры.
С увеличением частоты пульсаций резко уменьша-
ется подъем постели и, как следствие, снижается кри-
терий разрыхленности. В зоне малых частот пульсаций
выходные гидродинамические параметры изменяются
более резко, чем в зоне высоких. Иными словами, при
увеличении частоты колебаний режим становится более
(правочник Коксохимика. Том 1
устойчивым. При малых частотах колебаний отсадочная
машина становится весьма чувствительной к изменению
давления воздуха и требует более точной регулировки.
Современные отсадочные машины оборудованы
клапанными пульсаторами, позволяющими без остановки
машин изменять частоту и воздушный цикл пульсаций.
Подрешетная вода повышает разрыхленность по-
стели при восходящем ходе, уменьшает скорость нис-
ходящего потока, т. е. снижает засасывание мелких клас-
сов под решето, уменьшает перепад гидростатического
давления между рабочим и воздушным отделениями,
что равносильно увеличению эффективного давления,
вместе с транспортной водой перемещает верхние слои
концентрата к сливному порогу.
Расход подрешетной воды и воздуха - главные
факторы регулирования режима работы отсадочных ма-
шин. Для транспортирования угля в отсадочные машины
и смачивания его перед обогащением необходимый рас-
ход воды колеблется от 1 до 2 м3/т, в том числе для смачи-
вания 0,6 - 0,7 м3/т. Нормы расхода воды на отсадку даны
в табл. 10.1 [51].
Характеристика^глей Удельный расход воды, ... • m*/t^
обогати- мость крупность, мм содержа- ние поро- ды, % транспорт* ной подрешет- ной
<15 13 1,1
>13 15-25 13 13
Легкая >25 1,9 U
и средняя <15 1,1 0,9
13-0,5 15-25 13 1,1
>25 1,6 1,4
<15 1,4 1,2
Трудная И очень трудная . >13 15-25 >25 1,6 1,4 U
13-03 <15 15-25 1,2 ;• 1,4- Г .1,0 - 1,2
>25 1,7 1,6
Таблица 10.1.
Нормы расхода воды
при обогащении углей
на отсадочных машинах
Основным параметром процесса отсадки является
плотность разделения, которая характеризуется плот-
ностью фракции, часть которой при обогащении уходит
в верхний продукт (концентрат) и часть - в нижний (по-
роду или промпродукт). При разделении исходного угля
на три продукта - концентрат, промежуточный продукт
и отходы - отсадка идет в двух плотностях разделения -
1500 кг/м3 и в пределах 1800-2100 кг/м3.
Точность разделения материала по плотности в от-
садочной машине характеризуют средним вероятным
отклонением (Е ) кривых извлечения фракций, равным
полуразности значений плотностей, соответствующих
извлечению 75 и 25 %, т. е.:
Е = ——кг/м3,
рт 2
где р75 - плотность узкой фракции, 75 % которой извле-
кается в тяжелый продукт, а 25% - в легкий;
р25 - плотность узкой фракции, 25% которой извле-
кается в тяжелый продукт, а 75 % - в легкий.
218
Раздел 2. Обогащение углей
Погрешность разделения J оценивается выраже-
нием:
Епт
Рр-Рс
где рр - плотность разделения, кг/м3;
р( - плотность среды, кг/м3.
Показатели Ерт и J во многом зависят от режима
отсадки, который при обогащении углей направлен на
соблюдение принятых плотностей разделения и техни-
чески обоснованных норм допустимого взаимозасоре-
ния конечных продуктов отсадки, которые для каждой
обогатительной фабрики уточняются в зависимости от
обогатимости исходного угля, принятой схемы отсадки и
технического состояния отсадочных машин.
Рекомендуемые нормы взаимозасорения продуктов
обогащения при разделении рядового угля по плотности
1500 и 1800 кг/м3 для условий Донбасса находятся в пре-
делах, указанных в табл. 10.2.
В зависимости от обогатимости и марочного состава
угля, конструкции отсадочной машины указанные норма-
тивы могут незначительно изменяться. Обычно для каж-
дой фабрики, исходя из общепринятых норм засорения,
устанавливаются индивидуальные нормативы для экс-
плуатируемых отсадочных машин.
На режим отсадки значительно влияет удельная на-
грузка на машину. Ее увеличение приводит к уменьшению
времени пребывания материала в отсадочной машине,
что приводит к увеличению погрешности разделения.
Оптимальные удельные нагрузки на отсадочные
машины для различной крупности углей приведены
в табл. 10.3.
Эффективность процесса отсадки во многом зави-
сит от гранулометрического и фракционного состава сы-
рья, с уменьшением крупности питания и увеличением
содержания шламов значительно возрастают показатели
Ерт и J (табл.10.4 и 10.5).
о
Таблица 10.2.
Нормы взаимозасорения
продуктов обогащения
при отсадке углей
Класс угля Обогатимость Содержание (%) фракций плотностью, кг/м3
1500-1800 | >1800 < 1500 | >1800 < 1500 | 1500-1800
в концентрате влромпродукте V в отходах
Легкая 1,3 0,2 10 40 0,2 2,0
Крупный Средняя 1,4 0,2 13 1 40 0,2 2,0
Трудная 1,7 0,3 15 45 0,3 3,0
Легкая 40 0,4 15 40 0,3 2,7
Мелкий Средняя 2,5 0,5 15 40 0,4 3,0
Трудная 3,0 0,5 20 45 0,5 3,5
Контрольная отсадка Трудная и очень трудная 5,0 i I ! 0,9 20 35 0,7 3,0
Таблица 10.3.
Рекомендуемые удельные
нагрузки на отсадочные
машины крупного и мелкого
зерна
в в
Обогатимость (ГОСТ 10100-84) Удельная производительность, т/(м2-ч) Допустимый коэффициент неравномерности нагрузки
по исходному углю по фракции > 1800 кг/м3 на породное отделение
Мелкий класс
Легкая 14-17 4-7 1,20
Средняя и трудная 10-14 3-5 1,18
Крупный класс
Легкая 15--2G 7-10 1,18
Средняя и трудная 12-15 6-8 1,16
Таблица 10.4.
Влияние крупности углей
на процесс обогащения
отсадкой
Класс крупности, мм Концентрат Отходы
плотность разделения кг/м3 погрешность разделения/ плотность разделения 6^, кг/м3 £, кг/м3 рпг погрешность разделения/
13-6 1400 70 0.19 1700 130 0,19
6-3 1500 100 0.21 1900 200 0,23
3-1 1700 190 0.27 2200 300 0,25
Таблица 10.5.
Влияние содержания класса
(1 -0) мм в исходном
продукте на погрешность
разделения в отсадочной
машине
Содержание класса 1 - 0 мм Погрешность разделения/при различной плотности разделения 6 , кг/м3
1470-1500 1800-1850
0 0,14 0,12
5 0,14 0,14
10 0,16 0,15
15 0,17 0,18
20 0,21 | 0,21
Справочник Коксохимика Том J
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
219
Предварительное обесшламливание перед отсад-
кой (особенно мелкого класса) значительно снижает ука-
занную негативную зависимость.
Важным параметром отсадки, определяющим ее ре-
жим, является высота постели в каждом отделении маши-
ны. Она определяется нагрузкой на машину и скоростью
выгрузки тяжелых фракций. Современные отсадочные
машины для обогащения каменных углей снабжены ро-
торным разгрузчиком с тиристорным приводом, что по-
зволяет изменять частоту вращения роторного разгруз-
чика и, как следствие, высоту постели.
10.1.3. Схемы отсадки
Под схемой отсадки понимают способ соединения
группы отсадочных машин в единый производственный
комплекс.
Распространенная схема отсадки при обогащении
коксующихся углей двух машинных классов в машинах
типа МО показана на рис. 10.3. Технологический процесс
по этой схеме включает классификацию исходного угля
на два машинных класса, обогащение крупного класса на
одной машине, мелкого класса после обесшламливания
на двух машинах (или одной) и переобогащение мелкого
и дробленого крупного промпродуктов на контрольной
отсадочной машине.
Трехступенчатое исполнение машин МО-312,
МО-318, МО-424 позволяет применять различные схе-
мы обогащения при изменении обогатимости исходного
Отсадочная машина МО-318
угля. В машинах возможно объединение выдаваемых тя-
желых продуктов первой и второй или второй и третьей
ступеней либо выделение на второй ступени промпро-
дуктов самостоятельного назначения в зависимости от
характеристики обогащаемого материала и конкретных
требований к продуктам. В практике обогащения кок-
сующихся углей нашли применение различные варианты
схемы, показанной на рис. 10.3:
с дроблением классифицированного промпродукта
машины крупного угля или с его классификацией
после дробления перед подачей в контрольную ма-
шину:
с последовательным переобогащением промпро-
дукта первой отсадочной машины мелкого угля на
второй и затем на контрольной;
Рядовой уголь
Рис. 10.3.
Схема отсадки коксующихся
углей с контрольной
отсадкой промпродукта
Концентрат
С Г.1 ' 1Т И . К11 " >хI• МI 1 К.’ [им ]
Концентрат
Концентрат
220
Раздел 2. Обогащение углей
с направлением части (обычно половины) промпро-
дукта контрольной машины в виде циркулирующей
нагрузки на контрольную машину или одну из ма-
шин мелкого угля;
с полным замыканием промпродуктов на контроль-
ной или машинах мелкого угля.
Таким образом, при применении схемы обогащения
двух машинных классов коксующихся углей на машинах
серии МО имеется возможность широко регулировать
процесс, оперативно изменяя удельную нагрузку по от-
ходам и промежуточному продукту без изменения об-
щей нагрузки путем переключения средних ступеней
отсадочных машин и рационального использования кон-
трольной отсадочной машины.
Применение той или иной схемы отсадки решается
путем анализа ситового и фракционного состава обога-
щаемого сырья и учета категории его обогатимости.
10.1.4. Отсадочные машины
Современные обогатительные фабрики оснащены
только беспоршневыми отсадочными машинами, у кото-
рых процесс отсадки идет за счет создания колебатель-
ного движения постели сжатым воздухом в водной среде.
В Украине выпускаются отсадочные машины с площадью
отсадки от 8 до 24 м2 и больше, состоящие из отдельных
унифицированных секций. Это позволяет упростить про-
цесс их изготовления, монтаж и эксплуатацию. Новые
отсадочные машины серии 0М(М0, ВВП) комплектуются
вместе со специальными загрузочными устройствами,
автоматическими устройствами для разгрузки тяжелых
продуктов, обезвоживающими элеваторами, а иногда -
воздуходувками.
В настоящее время на обогатительных фабриках
применяются отсадочные машины с подрешетным рас-
положением воздушных камер, техническая характе-
ристика которых приведена в табл. 10.6. В указанных
машинах воздушные камеры дуговой формы находятся
под решетом, занимая пространство по всей ширине
корпуса. Это позволяет создать равномерную пульсацию
воды и воздуха на всей площади машины, уменьшить ее
габаритные размеры и массу.
Отсадочная машина ОМ12-1 (рис. 10.4) выполнена
из трех унифицированных отделений. Корпус 1 каждого
отделения состоит из двух секций с водовоздушными ка-
мерами 4.
В конце корпуса каждого отделения имеется раз-
грузочная камера со специальными шиберами, которы-
ми регулируются ширина разгрузочной щели и высота
порога перед последующим отделением. Внизу каме-
ры находится разгрузочная воронка 2 с разгрузочным
устройством, состоящим из вращающегося ротора и ка-
чающихся колосников, исполняющих роль предохра-
нителя от попадания в ротор крупных кусков отходов
и других предметов. К разгрузочным воронкам подсое-
диняются элеваторы (на рисунке не показаны), выгружа-
ющие и обезвоживающие породные и промпродуктовые
фракции, плотность выгружаемых фракций снижается от
первого отделения к третьему.
На воздушных камерах установлены шесть клапан-
ных пульсаторов 5. Загрузка осуществляется через за-
грузочное устройство, обеспечивающее равномерную
подачу материала по ширине отсадочного отделения,
а также предварительный сброс избытка транспортной
воды и вывод шлама крупностью < 0,5 мм.
Пульсация воздуха в отсадочных машинах создается
клапанными пульсаторами (рис. 10.5) с электропневма-
тической системой управления режима пульсаций, осу-
ществляемого блоком вынужденных колебаний и элек-
тропневматическим клапаном.
Показатели технологической эффективности отса-
дочных машин ОМ 12-1 приводятся в табл. 10.7.
Для автоматического регулирования уровня посте-
ли и разгрузки тяжелых продуктов отсадки установлены
автоматические регуляторы уровня постели (АРУ). Прин-
цип действия АРУ: при изменении уровня постели от за-
данного значения чувствительный датчик-поплавок, пе-
ремещаясь относительно своего первоначального поло-
Таблица 10.6.
Техническая характеристика
отсадочных машин для
обогащения углей
Параметры QM8-1 ОМ12-1 ОМ 18-1 0М24-1 8БП-4,ОхЗМ (М0212-Т) ВБП6,0х2М (МО312-1) ВБГЬб,ОхЗ-М (М0218-1) МО-424 0ДК26
Производительность, т/ч 120 320 500 650 140 320 500 650 750
Предельная нагрузка по породе, т/ч 40 75 115 140 75 115 115 150 230
Крупность питания, мм 0,5-13 0,5-125 0,5-125 0,5-125
Площадь отсадки, м2 8 12 18 24 12 12 18 24 36
Ширина отсадочного отделения, м 2 2 3 4 2 3 3 4 6
Мощность электродвигателя, кВт 1,6 1,6 1,6 1,6 1,6 1,6 1,6 1,6 1,6
Габаритные размеры, мм:
длина 4980 7800 7255 7300 7300 4975 7300 7300 7624
ширина 3330 3230 3955 5195 4550 4100 4100 5195 8000
высота 4540 4540 4540 4900 4550 4550 4550 4900 4550
Масса, т 15,26 22,75 27,8 37,38 25,0 30,0 30,0 40,0 70,0
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
221
Рис 10.4.
Отсадочная машина ОМ 12-1
1 - корпус; 2 - разгрузочная воронка; 3 - колосниковая решётка; 4 - воздушные камеры; 5 - клапанные пульсаторы
К электропневматическому
1 - корпус; 2 - впускной клапан, 3,5- пневмобаллоны;
4 - шток; 6 - пружина; 7 - выпускной клапан
жения, через систему бесконтактных преобразователей
передает сигнал автоматическому регулятору, который
устанавливает новую частоту вращения вала двигателя
привода разгрузчика. В результате изменяется скорость
разгрузки тяжелой фракции в требуемую сторону, и по-
стель приобретает заданную толщину.
Эффективность работы отсадочных машин во мно-
гом определяется характеристикой угля, загрязненно-
стью циркуляционной воды и установленными параме-
трами режима отсадки.
Класс крупности, мм Плотность разделения, кг/м3
1500 1800
£ рт J Ерт J
>13 80 0,15 130 0,16
13-0,5 100 0,18 140 0,19
10.1.5. Вспомогательное оборудование для
отсадочных машин
В комплект оборудования для отсадочных машин
входят: загрузочное устройство, элеваторы для удаления
тяжелых продуктов отсадки и воздуходувки.
Загрузочное устройство предназначено для равно-
мерного распределения питания по ширине отсадочной
машины, подачи угля в машину с небольшой скоростью,
обесшламливания питания отсадки и сброса транспорт-
ной воды. Наиболее простое и распространенное загру-
зочное устройство желобчатого типа, применяющееся
для мелкого угля. Оно представляет собой расширя-
ющийся желоб с несколькими продольными полосами -
рассекателями с перфорированным листом, располо-
женным под углом 60 - 40° в конце желоба. Существуют
загрузочные устройства с дуговыми ситами, где отделяет-
ся около 80 - 70 % транспортной воды и шлама.
На некоторых обогатительных фабриках работа-
ют загрузочные обесшламливающие устройства серии
УЗОМ - при обогащении мелкого класса и УЗОК - при
обогащении крупного класса. Устройство выполнено
в виде дугового сита с большим радиусом кривизны, под-
соединенного к подводящему желобу с помощью диффу-
зора. В устройстве УЗОК дополнительно устанавливается
течка и колосниковая решетка для разделения питания
на два машинных класса: > 13 и 0 - 13 мм. Устройства
разработаны для параметрического ряда отсадочных
машин серии ОМ.
Эффективность их в зависимости от нагрузки
(200 - 500 т/ч) по обесшламливанию колеблется в преде-
лах 75 - 50%, а по сбросу транспортной воды - 75 - 55 %.
В последнее время вышерассмотренные загрузоч-
ные устройства заменены на более эффективные.
Отсадочные машины комплектуются воздуходув-
ками, ресиверами. Для отсадочных машин типа ОМ вы-
пускаются промышленностью турбовоздуходувки (табл.
10.8) и турбогазодувки типов ТВ и ТГ, установки компрес-
сорные типа ВЦ, показавшие высокую эксплуатационную
надежность и постоянство аэродинамических параме-
тров [51].
Рис. 10.5.
Клапанный пульсатор
Таблица 10.7.
Показатели эффективности
разделения в отсадочной
машине ОМ12-1
Справочник Коксохимика. Том 1
222
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 10.9.
Характеристика
утяжелителей и суспензий
Таблица 10.8.
Техническая характеристика
турбовоздуходувок
Параметры ТВ-200-1,4 ТВ-200-1,6 ТВ-200-1,8 ТВ-80-1,2 ТВ-80-1,4 ТВ-80-1,6 ТВ-60-1,8 ТВ-175-1,6 ТВ-200-1,25 ТВ-200-1,45 ВЦ1-100/1,4 94/00 L-Lh9 ВЦ1-200/1,4 S CQ
Производительность, м3/ч 2500 3000 3600 5000 5000 5000 5000 10000 12000 12000 6000 6000 12000 3000
Повышение давления, МПа 0,4 0,06 0,08 0,02 0,04 0,06 0,08 0,06 0,025 0,045 0,04 0,06 0,04 0,06
Число рабочих колес, шт 4 5 6 2 4 5 6 5 3 4 4 6 4 6
Мощность электро- двигателя, кВт 55 100 125 55 100 125 200 250 160 200 160 200 250 160
Габаритные размеры, мм:
длина 2630 2630 2960 2315 2785 2950 3270 3640 2996 3445 3048 3283 3130 3300
ширина 1550 1550 1550 1550 1550 1550 1550 1685 1685 1685 1592 1592 1624 1592
высота 1570 1570 1570 1570 1570 1570 1620 1655 1655 1655 1540 1540 1590 1540
Масса (без электро- двигателя), кг 3415 4184 5105 2715 3775 4530 4690 5655 4050 4750 4950 5630 5350 5585
Луганский
Изготовитель Завод «Узбекхиммаш», г. Чирчик, Узбекистан машиностроительный завод
им. Пархоменко
10.2. Обогащение углей в тяжелых средах
10.2.1. Общие сведения
Тяжелосредное обогащение занимает одно из веду-
щих мест в углеобогатительной отрасли, что обусловлено
ухудшающимся качеством добываемых углей и высокими
технико-экономическими показателями этого процесса.
До недавнего времени тяжелосредное обогащение при-
менялось в основном для углей крупных классов. Однако
в настоящее время этот процесс находит все более ши-
рокое распространение для обогащения труднообогати-
мых углей мелких классов и дробленого промпродукта
отсадки в тяжелосредных гидроциклонах.
Основным преимуществом тяжелосредной сепара-
ции является высокая технологическая эффективность,
особенно при обогащении крупных классов углей: показа-
тели обогащения в этом случае близки к теоретическим.
Обогащение в тяжелых средах может осуществлять-
ся в жидкой (водно-утяжеленной) среде или в воздушных
взвесях (аэросуспензиях).
В качестве тяжелых сред применяют однородные
органические жидкости и их растворы, водные растворы
солей и суспензии. Истинные тяжелые жидкости в произ-
водственных условиях имеют ограниченное применение.
Их используют в основном для разделения углей по плот-
ности при выполнении фракционных анализов и опера-
тивном контроле качества продуктов обогащения.
К органическим тяжелым жидкостям относятся:
трихлорэтан С2НС13 (5 = 1460 кг/м3); четыреххлори-
стый углерод СС14 (8 = 1600 кг/м3); пятихлорэтан С2НС15
(8 = 1680 кг/м3); дибромэтан С2Н4Вг2 (8 - 2170 кг/м3); бро-
моформ СНВг3 (8 = 2810 кг/м3) и др.
Водные растворы неорганических солей (хлористо-
го кальция СаС12,8 = 1654 кг/м3; хлористого цинка ZnCl2,
8 - 2070 кг/м3; йодистой ртути и йодистого калия HgJ2,
KJ2,8 = 3196 кг/м3 и др.) применяются (в основном первые
два раствора) для исследования углей на обогатимость
и экспресс-контроля работы обогатительных машин.
Наиболее широкое применение в качестве тяжелой
среды для разделения углей получили суспензии мине-
ральных порошков высокой плотности. В качестве утя-
желителя используют измельченные до крупности менее
0,1 мм различные минералы (иногда смесь минералов),
(табл. 10.9).
Минерал, продукт Максимальная плотность, кг/м3
твердой фазы суспензии
Глина 2500 1490
Сланцевые породы 2500 1490
Кварцевый песок 2650 1540
Лесс 2700 1550
Барит 4700 2200
Магнетит 5200 2350
Пирит 5200 2350
Свойства минеральных суспензий - плотность, вяз-
кость и устойчивость - важнейшие параметры, опреде-
ляющие возможность и эффективность разделения угля.
Плотность суспензии должна соответствовать гра-
ничной плотности разделения - др.
При обогащении в тяжелых суспензиях исходный
продукт разделяется на всплывшую и утонувшую фрак-
цию. Исключение составляют «трудные фракции», плот-
ность которых отличается от плотности разделения не бо-
лее чем на ± 100 кг/м3. Данные фракции частично задер-
живаются при перемещении в верхние или нижние слои
суспензии силами динамического сопротивления и вяз-
кости среды. Наличие трудных фракций обусловливает
взаимное засорение продуктов обогащения, снижение
которого достигается уменьшением вязкости суспензии.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
223
102.2. Элементы теоретических основ процесса
Физическую сущность процесса позволяет раскрыть
вероятностный подход к механизму разделения материа-
ла по плотности [3].
Процесс разделения рядовых углей на составля-
ющие его компоненты в тяжелых средах происходит на
основе гравитационных законов. По закону Архимеда
силу тяжести Go> действующую на частицу в тяжелой жид-
кости, определяют по формуле:
G0=K(5-A)g,H,
где А - плотность жидкой среды, кг/м3;
5 - плотность частицы, кг/м3;
V - объем частицы, м3;
g - ускорение силы тяжести, м/с2.
На преодоление сил инерции среды затрачивается
часть силы тяжести частицы. Кроме того, между части-
цей и жидкостью действуют силы трения, вызванные
вязкостью среды и зависящие от размера частиц. Сопро-
тивление инерционных сил называется динамическим,
а сопротивление сил трения - вязкостным. При паде-
нии крупных частиц (размером > 1 мм) сопротивление
в основном носит динамический характер, а при падении
мелких частиц (размером < 1 мм) сопротивление зависит
главным образом от вязкости среды. Результирующая
сила (F), определяющая перемещение частицы, равна:
dv
F = m- = GQ-R, Н,
dt
где т - масса частицы, кг;
— - ускорение движения частицы, м/с2;
dt
R - сила сопротивления, вызываемая вязкостью су-
спензии, Н,
R = блдгг,
где г, - динамическая вязкость среды, Па-с;
г - радиус частицы, м;
v - скорость движения частицы, м/с.
Конечная скорость падения (всплывания) частицы
размером > 1 мм (турбулентный режим) составит:
, _ p(8-A)g06
Vt. ~ 4 ’
у 6уА
где d - диаметр зерна, м;
5 - плотность зерна, кг/м3;
А - плотность суспензии, кг/м3;
g - ускорение силы тяжести, м/с2;
V - коэффициент сопротивления, у - f (Re), где R -
число Рейнольдса;
0 - объем промежутков между зернами угля в еди-
нице объема взвеси угля и суспензии в потоке,
в долях единицы.
Конечная скорость частицы размером < 1 мм (лами-
нарный режим):
^2(б-Д)
и Л- — 1
18П*
где d - диаметр частицы, м;
5 - плотность частицы, кг/м3;
А - плотность жидкости, кг/м3;
g - ускорение силы тяжести, м/с2;
т|^ - динамическая вязкость среды, Па-с.
Рассмотренные представления не раскрывают при-
чин взаимного засорения продуктов разделения. Более
реальная картина получена О. Н.Тихоновым, который
предложил учитывать силы турбулентного перемешива-
ния. Им показано, что эффективность разделения (Е )
функционально зависит от отношения скорости пере-
мещения зерна к коэффициенту микродиффузии (v/B),
а скорость зерна является функцией ряда параметров:
V =/(</, 8, Д,ц,т0),
где т0 - предельное напряжение сдвига вязко-пластич-
ной суспензии.
1023. Физические свойства минеральной суспензии
Пригодность минеральной суспензии для обогаще-
ния характеризуется ее основными физическими свой-
ствами - плотностью, вязкостью и устойчивостью.
Плотность суспензии определяется концентраци-
ей и плотностью утяжелителя. Необходимая плотность
разделения диктуется обогатимостью исходного угля
(фракционным составом) и требованиями качественных
показателей продуктов обогащения.
К утяжелителям предъявляются определенные тре-
бования, связанные как с их физико-химическими свой-
ствами, так и с технико-экономическими показателями.
Плотность утяжелителя должна быть достаточно вы-
сокой, чтобы подготовить нужную плотность суспензии
с минимальной его концентрацией. Утяжелитель должен
быть достаточно прочным, чтобы не происходило его
существенное переизмельчение в процессе циркуля-
ции суспензии, должен легко отмываться от продуктов
и улавливаться.
Важными требованиями к утяжелителю являются его
дешевизна, нерастворимость и химическая инертность.
Перечисленным требованиям в наибольшей мере
отвечает магнетит, который и нашел самое широкое рас-
пространение в практике обогащения в тяжелых средах.
Магнетитовый концентрат горно-обогатительных
комбинатов Кривбасса, используемый в качестве утя-
желителя практически на всех ОФ Украины, может
быть представлен тремя сортами - классами крупности
(табл. 10.10).
Класс, мкм Сорт
К (крупный) М (мелкий) Т (тонкий)
>150 2-10 2-10 0-5
<40 40-50 50-60 60-75
<20 3-10 12-25 25-35
Таблица 10.10.
Содержание (%) классов
крупности магнетита
по сортам
Концентраты сортов М и К применяются преимуще-
ственно при обогащении в двухпродуктовых колесных
сепараторах. Сорта М и Т рекомендуют при обогащении
в двухпродуктовых гидроциклонах и трехпродуктовых
сепараторах. Для трехпродуктовых гидроциклонов ис-
пользуют магнетит сорта К.
Справочник JCOKCOXl,MI,,<d- Том 1
224
Раздел 2. Обогащение углей
Расчет плотности суспензии и других ее параметров
производится по формулам, вытекающим из баланса
твердой и жидкой фаз в данном объеме (с учетом содер-
жания шлама).
Масса утяжелителя, необходимая для приготовле-
ния суспензии заданной плотности:
8,-1000
—------, кг;
8„-1000
5 кг/м3.
V +V
И ш
Все параметры суспензии удобно определять на
единицу объема по формулам.
р
Объем твердого в 1 м3 суспензии: Vm = —, м3.
Рлл
р
Объем воды в 1 м3 суспензии: Уж = 1000---, м3.
Pw
Плотность твердой фазы суспензии:
с 1000Р
=--------------, кг/м<
Отношение массовых количеств компонентов:
р-т-ж-8^-1000)
л — 1 .Ж —--------.
(8„-8с)1000
Объемное содержание (концентрация) твердого:
100
Объемное содержание (концентрация) утяжелителя:
= 100
Р-(5с-Ю00) о/о
8и-100С ’
т
м
Масса магнетита (PJ, необходимого для приготов-
ления суспензии заданного объема (/) с заданной плот-
ностью (8 ):
"8,-1000
КГ.
Таблица 10.11.
Рекомендуемые нормы
содержания в магнетитовой
суспензии твердой фазы при
обогащении коксующихся
углей
В расчетных формулах обозначено:
8С, 8т, 8п, дш- плотность соответственно суспензии,
твердой фазы суспензии, магнетита и шла-
ма, кг/м3;
V, И , Уж - объем соответственно суспензии, твердой
и жидкой фаз;
Р, Р, Рш - масса соответственно твердой фазы, маг-
нетита и шлама в единице объема суспен-
зии, кг/м3;
Р = Т\Ж - массовое отношение твердого к жидкому
(воде) в суспензии;
т, ти - объемные концентрации соответственно
твердого и магнетита в суспензии, %;
С - массовая концентрация твердого в су-
спензии, %.
В расчетах допустимо принимать: 6,. = 4600 кг/м3;
ди= 1500 кг/м3.
Вязкость суспензии, как и предельное напряжение
сдвига, характеризует ее реологические свойства. Маг-
нетитовые суспензии при высокой концентрации утяже-
лителя и наличия угольного шлама и глины становятся
структурно-вязкими. В подобных суспензиях ухудшается
разделение угля, особенно мелких зерен, которые имеют
малую скорость перемещения из-за возросших сил со-
противления.
Обычные вязкие жидкости характеризуются дина-
мической (щ Па-с) и кинематической (v, м2/с) вязкостью.
Течение подобной жидкости подчиняется закону Ньюто-
на (т = ц dv/dy}, где коэффициент пропорциональности и -
коэффициент динамической вязкости.
Для чистых магнетитовых суспензий при малых
плотностях (примерно до 1500 кг/м3) течение подчиня-
ется закону Ньютона, но при более высоких плотностях
(1600 кг/м3 и выше) и наличии угольного шлама суспензия
ведет себя как вязко-пластичная жидкость, течение кото-
рой описывается законом Шведова-Бингама: т = т0+ jT dv/
dy. Здесь т0 - предельное напряжение сдвига, ц' - коэф-
фициент пластической вязкости.
При наличии предельного напряжения сдвига
коэффициент вязкости является мерой подвижности
вязко-пластичной среды, он зависит от градиента ско-
рости.
Поскольку суспензии, применяемые в промыш-
ленной практике, всегда содержат какое-то количество
шлама, повышающего их вязкость, можно считать, что
рабочие суспензии любой плотности являются вязко-
пластичными системами.
Суждение о реологическом состоянии суспензий
основывается на экспериментальном измерении вязко-
сти и предельного напряжения сдвига при разных значе-
ниях градиента скорости с помощью вискозиметров раз-
личных систем. В лабораторных условиях наиболее часто
применяются капиллярные вискозиметры.
Вязкость суспензии можно оценить с помощью
косвенного показателя - относительной вязкости. Это
отношение времени истечения из вискозиметра равно-
го объема воды и суспензии. В качестве вискозиметра
можно использовать любой капиллярный вискозиметр
истечения, снабженный мешалкой.
В производственных условиях для характеристики
вязкости суспензии пользуются и другим косвенным по-
казателем - содержанием угольного шлама (класс 0 - 0,5
или 0 - 1 мм), который существенно повышает вязкость,
особенно тонкие классы.
Предельное содержание в суспензии твердой фазы
(магнетита и шлама) составляет около 32 %. Оно гаранти-
рует поддержание вязкости на должном уровне, не пре-
вышающем 7 - 10’3 Па-с. Чем выше плотность магнетито-
вой суспензии, тем ниже допустимые нормы содержания
в ней шлама (табл. 10.11). Загрязненная суспензия должна
направляться на регенерацию, поскольку эффективность
разделения в вязкой суспензии резко ухудшается.
Плотность суспензии, кг/м3 Магнетит (минимум) Шлам (максимум)
1400 255 370
1500 505 320
1600 645 280
1700 795 230
1800 945 190
Справочник Коксохимика. 'Jom J
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
225
Особенно существенно на вязкость и предельное
напряжение сдвига суспензий высокой плотности влия-
ют тонкие глинистые шламы, в то же время добавление
глинистых шламов в суспензии низкой плотности (кон-
центрация твердого - до 24%) практически не сказыва-
ется на их реологических параметрах. Следовательно,
можно рекомендовать добавление небольшой массы
шлама (глины или бентонита) для стабилизации суспен-
зий низкой плотности. Однако при обогащении мелкого
угля в тяжелосредных гидроциклонах накопление в сус-
пензии шлама и рост ее вязкости могут привести к пол-
ному прекращению двухстадийного разделения вслед-
ствие отсутствия сгущения суспензии в I стадии процесса
и сближения плотностей разделения в I и II стадиях.
Устойчивость суспензии является одним из важней-
ших свойств, влияющих на точность разделения зерен.
Под устойчивостью суспензии понимают ее способность
сохранять постоянную плотность во времени по высоте
тяжелосредного аппарата. Устойчивость определяется
скоростью осаждения твердой фазы и зависит от круп-
ности частиц утяжелителя, их плотности, объемного со-
держания утяжелителя и тонкого шлама.
Повышение устойчивости суспензии может дости-
гаться подбором утяжелителей определенного грануло-
метрического состава, созданием восходящих потоков
суспензии, механическим перемешиванием, добавле-
нием в суспензию реагентов-пептизаторов, препятству-
ющих осаждению частиц утяжелителя.
Например, в колесных сепараторах, работающих на
суспензии с магнетитовым утяжелителем сортов К и М,
используется восходящий поток суспензии. В то же время
добавляемое гидродинамическое воздействие служит
одной из причин нарушения точности разделения. При
работе с магнетитом сорта Т практически не требуется
создание восходящего потока, однако тонкодисперсный
утяжелитель способствует ухудшению реологических па-
раметров суспензии, кроме того, потери его с продукта-
ми обогащения и при регенерации выше, чем при работе
с магнетитом других сортов.
Устойчивость суспензии во времени можно оцени-
вать по скорости образования осветленного слоя воды
в цилиндре, по скорости образования осадка и по разно-
сти плотности суспензии на различных уровнях сосуда.
10.2.4. Основное оборудование при обогащении
в тяжелых средах
ТЯЖЕЛОСРЕДНЫЕ СЕПАРАТОРЫ
Из многочисленных типов тяжелосредных аппара-
тов в углеобогащении нашли применение колесные се-
параторы и тяжелосредные гидроциклоны.
Колесные сепараторы типа СКВ с элеваторной вы-
грузкой осевшей фракции получили наибольшее распро-
странение. Область их применения - разделение крупных
машинных классов углей (13(6) - 300) мм на два продукта.
Принцип работы колесных сепараторов простой -
в ванне с суспензией происходит разделение материала
по плотности, всплывший продукт выгружается гребко-
вым механизмом, потонувший - элеваторным колесом.
Завод им. Пархоменко (г. Луганск) выпускает серию
двухпродуктовых сепараторов СКВ и СКВП, по индивиду-
альному заказу - СКВД и освоен выпуск трехпродуктово-
го сепаратора СТТ20.
Особенность конструкции сепаратора СКВП32
(рис. 10.6) - наличие загрузочного устройства с кача-
ющимся лотком, в днище которого имеются попереч-
ные щели для подачи суспензии. Подсоединение загру-
зочного устройства к ванне позволило ее удлинить, что
повысило эффективность сепарации. При возвратно-
поступательном движении лотка через его щели прохо-
дит поток магнетитовой суспензии, способствующий раз-
рыхлению транспортируемого в сепаратор материала.
Суспензия в сепаратор с удлиненной ванной поступает
Рис. 10.6.
Сепаратор СКВП32
1 - корпус; 2 - лопасть-решето; 3 - загрузочное окно; 4,5- съемные ковши; 6 - элеваторное колесо;
7 - выпускное устройство; 8 - карман; 9-лопастной погружатель; 10-жалюзийная решётка; 11 - патрубок;
12 - загрузочный жёлоб; 13 - всплывший продукт; 14 - гребковый механизм; 15-лопасти; 16- порог;
17 - щелевидное сито; 18 - привод; 19 - разгрузочное окно; 20 - опорные катки
Справочник Коксохимика. Том 1
226
Раздел 2. Обогащение углей
Сепаратор колесный
тяжелосредный СВК
тремя потоками; транспортным, подлотковым (подпор-
ным) и восходящим.
Сепаратор СКВП32 состоит из основных узлов: кор-
пус с рабочей ванной, вертикальное элеваторное колесо
с ковшами, загрузочно-распределительное и гребковое
устройства, приводы.
Корпус 1 выполнен из отдельных частей - днища,
двух боковых секций, загрузочного лотка и разгрузочно-
го желоба.
Цилиндрическая часть корпуса (ванна) имеет фу-
теровку из нержавеющей стали. Для выпуска из ванны
суспензии в нижней части корпуса предусмотрено вы-
пускное устройство 7. В корпусе крепятся основные
узлы и механизмы сепаратора: элеваторное колесо б
для выгрузки потонувшего продукта с приводом 18;
загрузочно-распределительное устройство, состоящее из
загрузочного желоба 12 с течкой, патрубка 11 для подво-
да суспензии, жалюзийной решетки 10 для равномерного
распределения транспортного потока суспензии, лопаст-
ного погружателя 9, кармана 8 для подачи восходящего
потока суспензии; разгрузочный гребковый механизм 14
с лопастями 15, кожух желоба для выгрузки всплывше-
го продукта 13, опорные катки 20 элеваторного колеса.
Кроме того, на корпусе крепятся общий привод качаний
жалюзийной решетки и вращения разгрузочного гребко-
вого устройства.
Вертикальное элеваторное колесо оснащено съем-
ными ковшами 4, 5. Загрузка ковшей потонувшим про-
дуктом осуществляется через загрузочные окна 3, а вы-
грузка - через разгрузочные окна 19. Для этой цели
ковши снабжены откидными лопастями-решетами 2,
крепящимися к ковшам шарнирно. При вращении эле-
ваторного колеса лопасти под действием силы тяжести
поворачиваются, открывая загрузочные и разгрузочные
окна ковшей.
Всплывший продукт разгрузочным гребковым ме-
ханизмом лопастями выгружается из сепаратора через
порог 16 и щелевидное сито 17.
Сепаратор СКВП32 с короткой ванной отличается
от сепаратора СКВП32 с длинной ванной отсутствием
загрузочно-распределительного устройства, вместо ко-
торого установлен обычный загрузочный желоб.
Трехпродуктовый сепаратор СТТ20 (рис. 10.7) - по
сути два последовательно подключенных сепаратора.
Сепаратор предназначен для обогащения исходного
угля по двум плотностям разделения с выдачей трех конеч-
ных по качеству продуктов: концентрата, промпродукта
и отходов. Благодаря конструктивным и технологическим
Рис. 10.7.
Трехпродуктовый
сепаратор СТТ20
1,11- ванны; 2 - загрузочный лоток; 3 - погружатель; 4,7- элеваторные колеса; 5 - перегрузчик; 6 - каток;
8 - гребковый механизм; 9 - разгрузочный лоток; 10 - рама
Gip.iHi’HHHK K‘>ku>xiimhk.i f(1M 1
227
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
отличиям трехпродуктового сепаратора от двухпродукто-
вых типа СК удельный расход циркулирующей суспензии
в нем значительно снижен. Он составляет 25 - 30 м3/ч на
1 м ширины ванны для первой стадии и 35 - 40 м3/ч для
второй против 80 м3/ч, предусмотренных нормативными
показателями для сепараторов типа СК. Показатели обо-
гащения угля в трехпродуктовом сепараторе СТТ-20 ана-
логичны результатам обогащения в двух последователь-
но расположенных двухпродуктовых сепараторах.
Основными узлами сепаратора СТТ-20 являются:
корпус, состоящий из двух ванн 1 и 11, установленных на
общей раме 10; элеваторные колеса 4 и 7, катки 6; погру-
жатель 3; перегрузчик 5 и гребковый механизм 8.
Исходный материал по загрузочному лотку 2 посту-
пает в ванну, где разрыхляется и равномерно распреде-
ляется по всей ширине ванны погружателем. Погружатель
также способствует перемещению всплывшего продукта
вдоль ванны к перегрузчику. В ванну 1 по патрубкам по-
дается суспензия высокой плотности разделения.
Утонувший продукт (отходы обогащения) удаляется
элеваторным колесом. Конструкция элеваторного колеса
аналогична конструкции колеса сепаратора типа СКВ.
Смесь концентрата и промпродукта с потоком су-
спензии перемещается через разделительный порог
перегрузчиком во вторую ванну. Поступившая с твердым
продуктом в ванну 11 суспензия разбавляется сливными
водами регенерационного электромагнитного сепара-
тора до плотности, необходимой для выделения пром-
продукта.
Сепаратор СТТ не получил промышленного приме-
нения.
Показатели работы тяжелосредных сепараторов
при обогащении крупных классов углей разных марок
приведены в табл. 10.12, характеристика сепараторов -
в табл. 10.14.
Расчет производительности колесных сепараторов
производится в зависимости от крупности обогащаемого
материала, ширины ванны сепаратора и рекомендуемой
удельной нагрузки на сепаратор (на 1 м ширины ванны)
из выражения:
п 100^ .
Q = ——, т/ч,
У
где q - удельная нагрузка по всплывшему продукту,
т/(ч-м), (табл. 10.13);
В - ширина ванны сепаратора, м;
у - выход всплывшего продукта, %.
Если в угле содержится более 50 % утонувшей фрак-
ции, необходимо проверить производительность элева-
торного колеса сепаратора по его транспортной способ-
ности:
QK = 0,06 Fnzti$n,
где V - объем ковша, м3 (для СКВ-20 и СКВ-32 соответ-
ственно 0,25 и 0,49 м3);
п - частота вращения элеваторного колеса, мин’1
(« = 2-2,1 мин’1);
z - число ковшей в колесе (z = 8);
9 - коэффициент заполнения ковша, равный 0,5 - 0,6;
дп- насыпная плотность потонувшей фракции, кг/м3.
Рекомендуемые удельные нагрузки на колесные
сепараторы приведены в табл. 10.13 (учтен коэффициент
возможной перегрузки к = 1,25).
ТЯЖЕЛОСРЕДНЫЕ
ГИДРОЦИКЛОНЫ
Повышение эффективности разделения мелкого
угля в суспензиях осуществляют за счет использования
сил центробежного поля.
Марка угля Крупность угля, мм Плотность разделения, кг/м3 Зольность, % Потери легком фракции, % Расход утеже* лителя, г/т Ерт
исходного концентрата отходов
Г 25 - 300 1800 30,4 11,4 77,5 0,72 500 0,025
Ж 10-300 1900 42,7 11,1 77,1 0,35 574 0,026
ж 20-100 1500 60,3 7,9 79,6 0,63 213 0,033
к 10-300 2000 36,8 14,5 78,4 0,90 300 0,050
т 13-200 1600 24,0 6,5 72,1 0,80 675 0,033
Таблица 10.12.
Показатели работы
тяжелосредных сепараторов
Крупность угля, мм Удельная нагрузка, т/(ч*м) Крупность угля, мм Удельная нагрузка, т/(ч*м)
средняя предельная средняя предельная
6-25 35 45 25-50 60 80
6-50 45 55 25-100 70 90
10-25 40 50 12-125 75 90
10-50 50 60 25-200 75 95
10-100 55 70 25-300 80 _ 100
13-50 50 65 50-100 80 100
13-100 60 75 50-125 80 100
13-200 70 90 50-300 90 100
Таблица 10.13.
Удельные нагрузки колесного
сепаратора по всплывшему
продукту
Справочник Коксохимика. Том 1
228
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 10.14.
Техническая характеристика
тяжелосредных сепараторов
для обогащения крупного
машинного класса
Параметры СКВ20 СКВ32 СКВД32" СКВ-3,9 (СКВП2О) СКВ-5,5 (СКВП32) СТТ20 СКГ20 СТК32 СТТ32
Производительность, т/ч: по исходному 190 300 300 270 400 190 210 430 300
по отходам 75 75 75 75 75 75 75 75 75
Ширина ванны, м 2,0 3,2 3,2 2,0 3,2 2,0 2,0 3,2 3,2
Крупность кусков исходного, мм 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300
Объем суспензии в ванне, м3 8,0 18 18 8,0 18 16 8,0 18 36
Количество элеваторных колес 1 1 1 1 1 2 1 1 2
Мощность электропривода, кВт 7,7 13,2 13,2 7,7 21,2 17,6 7,7 21,2 32,2
Габаритные размеры, мм: длина 4400 5500 5495 4500 7500 7800 4500 7500 9800
ширина 4500 6000 5850 4700 6500 4800 4700 6500 6000
высота 4200 5700 5700 4100 6000 4500 4100 6000 5900
Масса, т 16,5 27,5 30,0 15,8 36,0 37,0 15,8 32,0 60,0
Изготовитель Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко, Украина «Спецтехмонтаж», г. Красноярск
* Сепаратор для раздельного обогащения двух узких классов крупности (выпускаются по индивидуальному заказу).
Продолжение табл. 10.14
Параметры СТК12 СТК40 СКВ12 СВК20-250 CBK20-300 СТК32-550 СТК32-43О цгтс
Производительность, т/ч: по исходному по отходам 125 75 600 75 125 75 190 75 230 75 420 75 330 75 200 75
Ширина ванны, м 1,2 4,0 1,2 2,0 2ft 3,2 3,2 2,0
Крупность кусков исходного, мм 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 6-100
Объем суспензии в ванне, м3 4,0 33 4 8 8 18 18 8
Количество элеваторных колес 1 1 1 1 1 1 1 1
Мощность электропривода, кВт 6,2 32,0 5,5 8,5 8,5 15,5 12,5 7,0
Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 3000 3000 2700 6913 7390 6000 4500 3600 3500 4600 4500 4300 4600 4500 4300 7000 6500 6000 6000 6500 6000 4500 5000 4500
Масса, т 12,0 36,4 10,1 15,3 15,0 30,0 27,0 15,0
Изготовитель «Спецтехмонтаж», г. Красноярск Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко, Украина
Преимущества тяжелосредных гидроциклонов
перед аппаратами, в которых разделение происходит
только под действием сил тяжести (сепараторы типа
СК), заключается в наличии центробежного поля, кото-
рое приводит к значительному (в десятки раз) увели-
чению скорости разделения материала по плотности.
Кроме того, в гидроциклонах образуется турбулентный
гидродинамический поток, разрушающий структуру
суспензии, благодаря чему в них можно обогащать
тонкие классы угля до предела 0,15 мм. Тяжелосред-
ные гидроциклоны применяют для обогащения углей
любого класса крупности в пределах 0,5 - 40 мм и пе-
реобогащения промпродуктов отсадки аналогичной
крупности.
Большим преимуществом гидроциклонов является
возможность применения их для обессеривания угля.
Двухпродуктовый тяжелосредный гидроциклон по-
казан на рис. 10.8. Исходный уголь совместно с суспензи-
ей поступает в аппарат под напором через загрузочный
патрубок 7, расположенный тангенциально к цилиндри-
ческой части гидроциклона 1.
Касательный ввод разделительной среды под дав-
лением формирует внутри аппарата вихревой поток
с воздушным столбом вдоль оси аппарата. Благодаря
центробежным силам тяжелый продукт перемещается к
стенкам конической части корпуса 9, скользит по ним и
разгружается вместе с частью суспензии через разгру-
зочную насадку 10 в приемную камеру 11 с распреде-
лителем потока 13. Легкий продукт с суспензией, обра-
зуя внутренний вихрь потока, проходит через сливной
патрубок 8 в разгрузочную камеру 3 с переходником 2.
Гидроциклоны обычно устанавливаются на раме 12 таким
образом, чтобы образующая конуса с нижней стороны
была наклонена к горизонту под небольшим углом. Для
контроля суспензии на входе в гидроциклон установлен
манометр 5 с отборником давления 4.
Трехпродуктовый каскадный тяжелосредный гидро-
циклон (рис. 10.9) позволяет получить в одном потоке
суспензии три конечных продукта.
(пРавочник К°хс°химика. Том 1
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
229
1 - гидроциклон; 2,6 - переходники;
3 - разгрузочная камера; 4 - отборник давления;
5 - манометр; 7-загрузочный патрубок;
8 - сливной патрубок; 9 - корпус;
10- разгрузочный насадок; 11 - приемная камера;
12-рама; 13 - распределитель потока
Принцип разделения в нем основан на способности
магнетитовой суспензии расслаиваться в центробежном
поле, в результате чего плотность суспензии, переходя-
щей из первого аппарата во второй аппарат каскада, ста-
новится выше плотности суспензии питания.
Трехпродуктовый гидроциклон-сепаратор состоит
из цилиндрического гидроциклона 1, в который по па-
трубку 2 подается исходная суспензия низшей плотности
разделения. Промпродуктовые и породные фракции,
выделившиеся под действием центробежных сил, пере-
мещаются в разгрузочную часть 3 цилиндрического ги-
дроциклона. Легкие концентратные фракции с частью
суспензии через сливной патрубок 5 попадают в камеру
слива б и далее в разгрузочный патрубок 7.
Смесь сгущенной суспензии повышенной плотно-
сти и твердой угольной фазы по патрубку 4 направляет-
ся в цилиндрическую часть гидроциклона 8. Породные
фракции проходят коническую часть 9 и насадок 10
гидроциклона и попадают в породную камеру 11, откуда
выгружаются через патрубок 12.
Промпродуктовые фракции с потоком суспензии че-
рез сливной патрубок 13 направляются в промпродукто-
вую камеру слива 14 и выгружаются по патрубку 15.
Тяжелосредные гидроциклоны могут комплекто-
ваться обесшламливающими и обезвоживающими гро-
хотами, дуговыми ситами, насосами и вспомогательным
Рис. 10.8.
Двухпродуктовый
тяжелосредный
гидроциклон ГТ710
Питание
Промпродукт
Отходы
Рис. 10.9.
Трехпродуктовый каскадный
тяжелосредный гидроциклон
1 - гидроциклон; 2 - патрубок; 3 - разгрузочная часть циклона; 4 - патрубок; 5 - сливной патрубок; 6 - камера слива;
7 - разгрузочный патрубок; 8 - цилиндрическая часть гидроциклона; 9 - коническая часть гидроциклона; 10- насадок;
11 - породная камера; 12,15- патрубок; 13 - сливной патрубок; 14 - камера слива
(правочник Коксохимика. "Jom 1
230
Раздел 2. Обогащение углей
оборудованием: бак регулирующий - для распределения
рабочей суспензии заданной плотности на два регули-
руемых потока; смесители - для формирования питания
циклонов; делитель суспензии - для отвода части конди-
ционной суспензии в систему регенерации.
Рабочие поверхности тяжелосредных гидроцикло-
нов защищены износостойкой футеровкой.
Характеристика отечественных тяжелосредных ги-
дроциклонов приведена в табл. 10.15.
10.2.5. Технология обогащения углей в магнетитовой
суспензии
Выбор технологических параметров обогащения
в тяжелосредной установке связан с обогатимостью
угля, фракционным и ситовым составом исходного, тре-
бованиями к качеству концентрата и его назначением,
характеристикой оборудования и массой перерабаты-
ваемого угля.
Технология обогащения как крупного, так и мелкого
углей в магнетитовой суспензии включает ряд техноло-
гических операций одинакового назначения: подготовка
(классификация и обесшламливание) углей; приготовле-
ние рабочей суспензии; собственно обогащение; отде-
ление суспензии, промывка и обезвоживание продуктов
обогащения; регенерация разбавленной суспензии; цир-
куляция и распределение потоков рабочей суспензии.
Вместе с тем имеются особенности в технологии обо-
гащения крупного и мелкого машинных классов углей.
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
КРУПНЫХ КЛАССОВ УГЛЕЙ
Технологические схемы обогащения углей крупных
машинных классов в магнетитовой суспензии разделяют
по числу стадий, конечных продуктов обогащения и сво-
ему назначению.
Для коксующихся углей легкой обогатимости может
применяться схема обогащения в одну стадию с выделе-
нием двух конечных продуктов (концентрата и отходов).
Плотность разделения принимается в зависимости от
требований к качеству продуктов.
Двухстадийная схема обогащения с выделением
трех конечных продуктов (концентрата, промпродукта,
отходов) применяется для коксующихся углей средней
и трудной обогатимости. Основной и наиболее эконо-
мичный вариант - выделение в первой стадии концен-
трата. Выделение в первой стадии отходов применяется
при их высоком выходе (более 50%) и наличии размо-
каемых пород.
Схема обогащения в две стадии с выделением трех
конечных продуктов, при этом концентрата - двух клас-
сов крупности, применяется для коксующихся углей сред-
ней и трудной обогатимости при различной эффективной
плотности разделения крупного и среднего классов.
Схема обогащения в одну стадию с выделением трех
конечных продуктов (концентрата, отходов, промпродук-
та) может быть рекомендована для коксующихся углей
средней и трудной обогатимости в одном трехпродукто-
вом сепараторе (от большей плотности к меньшей).
Подготовка угля к сепарации является общей для
любой из перечисленных схем и в зависимости от влаж-
ности и содержания класса крупностью < 1 мм может
быть сухой на вибрационных грохотах, сухой с после-
дующим мокрым обесшламливанием на грохотах либо
мокрой с применением стационарных гидрогрохотов
типа ГГЛ или КПУ, при этом рекомендуется производить
обесшламливание машинного класса.
Технологическая схема обогащения в одну стадию
с выделением двух продуктов на колесном сепараторе
типа СК показана на рис. 10.10.
Подготовка машинных классов и их обесшламли-
вание здесь осуществлена на гидрогрохоте «Луганец» 1.
Всплывший в сепараторе 2 продукт (концентрат) через
сито сброса суспензии 3 поступает на инерционный
грохот 5, отходы направляются на грохот 4. Промывка
продуктов на грохотах осуществляется с помощью двух
рядов брызгал, первый ряд питается сливом регенера-
ционных магнитных сепараторов, второй - технической
водой. Магнетитовый концентрат регенерационных се-
параторов и свежеприготовленная суспензия подаются
в бак кондиционной суспензии 7, откуда насосом пере-
качиваются в сепаратор. Делитель суспензии 6 перерас-
пределяет ее на два регулируемых потока - в бак конди-
ционной суспензии либо'в схему регенерации (бак не-
кондиционной суспензии).
На рис. 10.11 показан вариант схемы обогащения
в две стадии от большей плотности к меньшей с выделе-
нием трех продуктов.
Таблица 10.15.
Техническая характеристика
тяжелосредных
гидроциклонов
Параметры П-500 П-630 П-710 ГТ-63А/500 ГТ-710/500 ГТУ-W 630-1.
Производительность: по углю, т/ч 50 80 100 80 , 100 200
по суспензии, м3/ч 200 250 350 250 350. - 660
Крупность исходного, мм 0,5-25 ОД-25 0,5-40 0,5-25 0,5-40 0,5-40
Количество продуктов 2 2 2 ..Г: ‘ 3 3
Давление на входе, МПа 0,045 0,06 0,065. оЖ 0,065 ода
Габаритные размеры, мм: длина' ,v 2530 3170 3700 3580 4800 5200
ширина 930 940 1200 ; ; ; : 1580 1800 2900
высота 2800 2200 3500 3620 4000 5000
Масса, т U W9 1,15 J - 2,0 2,05 3,10 4,25
Изготовитель Экспериментальная база института УкрНИИУглеобогащение
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
231
1 -гидрогрохот «Луганец»;
2-сепаратор;
3 - сито;
4,5- грохот;
6 - делитель суспензии;
7 - бак кондиционной суспензии
Рядовой уголь
Рис. 10.10.
Схема обогащения крупного
класса с выделением двух
продуктов
Рис. 10.11.
Схема обогащения
с выделением трех
продуктов
1,4- тяжелосредный сепаратор; 2,5- сито сброса; 3,7,14- грохоты; б - грохот отмывки утяжелителя;
8,12- бак кондиционной суспензии; 8,13- насосы; 10,11 - делитель суспензии
На первом сепараторе 1 выделяются отходы, на
втором 4 - промпродукт и концентрат. Грохот 3 слу-
жит для отделения суспензии высокой плотности, гро-
хоты 6 и 7 выполняют функции такие же, как и в схеме
(рис. 10.10).
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
МЕЛКИХ КЛАССОВ УГЛЕЙ
В настоящее время тяжелосредное обогащение
мелких классов углей может производиться в гидроци-
клонах.
Технология обогащения мелких углей в гидроцикло-
нах более сложная, чем аналогичная технология, приме-
(правочник Коксохимика, ^рм 1
няемая для обогащения крупных углей. Это вызвано тем,
что мелкий материал труднее крупного разделяется в тя-
желых средах, а гидроциклоны труднее, чем сепараторы,
вписываются в технологическую схему. Кроме меньшей
производительности единицы оборудования по срав-
нению с сепараторами, тяжелосредные гидроциклоны
имеют более сложную систему загрузки, работают под
напором и с большим в 3-4 раза удельным расходом
суспензии.
Мелкие угли, даже при тщательном обесшламли-
вании, характеризуются большим содержанием шлама,
который должен быть выделен в процессе регенерации
суспензии.
232
Раздел 2. Обогащение углей
В этой связи более жесткие требования предъявля-
ются к эффективности вспомогательных технологических
операций - обесшламливанию, регенерации.
Однако, несмотря на некоторое усложнение тех-
нологии при тяжелосредном обогащении мелких углей,
технико-экономические показатели этого процесса оку-
пают затраты на его реализацию.
Технологические схемы тяжелосредных гидроци-
клонных комплексов для обогащения мелких углей, так же
как и схемы обогащения крупных углей, делятся по числу
стадий разделения и по числу продуктов обогащения.
Для труднообогатимых коксующихся углей круп-
ностью 0,5- 13(25) мм, содержащих размокаемую поро-
ду, может применяться схема обогащения в две стадии
в двухпродуктовых гидроциклонах с получением трех
конечных продуктов с выделением в первой стадии по-
роды (рис. 10.126). Для этих же углей рекомендована
схема обогащения в одну стадию в трехпродуктовом ка-
скадном гидроциклоне (рис. 10.12а) с выделением трех
продуктов: в первой секции - концентрата, во второй -
промежуточного продукта и породы.
Данная схема может применяться для обогаще-
ния углей с широкой шкалой классификации (0,5(0,2) -
40(30)) мм и для переобогащения промпродукта отсадки
мелкого класса.
Подача исходного угля на обесшламливающий
грохот 2 (рис. 10.12а) осуществляется желобом через
дуговое сито 1. В смесителе 3 происходит смешивание
исходного угля с суспензией заданной плотности, посту-
пающей из регулирующего бака 4. Смеситель решает еще
одну технологическую задачу - обеспечение постоянно-
го пьезометрического напора потока суспензии на входе
в гидроциклон 5. Необходимый для нормальной работы
гидроциклона напор суспензии обеспечивается тем, что
смеситель, жестко соединенный трубопроводом с гидро-
циклоном, размещается над ним на необходимой высоте
и заполнен суспензией до постоянного уровня.
Регулирующий бак в данной схеме служит для рас-
пределения рабочей суспензии на два потока в смеси-
тель (напорное и смесительное отделения) и в датчик
плотности суспензии 11. Делители 12 предназначены для
разделения в требуемой пропорции суспензии в баки
кондиционной 9 и некондиционной суспензии.
Одноименные аппараты, показанные на схеме
рис. 10.126, выполняют такую же функцию, как и в схеме
рис. 10.12а.
Подготовка мелкого класса к обогащению в гидро-
циклонах является сложной технологической операцией
в связи с необходимостью тщательного обесшламлива-
ния материала. Контроль разделением ведут не только
по зашламленности надситного, но и по появлению в нем
избыточных крупных зерен. Обязательной операцией
в схеме подготовки мелкого класса должно быть кон-
трольное грохочение на вибрационных грохотах.
Заключительной операцией на стадии подготовки
является обесшламливание. Его производят на грохотах,
или элеваторных классификаторах, или комбинацией
названных способов. Выбор способа связан с компонов-
кой гидроциклонной установки. Обычно классифика-
ционные грохоты устанавливают над гидроциклонной
установкой, так как материал в гидроциклон должен по-
даваться под напором около 20 м. Можно подавать мел-
кий класс на обесшламливание конвейером, элеватором
или углесосом.
Вариант размещения оборудования тяжелосредно-
го гидроциклонного комплекса с выделением двух про-
дуктов показан на рис. 10.13 [55].
Приготовление суспензии включает в себя разгруз-
ку, складирование и доставку магнетита на фабрику,
смешивание магнетита с водой в заданной пропорции
и подачу готовой суспензии в систему. Склад магнетита
обычно располагают вблизи фабрики.
Приготовление суспензии на обогатительных фаб-
риках может осуществляться с помощью комплекса авто-
матизированного приготовления и транспортирования
суспензии (КАПТС), разработанного институтом «Гипро-
машуглеобогащение». КАПТС выполняет операции по
выгрузке магнетита из вагонов, складированию, автома-
тическому приготовлению суспензии заданной плотно-
сти и транспортированию суспензии к тяжелосредным
сепараторам. Комплекс состоит из грейферного крана,
вибрационного грохота для удаления посторонних ма-
териалов, бункера, вибропитателя для подачи магнетита
в аппарат смешивания магнетита с водой, который может
работать в автоматическом режиме совместно со всей
схемой тяжелосредного обогащения.
Приготовленная суспензия транспортируется по
трубопроводу в сборник кондиционной суспензии. По-
полнение системы свежей суспензией производится
по сигналам датчиков верхнего и нижнего уровня, уста-
новленных в баке кондиционной суспензии (табл. 10.16).
КАПТС обеспечивает приготовление суспензии плотно-
стью до 2100 кг/м3 и подачу ее на высоту до 25 м.
РЕГЕНЕРАЦИЯ РАЗБАВЛЕННОЙ МАГНЕТИТОВОЙ
СУСПЕНЗИИ
В процессе тяжелосредного обогащения регенера-
ция суспензии выполняет главную функцию - восстанов-
ление плотности рабочей суспензии, разбавленной при
отмывке магнетита от продуктов обогащения. Одновре-
менно осуществляется глубокое извлечение магнетита
из промывочных вод и отделение из суспензии шлама,
попадающего в нее из обогащаемых углей.
В основе регенерации суспензии лежит магнитное
обогащение, используемое резкое различие магнитной
восприимчивости магнетита и шлама. Процесс извлече-
ния магнетита осуществляется в магнитных сепараторах.
Технологические операции, входящие в схему реге-
нерации:
сбор и подача в магнитные сепараторы промывных
вод, дренажных вод и случайных переливов, содер-
жащих магнетит, а также части рабочей суспензии;
магнитное обогащение с целью выделения из раз-
бавленной суспензии магнетитового концентрата;
подача регенерированной суспензии в систему
циркуляции рабочей суспензии; вывод сгущенного
немагнитного шлама с отходами регенерации; пода-
ча слива магнитных сепараторов на ополаскивание
продуктов обогащения.
Справочник Крксохимика. Трм 1
Справочник Коксохимика- Том 1
Свежеприготовленная суспензия
1,2- грохоты дуговой и инерционный соответственно; 3 - смеситель; 4 - бак регулиру-
ющий; 5 - каскадный гидроциклон; 6 - грохоты дуговые; грохоты для отделения суспензии
и отмывки магнетита; 7 - грохот; 8 - центрифуга; 9,10- сборники соответственно кон-
диционной и некондиционной суспензии; 11 - датчик плотности суспензии; 12 - делитель
1,2,3- грохот соответственно классификационный, дуговой и обесшламливающий;
4 - смеситель; 5 - циклон; 6 - грохот для отделения суспензии и обезвоживания продук-
тов обогащения; 7 - сборник кондиционной суспензии; 8 - насос
Гла ва 10. Гра вита ц ио н н ы е методы обо га щен ия углей ______________________________________________________________233
234
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 10.13.
Схема размещения
тяжелосредного
гидроциклонного
комплекса
Мелкий уголь
1 - делитель; 2 - смеситель; 3 - гидроциклон;
4 - дуговое сито; 5,6- брызгала;
7,8 - баки кондиционной и некондиционной суспензии;
9,10,11 - грохоты для обесшламливания исходного,
отделения кондиционной суспензии и отмывки
магнетита от продуктов соответственно
Таблица 10.16.
Техническая характеристика
сборников кондиционной
(СБ) и некондиционной (СБН)
магнетитовой суспензии
Параметры СБ-15 СБ-30 С5Н-15(СБН-15М). СБН-30 (СБ-ЗОМ)
Вместйм^суо1^зии7м ’ •I;!/. 15 30
внутренний диаметр; Z-.5 7.55^^ зэоо 7 " : -45№ 2900 4500
Расход воздуха на перемешивание при давлении 0,6 МПа, м3/ч 100 200 100 200
Габаритные размеры, мм:
длинна 3600 5000 . 3600 5000
. ширина 3600 5000 3600 5000
' высота 4600 . 5070 4600 5070
Масса,!? - ’ ‘ -•<?" - --??’л?^2л" . 3,15 6,4
Изготовитель «УкрНИИУгяеобогащение»
В зависимости от крупности обогащаемых углей
и технологии обогащения могут быть применены различ-
ные технологические схемы регенерации: одностадий-
ная, двухстадийная, комбинированная (рис. 10.14) и раз-
дельная схема регенерации [46].
Схема регенерации в одну стадию (рис. 10.14а) ре-
комендуют применять при тяжелосредном обогащении
крупных углей, если машинный класс имеет невысокое
содержание шлама (класса < 1 мм не более 1,5 - 2%)
и если обогащаемые угли не содержат размокаемой гли-
нистой породы. При повышенном содержании шлама
одностадийная схема может быть реализована только
с уменьшением производительности магнитных сепара-
торов на 40 - 50 %.
Двухстадийная схема регенерации (рис. 10.146)
включает в себя последовательно установленные сепа-
раторы, причем отходы первой стадии и часть слива на-
правляют во вторую стадию регенерации. Обычно один
перечистной сепаратор устанавливают на 2 - 3 основных.
Эту схему применяют при тяжелосредном обогащении
мелких углей, а также при обогащении крупных углей в
случае наличия ограничений, упомянутых выше.
Комбинированную схему регенерации (рис. 10,14в^
применяют в тех же случаях, что и двухстадийную. Од-
нако при обогащении мелких углей предпочтительнее
прямая двухстадийная схема, а при обогащении круп-
ных углей по высокой плотности разделения, при со-
держании в разбавленной суспензии более 150 кг/м3
шлама - комбинированная схема. Комбинированная
схема регенерации также содержит последовательно
работающие магнитные сепараторы, однако разбавлен-
ную суспензию подают в оба сепаратора. Кроме того,
отходы первой стадии направляют во вторую стадию
регенерации.
Справочник Коксохимика. Том 1
(Т^равочник Коксохимика. Том 1
Магнетитовый
концентрат
б)
Магнети-
товый
Кондицион-
ная суспензия
Некондиционная
суспензия
a - одностадийная; б - двухстадийная; в - комбинированная
Гл а ва 10. Гравитационные методы обогащения углей___________________________________________235
236
Раздел 2. Обогащение углей
При тяжелосредном обогащении мелких классов
коксующихся углей в гидроциклонах применяется схема
с раздельной регенерацией суспензии, которая пред-
усматривает подачу разбавленной суспензии с грохо-
тов в отдельные магнитные сепараторы. Отходы и часть
слива магнитных сепараторов классифицируют по гра-
ничному зерну примерно 0,2 мм также в отдельных клас-
сификационных гидроциклонах. Зернистые сгущенные
продукты присаживают к соответствующим продуктам
флотации и обезвоживают вместе с ними. Тонкий шлам
(слив классификационных гидроциклонов) либо цирку-
лирует вместе с промывной водой, либо объединяется
и направляется на флотацию.
Для извлечения магнетита применяются электро-
магнитные сепараторы (ЭВМ) либо сепараторы с посто-
янными магнитами (ПБМ), характеристика их приведена
в табл. 10.17.
Электромагнитный сепаратор типа ЭВМ показан на
рис. 10.15. Некондиционная суспензия с помощью рас-
пределительной коробки 1 направляется в ванну 6 под
вращающийся барабан 4, внутри которого расположена
неподвижная электромагнитная система 3. Частицы маг-
нетита притягивается к поверхности барабана и транс-
портируются им в верхнюю часть, где отжимаются от
воды планкой 2 и разгружаются скребком 5.
Немагнитный продукт в ванне сепаратора разде-
ляется на две части: крупнозернистый угольный шлам
выпускается через нижний насадок 7 и направляется на
дальнейшую переработку, а осветленный слив через па-
трубок 8 направляется на отмывку утяжелителя из про-
дуктов тяжелосредного обогащения. На рисунке не по-
казана система масляного охлаждения обмоток магнит-
ной системы, наличие которой усложняет эксплуатацию
сепаратора.
В последние годы наметилась тенденция к замене
электромагнитных сепараторов на более экономичные
и удобные в эксплуатации сепараторы с постоянными
металлокерамическими магнитами.
РЕКОМЕНДУЕМЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ НОРМАТИВЫ
ТЯЖЕЛОСРЕДНОГО ОБОГАЩЕНИЯ И РЕГЕНЕРАЦИИ
СУСПЕНЗИИ
Подготовительные операции. При классификации
коксующихся углей возможна подготовка узких машин-
ных классов, например, крупные классы: (10(13) - 25(50))
и (25(50) - 200) мм, мелкие - (0,5 - 6) и (6 - 13) мм. Такое
деление классов целесообразно при обогащении коксу-
ющихся углей с учетом петрографического признака.
Наличие мелких зерен в машинном классе обуслов-
ливает засорение продуктов сепарации и ухудшает рео-
логические свойства суспензии. После обесшламливания
крупного машинного класса допускается следующее со-
держание зерен, размер которых меньше граничной
крупности: при разделении по зерну 25 мм - не более
10,5%, по зерну 13 мм - не более 9,5 % и при классифи-
кации по зерну 10 мм - не более 8%. Содержание шлама
(< 1 мм) не должно превышать 1,5 %.
При обесшламливании крупных классов углей ре-
комендуется применять оборотную воду с содержанием
твердого не более 20 - 30 кг/м3 с расходом: при разделе-
нии по классу 6 мм - (0,5 - 0,8) м3/т, при разделении по
зерну 10 мм - (0,8-1) м3/т, по классу 13 мм - (1-1,4) м3/т
и при разделении по зерну 25 мм - (1,4 - 1,6) м3/т.
При транспортировании на обесшламливающий гро-
хот мелкого класса по желобу общий расход воды состав-
ляет 2-3 м3/т (65 % - в желоб, 35 % - на ополаскивание).
В мелком машинном классе содержание шлама
(< 0,5 мм) не должно превышать 3-5 %.
Удельная производительность обесшламлива-
ющих грохотов для мелких классов: (0-6 мм) составля-
ет 4 т/(м2- ч), класс (0 - 13) мм - 6,5 т/(м2 -ч), класс (0 - 25)
мм - 9 т/(м2 -ч); для крупных машинных классов: класс > 6
мм - 17 т/(м2-ч), > 10 мм - 22,5 т/(м2-ч), > 13 мм - 26 т/(м2-ч)
и для класса > 25 мм - 30 т/(м2-ч).
Обогащение в колесных сепараторах. Плотность
рабочей суспензии определяется фракционным соста-
Таблица 10.17.
Техническая характеристика
магнитных сепараторов для
регенерации суспензии
Параметры . Магнитные Электромагнитные
ПМБ-ПП-90/250 ПМБ-ЛП-120/300 ЭБЙШ/170 ЭБМ-80/250 ЭБМ-90/250 ЭБМ-80/170П ПМЭ-90/250
Производительность: по питанию, м3/ч по магнетиту, т/ч 500 100 500 100 180 40 270 60 270 60 270 60 500 100
Диаметр барабана, мм 900 1200 800 800 900 800 900
Длина барабана, мм 2500 2000 1500 2500 2500 1680 2500
Магнитная индукция, Тя 0,16 0,16 0,16 0,16 0,27 0,27 0,15
Мощность электродвигателя, кВт 4,5 73 3 4 4 3 4,5
Габаритные размеры, мм: длина ширжа высота 3300 2000 2200 3520 2225 1830 3000 2000 2200 3750 2000 220Р 3840 2106 2200 3090 2000 2200 3900 2200 2000
Масса, кг 3600 5600 5300 7140 9200 6600 5200
Изготовитель Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко
Справочник Коксохимика. г]рм J
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
237
1 - распределительная коробка;
2 - планка;
3-электромагнитная система;
4 - барабан;
5 - скребок;
6 - ванна;
Питание
Рис. 10.15.
Электромагнитный
сепаратор для регенерации
магнетитовой суспензии
типаЭБМ
7-нижний насадок;
8 - патрубок
вом угля и требованиями к конечным продуктам. При
необходимости разделения по петрографическому при-
знаку, учитывают плотность петрографических компо-
нентов угля.
При оценке допустимой производительности се-
паратора следует руководствоваться рекомендованной
удельной нагрузкой на сепаратор (табл. 10.13), его пара-
метрами (табл. 10.14) и формулами, приведенными в раз-
деле 10.2.4.
При расчете расхода рабочей суспензии следует учи-
тывать, что он должен обеспечить постоянный уровень
суспензии в ванне сепаратора за счет ее перелива, созда-
ние восходящего и транспортного потоков. Рекомендуе-
мый расход суспензии - 1 м3 на 1 т производительности
по исходному материалу. Высота свободного перелива
суспензии из ванны сепаратора составляет 20 - 30 мм.
Производительность насосных установок прини-
мают на 10 -15 % выше максимально необходимого рас-
хода суспензии.
Обогащение в гидроциклонах. Производительность
гидроциклона [Q, т/ч) по обогащенному продукту мож-
но оценивать по эмпирической формуле Q = 200 Z)2, где
D - диаметр гидроциклона в метрах. Общая и объемная
производительности типовых гидроциклонов приведе-
ны в табл. 10.15. Выходящая из гидроциклона суспензия
распределяется по продуктам (%), двухпродуктовый:
с концентратом - 60 - 80 %, с отходами - 20 - 40 %; трех-
продуктовый гидроциклон: с концентратом - 50 - 60%,
с промпродуктом - 30 - 40 % и с отходами - 10 - 30 %.
Объем бака кондиционной суспензии (табл. 10.16)
должен превышать вместимость гидроциклонов и всей
трубопроводной системы на 5 - 12 м3.
Справочник Крксохпмика- Том 1
Плотность разделения в гидроциклонах изменяют
путем регулирования плотности исходной суспензии
и сечения разгрузочных патрубков.
Устойчивая работа тяжелосредных гидроциклонов
обеспечивается гидростатическим напором не менее де-
вяти диаметров (в метрах) гидроциклона.
Отделение суспензии, отмывка и обезвоживание
продуктов. Для данных операций рекомендуется приме-
нять двухситные вибрационные грохоты с отверстиями
верхнего сита 6; 13 и 25 мм, нижнее сито - шпальтовое
с размером щели 0,75 - 1,5 мм для крупных углей и 0,5 -
1 мм - для мелких.
Предельная нагрузка на грохот зависит от крупности
материала и оценивается с помощью допустимой произ-
водительности на 1 м ширины сита грохота (табл. 10.18).
При выборе инерционного грохота (табл. 9.8) сле-
дует руководствоваться рекомендациями: минимальная
длина грохота на участке отделения кондиционной су-
спензии - 1,5 м, на участках отмывки и обезвоживания -
по 1,5 - 2 м. Суммарная длина грохота - 5 - 6 м, ширина
грохота для обработки крупного класса должна прибли-
жаться к ширине ванны сепаратора.
Отмывка магнетита от продуктов разделения
осуществляется обычно двумя рядами промывочных
брызгал, при чем в первый ряд подают слив регенера-
ционных сепараторов, во второй - чистую техническую
воду.
Дополнительное обезвоживание мелкого машинно-
го класса производится в центрифугах.
Ориентировочная влажность продуктов тяжелос-
редного обогащения после обезвоживания на грохотах и
центрифугах показана в табл. 10.19.
238
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 10.16.
Схема движения деки
и частиц материала
на столе
Рис. 10.17.
Схема движения
потока жидкости по
рифленой поверхности
концентрационного стола
Таблица 10.18.
Зависимость допустимой
нагрузки (т/ч) на 1 м ширины
сита грохота и общего
расхода воды на отмывку
продуктов от крупности
материала
Крупность, мм 0,5-6 0,5-10 0,5-25 13-100 13-150 25-200
Предельная производительность, т/ч на 1 мширйнЬгсита 20 22 28 50 55 65-70
Расходводы На отмывку, м3/т 2-3 1,8 -2,5 1,5-1,7 0,8-1 0,7-0,9 0,6-0,7
Таблица 10.19.
Влажность продуктов
обогащения после
обезвоживания
Продукт, крупность, мм Влажность после обезвоживания, %
на грохотах в центрифугах
Концентрат (0,5-6) - 9-9,5
Концентрат (0,5 -13) 10-12 8-10
Концентрат (6-13) 7-9 Т
Концентрат^ -700(300)); Sr: - -ц
Прсийпродукт(ОЛ -13) 11-В 7-12
Промпродукт (13 - 200) 6-8 -
Отходы (В-200 (300)) 6-7 -
Отходы (0,5 -13) 12-14 -
Регенерация суспензии. Современные магнитные
сепараторы с углубленным расположением барабана
в ванне при соответствующей схеме регенерации обе-
спечивают извлечение магнетита до 99,9 %.
В схемах тяжелосредного обогащения предусмотре-
но применение простых устройств - делителей потока,
позволяющих дозировать часть рабочей суспензии в схе-
му регенерации. При содержании шлама в потоке до 2%
доля отводимой суспензии на регенерацию составляет:
при плотности суспензии до 1500 кг/м3 - 10%, при плот-
ности до 1500-1800 кг/м3- 20 % и при плотности суспен-
зии 1900 кг/м3 и более - 30 %.
При повышении содержания шлама в питании до
3,5% доля отводимой на регенерацию суспензии увели-
чивается в 1,5 раза.
В схемах с раздельной регенерацией некондици-
онной суспензии процент отводимой на регенерацию
суспензии возрастает до 40.
Магнитный продукт магнитных сепараторов обыч-
но имеет плотность 2100 - 2300 кг/м3, что обеспечивает
нормальное функционирование системы автоматическо-
го регулирования плотности рабочей суспензии.
Слив магнитных сепараторов, содержащий
90- 120 кг/м3 твердой фазы, используется в качестве
промывочной воды при отмывке продуктов обогащения.
Норма общих потерь магнетита при обогащении ка-
менных углей представлена в табл. 10.20.
10.3. Обогащение на концентрационных
столах
Концентрационные столы предназначены для обо-
гащения угольных частиц от 13 до 0,1 мм. В процессе
обогащения исходная пульпа поступает на плоскость
стола, имеющую до 10° наклон в поперечном направле-
нии. Поверхность плоскости (деки) покрыта продольны-
ми нарифлениями, образующими ряд узких желобков.
Дека совершает в продольном направлении возвратно-
поступательные колебания дифференциального харак-
тера, при котором движение вперед происходит с мень-
шим ускорением, чем назад (ход деки 10-30 мм, часто-
та качаний 300-350 в минуту). На частицу материала
(рис. 10.16), находящуюся на деке, действуют силы: сила
тяжести, сила трения о деку, смывная сила потока воды.
В результате действия этих сил материал по деке движет-
ся веерообразно (рис. 10.17): легкие частицы, находя-
щиеся в верхнем слое постели, легче смываются водой
и движутся преимущественно в направлении поперечно-
го наклона. Более плотные частицы располагаются в ниж-
нем слое материала, на них в большей степени действу-
ет транспортирующий эффект качательного движения
деки - частицы перемещаются преимущественно в про-
дольном направлении.
1 и 2 - частицы минерала с большей и меньшей плотно-
стью соответственно
Таблица 10.20.
Нормы общих потерь
магнетита при
тяжелосредном обогащении
угля
Источник потерь Крупный класс Мелкий класс
В продуктах обогащения 0,2-0,4 0,5-0,7
В хвостах регенерации 0,2-0,3 0,4-0,8
Прочие 0,1-0,2 0,1-0,2
Всего 0,5 -0,9 1,0-1,7
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
239
Продольное перемещение частиц, находящихся
в относительном покое на движущейся с переменной
скоростью деке стола будет иметь место тогда, когда сила
инерции та частицы массой т превзойдет силу трения
Gf удерживающую ее в покое, т. е.
та > Gf.
Критическое ускорение силы инерции, при котором
зерно начинает двигаться в потоке воды по деке сотряса-
тельного стола, равно
“О ,
т
где GQ - сила тяжести частицы в воде.
Принимая для шарообразной частицы
Ttrf3(pr-p5)g
Cj =-------------,
6
т =-----
6
получаем
п ЛРт-РвШ
о “ - '
Рт
Таким образом, критическое ускорение частицы за-
висит от ее плотности и коэффициента трения.
Основными параметрами концентрационного стола,
влияющими на процесс обогащения углей, являются ко-
личество загружаемого материала, длина и число колеба-
ний деки, угол поперечного и продольного наклона деки,
количество смывной воды, профиль и параметры рифлей.
Для нормальной работы стола необходимо строго соблю-
дать постоянство питания при определенном соотноше-
нии жидкой и твердой фаз, правильное распределение
материала и смывной воды по всей поверхности деки.
Для регулирования процесса при ухудшении качества от-
ходов надо увеличивать или правильно распределять по-
ток смывной воды или увеличивать угол наклона деки.
Рекомендуется, чтобы отношение длины деки к ее
ширине было 2 - 2,5, высота рифлей 23 - 25 мм, длина
хода деки 22 - 25 мм, поперечный угол наклона деки
в среднем 3 - 4°, расход смывной воды 1,6 - 2,5 м3/ч на 1 т
обогащаемого угля.
Концентрационные столы позволяют получать золь-
ность концентрата на 1 - 2 % ниже, чем на отсадочных ма-
шинах, и снизить в нем на 30% содержание серы.
Недостатком концентрационных столов является их
низкая удельная производительность, поэтому в уголь-
ном обогащении они не получили распространения.
Увеличение производительности достигается мно-
годечной конструкцией стола, например, многодечный
подвесной стол СКПМ-6. Он представляет собой под-
весную конструкцию этажерочного типа, состоящую из
шести расположенных друг над другом дек, скреплен-
ных между собой четырьмя вертикальными планками-
подвесками. Качание столу придает вибратор, который
через ременную передачу связан с электродвигателем.
Указанная конструкция испытывалась на ЦОФ «Угле-
горская», полученные результаты показаны в табл. 10.21,
техническая характеристика стола - в табл. 10.22.
Справочник Коксохимика. Том 1
Наименование показателя Значение
Производительность по классу 0 -1 мм, т/ч 20
Зольность исходного продукта, % 203. /
Выход, %:
концентрата 80,3
промпродукта 10,0
отходов 9,7
ЗольностьА%:
концентрата 13,8
промпродукта 20,9
. отходов 73,1
Таблица 10.21.
Технологические показатели
работы стола СКПМ-6,
полученные при испытаниях
на ЦОФ «Углегорская»
Наименование параметра Значение
Производительность, т/ч:
по классу 0 — 1 мм 15
0-3 мм 35
0-6мм 40
Площадь деки, м2 6,1
Длина хода деки, мм 20,23,26,29,32
Число качаний деки в минуту 250-270
Угол наклона деки, град:
поперечный '• 0-10
продольный
Габариты деки, мм:
длина 3400
ширина 1800
Мощность электродвигателя, кВт 2,8
Габаритные размеры в плане, мм:
длина 4800
ширина 2000
Масса, кг 4300
Таблица 10.22.
Техническая характеристика
концентрационного стола
СКПМ-6
На углеобогатительных фабриках перспективным
может быть использование столов СКПМ-6 для снижения
содержания пиритной серы в мелком машинном классе.
10.4. Обогащение противоточной сепарацией
Противоточные сепараторы могут применяться для
обогащения энергетических углей, антрацитов, удаления
породы из горной массы на шахтах и разрезах.
Основное оборудование для противоточной сепа-
рации - сепараторы типа СШ, СВШ и крутонаклонные
КНС (рис. 10.18).
Принцип обогащения угля в противоточных сепа-
раторах заключается в разделении материала на легкую
и тяжелую фракции под действием системы силовых
полей, направленных под углом друг к другу. Поле силы
тяжести и гидродинамическое воздействие потока раз-
делительной среды обеспечивают не только их расслое-
ние, но и направление транспортирования продуктов
обогащения.
Шнековые и крутонаклонные сепараторы отлича-
ются друг от друга воздействием потока среды на обо-
гащаемый материал, методами транспортирования про-
дуктов обогащения и способами регулирования рабоче-
го режима.
240
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 10.18.
Противоточные
сепараторы
а - горизонтальный шнековый типа СШ; б - вертикальный шнековый типа СВШ; в - крутонаклонный типа КНС
(Л - легкие фракции; Т - тяжелые фракции)
Блок четырех
сепараторов винтовых
Получаемые продукты обогащения в рабочей зоне
сепараторов движутся в противоположных направлени-
ях: легкие фракции - по движению потока разделитель-
ной среды, тяжелые - навстречу им.
В горизонтальном шнековом сепараторе типа СШ
исходный уголь поступает в сепаратор через централь-
ную часть цилиндрического корпуса, снабженного шне-
ком. Поток разделительной среды подается в сепаратор
навстречу движению шнека и транспортирует легкие
фракции к месту их разгрузки. Тяжелые частицы навстре-
чу потоку транспортируются шнеком.
В горизонтальных сепараторах шнек используют
не только как транспортный орган, но и как устройство,
способствующее разделению материала. Его вращение
обеспечивает необходимый массообмен между двумя
потоками, своевременное удаление тяжелых фракций,
поддержание равномерного распределения материала
и ликвидацию «застойных зон». Вращение шнека пере-
распределяет профиль скоростей водного потока и обра-
зует два коаксиальных слоя, движущихся навстречу друг
другу. Создание коаксиальных слоев - одно из основных
гидродинамических условий противоточного разделе-
ния материала по плотности.
Вертикальный шнековый сепаратор типа СВШ
устроен иначе. У него другая форма шнека, и загрузка
осуществляется через полый вал, но принцип работы по
существу тот же, что и в горизонтальном шнековом сепа-
раторе. Легкие фракции транспортируются спиральным
восходящим потоком разделительной среды, образо-
ванным шнеком и цилиндрическим корпусом, а тяжелые
фракции под действием центробежной и гравитацион-
ной сил движутся по наклонной спирали шнека вниз.
Крутонаклонный сепаратор типа КНС представ-
ляет собой наклонный корпус прямоугольного сечения.
Под действием разделительной среды на материал в ре-
зультате изменения сечения рабочей зоны формирует
восходящий поток с заданной турбулентностью. Уголь
подается в центральную часть сепаратора, разделяется
на тяжелую и легкую фракции. Поток тяжелых фракций,
преодолевающий встречный поток разделительной сре-
ды, движется вниз, а поток легких фракций выносится
в слив разделительной средой.
Основные параметры регулирования разделения
в сепараторах типа СШ и СВШ - расход воды и частота
вращения шнека.
В промышленности могут получить распростра-
нение модернизированные сепараторы типа СШ-15П
(производительность до 200 т/ч) и СВШ-15М (произво-
дительность до 150 т/ч), которые рекомендовано при-
менять при обогащении угля крупностью 6 - 25; 13 - 80
и 13 - 100 мм марок А, Д, К и Г. Показатели работы этих
сепараторов характеризуются следующими данными:
потери концентратных фракций с породой составляют
от 1,5 до 4 %, а засорение концентрата породными фрак-
циями - от 2 до б %.
10.5. Обогащение в винтовых сепараторах
Во второй половине 80-х г. XX столетия винтовые
сепараторы, применявшиеся ранее только при обога-
щении руд, получили распространение во многих угле-
добывающих странах, как в схемах действующих фабрик
для обогащения зернистых шламов, так и на специально
создаваемых установках для извлечения горючей массы
из шламовых отстойников и илонакопителей.
(jipauuMiniK К'КЮЧИМИК.’ Тим 1
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
241
Обогащение угольных шламов в сепараторах с вин-
товыми желобами. Рабочим элементом сепаратора явля-
ется винтовой желоб (рис. 10.19), который укреплен в ме-
таллическом каркасе. В сепараторе, как правило, два-три
желоба, в некоторых конструкциях - пять, в одном жело-
бе - не более пяти витков.
В поперечном сечении желоб имеет овальную фор-
му в виде горизонтального эллипса. Внешний борт его
расположен выше внутреннего, а верхняя кромка завер-
нута к оси сепаратора, что предотвращает переливание
пульпы. Концентрат и промпродукт выводятся из про-
цесса с помощью отсекателей, устанавливаемых на дне
желоба.
Исходный обогащаемый продукт после гидравличе-
ской классификации в гидроциклонах поступает на верх-
ний виток желоба, двигаясь по которому он описывает
несколько полных оборотов. Для улучшения разделения
угля на внутренний борт желоба сепаратора подается
вода в нескольких точках.
Принцип обогащения на винтовых сепараторах за-
ключается во взаимодействии сил, возникающих при
прохождении пульпы по днищу винтового желоба. На
частицы обогащаемого угля, движущиеся в виде двух-
фазной смеси, одновременно действуют силы тяжести
и трения, центробежная и гидродинамические силы по-
тока. В результате сочетания этих сил частицы твердого
перемещаются не только по винтовой линии, но и цир-
кулируют перпендикулярно потоку с различными скоро-
стями, благодаря чему и достигается возможность разде-
ления обогащаемого материала по плотности, крупности
и форме.
При этом более плотные частицы располагаются
в нижних, а менее плотные - в верхних слоях потока. Тя-
желые частицы (зерна породы), находящиеся в нижних
слоях потока непосредственно на поверхности желоба,
испытывают большое влияние сил трения. Путем подбо-
ра угла наклона для днища желоба и радиуса закругле-
ния его витков создаются условия, при которых более
плотные частицы сползают в сторону внутреннего борта.
Тогда равнодействующая сил тяжести и центробежной,
действующих на породные частицы, направлена в сто-
рону внутреннего борта. В то же время легкие угольные
частицы подвергаются более сильному воздействию ги-
дродинамической силы потока и равнодействующая ука-
занных сил на эти частицы направлена в сторону внеш-
него борта.
В зависимости от плотности, размеров частиц и фор-
мы, а также от трения различных минералов о поверх-
ность желоба каждая частица приобретает определен-
ную тангенциальную скорость уже в конце первого или
в начале второго витка. При обогащении угля основная
масса породных зерен, выпадая из потока пульпы после
поступления ее на верхний виток желоба, начинает дви-
гаться вниз отдельной полосой параллельно внутренне-
1 - лоток загрузочный;
2 - трубопровод для смывной воды;
3 - винтовой желоб;
4 - фланец витка желоба;
5 - шланг отсекателя;
6 - лоток разгрузочный;
7 - каркас;
8 - отсекатель;
9 - кран для смывной воды
2
Отходы
Промпродукт
Концентрат
Концентрат
Рис. 10.19.
Винтовой сепаратор
с эллипсовидным желобом
Справочник Коксохимика. Том 1
242
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 10.23.
Техническая характеристика
ШВМЗ-1250
Сепаратор конусный
тяжелосредный СКВП
му борту примерно на постоянном расстоянии от верти-
кальной оси. Зерна породы, не успевшие выделиться из
потока на первом витке, выпадают в придонный слой на
последующих витках и сползают в сторону внутреннего
борта. Концентратные фракции угля с основной массой
воды располагаются в общем потоке ближе к внешнему
борту желоба и движутся вниз отдельно от промпродук-
товых и породных фракций. Угольные частицы разгружа-
ются в концентратный желоб, а промпродуктовые части-
цы и тяжелые минералы - отходы, выводятся при помощи
отсекателей в предназначенные для них желоба.
Практикой определен нижний предел крупности
эффективно обогащаемого шлама 0,2 мм, для успешной
работы сепараторов необходимо эффективное обес-
шламливание исходного материала на ситах и в гидроци-
клонах диаметром 350 - 630 мм.
Установки винтовых сепараторов для обогащения
шламов - отходов флотации действуют: на ЦОФ «Кали-
нинская» (перерабатывается материал, находящийся
в илонакопителях этой ЦОФ); на территории бывшей
ЦОФ «Суходольская» (перерабатывается материал, нахо-
дящийся в действующем объединенном илонакопителе
ЦОФ «Самсоновская», «Суходольская», «Дуванская»); на
территории ЗАО «Радон кокс» (имеет статус цеха обога-
щения шламов - перерабатывает материал, находящийся
в илонакопителях ЗАО «макеевкокс» и др.).
На данных установках используется технологиче-
ская схема, включающая в себя классификацию и гид-
равлическое гравитационное обогащение. Для класси-
фикации исходного продукта применяют высокочастот-
ные грохоты и гидроциклоны (диаметром 350; 165 мм).
Обогащение угольных шламов происходит в винтовых
сепараторах, имеющих четырехвитковые спирали диаме-
тром 1 м. Большинство установок используют насосное,
классифицирующее и обогатительное оборудование
производства компаний ЮАР (насосное оборудование
компании «Warman Afrika», гравитационное обогатитель-
ное оборудование и грохоты производства компании
«Multotec»).
УХИН установил, что концентрат, полученный из
илонакопителей, где складированы отходы флотации
коксующихся углей, допустимо использовать в качестве
добавки (не более 10%) к шихте, идущей на коксование,
так как это количество не ухудшает свойства кокса КД2,
выпускаемого по ТУ У 3 22-00190443-14-96.
Обогащение угольных шламов на винтовых шлю-
зах. Опыт обогащения угольных шламов на винтовых
сепараторах показывает, что для частиц крупностью
< 0,2 мм нужно снижать высоту центров расположения
их в потоке, что может быть выполнено за счет умень-
шения толщины потока. Один из способов простейшей
реализации этого требования - применение сепарато-
ров с более пологим и даже плоским профилем попереч-
ного сечения, что реализовано в конструкциях винтовых
шлюзов. В связи с этим экспериментальная база инсти-
тута «УкрНИИуглеобогащение» начала выпуск винтовых
шлюзов ШВ2-1000, которые успешно прошли испытания
на ЦОФ «Украина», «Добропольская». Нагрузка на жело-
ба одного шлюза составила 10-14 т/ч, подача пульпы -
10-24 м3/ч, содержание твердого - 350 - 500 кг/м3.
Разработаны новые шлюзовые винтовые сепарато-
ры ШВМЗ-1250 и ШВЗ-1500П (рис. 10.20).
Днепропетровское научно-производственное пред-
приятие «Технология-С» изготавливает винтовые много-
канальные шлюзы марки ШВМЗ-1250, техническая харак-
теристика которых приведена в табл. 10.23.
Результаты обогащения угольных шламов на вин-
товых сепараторах свидетельствуют, что обогащение на
чрезвычайно простых аппаратах с винтовой рабочей по-
верхностью позволяет значительно улучшить техноло-
гические показатели работы фабрики за счет снижения
зольности выпускаемой продукции или дополнительно-
го получения продуктов обогащения из мелкозернистых
отходов.
В зависимости от количества исходного продукта,
обогащаемого на винтовых аппаратах, и области их при-
менения прибыль от использования этих аппаратов на
одной фабрике может составить 200 - 950 тыс. дол. в год.
Наименование параметра Значение
Диаметр желоба, мм 125
Шаг витка, мм 750
Количество желобов, шт. 3
Число витков в каждом желобе, шт. 4
Содержание твердого в питании, кг/м3 300-600
Производительность, т/ч, не более 20
Основные размеры аппарата, мм:
длина 4550
ширина 1730
высота 1730
Масса аппарата, кг 2850
10.6. Обогащение в конусных сепараторах
Для обогащения первичных угольных шламов круп-
ностью 0,25 - 2 мм получают распространения конусные
сепараторы. Принцип их действия - разделение материа-
ла по плотности в струе жидкости, протекающей по вну-
тренней поверхности конуса.
Практика эксплуатации конусных сепараторов СК-2,3
на ЦОФ «Киевская» показал высокую их эффективность
для обогащения зернистого шлама крупностью до 2 мм.
С > ЧЧ " I' Ч К”К1 |t'M
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
243
Рис. 10.20.
Винтовой шлюзовый
сепаратор ШВМЗ-1250
Вид по А
1 - пульпоприемник; 2 - винтовые желоба шлюза; 3 - рама; 4 - делитель продуктов
Сепаратор (рис. 10.21) состоит из трех, вертикаль-
но установленных ярусов конусов. Материал поступает
в загрузочный стакан 1, откуда распределяется равно-
мерно по всему периметру верхнего конуса посредством
пластмассовых патрубков 2. Распределительный желоб
с помощью отверстий равномерно распределяет пуль-
пу по поверхности рабочего конуса 4. По мере того как
пульпа стекает к центру конуса, толщина постели (слоя
пульпы) увеличивается вследствие уменьшения площади
поперечного сечения. В точке разгрузки (в районе отсе-
кателя) толщина слоя пульпы в 7 - 7,5 раза больше, чем
у периферии. Более плотные (высокозольные) частицы
группируются у концентрационной поверхности и раз-
С'Р'1 * ''чп пк K"kl «'MlМИКЛ 1
гружаются в наружное кольцевое отверстие. Основной
регулировочный параметр - величина щели между отсе-
кателем 5 и вершиной усеченного конуса - устанавлива-
ется экспериментально для конкретного сырья.
Для оперативного регулирования режима разделе-
ния используется изменение подачи воды в загрузочный
стакан. Добавка разжижающей воды должна быть мини-
мальной, чтобы избежать повышения зольности концен-
трата сепаратора. Однако при значительном увеличении
плотности и вязкости пульпы (особенно на II и III ярусах)
эффективность сепарации резко снижается.
Питанием на конусную сепарацию являются под-
ситные воды дешламации, сгущенные в гидроциклоне
244
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 10.21.
Схема работы одного яруса
конусного сепаратора СК
Исходное
1 - стакан-распределитель; 2 - питающие патрубки;
3 - распределительный желоб; 4 - рабочий конус;
5 - отсекатель
ГЦ-630 с последующей контрольной классификацией
по зерну 2,5 мм. Зольность питания колеблется в зави-
симости от долевого участия пластов от 15 % до 30 %.
Результаты обогащения: зольность продукта первой
концентрации - до 8%; второй - до 12%; зольность от-
ходов - не менее 75 %.
Характеристика конусного сепаратора СК-2,3, вы-
пускаемого ЗАО «Цветмет» (г. Вольногорск), приведена
ниже.
Производительность по твердому, т/час 20 - 25
Содержание твердого в питании, г/ л 320 - 400
Расход воды на один сепаратор, м3/ч 15-25
Минимальное давление воды, МПа 0,1
Наружный диаметр по раме, мм 2505
Диаметр конуса по фланцу, мм 2400
Диаметр рабочего конуса, мм 2300
Угол рабочего конуса,0 12
Диаметр калиброванных отверстий, мм 21
Высота сепаратора, мм 4085
Масса сепаратора, кг 1000
10.7. Обогащение в гидросайзерах
В конце XX века в практике углеобогащения полу-
чили распространение аппараты для обогащения зер-
нистых шламов, где разделение исходного материала по
плотности и крупности осуществляется восходящим по-
током воды в стесненных условиях.
Типичным примером таких аппаратов являются ги-
дросайзеры «Stokes» и «Floatex».
В аппаратах реализуется принцип стесненного
осаждения в восходящем потоке воды, создаваемом в
рабочей камере. Гидросайзер «Floatex» (рис. 10.22) отли-
чается тем, что восходящий поток воды создается систе-
мой трубок, установленных на определенном расстоянии
друг от друга.
По вертикали рабочую камеру аппарата условно
можно разделить на три зоны: А - верхнюю, располо-
женную выше подачи, В - среднюю, занимающую проме-
Рис. 10.22.
Схема рабочей камеры
сепаратора «Floatex»
(правочиик Коксохимика. Том!
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
245
жуточное положение между подачей и точкой добавки
воды, С - нижнюю, расположенную ниже подачи воды.
Исходная пульпа подается в гидросайзер через
центральный питающий стакан, который занимает при-
близительно треть длины основного корпуса, а восходя-
щие струи воды - по всей площади поперечного сечения
рабочей камеры через равномерно распределенные
водоводы. По мере поступления пульпы в основную зону
В разделения минеральные частицы взаимодействуют
с предварительно сформировавшейся постелью, кото-
рая находится во взвешенном состоянии за счет восходя-
щего потока воды, скорость которого определяется гра-
нулометрией и плотнометрией питания и необходимой
плотностью разделения.
Разделение по крупности и плотности имеет место
в зоне В, при этом относительно тонкие (более легкие)
частицы уходят в слив (зона А), в то время как относи-
тельно крупные (более тяжелые) частицы разгружаются
через зону С. Стесненные условия уменьшают влияние
крупности зерен и способствует проявлению другого
разделительного признака - плотности материала, в чем
и состоит аутогенный характер разделительной среды
в условиях противоточной гидроклассификации. Это под-
тверждается экспериментальными данными и практикой
промышленного применения такого оборудования.
Эффективность гидроклассификации в гидросайзе-
ре зависит от точности установки скорости восходяще-
го потока. Оптимальной считают скорость восходящей
струи, при которой все частицы угля, включая самые
крупные классы, выносятся вверх, а все породы, включая
самые тонкие, осаждаются вниз.
На рис. 10.23 показан схематически модульный
агрегат с гидросайзером «Stokes» для обогащения шлама,
испытанный на ЦОФ «Чумаковская». На УПЦ ОАО «Авде-
евский коксохимзавод» успешно эксплуатируются два
подобных модуля с гидросайзерами диаметром 3 м об-
щей производительностью 200 т/ч.
В состав комплекса входит следующее оборудо-
вание: 1 - батарея 4-х гидроциклонов, ГЦ-500 фирмы
«Stokes» (4 шт.); 2 - гидросайзер D = 3000 мм фирмы
«Stokes», 7 - гидроциклон ГЦ-630 (2 шт.); 8 - вибросито
В - 2000 мм фирмы «PARNABY» (4 шт.); 9 - центрифуга мо-
дели EBWB 36-105 фирмы CMI, США (2 шт.).
Принцип работы данного аппарата аналогичен се-
паратору «Floatex». В рабочей камере взвешенный слой
формируется на подложке из тяжелых фракций, которая
поддерживает слой более легкой фракции - угля. Вновь
поданные порции исходного материала вытесняют мел-
кую и легкую фракции угля через слив гидросепаратора в
сливной желоб. Плотность взвешенного слоя поддержи-
вается регулируемым сбросом избытка материала через
разгрузочные клапана гидросепаратора.
Крупные (тяжелые) частицы удаляются через клапа-
на, которые управляются системой автоматического регу-
лирования. Эффективность обогащения угольной мело-
чи очень зависит от постоянства плотности взвешенного
слоя, что обеспечивается равномерным распределением
восходящего потока воды, подаваемой насосом 6 из ре-
зервуара 5при постоянной скорости и давлении, а также
контролем накопления твердого во взвешенном слое.
(правочник Коксохимика, Том J
Практика эксплуатации данных гидросайзеров на
УПЦ ОАО «Авдеевский коксохимзавод» показала, что
эффективное обогащение шлама на одном аппарате воз-
можно при крупности зерен 0,075 - 3 мм. При установке
двух последовательно работающих гидросайзеров класс
крупности расширяется до 0,075 - 5 мм. Средние резуль-
таты работы модуля «Stokes» на УПЦ АКХЗ: при исходной
зольности 28-36% обеспечивается выход концентрата
от исходного шлама от 68 до 76% при зольности 7 - 9%,
зольность отходов 69 - 72 %.
10.8. Пневматическое обогащение
Традиционные мокрые гравитационные процессы
обогащения со сложным водно-шламовым хозяйством,
неизбежно связанные с потреблением и потерями воды,
несмотря на высокую эффективность разделения, оста-
ются сложными и дорогостоящими.
Сухое обогащение углей может значительно упро-
стить технологию их переработки. Главными достоин-
ствами пневматического способа обогащения углей
являются простота технологической схемы, отсутствие
водно-шламового хозяйства и возможность отгрузки
продуктов обогащения без сушки.
Однако до настоящего времени сухие процессы
обогащения углей с использованием в технологических
схемах пневматических сепараторов и пневматических
отсадочных машин не находят широкого применения
вследствие их низкой технологической эффективности.
Пневматическое обогащение получило ограничен-
ное распространение главным образом при разделении
бурых и каменных энергетических углей в районах с су-
ровыми климатическими условиями или ограниченными
водными ресурсами.
Пневматическое обогащение заключается в разде-
лении материала, находящегося на перфорированной ра-
бочей поверхности машины, по плотности под действием
воздушного потока либо под действием воздушного по-
тока и одновременного механического встряхивания.
Все машины для пневматического обогащения при-
нято разделять на пневматические сепараторы и пневма-
тические отсадочные машины.
Особенностью пневматического сепаратора являет-
ся отсутствие периода уплотненного состояния постели,
так как ее разрыхление обеспечивается непрерывным
поступлением воздуха через перфорированную деку.
Расслоение постели происходит под действием механи-
ческих встряхиваний деки. Разделение постели на про-
дукты, а их перемещение осуществляется благодаря на-
личию переменной высоты рифлей, установленных под
углом к продольной оси деки. Продукты разделения об-
разуют веер и разгружаются на разных участках деки.
Признаком пневматической отсадочной машины
является расслоение обогащаемого материала в постели
под действием пульсирующего воздушного потока. Про-
дукты движутся в одном направлении и разгружаются
послойно в конце деки.
На эффективность пневматического обогащения,
кроме технологических и конструктивных параметров се-
паратора, существенное влияние оказывают свойства ис-
246
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 10.23.
Модульный агрегат для
обогащения угольного шлама
с гидросайзером фирмы
«Stokes»
1 - батарея 4-х гидроциклонов; 2 - гидросайзер; 3 - насос для подачи шлама во вторичный гидроциклон; 4 - зумпф;
5 - резервуар; 6 - насос; 7- гидроциклон; 8 - вибросито; 9 - центрифуга
ходного материала - влажность, ширина класса крупно-
сти и контрастность плотностей разделяемых фракций.
Основным возможным объектом пневматическо-
го обогащения в Украине являются породные отвалы.
В Донбассе проходили испытания схемы пневматическо-
го извлечения органической массы из свежей породы
шахт и породных отвалов. В основу технологии положена
схема пневматического обогащения и пневмосепаратор
С1 сП-1,4x1 -МПт, разработанные институтом «Гипромаш-
углеобогащение» (рис. 10.24).
Выявлено, что при широком классе крупности ис-
ходного продукта, особенно с большим содержанием
класса < 3 мм, концентрат значительно засоряется по-
родными частицами малой крупности.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 10. Гравитационные методы обогащения углей
247
Приемлемые результаты были получены при пред-
варительной классификации породной массы на классы
(6 - 13) и (13 - 50) мм. При этом выделялся концентрат с
зольностью до 20 - 35%. Подобный продукт может ис-
пользоваться в энергетических целях, в случае извлече-
ния углей коксующихся марок полученный продукт дол-
жен направляться на переобогащение.
Обогащение угля в аэросуспензиях. В последние годы
ведутся поиски новых принципов и методов разделения
углей в воздушной среде. Одним из таких процессов яв-
ляется обогащение в аэросуспензиях.
Процесс обогащения в аэросуспензиях основан на
использовании явления псевдоожижения тонкодисперс-
ных сыпучих материалов под действием восходящего
воздушного потока. Образующаяся при этом аэросу-
спензия («кипящий» слой) применяется в качестве сухой
тяжелой среды для гравитационного разделения частиц
угля по плотностям.
В качестве утяжелителя используются песок, магне-
тит, барит, гематит. Установлены следующие оптимальные
размеры частиц утяжелителя: песок - 0,3 - 0,5, магнетит -
0,15 - 0,3, барит - 0,2 - 0,4, гематит - 0,15 - 0,3 мм.
Роль утяжелителя при обогащении в аэросуспензии
могут играть мелкие частицы самого обогащаемого ма-
териала (обогащение в «кипящем» слое) или инородно-
го материала. В данном случае отпадает необходимость
приготовления и последующего отделения утяжелителя
от продуктов обогащения. Однако сами мелкие частицы
не обогащаются с достаточной эффективностью и, таким
образом, увеличивают взаимное засорение продуктов
разделения. Кроме того, относительно низкая плотность
угольных частиц даже при повышенной их концентрации
не обеспечивает создания среды с заданной плотностью
разделения.
Первые конструкции аппаратов работали в воз-
душно-песчаной среде. Проходли испытания сепаратор
Рис. 10.24.
Схема установки для
пневматического
обогащения угля института
«Гипромашуглеобогащение»
1 - пневмосепаратор С1сП-1,4 х 1; 2 - технологический вентилятор: 3 - циклон;
4 - вспомогательный вентилятор; 5 - рукавный фильтр
(Ъравочник Коксохимика- Том 1
248
Раздел 2. Обогащение углей
Тракт подачи рядового угля
в главный корпус
СВС-100 с использованием оолитовой руды (сепара-
тор воздушный суспензионный производительностью
100 т/ч) для обогащения в аэросуспензии угля крупно-
стью 25 - 150 мм. Оолитовая руда, которая по физико-
механическим свойствам и гранулометрическому соста-
ву является естественным утяжелителем, не требующим
специальной подготовки и обеспечивающим аэросу-
спензию с плотностью до 1800 кг/м3.
По экспериментальным данным обогащение угля
в аэросуспензии на СВС-100 позволяет получить конеч-
ные продукты с невысоким засорением фракций: в кон-
центрате содержание фракции > 1800 кг/м3 0,4 - 1,0%,
в отходах содержание фракции < 1500 кг/м3 1,0 - 3,0%.
Показатель Ерт колеблется от 0,06 до 0,11. Потери утяже-
лителя, по опытным данным, составляют около 0,5 кг на
1 т обогащаемого угля.
Комплекс пневматический сепарации «СЕПАИР».
Комплекс разработан в России в 2006 - 2007 гг. и привлек
внимание своей эффективностью и низкой себестоимо-
стью процесса обогащения. Внедрен на ряде угольных
предприятий Кузнецкого бассейна.
В основе работы «Сепаир» лежит гравитационное
разделение частиц, основанное на зависимости скорости
их витания и падения в воздушном потоке от плотности
и крупности. Разделяемый материал подается на возду-
хопроницаемую ленту конвейера, которая поэтапно про-
ходит через зоны действия систем специально спрофили-
рованных сопел. При движении под соплом с определен-
ной скоростью легкие (для данной плотности) частицы
поднимаются в сепаратор, а тяжелые движутся дальше
и попадают в зону действия следующей пневмосистемы.
Поле газодинамического потока организовано таким об-
разом, что каждая частица при сепарации испытывает
равновероятное воздействие, причем по всему ходу про-
цесса (в начале, середине и конце). Во многом, благодаря
именно этому, «Сепаир» обеспечивает 95 %-ную эффек-
тивность разделения исходного материала на продукты
с шагом по плотности 0,1 т/м3. Каждый сепаратор (всего их
три), входящий в состав комплекса, осуществляет обога-
щение материала, предварительно разделенного по клас-
сам крупности (5 - 15,15 - 25 и 25 - 40/50 мм). Количество
продуктов обогащения может быть от двух до пяти, а в не-
которых случаях - и более (в зависимости от требований
к процессу и конструкции устройства).
В процессе сепарации создаются равные условия
для каждого куска материала, поступающего на пере-
работку. Разделение материала по заданной граничной
плотности происходит в 2 этапа: предварительное обога-
щение в нижней зоне сепарации и вторичное разделение
продукта в кипящем слое верхней зоны сепарации, что
позволяет обеспечить высокую эффективность и каче-
ство процесса обогащения.
Результаты работы установки на разрезе «Бунгур-
ский» (Россия) следующий: из труднообогатимого энерге-
тического угля марки «Т» выделяется первый концентрат
с зольностью 9-11 %, второй - с зольностью 16 - 18%,
промпродукт с зольностью 35 - 40% и отходы с зольно-
стью 75 - 78%.
ГЛАВА 11
ФЛОТАЦИЯ УГОЛЬНЫХ ШЛАМОВ
Флотация углей - наиболее эффективный метод обо-
гащения угольных шламов. По принципу действия разли-
чают: масляную, пленочную и пенную флотацию. Масля-
ная и пленочная флотация при обогащении углей не по-
лучили распространения из-за недостаточной эффектив-
ности и малой производительности оборудования.
Пенная флотация получила всеобщее признание
и промышленное распространение. Роль флотационного
метода в процессе обогащения рядовых углей очень ве-
лика, так как содержание шламов в них достигает > 30%
и количество их все время увеличивается. В настоящий
момент флотацией обогащаются все шламы коксующихся
углей и растет фронт флотации шламов энергетических
углей и антрацитов.
Наряду с функцией обогащения, флотация шламов
существенно способствует осветлению оборотной воды,
что повышает эффективность гравитационных процес-
сов обогащения.
Пенная флотация заключается в том, что в насы-
щенной пузырьками воздуха пульпе при непрерывном
подъеме вверх воздушных пузырьков происходят из-
бирательное прилипание к ним относительно чистых
угольных частиц и вынос их на поверхность, где обра-
зуется флотационная пена, снимаемая специальными
устройствами.
Частицы породы, смоченные водой, к воздушным
пузырькам не прилипают и остаются в пульпе.
Для интенсификации пенной флотации в пульпу до-
бавляются специальные реагенты.
Пенная флотация применяется для обогащения ча-
стиц шлама размером < 0,5 мм, процесс осуществляется
во флотационных машинах.
Флотационное разделение минералов основано на
физико-химических свойствах поверхности разделяе-
мых твердых частиц. Наибольшее значение имеет изби-
рательная смачиваемость водой (гидратирование) по-
верхности различных по природе частиц угля и породы
(минеральных примесей).
11.1. Теоретические основы флотации
Флотационный процесс осуществляется в результа-
те взаимодействия трех фаз - водной, твердой (частицы
минералов) и газообразной. В основе взаимодействия
лежат физико-химические явления, протекающие на гра-
нице раздела этих фаз. Наиболее важное из этих явле-
ний - смачивание поверхности твердой фазы и измене-
ние ее свойств из-за взаимодействия с реагентами.
Свойство поверхности минерала характеризуется
величиной ее поверхностной энергии. Известно, что мо-
лекулы вещества взаимно притягиваются. Причем дей-
ствие сил притяжения зависит от того, расположена ли
(Ъравочник Коксохимика. "Jom J
молекула в объеме вещества или на его поверхности. Так,
молекула воды, находящаяся в объеме (рис. 11.1а), рав-
номерно притягивается окружающими ее другими моле-
кулами. В этом случае силы притяжения молекул взаимно
уравновешены. На границе же раздела фаз вода - воздух
молекулы воды (рис. 11.1 б) испытывают притяжение мо-
лекул воды и воздуха. Однако силы притяжения молекул
воздуха меньше, чем молекул воды. Поэтому неуравно-
вешенные силы стремятся втянуть молекулу, располо-
женную в поверхностном слое, вглубь. Таким образом,
в поверхностном слое воды имеются неуравновешенные
силы, которые могут осуществлять работу, т. е. молекулы
жидкости на поверхности имеют некоторый запас сво-
бодной энергии, которую называют поверхностной энер-
гией. Поверхностная энергия, численно равная силе,
действующей на 1 см длины и направленной в плоскости
поверхности, называется поверхностным натяжением.
Поверхность твердого тела также обладает запасом сво-
бодной поверхностной энергии.
Рис. 11.1.
Схема действия
молекулярных сил
Для двух каких-либо соприкасающихся фаз поверх-
ностную энергию измеряют на поверхности их раздела
(например, на поверхности раздела жидкость - газ); она
имеет обозначение о(ж-г).
Конечные результаты взаимодействия минерала с
водой зависят не только от величины свободной поверх-
ностной энергии минерала, но и от энергии взаимодей-
ствия молекул воды между собой. Взаимное притяжение
молекул одного и того же вещества (например, жидко-
сти), называемое когезией, характеризуется величиной
работы когезии, которую необходимо произвести для
разрыва столба жидкости сечением 1 м2 на два столба
того же сечения.
Взаимное притяжение молекул двух фаз (например,
воды и минерала), проявляющееся на поверхности их
раздела, называется адгезией. Притяжение, оказывае-
мое одной фазой на другую через поверхность их раз-
дела, требует затраты энергии на разделение этих фаз.
Эту работу, отнесенную к единице площади поверхности
раздела, называют работой адгезии. Она равна сумме
поверхностных энергий обеих фаз минус межфазная
250
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 11.3.
Различные случаи
смачиваемости
поверхностная энергия на поверхности их раздела. Так,
например, если речь идет об адгезии в среде газа между
водой и поверхностью минерала, то работа адгезии И’
может быть выражена следующим образом:
где о(ж-г), о(т-г) и о(т-ж)
поверхностная энергия соответственно на разделе фаз
жидкость - газ, твердое - газ и твердое - жидкость, Н/м.
Необходимым условием растекания воды на по-
верхности минерала является превышение работы адге-
зии между водой и минералом над работой когезии для
воды.
Первой стадией молекулярного взаимодействия
воды с поверхностью минерала является гидратирование
поверхности, обусловливающая смачивание ее водой.
Гидратирование поверхности минералов - это об-
разование упорядоченных гидратных слоев толщиной
до 0,1 мкм на поверхности минерала в результате адсорб-
ции воды. В последующих слоях между молекулами воды
действуют силы водородной связи. Общая гидратирован-
ность поверхности минерала определяется не столько
толщиной гидратного слоя, сколько его устойчивостью.
Смачивание обычно наблюдается на границе сопри-
косновения трех фаз, одна из которых является твердым
телом, а две другие представлены жидкостью и газом или
двумя несмешивающимися жидкостями. При смачивании
капля жидкости полностью или частично растекается по
твердой поверхности в зависимости от степени смачива-
ния этой поверхности жидкостью. Степень смачиваемо-
сти поверхности количественно оценивается величиной
краевого угла смачивания (0), (рис. 11.2), который при-
нято отсчитывать в сторону жидкой фазы, при контакте
воды с жидким углеводородом - в сторону воды, как бо-
лее полярной жидкости.
Краевой угол смачивания определяется уравнени-
ем Юнга:
СО59=С,”~г
При флотации, когда взаимодействуют три фазы -
воздух, вода и минерал, краевые углы смачивания могут
измеряться как при нанесении на поверхность минера-
ла капли воды в окружении воздуха, так и при подведе-
нии под минерал воздушного пузырька в объеме воды
(рис. 11.3).
Жидкость
а - капля воды, нанесенная на поверхность минералов
с постепенно снижающейся смачиваемостью;
б - пузырек воздуха, поднесенный под поверхность мине-
ралов в водной среде
По степени смачиваемости поверхности минералы
принято разделять на гидрофильные (любящие воду), ко-
торые хорошо смачиваются водой, и гидрофобные (нена-
видящие воду), плохо смачивающиеся водой.
В случае флотации углей к гидрофильным относят-
ся поверхности минеральных примесей в углях (глина,
кварц, сланцы, кальцит и др. минералы), а также окислен-
ные угольные поверхности. Например, смачиваемость
глин настолько велика, что они иногда размокают до
крупности частиц, размер которых исчисляется меньше
микрон.
К гидрофобным относятся поверхности угольных
частиц, однако степень их гидрофобности зависит от
многих факторов - степени окисленности их поверхно-
сти, петрографического состава и пр. Это объясняет раз-
ную флотируемость шламов как различных марок углей,
так и шламов, длительное время хранящихся на воздухе
или в воде.
Схематично элементарный акт флотации угольных
шламов показан на рис. 11.4.
Рис. 11.2.
Схема действия сил
поверхностного натяжения
и краевой угол смачивания
Рис. 11.4.
Взаимодействие частиц
угля и глины в камере
флотационной машины
Глава 11. Флотация угольных шламов
251
Из рисунка видно, что пузырек воздуха, подведен-
ный к плохо смачиваемой водой поверхности угольной
частицы, легко вытесняет с поверхности воду и прили-
пает к ней. При соответствующих размерах воздушных
пузырьков и частицы агрегат всплывает на поверхность.
Контакт пузырька воздуха с частицей глины не приводит
к его закреплению на поверхности, и она остается в объе-
ме флотируемой пульпы.
Несмотря на различия в смачиваемости между
углем и породой, для ведения процесса флотации оно не-
достаточно. В связи с этим с целью изменения природной
(естественной) гидрофобности углей в пульпу добавляют
соответствующие реагенты, одни, повышающие гидро-
фобность угольной поверхности (собиратели), другие
способствуют формированию воздушных пузырьков с
требуемыми свойствами (пенообразователи).
Взаимодействие реагентов с компонентами фло-
тации. При флотации угольных шламов в качестве соби-
рателей обычно используют аполярные углеводородные
жидкости (химически малоактивные, водонераствори-
мые), в качестве пенообразователей - гетерополяр-
ные (поверхностно-активные вещества), это вещества,
молекулы которых состоят из гидрофобной аполярной
и гидрофильной полярной (группы - ОН; -СООН; -СО)
частей.
Закрепление аполярных и гетерополярных реа-
гентов на поверхности углей происходит по различным
механизмам. Аполярные жидкости закрепляются в виде
отдельных капелек или пленок, растекание их проис-
ходит тем эффективнее, чем однороднее и гидрофобнее
поверхность (рис. 11.5 а).
Гетерополярные реагенты закрепляются на поверх-
ности частиц ориентировано, углеводородной ветвью,
а полярные группы направлены в сторону водной фазы
(рис. 11.5 6), что несколько снижает гидрофобность по-
верхности. Однако в реальных условиях наличие частиц
с такой поверхностью незначительно, к тому же образо-
вавшиеся на поверхности новые функциональные груп-
пы из-за ее частичного окисления являются активными
центрами адсорбции полярной части гетерополярного
реагента (рис. 11.5 в).
Одновременное введение в пульпу аполярного и ге-
терополярного реагентов приводит к механизму закре-
пления аполярного реагента, показанному на рис. 11.5 г.
Гетерополярные реагенты (пенообразователи),
преимущественно закрепляясь на поверхности воз-
душных пузырьков, обеспечивают требуемую крупность
пузырьков (не более 1,5 мм), повышают их прочность и
устойчивость. Частицы угля лучше флотирируют при мел-
ких пузырьках воздуха. Наличие большого числа мелких
пузырьков увеличивает общую длину периметра смачи-
вания и тем самым увеличивает прочность прилипания
пузырька.
При закреплении гетерополярных реагентов на
поверхности воздушных пузырьков аполярная часть на-
правлена в сторону воздуха, а полярная в сторону воды
(рис. 11.56). Такой характер скрепления молекул способ-
ствует образованию устойчивых пузырьков вследствие
снижения поверхностного натяжения на поверхности
раздела жидкость - газ.
Справочник {^okcomimiikj. Том 1
Рис. 11.5.
Схема закрепления реагентов
на поверхности частиц угля
и воздушных пузырьков
Молекулы воды
I / Молекулы гетерополярного
О реагента
оО Капли аполярного
реагента
а - капельки аполярного реагента;
б - молекулы гетерополярного реагента на поверхности
воздушных пузырьков;
в - молекулы гетерополярного реагента;
г - закрепление на поверхности частиц угля гетеропо-
лярного и аполярного реагентов
Таким образом, пенообразователь не только пре-
пятствует коалесценции пузырьков (рис. 11.6), но и спо-
собствует их диспергированию.
Из схемы стабилизирующего действия реагента-
пенообразователя видно, что молекулы реагента ориен-
тируются полярной ветвью в сторону воды, а неполярной
внутрь пузырька воздуха. Полярные группы, обладающие
сродством к воде, упрочняют гидратные оболочки вокруг
пузырьков воздуха и таким образом препятствуют слия-
нию и разрушению пузырьков.
Адсорбция реагентов на поверхности угольных ком-
понентов флотации способствует образованию минера-
лизованного комплекса пузырек-частица угля.
При столкновении частицы угля с пузырьком возду-
ха гидратная пленка разрывается и на границе контакта
трех фаз образуется каемка реагента, которая способ-
ствует повышению прочности закрепления частицы на
пузырьке воздуха (рис. 11.7).
Рис. 11.6.
Схема стабилизирующего
действия реагента-
пенообразователя
252
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 11.7.
Схема образования каемки
реагента по периметру
контакта
1 - пузырек воздуха; 2 - частица угля;
3 - каемка реагента
Во флотационной машине минерализованный ком-
плекс пузырек-частица испытывает действие разруша-
ющих его сил - сила тяжести частицы, гидродинамиче-
ские силы потока пульпы, инерционные силы и пр. Для
перевода комплекса в пенный продукт необходимо, что-
бы действующие силы прилипания превосходили силы
отрыва частицы от пузырька.
Пузырек воздуха удерживается на поверхности ми-
неральной частицы силой, равной произведению верти-
кальной составляющей поверхностного натяжения и пе-
риметра трехфазного контура прилипания.
Силы, способные оторвать пузырек (в статических
условиях), уравновешиваются гидростатическим давле-
нием и давлением воздуха внутри пузырька.
Условия равновесия определяют уравнением:
,sin9 = вц5 + —j -Hgd
4 R
где d - диаметр контура прилипания, м;
- поверхностное натяжение, Н/м;
0 - краевой угол смачивания, °;
и - объем пузырька, м3;
5 - плотность пульпы, кг/м3;
R - радиус кривизны верхней части пузырька, м;
Н - высота пузырька, м;
g - ускорение силы тяжести, м/с2.
Уравнение подчеркивает, что прочность прили-
пания пузырька воздуха к твердой частице возрастает
с увеличением краевого угла ее смачивания, т. е. с умень-
шением гидратированности поверхности обогащаемого
минерала.
Структура и роль пены во флотационном процессе.
Пены, образующиеся в процессе флотации, играют весь-
ма важную роль, поскольку от их свойств зависят каче-
ственные и количественные результаты процесса. Раз-
личают три разновидности пен: пленочно-структурная,
пленочная и агрегатная.
Пленочно-структурные пены состоят из слоев пу-
зырьков различной крупности, главным образом, круп-
ных, покрытых мелкими органическими частицами. Дан-
ные пены характерны для флотации с недостаточным
расходом собирателя. Пены сильно обводнены, вызыва-
ют затруднения при их фильтровании.
Пленочные пены представляют собой тонкий слой
всплывших относительно крупных минеральных частиц,
соединенных мелкими пузырьками воздуха.
Агрегатные пены, наиболее эффективные при обога-
щении углей, состоят из мельчайших пузырьков воздуха,
связывающих минеральные зерна различной крупности
и их флокулы. Эти пены хорошо минерализованы и менее
обводнены, чем остальные виды пен.
При обогащении угля получают достаточно устой-
чивые пены лишь до момента удаления их из камеры, по-
сле этого они должны легко разрушаться, так как устой-
чивые пены плохо перекачиваются насосами и плохо
фильтруются.
Получение пены требуемого качества достигают
подбором реагентов пенообразователей и регулировкой
реагентного режима.
Устойчивость трехфазной флотационной пены уси-
ливается присутствием тонких частиц угля, значительно
стабилизирующих структуру пены.
11.2. Флотационные реагенты
Существенное значение во флотационном процессе
играют реагенты, обусловливающие селективность раз-
деления угля и породы и увеличивающие его скорость.
Реагенты по месту концентрации их в процессе флотации
разделяются на:
реагенты-собиратели, адсорбируемые поверхно-
стью твердых частиц;
реагенты-пенообразователи, концентрирующиеся
на границе жидкости и газа;
реагенты-модификаторы, остающиеся в суспензии
и выполняющие функции регуляторов pH жидкой
фазы или агрегации угольных зерен, или другие
функции.
В практике угольного обогащения применяются
в основном два реагента - собиратель и пенообразова-
тель, иногда один комплексный реагент, обладающий об-
щими их свойствами.
Подобное разделение условно, поскольку одним
и тем же реагентам часто присущи те и другие свойства.
Соединение в некоторых реагентах разных свойств объ-
ясняют тем, что в химическом строении этих реагентов
имеется много общего. Например, гидроксильная и ами-
новая группы входят в состав молекул ряда собирателей
и пенообразователей.
К реагентам предъявляются следующие общие тре-
бования: высокая эффективность и селективность дей-
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
Глава 11. Флотация угольных шламов
253
ствия; относительно малый удельный расход; умеренная
прочность образующейся пены; низкая стоимость, не-
дефицитность и непожароопасность; значительные ре-
сурсы и благоприятное географическое расположение
поставщика; постоянство химического состава и низкая
температура застывания; незначительная токсичность и
отсутствие неприятного запаха; отсутствие коррозийно-
го действия на металлические детали машин; удобство
применения и хранения.
Флотационные реагенты регламентированы техни-
ческими условиями, что позволяет изготавливать их из
стабильного химического состава с сохранением требуе-
мых флотационных свойств.
Реагенты-собиратели. Механизм действия соби-
рателей сводится к избирательной адсорбции аполяр-
ной жидкости угольной поверхности без химического
взаимодействия при этом с минеральными частицами
(п.п. 11.1).
В большинстве случаев в качестве собирателей
применяются углеводородные соединения и их произ-
водные, обладающие ярко выраженными аполярными
свойствами. Аполярные собиратели химически неактив-
ны, малорастворимы в воде. В процессе их интенсивного
перемешивания с угольной пульпой при подготовке ее
к флотации они способны к частичному эмульгирова-
нию. Последнее обстоятельство значительно повышает
количество контактов реагента с угольной поверхно-
стью и упрочняет их связь. Наибольший эффект закреп-
ления собирателя на угле достигается, если он подается
в пульпу в виде эмульсии или аэрозолей. Однако при
чрезмерно дисперсном эмульгировании повышается
вероятность миграции тонких частиц реагента внутрь
порового пространства угольных частиц, что увеличит
его расход.
Наибольшее распространение в XX столетии в каче-
стве собирателей для угольной флотации получили про-
дукты переработки газового конденсата и нефти - АФ-2,
ААР-1, ААР-2, а также различные керосины.
Реагент АФ-2 - аполярный флотационный реагент с
ярко выраженной собирательной способностью. Он яв-
ляется тяжелым продуктом (крекинг-остаток) переработ-
ки газового конденсата Шебелинского газового место-
рождения. АФ-2 не содержит водорастворимых кислот,
щелочей, воды и механических примесей, малотоксичен,
не имеет неприятного запаха. Расход АФ-2 в зависимости
от характера флотируемого материала колеблется от 0,8
до 2,0 кг/т.
Реагент ААР-1 (ААР-2) - аполярный ароматизиро-
ванный реагент; изготавливается на нефтеперерабатыва-
ющих заводах по специальной технологии, регламенти-
рующей исключение из их состава легких фракций (тем-
пература < 190 °C) и минимальное содержание тяжелых
фракций (температура > 270 °C). Эти реагенты обладают
высокой собирательной способностью, отличаются узким
интервалом температур кипения, нетоксичны, пожаро-
безопасны, не имеют неприятного запаха, не растворимы
в воде, сохраняют высокую текучесть даже при низких
температурах. Расход ААР-1 и ААР-2 колеблется в преде-
лах 0,6 - 2,5 кг/т. Характеристика основных собирателей,
применяемых на Украине, приводится в табл. 11.1.
Справочник Коксохимика. Том 1
йг
Плотность^ КГ/jvP ; ..
Вязкость. лри20°С Па-с
Температура °C \ ' j застывания ; ' 33-40 ; <iso : ? ж 1 '-"^25^-: 315 "IBS '190 Ж
ЙЙЙЙ: sH.
ларафино-нафтенбвьк • ij / _ углеводороды’ ЯКВ fil'
Таблица 11.1.
Характеристика основных
собирателей
Керосин - смесь жидких углеводородов, продукт
прямой перегонки нефти в интервалах температур
150 - 300 °C, плотность его 0,82 - 0,84 кг/м3. В состав керо-
сина входят ароматические углеводороды (производные
бензола и нафталина 10-30 %), нафтены (25 - 75 %) и ме-
тан (10-60 %).
Сульфированный керосин получается при действии
серной кислоты или серного ангидрида на ароматические
и парафиновые углеводороды керосинового дистиллята.
Он содержит 3 - 4 % ароматических углеводородов.
Окисленный керосин можно получить в результа-
те окисления воздухом керосина, из которого удалены
эфирные и нафтеновые кислоты.
Осветительный керосин получают прямой пере-
гонкой из нефти, богатой метановыми углеводородами.
Плотность его при 20 °C - 0,84 кг/м3. К нему относятся
фракции, перегоняющиеся от 180 до 315 °C.
Тракторный керосин производится из малосерни-
стой нефти, керосиновые фракции которой богаты на-
фтеновыми и ароматическими углеводородами. Керосин,
в котором содержится больше нафтенов, обладает повы-
шенной собирательной способностью, но менее активен,
чем керосин, содержащий больше ароматических угле-
водородов.
Реагенты-пенообразователи. Механизм их действия
связан с созданием устойчивых гидратных оболочек во-
круг пузырька воздуха и улучшением диспергирования
воздушных пузырьков вследствие снижения поверхност-
ного натяжения на границе раздела жидкость - газ.
В качестве реагентов-пенообразователей обычно
применяют гетерополярные соединения, обладающие
ярко выраженной поверхностной активностью (ПАВ).
Пенообразователи обладают высокой пенящей спо-
собностью; хорошо растворяются в воде; содержат по-
вышенное количество функциональных групп ОН, СО,
COO, СООН, N, NH; состоят из гетерополярных молекул,
содержащих длинные аполярные радикалы.
Наибольшее распространение в качестве пенообра-
зователей получили спирты и их производные, в которых
преобладает группа ОН. Спирты СлН2П+[ОН и ИМ-6 - 8 -
активные пенообразователи.
На углеобогатительных фабриках Донбасса мо-
жет применяться пенообразователь Т-66 - это кубовые
254
Раздел 2. Обогащение углей
Отделение флотации
с вертикальными
флотомашинами
остатки при производстве диметилдиоксана. Реагент со-
стоит из смеси диоксановых и пирановых гетероцикли-
ческих спиртов и других веществ. Его плотность равна
1020- 1050 кг/м3, а температура выкипания и застыва-
ния соответственно 260 и -57 °C. Т-66 хорошо растворим
в воде, не имеет неприятного запаха, хорошо текуч, непо-
жароопасен. Расход его составляет 0,06 - 0,2 кг/т.
Хорошие результаты по вспенивающим свойствам
дает реагент - масло X - продукт производства капролак-
тама. Масло X - однородная темная жидкость плотностью
980-1010 кг/м3 с температурой застывания -40 °C. Расход
масла X составляет 0,15 - 0,2 кг/т.
Большинство реагентов, применявшихся на обогати-
тельных фабриках Украины, было разработано на основе
дефицитных нефтехимических продуктов. В первой поло-
вине 90-х г. XX столетия поставка флотореагентов рассмо-
тренных выше марок была резко сокращена. В этих усло-
виях появилась острая необходимость в изыскании но-
вых реагентов. Одним из направлений изыскания новых
реагентов является использование в качестве исходного
материала для создания новых реагентов продуктов кок-
сохимического производства, например, поглотительно-
го масла, полимеров бензольного отделения и пр.
В Донецке создан и проходит испытания реагент УР
(универсальный коксохимический угольный реагент),
который обладает пенообразующими и собирательными
свойствами.
11.3. Флотационные машины
Технологическая эффективность флотации углей во
многом зависит от конструкции флотационных машин,
к которым предъявляются следующие требования: хоро-
шая степень аэрации пульпы; интенсивное перемешива-
ние всего объема пульпы; выделение газов из раствора;
создание большой зоны пеноотстоя и своевременное
удаление пенных продуктов из камер; небольшая высота
всплывания флотационных комплексов.
Все флотационные машины различаются по кон-
структивным особенностям и способу аэрации пульпы.
В зависимости от способа аэрации пульпы флота-
ционные машины делятся на механические, пневматиче-
ские (эрлифтные, эрлифтно-центробежные, эжекторные)
и комбинированные (пневмомеханические).
По движению пульпы флотационные машины делят-
ся на камерные и прямоточные.
Камерные машины имеют различное число камер,
а прямоточные машины представляют собой длинную
ванну со свободным течением пульпы.
В практике флотации углей наибольшее распро-
странение получили механические машины. В машинах
механического типа засасывание воздуха, его дисперги-
рование и смешивание с пульпой осуществляется с по-
мощью импеллеров. Принцип действия многокамерных
механических флотационных машин заключается в по-
даче пульпы в первую камеру в зону вращающегося им-
пеллера, где она аэрируется и в виде пульповоздушной
смеси разбрасывается по окружности в межлопаточные
каналы статора, который увеличивает расход засасывае-
мого воздуха и хорошо его диспергирует. Далее пульпа
поступает в камеру, где происходит прилипание частиц
угля к пузырькам воздуха и всплывание образовавшихся
комплексов на поверхность пульпы, образуя пенный ми-
нерализованный продукт.
К механическому типу относятся машины ФМУ-6,
ФМУ-12, ФМУ-25, МФМ-36, ФМ-8, ФМ-16, ФМ-25 (табл. 11.2).
Отличительная особенность этих машин - полное раз-
деление зон аэрации и флотации, в которых можно осу-
ществлять различные гидродинамические режимы, соот-
ветствующие технологическому назначению.
Конструкция центробежного импеллера позволяет
раздельно вводить в него пульпу и воздух и обеспечива-
ет стабильное поступление воздуха в машину. Конструк-
ция аэрационного устройства состоит из блок-аэратора,
аэрационной камеры и пульповода с пульподелителем.
Движение пульпы по машине полупрямоточное.
Длинный фронт флотации позволяет применять
различные схемы флотации. В развитии конструкций
флотационных машин приоритетным направлением
остается совершенствование машин с механическим
принципом аэрации (применяемые машины МФУ-6,
МФУ-12 и МФУ-25).
Флотационная машина МФУ-25 (рис. 11.8) состоит
из шести последовательно соединенных между собой
камер вместимостью 25 м3 каждая. В каждой камере
расположен аэратор с центробежным импеллером диа-
гонального типа, обеспечивающий равномерное насы-
щение пульпы воздухом и необходимое взвешивание
твердой фазы в камере, направленную циркуляцию
пульпы к днищу камеры и эффективное перемешивание
пульпо-воздушной смеси в ней. Конструкция аэратора
позволяет устанавливать его высоко над дном камеры,
что приводит к резкому снижению потребляемой мощ-
ности и уменьшению интенсивности износа вследствие
расположения его в зоне с наименьшей циркуляцией
крупнозернистых частиц. Удаление пены из камер осу-
ществляется однорядными пеноснимателями с индиви-
дуальными приводами.
Флотационная машина МФУ-25 отличается от из-
вестных машин механического типа конструкцией
и принципом действия аэратора, внутрикамерной цир-
куляцией, создающей восходящие потоки пульпы и обе-
спечивающей необходимую взвешивающую способность
среды, расположением пеногонов поперек машины с ин-
дивидуальным приводом и с возможностью регулировки
высоты съема пенного слоя, что позволяет более гибко
управлять процессом удаления пены из машины и кон-
струкцией разгрузочного кармана, обеспечивающей
(jipauo'iiiiiK коксохимика f)M 1
Глава 11. Флотация угольных шламов
255
Параметры Механические Пневмо- механические Пневматические
ФМУ-6 ФМУ-12 ФМУ-25 МФМ-36 ФМ-8 ФМ-16 ФМ-25 ФПМ-12,5 ФПМУ-25 ФППЛ-20 ФППМ-40
Производитель- ность, м3/ч 350 700 1000 250 400 800 1000 400 750 600 800
Вместимость камеры, м3 6,3 12,5 25 36 8 16 25 12,5 25 20 40
Число камер, шт 6 6 6 1 6 6 6 6 6 6 6
Мощность электро- двигателя, кВт 180 240 240 64 132 222 270 170 249 200 200
Габаритные раз- меры, м: длина ширина высота 14,73 3,50 3,04 19,20 3,45 3,29 24,80 4,25 4,00 6,80 6,70 4,50 15,50 3,20 3,13 19,70 3,68 3,80 21,00 4,28 4,40 15,60 1,80 6,43 23,40 3,70 6,43 9,50 4,07 6,60 9,05 4,07 6,60
Масса, т 23,5 37,0 58,2 18,0 24,0 30,0 45,0 27,0 36,0 22,0 22,0
Изготовитель ЗАО «Горношахтная ассоциация», г. Днепро- петровск Экспери- ментальная база УкрНИИ- углеобогащения «Спецтехмонтаж», г. Красноярск ЗАО «Горношахтная ассоциация», г. Днепропетровск Опытное производство ИОТТ, г. Люберцы
я
Таблица 11.2.
Техническая характеристика
флотационных машин
я я
Рис. 11.8.
Флотационная машина
МФУ-25
1 - пеногон; 2 - привод импеллера; 3 - блок статора; 4 - импеллер; 5 - камера
{Ъравочник Коксохимика. г]рм 2
256
Раздел 2. Обогащение углей
стабилизацию уровня пульпы в машине без применения
средств автоматики. Машина обладает улучшенными аэ-
рационными параметрами и пониженными удельными
затратами электроэнергии.
На рис. 11.9 показана камера флотационной машины
МФУ-12, эксплуатирующейся на многих обогатительных
фабриках. Машина прямоточная, состоит из двух трех-
камерных секций, соединенных между собой шиберным
устройством с перепадом 300 мм. Снабжена двухрядны-
ми продольными пеногонами и автоматическим регуля-
тором уровня пульпы в каждой секции.
В машине использован принцип двухслойной аэра-
ции пульпы по высоте камеры и разделения зон аэрации
и агитации. Наличие центробежного и осевого импелле-
ров позволяет получить высокую степень аэрации пуль-
пы по всему объему камеры, высокую производитель-
ность блока аэратора по воздуху и достаточно эффектив-
ное его диспергирование.
Основные детали машины, работающие в условиях
интенсивного абразивного воздействия, изготовлены из
износостойких сплавов и материалов.
Из пневматических флотационных машин (эрлифт-
ная с мелкой ванной, эрлифтная с глубокой ванной, со
щелевым аэратором, эрлифтно-центробежная и эжек-
торная) в отечественной промышленности были по-
пытки применения только эрлифтных с мелкой ванной,
эрлифтно-центробежных и эжекторных. Если в механиче-
ских флотационных машинах перемешивание, аэрация и
флотация осуществляются непосредственно в камере, то
в пневматических флотационных машинах эти процессы
разъединены.
Практика работы пневматических машин показала,
что они могут применяться только при флотации весьма
тонких шламов и разжиженных пульп. Однако из-за боль-
шого расхода реагента и низкой эффективности флота-
ции угля крупностью > 0,2 мм эти машины пока не нашли
широкого применения на углеобогатительных фабриках.
К комбинированным флотационным машинам от-
носят восьмикамерную, прямоточную флотационную ма-
шину ФПМ-16,5 (табл. 11.2). Главное ее отличие от других
заключается в принципе подачи воздуха и конструкции
блока-аэратора.
Рис. 11.9.
Флотационная машина
МФУ-12
1 - камера; 2 - пеногон двухрядный; 3 - выпускная пробка; 4 - натяжное устройство привода; 5 - электродвигатель;
6 - блок-аэратор; 7 - приемник концентрата; 8 - центробежный импеллер; 9 - отверстие для циркуляции пульпы;
10-осевой импеллер
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 11. Флотация угольных шламов
257
Пульпа подается в первую камеру и далее через
переливные окна поступает в следующие камеры. Фло-
тационная машина имеет прямоточное движение пуль-
пы в нижней части камер, вертикальный канал в каждой
камере для перемещения пульпы вверх и быстроходную
насосную установку для ее транспорта. Для диспергиро-
вания воздуха используют роторный пальцевый диспер-
гатор. Распределение потока осуществляют с помощью
диффузорного устройства.
11.4. Вспомогательное оборудование
К вспомогательному оборудованию относятся аппа-
раты для классификации исходного материала по круп-
ности, для кондиционирования флотационной пульпы,
питатели и эмульгаторы реагентов, а также пеногасители.
Аппараты, классифицирующие исходную пульпу на
флотацию по крупности, снижают потери горючей массы
с отходами, так как в отходы в основном попадают круп-
ные зерна угля > 0,5 мм, что увеличивает потери уголь-
ной фракции.
Для выделения крупных зерен (> 0,5 мм) из шлама
перед флотацией применяются дуговые сита либо (чаще)
низконапорные классификационные гидроциклоны
(рис. 11.10).
Пульпа, подаваемая через патрубок 1 тангенци-
ально в цилиндрическую часть гидроциклона 2, приоб-
ретает вращательное движение. При этом образуются
внешний вихревой поток, перемещающийся вниз вдоль
стенок гидроциклона, и внутренний, возле его осевой
части, движущийся вверх. Под действием центробежных
сил крупные частицы прижимаются к стенкам циклона и,
опускаясь в нижнюю часть, удаляются через разгрузоч-
ную насадку 6.
Внутренний вихревой поток выносит тонкие части-
цы шлама через центральный стакан 4 и сливной патру-
бок 5.
Центробежный эффект гидроциклона оценивается
показателем, называемым «фактор разделения», который
показывает, во сколько раз скорость перемещения зер-
на под влиянием центробежной силы больше скорости
падения этого же зерна при его свободном осаждении.
Подсчеты показывают, что в гидроциклонах величина
фактора разделения колеблется от 500 до 2000.
Внутренне поверхности гидроциклонов, выпускае-
мых ООО «Востокуглемаш» (табл. 11.3), футерованы эле-
ментами из монолитного поликристаллического карбида
кремния, что обеспечивает их высокую надежность.
Аппараты для кондиционирования флотационной
пульпы («Каскад», АКП-1600), выпускаемые эксперимен-
тальной базой УкрНИИуглеобогащения, служат для сме-
шения подаваемых на флотацию реагентов с исходной
пульпой и создания условий для их эффективного взаи-
модействия с компонентами флотации. Одновременно
эти аппараты распределяют пульпу по работающим фло-
томашинам.
Аппарат «Каскад» (рис. 11.11) принимает пульпу,
поступающую по патрубкам 2, и направляет ее в сме-
1 - впускной патрубок;
2,3- цилиндрическая и коническая части циклона;
4 - центральный стакан;
5 - сливной патрубок;
6 - выпускной насадок
Вид А
Рис. 11.10.
Общий вид гидроциклона
Справочник Коксохимика- 'Том 1
258
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 11.3.
Техническая характеристика
гидроциклонов ГЦ
Параметры ГЦМ-350 ГЦМ-5ОО ГЦМ-630 ГЦМ-1000
Производительность, м1 2 3 4 5 6 * * * * 11 12 13 14 15 16/ч 50-90 150-250 260 - 300 360 / 900
Диаметр, мм 350 500 630 1000
Угол конусности к горизонту, град 20 20 20 20
Размер питающего отверстия, мм 100x100 140x140 180x180 250x250
Диаметр пескового отверстия, мм 25,35,55,70,90 80,100 90,100,120 100,120
Давление на вводе, МПа 0,03/0,25 0,03/0,25 0,03/0,25 0,06/0,45
Масса наибольшая, кг 340 590 820 2400
ситель1. Тангенциальный подвод патрубков создает
в смесителе вихревые потоки, вызывающие интенсивное
перемешивание и усреднение пульпы до ее поступления
в колонну 4. Из смесителя пульпа попадается через ко-
нус 3 на верхнюю решетку 5. Конус 3 гасит поток пульпы
и обеспечивает равномерное распределение ее по по-
верхности решетки 17, где пульпа делится на большое
количество мелких струек. Струйки, попадая в нижнюю
часть аппарата, соединяются с аэрозолем, поступающим
туда через рассекатель 13. Аэрозоль активно взаимодей-
ствует с пульпой, равномерно распределяясь во всем ее
объеме. Затем смесь дополнительно перемешивается,
проходя сквозь нижнюю решетку 6. Воздух, освобождае-
мый от капелек реагентов, вновь возвращается по трубе
в устройство для приготовления аэрозоля. Забор воз-
духа осуществляется через коробку 14, расположенную
в верхней части корпуса аппарата. Для предотвращения
налипания шлама установлен ороситель 16. Новая пор-
ция воздуха из атмосферы попадает через гидрозатвор
15. В нижней части аппарата происходит распределение
пульпы по флотационным машинам путем свободного
водослива через отверстие 10 сливного порога с регу-
лирующим шибером, состоящим из сливной коробки 12
и патрубков 8 и 9 (один из них должен быть закрыт крыш-
кой). Ширина сливного порога изменяется рычагом по-
воротной заслонки 11. Питание флотационных машин от-
Рис. 11.11.
Аппарат кондиционирования
пульпы «Каскад»
1 - смеситель;
2 - патрубок;
3 - конус;
4 - колонна;
5 - верхняя решетка;
6 - нижняя решетка;
7-запорный клапан;
8,9 - патрубки;
10- отверстие сливного
порога;
11 -заслонка;
12 - сливная коробка;
13 - рассекатель;
14 - коробка;
15 - гидрозатвор;
16 - ороситель;
17-решетка
Справочник Коксохимика. Том
Глава 11. Флотация угольных шламов
259
ключается запорным клапаном 7, способным полностью
перекрыть все сливные отверстия. При эксплуатации
аппарата «Каскад» необходимо ежедневно промывать
гидрозатвор, следить за лопастями аппарата по приго-
товлению аэрозоля, систематически чистить решетки.
Аппарат АКП-1600 (рис. 11.12), пришедший на сме-
ну «Каскаду», обеспечивает центробежное распыление
реагентов, перемешивание всех потоков, распределе-
ние их по флотационным машинам с учетом их произво-
дительности.
Потоки пульпы подводятся к аппарату по патрубку
13 тангенциально и распределяются по кольцевым же-
лобам 5,6. Из них пульпа отдельными струями вытекает
во внутреннюю полость аппарата, наполненную тонко-
диспергированным аэрозолем реагента, подготовлен-
ным распылителем 2. Соударения смеси пульпы и реа-
гента о зонт и лопасти дополнительно ее перемешивают.
Далее через затворы-регуляторы 10 клапанного типа
кондиционированная пульпа поступает во флотацион-
ные машины.
Диспергирование реагентов в аппарате АКП осу-
ществляют центробежным дисковым распылителем,
расположенным соосно с корпусом аппарата, что
обеспечивает равномерное распределение аэрозо-
ля реагента в объеме пульпы. Распределение потоков
и последующий распад их на капельки при движении
происходит с помощью радиально установленных
секторов-распределителей, имеющих щели в днище и
боковых стенах.
Техническая характеристика аппаратов для приго-
товления реагентов и кондиционирования пульпы при-
водится в табл. 11.4.
Рис. 11.12.
Аппарат кондиционирования
пульпы АКП-1600
1 - корпус; 2 - распылитель; 3 - труба подачи реагентов; 4 - крышка; 5,6- желоба-смесители;
7 - желоба-распределители; 8 - зонт; 9 - конус; 10-затвор; 11 - гидрозатвор; 12,14-люки; 13-патрубок питания
Параметры АПФ «Каскад» АКП-16ОО АКП-2,0
Производительность, м3/ч 600 800 1600 2000
Число сливных коробок, шт _ 12 _ 8 8 4
Частота вращения ротора приготовления аэрозоля, мин~1 - 2900 2900 -
Мощность электродвигателя, кВт 15,0 4,5 5,5 5,5
Габаритные размеры, мм:
длина 4400 । 2395 3200 3200
ширина | j 4050 j 2130 3200 3200
высота i I 4180 i 2330 3040 3150
Масса, т i ! 1 A i 4,2 । 73 8,45
Таблица 11.4.
Техническая характеристика
аппаратов для
кондиционирования пульпы
Справочник коксохимика.
260
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 11.13.
Схема подготовки пульпы
перед флотацией
Аппараты выпускаются с 4,6 и 8 сливными коробка-
ми и затворами - по числу установленных флотационных
машин.
Пеногасители предназначены для удаления воз-
духа из пенного продукта (для разрушения пены). По
принципу действия они разделяются на механические,
вакуумные, комбинированные (вакуумно-механические
или аэродинамические) и центробежные.
Пеногасители на углефабриках коксохимических за-
водов не нашли применения в связи с их низкой эффек-
тивностью работы (она не превышает 60 - 70%).
11.5. Факторы, влияющие на процесс
флотации углей
Флотационный процесс весьма многофакторный,
наиболее существенное влияние на процесс угольной
флотации оказывают факторы и показатели: эффектив-
ность подготовки пульпы перед флотацией, физико-
химические свойства твердой фазы пульпы и самой пуль-
пы, содержание твердого в пульпе, реагентный режим,
продолжительность и скорость флотации, степень аэра-
ции пульпы и ряд других, менее существенных.
Конечные показатели процесса во многом опреде-
ляются и принятой схемой флотации.
Следует разделять факторы управляемые (регули-
руемые) и неуправляемые (или изменять их технически
сложно и экономически нецелесообразно), т. е. явля-
ющиеся, по сути, возмущениями на процесс, которые не
поддаются к тому же оперативному контролю. К послед-
ним можно отнести петрографический состав, степень
окисленности поверхности, гранулометрический состав
внутри флотационного машинного класса.
В связи с этим перед флотацией стоит задача - с по-
мощью регулируемых факторов компенсировать не-
гативное влияние возмущений до такой степени, чтобы
обеспечить выпуск кондиционных продуктов.
ПОДГОТОВКА ПУЛЬПЫ К ФЛОТАЦИИ
Подготовка пульпы - важнейшая операция перед
процессом, от которой во многом зависит эффективность
процесса. Она включает ряд этапов: смешивание всех по-
токов шламов, поступающих на флотацию, в специальном
сборнике (иногда в радиальных сгустителях); классифи-
кацию материала по крупности 0,5 мм, например, в ги-
дроциклонах или на дуговом сите; кондиционирование
пульпы и распределение ее по флотомашинам с учетом
их установленной производительности.
Схема подготовки пульпы должна содержать и эле-
менты автоматического контроля объемного расхода
пульпы и содержания твердого, что необходимо для ра-
ционального дозирования реагентов.
На рис. 11.13 представлен вариант схемы подго-
товки пульпы. Общий сборник шламовых вод здесь не
показан. Классификация питания осуществляется в низ-
конапорном гидроциклоне 1, крупнозернистый шлам
в зависимости от его зольности может поступать с фло-
токонцентратом на фильтрование либо на обогащение.
Схема содержит расходомерный бак 2 с пульпосливом,
являющийся элементом системы контроля объемной на-
грузки и служащий емкостью для подготовки пульпы по
плотности путем ее разбавления (при необходимости).
Через пульпослив исходное питание поступает в аппарат
кондиционирования пульпы 3, куда подаются с требуе-
мыми расходами реагенты от дозаторов 4. Часть пульпы
отводится в датчик плотности 5, необходимый для систем
авторегулирования параметров процесса флотации.
1 - гидроциклон низконапорный; 2 - расходомерный бак;
3 - аппарат АКП-1600; 4 - баки и питатели реагентов;
5 - плотномер пульпы
Распределение пульпы по фломашинам, с учетом их
производительности, производится с помощью сливных
коробок с затворами аппарата АКП.
ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА
ТВЕРДОЙ ФАЗЫ
К данным свойствам относятся гранулометриче-
ский, фракционный и петрографический состав шламов,
поступающих на флотацию.
Гранулометрический состав поступающих на фло-
тацию шламов определяется рядом факторов - маркой
рядовых углей, их крепостью, существующей схемой
обогащения на фабрике, эффективностью классифика-
ции шламов перед флотацией. Практически шламы всех
обогатительных фабрик характеризуются высоким со-
держанием тонких высокозольных частиц (< 0,04 мм).
Для коксующихся марок К, Ж, и ОС содержание данного
класса составляет 25 - 40 %, для марки Г - до 60 %. В этом
классе концентрируются в основном высокозольные гли-
нистые частицы. Наличие тонких шламов в пульпе ухуд-
шает процесс флотации углей. Шламы снижают скорость
и селективность флотации, особенно в первых камерах
машины. Обладая большой удельной поверхностью,
тонкие шламы занимают большую часть флотационно-
(правочник Коксохимика. 1рм1
Глава 11. Флотация угольных шламов
261
активной поверхности пузырьков, затрудняя флотацию
более крупных частиц угля.
Для устранения вредного влияния тонких глинистых
шламов, при наличии их в исходной пульпе > 6%, целесо-
образно добавлять в пульпу специальные реагенты - пеп-
тизаторы. К числу подобных реагентов относятся спир-
ты. Отрицательное влияние тонких глинистых шламов
на флотацию углей может быть в значительной степени
ослаблено флотированием более разбавленных пульп.
Негативное действие ультратонких шламов может
быть снижено и путем применения флокулянтов типа
БС-ЗОФ и ТКП «О», обладающих селективной флокуляци-
ей угольных зерен и стабилизацией минеральных илов.
Наличие в пульпе угольных частиц крупностью боле
0,5 мм практически всегда приводит к их потере с отхо-
дами. В этой связи особенно важна эффективная класси-
фикация исходного питания. В некоторых случаях слив
классификационного гидроциклона пропускают через
дуговое сито с размером щели 0,5 мм.
Фракционный состав флотируемого материала ха-
рактеризует в основном содержание промежуточных
фракций плотностью 1500 - 1800 кг/м3. При большом
содержании и высокой их зольности получить два кон-
диционных продукта затруднительно, так как данные
фракции плохо флотируются и частично озоляют концен-
трат. В некоторых случаях целесообразно выделять про-
межуточный продукт зольностью 30 - 35 % из последних
камер флотомашины.
Петрографический состав. В углях различают че-
тыре петрографические разновидности: фюзен, дюрен,
кларен и витрен. Флотационные свойства их меняются
в зависимости от степени углефикации. Микроскопиче-
ский анализ показывает, что угольная фракция состоит
в основном из витрена и фюзена. Коксующиеся угли Дон-
басса относятся преимущественно к витреновому типу.
Количество фюзена в них составляет примерно 5-7%.
Витрен и кларен относятся к блестящим разновидностям,
дюрен и фюзен - к матовым. Обычно блестящие разно-
видности флотируются лучше, чем матовые.
От степени метаморфизма зависит и краевой угол
смачивания, характеризующий степень гидрофобности
поверхности и, следовательно, флотируемость частиц.
Например, краевой угол смачивания для длиннопла-
менных углей находится в интервале 60 - 63 °, углей мар-
ки Г - 65 - 72 °, для углей марок К и Ж - 83 - 90 °. Данные
показатели могут быть основанием для флотационного
обогащения по петрографическому признаку.
Как правило, флотируемость угля ухудшается с уве-
личением степени окисленности поверхности частиц. Она
снижается с увеличением степени метаморфизма. Счита-
ется, что флотация окисленных углей улучшается в кислой
среде. Однако регулирование pH угольной пульпы про-
блематично из-за буферных свойств угольных частиц.
Значительное влияние на результаты флотации ока-
зывает присутствие неорганических примесей в углях.
Неорганические включения в угле отличаются составом
и дисперсностью. С уменьшением крупности зерен золь-
ность породных фракций повышается. Однако даже при
очень тонком измельчении (до 0,1 мм) чистая порода
полностью не выделяется.
(правочник Коксохимика, Том 1
Параметры исходной пульпы, содержание твер-
дого, концентрация водородных ионов (pH) и температу-
ра пульпы оказывают определенное влияние на процесс
флотации.
Содержание твердого в исходной пульпе (отношение
массы твердого вещества к объему воды) оказывает за-
метное влияние на процесс при его изменениях в значи-
тельных пределах. В современном регламенте флотации
угольных шламов содержание твердого в пульпе обычно
колеблется в пределах 80-120 кг/м3, это значение счи-
тается наиболее рациональным. При колебаниях содер-
жания твердого в указанных пределах существенного
изменения в показателях процесса не наблюдается при
условии, что выдерживается требуемый удельный рас-
ход реагентов.
С увеличением содержания твердого в пульпе по-
вышается производительность флотационных машин,
несколько снижается удельный расход реагентов.
Однако при чрезмерном увеличении значения дан-
ного параметра снижается степень аэрации пульпы, на-
рушается селективность процесса, и в конечном итоге
снижается эффективность всего процесса.
Флотация разбавленных пульп обеспечивает луч-
шее качество концентрата, особенно в случае значи-
тельного содержания тонких шламов и при перечистных
операциях, но при этом снижается производительность
флотомашин по твердому продукту.
Разбавление чрезмерно плотных пульп эффектив-
нее производить чистой технической водой. Однако на
ряде фабрик все же практикуется применение для этих
целей фильтрата и слива наружных отстойников.
Концентрация водородных ионов (pH) в исходной
пульпе оказывает на флотацию углей незначительное
влияние, хотя установлено, что для флотации каждой
марки угля существует рациональный показатель pH,
улучшающий показатели флотации. Однако на практике
регулирование щелочности или кислотности пульпы не
производится по ряду причин, одна из которых - буфер-
ные свойства угольной фракции, благодаря которым pH
угольной пульпы в большинстве случаев находится в ра-
циональном интервале 7 - 8,2.
Повышение температуры исходной пульпы может
существенно повысить все показатели флотации (по-
вышается эффективность контактных взаимодействий
между частицами угля и воздушными пузырьками, растет
скорость флотации и производительность флотомашин
и пр.). Однако практическое применение данного эффек-
та сдерживается экономическими соображениями.
Реагентный режим флотации - наиболее гибкий
и оперативный канал управления процессом. Под реа-
гентным режимом понимают способ подачи реагентов
в процесс (единовременной или дробный по фронту
флотации), удельные расходы реагентов, агрегатное со-
стояние реагента (жидкость, аэрозоль или эмульсия).
Единовременная подача реагентов - это подача
100% реагентов в узел подготовки пульпы. Данный спо-
соб подачи способствует более активному течению про-
цесса и, как следствие, повышению производительности
машин, применяется при коротком фронте флотации.
262
Раздел 2. Обогащение углей
Более распространенная и рациональная - дроб-
ная подача реагентов, она обычно ограничивается двумя
или тремя точками: 70-75% в узел подготовки пульпы,
остальная часть - в камеры машины (число точек подачи
зависит от фронта машины). Ее рекомендуется приме-
нять для шламов с высоким содержанием мелочи, пред-
ставленной прежде всего илистым материалом, и для ма-
шин с длинным фронтом. При дробной подаче реагентов
наблюдается более высокая селективность процесса при
некотором снижении производительности флотацион-
ных машин.
Режим дробной подачи реагентов подбирается
в каждом конкретном случае в зависимости от характе-
ристики флотируемого угля и параметров пульпы. Напри-
мер, при низкозольном питании флотации наблюдается
повышенный расход собирателя в первых камерах фло-
томашины из-за избыточной его адсорбции на развитой
поверхности органической массы в пульпе. Поэтому для
таких шламов с целью получения высокозольных отходов
и одновременного сокращения расхода реагентов явля-
ется целесообразной только дробная подача реагентов.
При флотации углей существенное значение имеет
агрегатное состояние аполярных реагентов, которые при
простом перемешивании образуют в пульпе относитель-
но крупные капельки масла. Для повышения эффектив-
ности действия этих реагентов и снижения их расхода це-
лесообразно углеводородные реагенты вводить в виде
грубых эмульсий или аэрозолей. Эмульгирование можно
осуществить с применением небольших добавок эмуль-
гаторов.
Удельные расходы реагентов зависят от многочис-
ленных факторов, в том числе свойств самого реаген-
та, и определяются экспериментально для конкретных
условий.
Применение комплексного реагента, обладающего
одновременно собирательными и пенообразующими
свойствами или заранее приготовленной смеси реагентов
в определенном процентном соотношении, рационально
при стабильных характеристиках шламов, поступающих
на флотацию, что свойственно главным образом фабри-
кам при коксохимических заводах. Для фабрик, прини-
мающих угли с различных шахт и не имеющих устройств
усреднения, более приемлемо индивидуальное примене-
ние каждого из реагентов, позволяющее довольно гибко
изменять реагентный режим, исключая при этом излиш-
ний расход одного из них при необходимости увеличения
расхода другого. Однако применение комплексного реа-
гента не позволяет реализовать автоматическое дозиро-
вание реагентов по индивидуальному принципу. Учиты-
вая, что собиратель адсорбируется на твердой фазе, его
абсолютный расход следует изменять пропорционально
нагрузке на флотацию по твердому продукту. Пенообра-
зователь же работает в системе жидкость - воздух, следо-
вательно, его абсолютный расход должен быть пропор-
циональным объемной нагрузке на флотацию.
Рациональное регулируемое соотношение рас-
ходов собирателя и пенообразователя может обеспечить
оперативное управление качеством продуктов флота-
ции. Так, для получения низкозольного концентрата при
высокой зольности исходного питания флотации необхо-
димо увеличить расход собирателя и снизить расход пе-
нообразователя, с повышением содержания в исходном
крупнозернистых угольных частиц также необходимо
увеличить расход собирателя. В разжиженных пульпах
растет общий расход реагентов и первостепенное значе-
ние приобретает расход пенообразователя.
ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ (ВРЕМЯ) ФЛОТАЦИИ
Следует различать необходимое время флотации -
это продолжительность процесса, за которое достигает-
ся требуемое извлечение органической массы в пенный
продукт, и фактическая продолжительность флотации -
это время пребывания единицы объема пульпы в актив-
ной зоне флотационной машины на участке от загрузки
пульпы до сливного порога.
На необходимое время флотации оказывают влия-
ние многие факторы. При прочих равных условиях (оди-
наковых схемах подготовки и одинаковых конструкциях
машин) главными из них являются характеристика фло-
тируемости углей, свойства применяемых реагентов, со-
держание твердой фазы в пульпе и гидроаэродинамиче-
ский режим работы машин.
Время флотации для разных углей различно. С уве-
личением содержания тонких классов в исходном мате-
риале время флотации возрастает. Это же справедливо
и для сильно разбавленных пульп. По мере изнашива-
ния блока-аэратора флотационных машин ухудшаются
их аэрогидродинамические параметры, что в конечном
итоге приводит к увеличению необходимого времени
флотации и, как следствие, к снижению производитель-
ности машин.
Оптимальное время флотации в лабораторных
условиях устанавливается по данным дробной флотации
(съем концентратов проводится через определенные ин-
тервалы времени), а в промышленных условиях - по ре-
зультатам покамерного опробования флотационных ма-
шин. Время флотации в лабораторных машинах для углей
Донецкого бассейна колеблется в пределах 2-4 мин, на
практике - от б до 9 мин (для современных флотационных
машин). При проектировании флотационных отделений
время флотации для определения производительности
машин должно быть принято примерно в 3 раза больше
лабораторного.
Фактическую продолжительность флотации в кон-
кретной флотационной машине (г) определяют по фо -
муле:
К
t = nV} —,
'Q
где п - число камер машины;
- объем одной камеры, м3;
К - отношение полезного объема камеры к геоме-
трическому (0,65 - 0,75);
Q - расход пульпы, м3/ч.
Следовательно, единственный способ изменения
фактической продолжительности флотации - изменение
объемной нагрузки на флотомашину, откуда вытекает,
что существенным управляемым фактором, влияющим
на процесс флотации, является объемная нагрузка на
флотомашину.
(правочник. Коксохимика. Том 1
Глава 11. Флотация угольных шламов
263
На конечные результаты флотации оказывает влия-
ние и заключительная операция - эффективное удаление
минерализованной пены. Качество концентрата в опре-
деленной мере зависит от скорости и условий удаления
пены из флотационных машин. С одной стороны длитель-
ное пребывание пенных продуктов в камерах вызывает
снижение производительности, с другой - быстрое уда-
ление пены ухудшает качество концентрата. Последнее
связано с вторичной концентрацией, т. е. дообогащением
концентрата в пенном слое. Процесс вторичной концен-
трации заключается в том, что в слое пены происходит
слияние пузырьков, приводящее к уменьшению общей
поверхности раздела фаз жидкость - газ. В результате
этого на пузырьках удерживаются наиболее гидрофоб-
ные частицы угля, случайно извлеченные в пену пород-
ные частицы через жидкие прослойки пены выпадают
в пульпу. Количество частиц, выпадающих из пены, рас-
тет с увеличением времени ее отстоя.
В современных конструкциях флотационных ма-
шин применяются лопастные и скребковые пеногоны.
С технологической точки зрения последние являются бо-
лее совершенными, так как они удаляют пену с большей
поверхности камер, хотя их эксплуатационная надеж-
ность ниже, чем у лопастных.
Схемы флотации определяются многими фактора-
ми: характеристика шламов, поступающих на флотацию
(марка угля, зольность, содержание тонких классов и
промежуточных продуктов, размокаемость минеральных
примесей), требования к конечным продуктам и технико-
экономические показатели всего процесса.
В тех случаях, когда пульпа сильно разбавлена
и зольность исходного шламов не превышает 18-20 %,
рекомендуется прямая схема флотации (рис. 11.14а),
где пенный продукт всех камер объединяется в один
продукт.
При зольности шламов > 20%, содержащих много
мелкодисперсных частиц, получить кондиционные про-
дукты по прямой схеме флотации проблематично.
В этом случае рекомендуется флотация с более
сложным вариантом схемы либо осуществлять флотацию
с разбавленными пульпами, что позволяюет осуществить
регенерацию большого объема оборотной воды и тем са-
мым вывести из водно-шламовой системы максимальную
массовую долю илистых частиц.
Существует несколько вариантов схем с перечист-
кой концентрата. Наиболее распространена перечистная
схема, когда пенный продукт двух - трех последних ка-
мер направляется для переобогащения в одну из первых
камер (рис. 11.146). При флотации большого объема вы-
сокозольных шламов, особенно когда флотируются угли
газовые и длиннопламенные, перечистку концентрата
производят в отдельной машине (рис. 11.14в).
Отходы перечистной флотации в зависимости от
зольности направляют или совместно с отходами основ-
ной флотации, или на переобогащение. Обычно расход
реагентов на перечистной флотации ниже, а производи-
тельность флотационной машины на 30 - 50 % выше, чем
на основной флотации.
11.6. Формулы для определения основных
параметров процесса
Выход флотационного концентрата ук определяют
по формуле:
Ad -Ad
Ad~AdK
где Ad - зольность исходного шлама, %;
Ad - зольность отходов, %;
Ad - зольность концентрата, %.
Селективность разделения Кс&1 определяют из вы-
ражения:
Содержание твердого продукта в пульпе р опреде-
ляют по формуле:
где Р - масса пульпы, кг;
V - объем пульпы, м3.
а) б) в)
Рис. 11.14.
Схемы флотации
а - прямая; б-с перечисткой части флотоконцентрата в той же машине;
в - с перечисткой концентрата в перечистной флотомашине
Справочник Коксохимика. Том 1
264
Раздел 2. Обогащение углей
Склад При постоянном объеме пульпы (например, 1 л) со-
флотореагентов держание твердого определяется взвешиванием мерной
кружки с пульпой и водой. В этом случае плотность под-
считывают по формуле:
где - масса пустой литровой кружки, кг;
Л - масса литровой кружки с водой, кг;
Л - масса литровой кружки с пульпой, кг.
Производительность флотационной машины по
исходному шламу Qnie:
Q =-2»_Р.
V"'“ I03
где Qi)ih - производительность по твердому шламу, т/ч;
Qn - производительность по пульпе, м3/ч;
р - содержание твердого в пульпе, кг/м3.
При покамерном опробовании концентрата произ-
водительность одной камеры флотационной машины по
концентрату определяют по формуле:
а=^.
т-10
где qK - масса концентрата за одно опробование, кг;
п - число съемов (одним гребком) в час;
т - число съемов (одним гребком) в пробе.
Производительность машины по исходному шламу
в этом случае:
й„«=— ЮО.тч.
Уч
Удельный расход реагентов подсчитывают по фор-
муле:
где Р - вес реагента, кг.
ГЛАВА 12
СПЕЦИАЛЬНЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЕЙ
Большое разнообразие физических и физико-
химических свойств ископаемых углей позволяет приме-
нять для их разделения на отдельные компоненты и спе-
циальные методы обогащения.
К специальным методам обогащения углей можно
отнести:
радиоизотопное, фотометрическое разделение
крупных кусков угля и породы;
разделение компонентов по форме, коэффициенту
трения;
магнитогидродинамическое;
масляная селекция органической фракции углей;
селективно-флокуляционное разделение компо-
нентов угольного шлама.
Эти методы обогащения пока не нашли промышлен-
ного применения или находят ограниченное использо-
вание. Последние три из перечисленных методов могут
быть перспективными для дальнейшего развития.
12.1. Магнитогидродинамическое
обогащение
Магнитогидродинамическое обогащение (МГД-обо-
гащение) состоит в том, что при пропускании через элек-
тропроводную жидкость, по которой протекает электри-
ческий ток, находящуюся в магнитном поле, возникает,
кроме силы Архимеда, дополнительная сила электро-
магнитной природы. Эта сила выталкивает из жидкости
частицы, проводимость которых отличается от проводи-
мости жидкости, что предопределяет возможность раз-
деления смеси частиц угля не только по разности в плот-
ностях, но и по различию в их проводимости. Если прово-
димости частиц в жидкости равны, то эффект разделения
отсутствует. Поскольку проводимость угля всегда ниже
проводимости электропроводящей жидкости (электро-
лита), постольку в такой жидкости всплывают частицы,
плотность которых больше физической плотности жид-
кой среды.
Основными элементами установки для МГД-обо-
гащения углей (рис. 12.1) являются электромагнит, сепа-
ратор, источники питания постоянным током обмоток
возбуждения электромагнита и проводящей жидкости
(электролита). Сепаратор канального типа выполнен
в виде удлиненной камеры прямоугольного сечения, че-
рез которую протекает проводящая жидкость с обогаща-
емым углем. В загрузочной и разгрузочной частях канала
установлены продольные перегородки для уменьшения
циркуляции потока в зоне «утяжеления» жидкости. В ка-
честве электропроводящих жидкостей применяют рас-
творы NaOH, NaCI и др.
Плотность разделения в сепараторе легко регулиру-
ется изменением величины тока в катушках электромаг-
нита или в рабочей электропроводящей жидкости, что
является существенным достоинством процесса магни-
тогидродинамического разделения.
Институт «Гипромашуглеобогащение» создал опыт-
но-промышленный сепаратор МГДС-50, который прошел
промышленные испытания. Полученные результаты ис-
пытаний свидетельствуют о возможности обогащения
в МГД-сепараторах углей с высокой эффективностью.
Несомненна целесообразность дальнейшего изучения
и совершенствования этого сложного и пока дорогостоя-
щего процесса.
12.2. Селективная флокуляция угольных
шламов
Масляная селекция органической фракции углей.
В последние годы большое внимание уделялось мето-
дам, обеспечивающим высокую степень извлечения
органической части угольных шламов, особенно тонко-
зернистой фракции. К ним относятся способы агрегации
угольных частиц в плотные агломераты, гранулы с помо-
щью относительно вязких углеводородов. Эти способы
можно объединить общим наименованием - масляная
селекция угольных частиц. Методы прошли апробацию
в промышленности и показали высокую их эффектив-
ность. Однако общий недостаток масляной селекции
шламов - значительный расход дефицитного масляно-
го компонента процесса - не позволяет их применение
в промышленном масштабе.
Перспективным может быть технология масляной
селекции высокозольных коксующихся шламов с приме-
нением в качестве агломерирующего агента жидких про-
дуктов коксохимического производства. При коксовании
концентратов, полученных по этой технологии, пред-
Сепаратор
электромагнитный
типа ЭБМ-2 (для регенерации
суспензии)
(Ъравочник коксохимика, ^ом
266
Раздел 2. Обогащение углей
Рис 12.1.
Принципиальная
схема установки для
магнитогидродинамического
обогащения угля
1 - канал МГД-сепаратора; 2 - электромагнит; 3,4,5- бачки с сетчатым дном для приема продуктов обогащения;
6 - насос для перекачки жидкости; 7 - приемник жидкости; 8 - селеновый выпрямитель тока; 9,10- электроды;
11 - аппаратура управления электромагнитом; 12 - вибропитатель подачи угля;
13 - разрез канала МГД-сепаратора
ставляется возможным улавливание масляного продукта
процесса селекции по существующей схеме цеха улавли-
вания коксохимического завода и возврат их в процесс.
Селективно-флокуляционное разделение ком-
понентов угольного шлама. Сущность разделения за-
ключается в пептизации тонких глинистых частиц и фло-
куляции угольных с помощью различных флокулянтов.
Данный механизм разделения может быть использован в
составе существующих методов мокрого обогащения, где
наличие тонких частиц породы негативно влияет на про-
цесс, а ультратонкие классы коксующихся марок углей
теряются с отходами.
Для результативного извлечения ультратонких
(< 35 мкм) спекающихся угольных частиц из обогащаемо-
го материала углехимическим институтом (УХИН) предло-
жены селективно-флокуляционные методы извлечения
данных классов с использованием селективного гидро-
фобного флокулянта БС-ЗОФ (синтетический латекс).
Исследования показали, что добавка латекса БС-
ЗОФ в шихту ОАО «Авдеевский коксохимзавод» привела к
увеличению крупности кокса по сравнению с его крупно-
стью, полученного из обычной шихты [34].
Насыпная плотность угольной шихты изменяется по
кривой и достигает наибольшего значения при обработ-
ке флокулянтом в количестве 1,4 -1,8%.
Несмотря на небольшое содержание флокулянта
в угольной шихте (его максимальный расход составляет
до 0,3 кг/т сухого угля), он равномерно распределен по
поверхности угольных зерен благодаря коллоидному со-
стоянию латекса и его смешению с углем в водной среде
при обогащении. Это приводит к увеличению насыпной
плотности угольной шихты и к улучшению показателей
качества кокса (рис. 12.2). Прочность кокса по показате-
лю А/40 до содержания в шихте флокулянта 1 % изменя-
ется незначительно, а затем резко снижается. Истирае-
мость кокса Я10 в зависимости от количества флокулянта
в шихте изменяется по кривой с минимумом в области
его расхода 1,5%. Полученные данные свидетельствуют
о рациональности использования селективных флоку-
лянтов в процессе обогащения коксующихся углей.
Из-за дефицитности флокулянта БС-ЗОФ (производ-
ство России) Национальный технический университет
«ХПИ» (г. Харьков) разработал для коксующихся углей
новый селективный флокулянт марки КТП «О», производ-
ство которого намечено в Украине в ближайшее время.
УХИН разработал и испытал на УПЦ коксохимических
заводов Украины и на ЦОФ «Чумаковская» селективно-
флокуляционные способы повышения эффективности
обогащения углей с использованием селективного фло-
кулянта БС-ЗОФ.
СI p.l IHI Ч II I I К Rt'Kl (IX 11 м 11 к.1 Т'М 1
Глава 12. Специальные методы обогащения углей
267
Расход флокулянта, %
Рис 12.2.
Влияние добавки флокулянта
БС-ЗОФ на свойства кокса
1,2- соответственно экспериментальные и полупромышленные образцы кокса
Флокуляционно-флотационный метод обога-
щения шламов. Разделение частиц угля и минеральных
илов флотацией ухудшается при уменьшении крупности
зерен до < 150 -100 мкм и при увеличении засоренности
шлама глинистыми илами. Кроме этого, при пенной фло-
тации в концентрат извлекаются угольные зерна только
крупностью более (30 - 50) мкм.
Причины ухудшения качественных показателей
процесса флотации - увеличение в добываемом сырье
труднофлотируемых, малометаморфизованных углей
и наличие тонкой размокаемой породы. В связи с этим
на ряде флотационных установок увеличен расход реа-
гентов и практикуется переобогащение флотационного
концентрата. Для устранения этих недостатков на УПЦ
коксохимических заводов УХИН и НТУ «ХПИ» предлагает
флокуляционно-флотационный метод обогащения шла-
мов с использованием флокулянта КТП «О».
Реализация метода состоит в добавлении в суще-
ствующую схему флотации узла подготовки рабочего
флокулянта (смешивания с водой) и дозирования его
в пульпу, поступающую на флотацию. Точка подачи фло-
кулянта зависит от действующей схемы подготовки пуль-
пы к флотации. Этой точкой может быть расходомерный
бак перед флотацией или непосредственно аппарат кон-
диционирования пульпы.
Предложенный метод позволяет увеличить выход
концентрата на 6,1 - 6,3% и сократить время флотации
на 40-50% по сравнению с традиционной флотацией,
зольность концентрата при этом возрастает на 3,8, а отхо-
дов на 6,5 -7,4%. Пенный продукт флотационных машин
при флокуляционно-флотационном способе удаляется из
первых двух камер и частично из третьей. В четвертой,
пятой и шестой камерах пенный слой отсутствует. Вы-
ход концентрата в первой и второй камерах повышается
на 25,7 и 20,3 %, а в третьей, четвертой, пятой и шестой
снижается на 9,6; 20,6; 6,5; 5,6% соответственно. Содер-
жание твердого продукта в флотационном концентрате
повышается, а расход флотационных реагентов (керосина
и Т-66) снижается. Особенно заметно снижение расхода
дефицитного собирателя. При флокуляционной флотации
зольность суммарного концентрата первых трех камер
составляет 10,6% (выход 96,1 %), а при обычной флота-
ции -10,9 % при работе всех шести камер, следовательно,
при флокуляционно-флотационном обогащении пред-
ставляется возможным резко снизить фронт флотации.
При использовании данного способа обогащения
в отделении фильтрации резко повышается производи-
тельность вакуум-фильтров, что объясняется увеличени-
ем крупности фильтруемого концентрата из-за образова-
ния угольных флокул.
Справочник Хрксохимика- Том 1
268
Раздел 2. Обогащение углей
Незначительное возрастание влажности кека (на
1,5-2,0 %,) вызвано увеличением производительности
вакуум-фильтров.
Селективная флокуляция может использоваться
и для извлечения дисперсных угольных частиц из филь-
трата путем его флотирования с добавкой флокулянта
КТП «О»
При обработке шламов фильтрата одним селектив-
ным флокулянтом весь пенный продукт выгружается из
первых двух камер флотационной машины.
На ЗАО «Макеевкокс» проведены испытания по ис-
пользованию радиального сгустителя в качестве обога-
тительного аппарата угольных шламов с применением
селективного флокулянта КТП «О». Результаты показали
возможность выделения в слив высокозольной фракции
с зольностью (75 - 76%) и в сгущенный продукт - низко-
зольной =11 - 12%).
Флокуляционно-гравитационный способ обога-
щения углей заключается в подаче флокулянта КТП «О»
в голову процесса отсадки, например, в узел дешламации
машинного класса. Данные УХИНа и НТУ «ХПИ» свиде-
тельствуют, что на отсадочных машинах крупного и мел-
кого зерна с применением селективного флокулянта сни-
жается зольность концентрата и увеличиваются выход
концентрата и зольность отходов.
Улучшение технологических показателей работы
отсадочных машин при обработке исходного материала
флокулянтом объясняется укрупнением угольных зерен
(< 0,5 мм) до размера > 1 мм и стабилизацией минераль-
ных илов (< 0,045 мм) эмульгатором флокулянта. Умень-
шение выхода угольных частиц крупностью < 0,5 мм в кон-
центрате отсадочных машин свидетельствует о наличии
процесса закрепления селективно-сфлокулированных
тонкодисперсных угольных частиц на более крупных
угольных зернах. При этом устраняется налипание тон-
ких угольных шламов на породных частицах и минераль-
ных илов на угольных.
Подача селективного флокулянта во главу процесса
обогащения углей приводит к интенсификации процесса
отмывания глинистых частиц с поверхности угольных
зерен. Этот процесс протекает в гидравлическом класси-
фикаторе и отсадочных машинах. Пептизация глины осо-
бенно ярко проявляется в отсадочной машине крупного
зерна. Это явление также подтверждается возрастанием
содержания твердого продукта и увеличение зольности
в подрешётных водах обезвоживающих грохотов.
Добавление флокулянта КТП «О» перед отсадочны-
ми машинами приводит к уменьшению вязкости жидкой
среды в отсадочных машинах, что способствует улучше-
нию процесса разделения угольных шламов в машине.
Перечисленные факторы приводят к повышению эффек-
тивности процесса отсадки не только в отношении шла-
мов, но и процесса в целом.
Данная технология положительно влияет и на про-
цесс флотации. Это подтверждается уменьшением ис-
ходной нагрузки на флотационные машины, снижением
удельного расхода реагентов, что объясняется увели-
чением среднего диаметра угольных частиц в пульпе
(до 0,1 - 0,15 мм). В исходном продукте на флотацию прак-
тически не содержится ультратонких угольных частиц.
(правочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 13
ФЛОКУЛЯЦИЯ УГОЛЬНЫХ ШЛАМОВ
13.1. Общие сведения
Флокулянтами называют природные или синтети-
ческие химические соединения, которые при введении
в суспензию угольных или глинистых шламов образовы-
вают связи между частицами и вызывают дестабилиза-
цию системы. Флокулянты, воздействующие на твердую
фазу любой природы (органическая и минеральная со-
ставляющие), часто называют коллективными, а избира-
тельно воздействующие - селективными.
По своим физико-химическим свойствам флокулян-
ты подразделяются на анионоактивные, катионоактив-
ные и неионогенные полимеры.
Механизм дестабилизирующего действия коллек-
тивных полимерных флокулянтов заключается в адсорб-
ции их молекул на частицах твердой фазы обрабатывае-
мой дисперсной системы и в образовании механической
(«мостиковой») связи между ними. Возникающие при
этом агрегаты твердых частиц называются флокулами,
а процесс их образования - мостиковой флокуляцией.
Виды связей, возникающих при адсорбции кол-
лективного полимерного флокулянта на твердой по-
верхности, зависят от: химической природы полимера,
способности его к диссоциации и электрического заряда
боковых (функциональных) групп углеводородной цепи,
образующей полимерную нить.
При взаимодействии с угольными поверхностями
макромолекулы флокулянта закрепляются благодаря
ионному обмену и водородным связям с образованием
различных поверхностных комплексов на активных ад-
сорбционных центрах (функциональные группы, боко-
вые цепи, поверхностные окислы и минерализованные
участки поверхности). Прочность закрепления одной
полярной группы полимера невелика, но суммарная
энергия связей довольно высокая. Правильная ориента-
ция линейных молекул флокулянта и их большая асимме-
тричность способствуют адсорбции сегментов с образо-
ванием прочных мостиков и быстрому собиранию частиц
во флокулы.
На гидрофильной поверхности породных частиц
число активных гидроксильных и кислородных цен-
тров, участвующих в ионном обмене и способных об-
разовывать водородные связи, намного больше, чем на
угольной поверхности. В связи с большой прочностью
закрепления макромолекул флокулянта на поверхности
породных частиц флокулы, образованные из них, значи-
тельно прочнее.
Процесс флокуляции применяется на отечествен-
ных углеобогатительных фабриках для интенсификации
операции осветления и сгущения отходов флотации в ра-
диальных сгустителях и в отдельных случаях - при обез-
воживании предварительно сгущенных отходов флота-
ции в осадительных центрифугах.
Справочник Коксохимика. Том 1
13.2. Практика применения коллективных
флокулянтов
Эффективность процесса флокуляции определяется
типом и свойствами флокулянта, характеристикой твер-
дой фазы пульпы, подвергаемой обработке, и условиями
контакта флокулянта с пульпой.
Каждый из указанных факторов в свою очередь
определяется рядом характеристик, систематизирован-
ных в виде схемы [46], показанной на рис. 13.1.
Наибольшее влияние на эффективность флокуляции
оказывают ионная активность применяемых полимеров
и их молекулярная масса.
В углеобогатительном производстве нашли при-
менение отечественные полимерные флокулянты (ПАА-
полиакриламид, Метас, Метасол, ПЭО, Гипан, различные
полифлоки), а в последние годы получили распростра-
нение эффективные зарубежные флокулянты серий:
«Magnaflock», SNF Flaevgotr, Praestol и др.
Из отечественных флокулянтов наиболее эффектив-
ный гидрализованный ПАА, применяется на ОФ, как пра-
вило, в виде водного раствора 0,05 % концентрации.
Область применения флокулянтов, их дозировка,
способы смешения растворов флокулянтов с суспензией
в различных технологических операциях различны.
Анионактивный флокулянт «Метас» применяются
в основном для интенсификации процессов осаждения
отходов флотации и илистых шламов в статических усло-
виях, например, в радиальном сгустителе, отстойниках,
сгустителях с осадко-уплотнителем. Для этих же условий
может быть рекомендован «Метасол», ПАА, обладающий
более высокой молекулярной массой (106 и выше), кроме
указанных процессов, применяется также для интенси-
фикации осаждения в аппаратах центробежного типа -
центрифугах, гидроциклонях, т. е. там, где требуется вы-
сокая скорость процесса флокуляции.
Применение неионогенного флокулянта ПЭО пока-
зало хорошие результаты в основном при интенсифика-
ции процесса обезвоживания флотационного концен-
трата на дисковых вакуум-фильтрах и при центробежно-
флокуляционном осветлении суспензий отходов флота-
ции в гидроциклонах и осадительных центрифугах.
Наряду с физико-химическими характеристиками
дисперсной системы и применяемого полимера важ-
ную роль играют и условия их контакта в процессе фло-
куляции.
Расход флокулянтов зависит от технологической
операции, для интенсификации которой они использу-
ются, от типа самих полимеров, свойств обрабатываемых
шламов и ряда других факторов.
Точку подачи флокулянтов определяют главным об-
разом в зависимости от содержания твердого в суспен-
70
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 13.1.
Схема факторов,
определяющих процесс
мостиковой флокуляции
Процесс мостиковой флокуляции
Флокулянт
Моногенность
Молекулярная
масса
Раствор
флокулянта
Неионогенность
Низкомолекуляр-
ный, м.м < 105
Концентрация
Анионный
Среднемолекуляр-
ный, м.м 105-106
Способ
приготовления
Катионный
Высокомолекуляр-
ный, м.м> W6
Продолжительность,
условия хранения
pH
Суспензия
Твердая
Плотность
Жидкая
фаза
Условия контакта
флокулянта
с суспензией
Солевой
состав
Дозировка
_ Степень дисперсно-
сти (уд. поверхность)
рн
Точка подачи
Концентрация
Способ подачи
Температура
Вещественный
состав
Степень
гидротированности
зии. При обработке суспензий, в которых твердая фаза
имеет содержание твердого > 40 - 50 кг/м3 и представ-
лена в основном классами крупности < 60-70 мкм, фло-
кулянт следует вводить на сравнительно небольшом уда-
лении - 3 - 5 м от обезвоживающего или осветляющего
устройства. В более разбавленные и крупнодисперсные
суспензии (фильтрат центрифуги) флокулянт подают за
8 - 10 м от осветлителя.
Способы подачи флокулянта и смешивания рабочих
растворов флокулянтов имеют большое значение для до-
стижения максимального технологического эффекта при
экономном расходовании полимера. Учитывая, что ад-
сорбция молекул флокулянта происходит с большой ско-
ростью, необходимо обеспечить его равномерное рас-
пределение в объеме суспензии в момент поступления.
Рекомендуется вводить флокулянт в зону умерен-
ной турбулизации потока, после чего обеспечить спокой-
ное (ламинарное) течение флокул от места смешивания
к последующему аппарату.
Для приготовления рабочего раствора флокулянта
на фабриках используют установки, снабженные цирку-
ляционными центробежными насосами. Более эффектив-
Справг.чиик Коксохимика. ’^Ьм 1
Глава 13. Флокуляция угольных шламов
ны для растворения гранулированных флокулянтов им-
пеллерные или лопастные мешалки с частотой вращения
активатора 250 - 300 мин ’1 при его диаметре 0,2 - 0,3 м.
Флокулирующую активность реагентов определяют
по скорости разделения (осветления) сфлокулированной
угольной суспензии и по составу полученных продуктов:
осадка и слива. Оценку эффективности коллективных
флокулянтов производят по ТУ 6-01-1049-76 и с исполь-
зованием фотоколориметра для определения оптиче-
ской плотности слива.
Тракт подачи
флотоконцентрата
ГЛАВА 14
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЕЙ
14.1. Общие сведения
Продукты, получаемые на углеобогатительных фа-
бриках, в той или иной мере обводнены, содержание воды
колеблется, в зависимости от крупности, от 30 до 80 %.
Излишняя влага снижает потребительскую стоимость
продуктов, удорожает перевозку и хранение, уменьшает
сыпучесть, повышает вероятность смерзания в зимнее
время. Поэтому для удаления из продуктов обогащения
избыточной влаги применяют ряд операций, называемых
в общем случае обезвоживанием. Отделяемая от продук-
тов обогащения в процессе обезвоживания вода исполь-
зуется, как правило, для оборотного водоснабжения.
Содержание влаги (или влажность) определяется
отношением массы воды в продукте к общей массе сыро-
го продукта.
Продукты обогащения в зависимости от содержа-
ния в них воды условно подразделяют на обводненные
(жидкие), мокрые, влажные и влажно-сухие.
Обводненные продукты содержат не менее 40%
воды и обладают свойствами жидкости (флотационные
концентраты и хвосты).
Мокрые продукты содержат от 15 до 40% влаги.
Часть воды из этих продуктов может отделяться при хра-
нении, транспортировании и перегрузках.
Влажные продукты содержат от 5 до 15 % воды, они
не имеют свободной влаги.
Воздушно-сухие продукты сыпучие, конденсируемая
на поверхности материала влага не превышает 5 %.
Сухие продукты не содержат влаги.
Различают механическое и термическое обезвожи-
вание. Механическим обезвоживанием из существующих
видов влаги (раздел 7.3.2) может удаляться капиллярная
и поверхностная (гравитационная) влага. Термическое
обезвоживание позволяет удалить всю, кроме химически
связанной, влагу.
На УОФ применяют следующие механические мето-
ды обезвоживания продуктов:
дренирование - процесс удаления влаги из зерни-
стых продуктов путем естественной фильтрации
жидкости через промежутки между зернами под
действием гравитационных сил;
центрифугирование - обезвоживание мелких мо-
крых и обводненных продуктов в центробежном
поле, осуществляемое в центрифугах;
фильтрование - процесс разделения жидкой и
твердой фаз пульпы с помощью пористой перего-
родки под действием разницы давлений, создавае-
мой разрежением или давлением воздуха.
14.2. Гравитационное обезвоживание
Первый этап обезвоживания на большинстве обо-
гатительных фабрик осуществляется гравитационным
(предварительным) обезвоживанием продуктов обо-
гащения за счет дренирования на площадках, в бунке-
рах, в элеваторах, багер-элеваторах, осаждения осадка
в классификаторах отстойного типа, обезвоживания на
дуговых ситах и грохотах.
Обезвоживание на дренажных площадках применя-
ется для удаления воды из угольных шламов. В начале
процесса происходит наиболее интенсивный дренаж,
чем выше слой и мельче шлам, тем продолжительнее его
обезвоживание.
В летний период времени просушка шламов на
дренажных площадках происходит весьма эффективно.
Влажность шламов, складированных на дренажную пло-
щадку, не должна превышать 35 %, в противном случае
происходит его растекание. Отгружаемый просушенный
на дренажных площадках материал должен содержать
не более 20 % влаги.
Порядок загрузки, просушки и отгрузки материа-
ла с дренажных площадок осуществляется по графику,
разработанному на летний и зимний периоды времени.
Данный метод просушки шламов несовершенен и может
быть заменен более интенсивными процессами.
Обезвоживание в бункерах. Процесс обезвоживания
в бункерах основан на дренировании гравитационной
(свободной) влаги. Уменьшение влаги сначала проис-
ходит от верхних слоев обезвоживаемого угля к нижним.
Чем больше высота бункера и мельче уголь, тем продол-
жительнее обезвоживание. В бункерах обезвоживаются
концентрат, промпродукт и порода. Материал в бункера
загружается после предварительного его обезвоживания
на элеваторах или грохотах. Необходимое время обез-
воживания крупного концентрата (> 13 мм) составляет
6 - 8 ч, мелкого (0,5 - 13 мм) - 16 - 24 ч. Обезвоживание
в бункерах на ОФ, не входящих в состав коксохим за вода,
совмещается с их хранением перед отгрузкой потребите-
лю либо в отвал.
Обезвоживание в элеваторах угля, промпродукта
и отходов производится при транспортировании их из
отсадочных машин и классификаторов. Ковши обез-
воживающих элеваторов выполнены из перфориро-
ванного железа с отверстиями продолговатой формы,
расположенными в шахматном порядке под углом 30°
к вертикали. Угол наклона обезвоживающих элеваторов
(60 - 75 °) обеспечивает максимальный сток воды. Длина
зоны обезвоживания должна быть не менее 4 м. Время
обезвоживания для крупного материала до 25 с, для мел-
(правочник Коксохимика, Трм 1
Глава 14. Обезвоживание продуктов обогащения углей
273
кого до 50 с при скорости движения цепи соответственно
0,2 -0,3 и 0,15-0,18 м/с.
Влажность продуктов после обезвоживания в эле-
ваторах: крупная порода - 12 - 18%; мелкая - 20 - 30%;
крупный промпродукт - 12- 16 %; мелкий -20-25%.
Элеваторы (табл. 14.1) выпускаются с рассредото-
ченным (через одно звено цепи) (ЭО) и сосредоточенным
креплением ковшей (ЭОН).
Багер-элеватор отличается от обезвоживающего
элеватора тем, что нижняя часть его устанавливается
в багер-зумпфе и выполняется открытой. Вода из ковшей
надводной части попадает не в нижнюю часть гермети-
ческого кожуха, как у обезвоживающих элеваторов, а об-
ратно в багер-зумпф. Багер-элеватор позволяет обеспе-
чить эффективную транспортировку и обезвоживание
мелкого концентрата из багер-зумпфа при нагрузках на
последний по жидкому 15-20 м3/(м2-ч), по твердому в за-
висимости от ширины элеватора в следующих пределах:
ЭБ-10 - 60 - 230 т/ч; ЭБ-12 - 154 - 590 т/ч.
Обезвоживание на дуговых ситах. Для обезвожива-
ния и дешламации применяют стационарные дуговые
сита. На рис. 14.1 представлено дуговое сито, которое
предназначается для отделения воды и наиболее мелких
зерен от продуктов обогащения. Они применяются также
и для гидравлической классификации перед флотацией,
для обработки фугата, хвостов флотации, для удаления
воды перед отсадочными машинами и для предваритель-
ного сброса воды и тонких шламов перед обезвожива-
ющими грохотами концентрата и шлама.
При ограниченной высоте применяют дуговые сита
с длиной дуги, равной половине окружности. При рабо-
те дугового сита используют центробежную силу движу-
щихся по нему материала и воды, смесь которых подает-
ся равномерно по всей ширине внутренней поверхности
щелевидного сита.
Эту поверхность образуют из уложенных парал-
лельно друг к другу и перпендикулярно к направлению
движения пульпы колосников клиновидного или прямо-
угольного сечений из нержавеющей стали.
Расстояние между колосниками чаще всего состав-
ляет 1 мм, толщина колосников 2 мм. По мере продви-
жения материала по ситу толщина его слоя постепенно
уменьшается. Дуговые сита из клиновидной проволоки
служат в течение 1000 - 2000 ч, после чего их перевора-
чивают так, чтобы острая грань оказалась вверху.
Производительность дугового сита по шламовой
воде рассчитывают по эмпирической формуле:
e = 200-F-v,
где Q - производительность, м3/ч;
F - живое сечение сита, м2;
v - скорость движения потока, м/с.
Скорость движения потока по ситу зависит от ис-
ходного напора.
На практике длину сита принимают от 0,25 до 0,5
дуги окружности с радиусом 500 мм. Преимущества дуго-
вых сит по сравнению с вибрационными - более высокая
удельная производительность и относительно меньшее
забивание отверстий.
Обезвоживание на вибрационных грохотах. Для
обезвоживания угольных концентратов, крупнозернисто-
го шлама, промежуточного продукта применяют инерци-
онные грохоты различных типов, преимущественно ГСП,
ГИЛ и ГИСЛ (табл. 9.8), снабженные обезвоживающей ще-
левидной просеивающей поверхностью.
При интенсивном встряхивании слоя материала на
сите происходит его перемещение, что способствует луч-
шему удалению воды из промежутков между частицами.
При обезвоживании крупных классов устанавливаются
двухситные грохоты, верхнее штампованное (плетеное)
с отверстиями 6x6 или 13х 13 мм, нижнее щелевидное
или плетеное с отверстиями 0,2 - 1 мм (рис. 14.2).
Рис. 14,1.
Стационарное дуговое
сито (длина дуги равна
/2 окружности)
Параметры ЭО-4 Э0-4С ЭСНб ЭО-6С ЭСН8 Э040С ТБ-10 46агер< элеватор) ЭБ42 (багер- элеватор)
Производительность, т/ч 9-38 15-61 . 19-77 1 .200 1 129 320 324 300 455
Вместимость ковша, л 20 - 16’’ 50 50 40 125 125 125 190
Ширина ковша, мм 400 400 550 650 650 800 1000 1000 1250
Шаг ковшей, мм 640 320 800 400 400 400 400 400 500
Скорость движения ковшей,г м/с 0,17 0,17 0,25 0,25 0,25 0,25 0,25 0,25 0,25
Длина элеватора, м до 30 до 30 до 30 до 40 ДО 25 до 40 ДО 25 ДО 25 до 25
Угол установки, градус •. / - 65 ±5 65 ±5 65 ±5 60-82 65 ±5 60-82 65±5 65 ±5 65 ±5
Мощность электродвигателя; кВт< ? 15 15 30 55 30 75 55 40 . 1 55
Масса при длине 18 м,т 13,1 . 14,15 20,26 45,0 32,0 60,0 40,0 - 35,6 50,0
Изготовитель «Спецтехмонтаж», г. Красноярск Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко, Украина
Таблица 14.1.
Техническая характеристика
обезвоживающих элеваторов
Справочник Коксохимика. Том 1
274
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 14.3.
Спиральный грохот
Рис. 14.2.
Схема грохота ГИСЛ72 для
обезвоживания концентрата
1 - короб; 2 - вибровозбудитель; 3 - привод; 4 - сита; 5 - сборники шламовых вод; 6 - амортизаторы; 7 - брызгала
Работа грохота в режиме обезвоживания понятна из
рисунка. Самосинхронизирующийся вибровозбудитель 2
сообщает коробу 1 прямолинейные колебания, направ-
ленные под углом к плоскости сита. Брызгала 7 служат
для подачи дополнительной воды на промывку обезво-
живаемого материала.
Процесс обезвоживания на грохотах можно разде-
лить на два этапа. На первом этапе происходит предва-
рительное обезвоживание, осуществляемое на 1/3 -1/4
части грохота (по длине просеивающей поверхности).
При этом твердая фаза суспензии осаждается на поверх-
ности сита, а основная масса воды удаляется через слой
материала и отверстия сита. На втором этапе происходит
разрыхление и уплотнение осадка, в результате разрыва-
ются капилляры и капиллярная влага удаляется сравни-
тельнолегче.
Для ополаскивания продукта на сите грохота обыч-
но подают воду под давлением. При такой подаче воды
влажность конечного продукта снижается на 1-1,5%,
что объясняется отмывкой наиболее мелких, часто гли-
нистых частиц, что в свою очередь уменьшает и золь-
ность продукта.
Расход воды для ополаскивания, м3/т: шлама -
0,75 -1,0; мелкого продукта - 0,35 и крупного - 0,25. Рас-
ход воды составляет 0,75 -1 м3/т.
Удельная производительность грохота и влажность
обезвоженных продуктов зависит от размера отверстий
сит и крупности обезвоживаемых продуктов:
Крупность угля, мм
Размер отверстий сит, мм
Удельная производитель-
ность, т/(м2/ч)
Влажность продукта, %
>13 0,5-13 <0,5
1 1-0,5 0,3-0,5
12-15 6-10 1-2
6-12 10- 14 22-28
На некоторых обогатительных фабриках обезвожи-
вание крупного концентрата на грохотах производят с
предварительным сбросом шламовой пульпы.
Для предварительного сброса шламовой пульпы
применяют прямолинейные неподвижные сита с разме-
ром щели 0,75 -1 мм. Сито устанавливается вместо дна на
участке желоба, по которому продукт транспортируется
к обезвоживающему грохоту. Ширина сита равна ширине
желоба, а длина его составляет 2 м под углом 30 °.
Удельная производительность сита при ширине
щели 0,75 -1 мм составляет 300 м3/ч на 1 м2. Срок службы
сит около четырех месяцев.
Кроме прямолинейных щелевидных сит, для пред-
варительного сброса воды и тонких шламов перед грохо-
тами применяют дуговые (криволинейные) сита.
Для обезвоживания крупного концентрата может
быть использован и спиральный грохот (рис. 14.3), со-
стоящий из спирального сита из нержавеющей прово-
локи трапециевидного сечения с размером щели 1 мм.
Спиральное сито имеет различные углы наклона: в верх-
ней части - 30°, в нижней - 50°. Благодаря такой кон-
струкции происходит более полное удаление жидкой
фазы через щели.
1 - щелевое сито; 2 - насадок;
3 - сборник подрешетного продукта; 4 - разгрузочный
патрубок надрешетного продукта; 5 - крышка сборни-
ка; 6 - опорный конус
Справочник Коксохимика. Трм J
Глава 14. Обезвоживание продуктов обогащения углей
275
Грохот работает следующим образом. Концентрат с
порога отсадочной машины в количестве 400-450 м3/ч
по желобу поступает на внутреннюю часть спирали через
питающую насадку. За счет сужения насадки на выходе
скорость пульпы возрастает до 4 - 5 м/с. Под действием
центробежных сил поток пульпы прижимается к внешней
стороне спирали. Жидкая часть пульпы удаляется через
щели сита и поступает в сборник, твердая под действием
силы тяжести проходит вниз к разгрузочному патрубку
и далее - на ленточный конвейер.
Данные работы спирального грохота показывают,
что влажность обезвоженного крупного концентрата
составляет 6,1 %, а содержание твердого в подситном
продукте 80 кг/м3 и унос класса < 0,1 мм в подситный
продукт 8,8 %.
При дешламации надситного продукта содержание
класса < 0,1 мм в нем составляет всего 0,8%, что свиде-
тельствует о высокой эффективности обезвоживания
угля. По сравнению с плоскими подвижными грохотами
спиральный грохот имеет более простую конструкцию,
меньшие габаритные размеры, прост в обслуживании.
Срок службы щелевой поверхности грохота > 3-х меся-
цев. Применение спирального грохота может привести
к снижению эксплутационных расходов в УПЦ.
Для предварительного обезвоживания мелкого кон-
центрата применяют конусные неподвижные грохоты
типа ГК, рассмотренные в разделе 9.2 (табл. 9.13).
Конусные грохоты по сравнению с механическими
обладают рядом преимуществ: удельная производитель-
ность их по твердому и пульпе выше соответственно
в 3 и 5 раз, они надежнее в работе, не требуют больших
эксплуатационных затрат, не нуждаются в ежедневных
ремонтах и осмотрах, не требуют расхода электроэнер-
гии, легко компонуются на любой отметке фабрики, не
имеют вибраций и шума, сита обладают повышенным
сроком службы. Однако эффективность обезвоживания
у них ниже, чем на вибрационных грохотах.
Обезвоживание шлама. Обезвоживание шламов,
осуществляется на подвижных грохотах и в центрифугах.
Для обезвоживания на грохотах угольной мелочи 0 - 3 мм
рекомендуется сетка «Волна», а для шлама - сетка «Луган-
ка». Сетки «Луганка» и «Волна» изготовляют из стальной
нержавеющей проволоки с размерами отверстий соот-
ветственно 0,4 х 1,2 и 0,7 х 1,9 мм и живым сечением 37,5
и 40,9%. Сетка «Волна» в 4 раза легче щелевидных сит,
более надежна в эксплуатации. Изготовляет сетку «Вол-
на» Запорожский метизный завод. Сетка «Луганка» дает
возможность получить удельную производительность по
твердому б - 6,5 т/(м3-ч). Она в 20 раз легче и в 4 - 6 раз
дешевле щелевидных сит. Срок ее службы 3-6 месяцев.
Изготовляет сетку «Луганка» Киевский метизный завод
им. Письменного.
143. Обезвоживание мелких классов
центрифугированием
Обезвоживание продуктов под действием центро-
бежных сил, когда ускорение в сотни раз превосходит
ускорение силы тяжести, характеризуется высокой эф-
фективностью.
В качестве обезвоживающих аппаратов на обогати-
тельных фабриках применяются высокопроизводитель-
ные фильтрующие (табл. 14.2) и осадительные центрифу-
ги (табл. 14,3).
Фильтрующие центрифуги по способу выгрузки
осадка подразделяют на инерционные, шнековые и ви-
брационные. Они применяются для обезвоживания мел-
кого концентрата и промпродукта.
В вертикальных вибрационных центрифугах
ЦФВШнВ-1,00-ВМ; ЦФВВ-1,00-МПт и ЦФН В-1,00-М Пт
фильтрующая поверхность набрана из керамических
элементов.
Принцип действия центрифуги ФВВ-100 (рис. 14.4)
основан на вращательном движении фильтрующего ро-
Параметры ФВШ-950 о <*» 3 , е ЦФВШнВ-1,00-ВМ oooi-твФ 5»ч О О 1 £ CQ СО § ФВВ-112.1У-02 § S со S | зс со е «Наэль-2» «Наэль-3»
Производительность, т/ч 80 150 80 100 100 100 80 60-80 80 50 100
Крупность исходного, мм 0-13 0-13 0-3 0-13 0-13 0-13 0-13 0-13 0-13 0-13 0-13
Влажность, %: исходного осадка 25 7-12 25-30 7-12 30 6-8 25 7-10 25 7-10 17-20 8-9 30 7-10 17-20 8-9 30 7-12 30 5-8 30 5-8
Способ выгрузки Шнековый.: Вибрационный Инерционный Шнековый
Мощность электродвигателя, кВт 40 55 37 37 23 22 23 22 20 40 40
Габаритные размеры, м: длина ширина высота 2450 1680 1400 3030 2170 ; 1750 2350 j 1950 1400 | ‘ 2950 ' 2300 1400 2900 2165 1560 3000 2200 1800 2900 2165 1560 2568 2058 1360 2545 2165 1860 2780 1050 2300 2750 2000 2050
Масса, кг 3600 4850 3350 I 1 3670 3150 3200 3150 2855 3340 6780 6600
Изготовитель Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко Польша
Таблица 14.2.
Техническая характеристика
вертикальных вибрационных
центрифуг
Справочник Крксохимика. Том 1
276
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 143.
Техническая характеристика
осадительных
и вибрационных центрифуг
для обезвоживания
тонкозернистого угля
Параметры г Н0ГШ-1120Ф Н0ГШНЙ2Ф. 0ГШ-4594О1 0ГШ-795Л-01 ЦФШнГ- 1,00ВМ ЦоШнГ-0,63 EBW-36
ПрОИЗВОДИТеЛЬ1Й^;:1:г по иабД^й^^П 120 30 220 50 До7,5 ; • •: 40-140 100-120 35-40 30-40 8 45 45
•hСодержание твердого, кг/м1 * 3 0-6 До 600 0-6 До 600 0-3 До 300 До180-7ВО; \ 0-3 До 50 - 60% 0-3 До 50-60% 0-6 До 400
Влажность осадка, % 30 28-34 19-22 19-26 :«-20 25-30 25
Мощность электродвигателя, кВт 110 160 37 132 — 30 40
Габаритные размеры, м: длина ширина высота 5200 3750 1600 4250 3700 1850 нет данных 4600 2400 1600 2400 2300 1850 3000 2000 1300 2000 2200 2000
Масса, кг 12500 . .1584)0 .. 2800< 12W 4350 3000 6000
• ’ • • ь « ; - t - :: *4 <• Мзпето&итедь\СлФ г завод, Россия г. Харьков Гипромашуглеобогащение, г. Луганск США
тора 2 при одновременном его вертикальном колебании
(вибрации).
Влажный продукт поступает в центрифугу через
верхнее отверстие на внутренний распределительный
конус, а затем на фильтрующий ротор. Под действием
центробежных сил, возникающих от вращения ротора
и его колебаний, продукт перемещается к верхней рас-
ширенной части ротора, потом выбрасывается в прием-
ный кожух. Вода по пути движения продукта фильтруется
и собирается в наклонном кольцевом сборнике, откуда
через специальный патрубок выводится из центрифуги.
Производительность центрифуги ФВВ-100 по твер-
дому 80-100 т/ч. При влажности исходного продукта
20 - 25 % влажность обезвоживающего осадка составляет
7-9 %. Аналогична ФВВ-100 центрифуга ФВИ-100, но при-
меняется для обезвоживания антрацитового концентрата.
Центрифуга ФВГ-132 отличается от ФВВ-100 лишь
расположением фильтрующего ротора, установленно-
Рис. 14.4.
Вертикальная вибрационная
фильтрующая центрифуга
ФВВ-1
1 - загрузочное устройство; 2 - фильтрующий ротор; 3,7- электродвигатели; 4 - штатив; 5 - шатун;
6 - коленчатый вал; 8,9- амортизаторы; 10,11 - наружный и внутренний кожух; 12 - головка возбудителя вибраций;
13 - распределительный конус
277
Глава 14. Обезвоживание продуктов обогащения углей
го консольно на горизонтальном валу. Производитель-
ность центрифуги ФВГ-132 около 250 т/ч, диаметр ротора
1320 мм, частота его вращения 400 мин’1. Число осевых
вибраций в минуту и их аплитуда соответственно состав-
ляют 1570 - 1620 и 5 - 6 мм.
К новому типу фильтрующих центрифуг относится
центрифуга ФВВ-150, которая отличается от известных
тем, что в ней установлен конический ротор с большим ди-
аметром вниз. Такое расположение ротора обеспечивает
прямоточное движение обезвоженного материала. Сила
динамического напора при этом сохраняется и использу-
ется полностью при фильтровании, а при вынужденной
остановке центрифуги ротор не зашламовывается.
Шнековые фильтрующие центрифуги имеют кон-
структивные особенности, выгодно отличающие их от
вибрационных: центральная загрузка обеспечивает
равномерное распределение продукта по всей фильтру-
ющей поверхности; увеличенная фильтрующая поверх-
ность (щелевидные сита) позволяет высококачественно
обезвоживать исходный продукт; защита от перегрузок,
являющаяся неотъемлемой частью центрифуги, улучша-
ет ее обслуживание; благодаря применению планетар-
ного двухступенчатого редуктора уменьшены размеры
и масса центрифуги, а также снижено потребление элек-
троэнергии.
Исходный материал подается в центрифугу ФВШ-950
(рис 14.5) через загрузочный патрубок в верхней ее части
и поступает на вращающуюся крышку, расположенную
в верхней части шнека. Центробежная сила разбрасывает
материал с крышки на вращающийся ротор. В результате
вода и некоторая доля твердого, размер которого мень-
ше или равен ширине щели сита, уходит по трубопрово-
дам в слив. Обезвоженный материал, оставшийся в сите,
шнеком направляется вниз для разгрузки. Материал по
ситу движется за счет разности частот вращения ротора
и шнека и угла наклона скребков шнека.
Шнековая центрифуга ФВШ-950 имеет ряд положи-
тельных особенностей: усовершенствована конструкция
шнека, что дало возможность по мере износа заменять не
весь шнек, а только скребки и разбрасывающую крышку;
установлен дифференциальный редуктор, более простой
и надежный в работе, чем планетарный; установлены
5 пар пружинных амортизаторов, что снизило динамиче-
ские нагрузки на перекрытие.
Принцип действия осадительных центрифуг осно-
ван на улавливании твердых частиц шлама из пульпы
и их обезвоживании в сформировавшемся осадке под
влиянием центробежных сил. Распространенным типом
таких машин являются горизонтальны шнековые центри-
фуги (рис. 14.6).
Исходная пульпа подается в ротор 5 центрифуги по
питающей трубе 10 через конический шнековый ротор 7
и патрубки 6. Равномерное распределение пульпы обе-
спечивается направляющими 4. Внутри вращающегося
ротора образуется жидкостная ванна, уровень, которой
регулируется заслонками 2 на торцевой крышке ротора.
Осевший на внутренней стенке ротора материал транс-
портируется шнеком в узкую часть конуса. Шнек имеет
Рис. 14.5.
Центрифуга ФВШ-950
1 - подмоторная плита; 2 - система смазки; 3 - рама; 4 - редуктор; 5 - корпус; 6 - крестовина; 7 - защитный кожух;
8 - шнек; 9 - ротор; 10 - ограждение
Справочник Коксохимика. Том 1
78
Раздел 2. Обогащение углей
Вакуумный фильтр ДУ-250
(«Сибирь»)
Рис. 14.6.
Центрифуга НОГШ-1350 и
принципиальная схема
ее работы
вид ленточной спирали 3 в цилиндрической части ротора
и сплошной спирали 8 в конической части. Слой осадка
из зоны осаждения поступает в зону обезвоживания, где
дополнительно отделяется вода. Обезвоженный продукт
выгружается через отверстия 9 в роторе. Осадок поступа-
ет в разгрузочную камеру, а осветленная жидкость - че-
рез сливные окна 1 в камеру фугата. В случае аварийной
остановки автоматически срабатывает предохранитель-
ный клапан, направляющий питание мимо машины.
Наряду с указанной осадительной центрифугой
выпускается и используется на ОФ осадительно-филь-
трующая центрифуга НОГШ-1120Ф (НОГШ-1312Ф). Ротор
этой центрифуги состоит из двух ступеней. Фильтрующая
ступень оснащена шпальтовым ситом с зазором между
колосниками 0,2 - 0,3 мм.
Она охватывает коническую часть ротора. Такое
расположение позволяет сохранить необходимые длину
и объем осадительной ступени ротора и в то же время
упростить конструкцию центрифуги. Фильтрующая сту-
пень снабжена шнеком, навитым на наружную поверх-
ность конической части осадительного ротора.
Кинематическая схема осадительно-фильтрующей
центрифуги устроена так, что вращение фильтрующей
ступени сообщает шнековый ротор осадительной ступе-
ни, а не основной ротор. Это способствует более равно-
мерному распределению материала по фильтрующей
поверхности.
Влажность обезвоженного в центрифугах материала
зависит от гранулометрического состава материала, под-
вергающегося обезвоживанию, особенно - наличия в пи-
тании илистых частиц. На эффективность работы центри-
фуг влияют: удельная нагрузка на фильтрующее сито, со-
стояние и величина живого сечения сита (фильтрующие
центрифуги), время пребывания осадка в роторе, плот-
ность питания и угол конусности ротора (осадительные
центрифуги). Для всех центрифуг большое значение име-
ют равномерность загрузки и центробежная сила. В оса-
дительные центрифуги рекомендуется подавать питание
с содержанием твердого не ниже 300 - 400 кг/м3.
Фильтрующие центрифуги стабильно работают при
колебаниях влажности исходного от 12 до 30%. При уве-
личении влаги в питании более 30% возрастают потери
твердого с фугатом, хотя влажность осадка может оста-
ваться неизменной. Вибрационные фильтрующие цен-
трифуги меньше измельчают уголь и содержат меньше
твердого в фугате, чем шнековые фильтрующие центри-
фуги, хотя у последних влажность осадка, как правило, на
1 -1,5% ниже.
Зависимость влажности (%) обезвоженного
в осадительно-фильтрующей центрифуге осадка от со-
держания в нем частиц крупностью < 74 мкм можно оце-
нить по эмпирическим выражениям:
для углей марок А, К,Т и Ж
1Г = (5.3 + 0.42 v-.) ± 2;
ос 1 4
для углей марок Г и Д
W =(9,5 + 0.42 у - ,)±2,
где у.74 - содержание частиц < 74 мкм в обезвоживае-
мом материале, %.
Эти зависимости могут быть использованы для
прогнозирования и для контроля работы осадительно-
фильтрующих центрифуг.
14.4. Фильтрование
Обезвоживанию фильтрованием подвергаются фло-
тационные концентраты, отходы флотации и шламы.
Процесс фильтрования состоит в формировании на
фильтрующей перегородке осадка твердых частиц и уда-
лении жидкой фазы через этот слой и пористую пере-
городку. Движение жидкой фазы через образующийся
осадок и фильтрующую перегородку происходит под
влиянием разности давлений, создаваемых по обеим сто-
ронам перегородки. Для реализации данного принципа
обезвоживания используются вакуум-фильтры (диско-
вые, ленточные, барабанные) и фильтр-прессы периоди-
ческого действия (рамные и камерные).
Процесс обезвоживания фильтрованием на вакуум-
фильтрах состоит из двух периодов: непосредственно
фильтрования, когда на фильтрующей перегородке обра-
зуется осадок, т. е. происходит фильтрование при полном
насыщении пор осадка водой, и просушка осадка, в про-
цессе которой происходит частичное удаление фильтру-
емой жидкости из пор, т. е. фильтрование при неполном
насыщении пор осадка водой.
Первый этап характеризуется постепенным уве-
личением толщины осадка и удалением фильтрата, вто-
рой - частичным удалением фильтрата.
В начальный момент фильтрования часть частиц,
размером менее размера отверстия фильтровальной
перегородки, уходит в фильтрат. Но по мере нарастания
слоя осадка фильтрование происходит через этот слой,
и содержание тонких частиц шлама, уходящих в филь-
трат, резко уменьшается.
рл Г’..5Ч 11 и к Кск.ихимпк.! 1им 1
Глава 14. Обезвоживание продуктов обогащения углей
279
Дисковые вакуум-фильтры. Для обезвоживания
флотационного концентрата наибольшее распростране-
ние получили дисковые вакуум-фильтры (табл. 14.4).
Параметры - _ «Украина- - «ГорНЯК- 140» «Сибирь- 250»
Производительность^ Т/Ч: 28-42 50-75
Площадь фильтрава-.- НИЯ,^2 >-'80 140 250
Крупное ть питаний ш - 1 1 1
Рабочее давление -* < (вакуум), МПа * - --- L GjO85 0,085 0,085 7
Содержание твердого в исходном, кг/м3 2(50—400 200 - 400 200-400
Влажность осадка, % 30 30 30
Диаметр дисков, м 2,7 . 3,5 3,75
Число дисков, шт 8 10 14
Числосе#горов: ВДИ£№Ж_'::7/ - ; ‘ < ; ;; 12 " J Л > - - < 18 '
Частб^-вращеяиягмин1 0,5-1,5 0,2-1,1
Мощностьэдектродвй^ гатёля, кВт 11,0- . 21Л
Габаритные размеры, мГ длина ширина высота 6640 3230 2950 6310 > 4010 3790 w 4500 4600
Масса, т 10,71 30,0 32,25
Изготовитель ОАО Бердичевский машиностроительный завод «Прогресс»
Принцип работы всех дисковых фильтров одинаков.
Главные узлы вакуум-фильтров: ванна, ячейковый вал
с распределительными головками, диски, привод, ваку-
умная система. Диски собираются из секторов, которые
сообщаются патрубками с продольными внутренними
каналами вала. Боковые стороны дисков образуют филь-
трующую поверхность. Секторы закрепляются в специ-
альных гнездах пустотелого вала. К торцам вала с помо-
щью пружин прижимаются распределительные головки.
Вал с дисками опущен в ванну с фильтруемой пуль-
пой. Ванна фильтра со стороны входа секторов в пульпу
при работе фильтра имеет карманы, на обеих сторонах
которых установлены ножи для зачистки поверхности
фильтроткани. При вращении дисков на поверхности
секторов, погруженных в пульпу, происходит набор осад-
ка, затем по мере выхода секторов из суспензии осущест-
вляется подсушка осадка и перед погружением в ванну
его отдувка с поверхности фильтровальной ткани.
Вакуум-фильтр «Украина-80» (рис. 14.7) состоит
из ячейкового вала 3, опирающегося на подшипники 1
и частично погруженного в ванну 7. Центральная часть
вала полая, по периферии проходят 12 изолированных
друг от друга продольных каналов, каждый из которых
имеет ряд отверстий, выходящих на поверхность вала.
В эти отверстия вставлены 12 секторов 11, образующих
фильтрующие диски 4. К торцу вала плотно прилегают
неподвижные распределительные головки 5 с патрубка-
ми 8 - 10, обеспечивающие раздельный вакуум в зонах
фильтрации и просушки. Это достигается присоединени-
ем каждой из зон к отдельному ресиверу.
Вакуум-фильтр имеет систему мгновенной отдувки
осадка с секторов, включающую два воздухосборника,
воздухораспределители и клапаны. Сжатый воздух, по-
ступая через клапан мембранного типа в распредели-
тельные головки, обеспечивает быструю отдувку обезво-
женного осадка после его просушивания.
В ванне вакуум-фильтра имеется мешалка, предна-
значенная для взмучивания образующегося осадка.
Вакуум-фильтр «Горняк-140» имеет значительные
отличия от вакуум-фильтра «Украина-80». Основные из
них: увеличение на 75% поверхности фильтрования при
почти одинаковой занимаемой производственной пло-
щади; секционная ванна; наклонные секторы; устройство
подачи питания в начало зоны фильтрования; импульс-
ная отдувка; устройство, предотвращающее расслоение
суспензии в ванне и др.
Особенностью распределительных головок вакуум-
фильтра «Горняк» является отсутствие «мертвой зоны»
между зоной фильтрования и зоной просушки, что стало
Таблица 14.4.
Техническая характеристика
дисковых вакуум-фильтров
Рис. 14.7.
Дисковый вакуум-фильтр
«Украина-80»
1 - подшипник; 2 - нож; 3 - ячейковый вал; 4 - фильтрующие диски; 5 - распределительная головка; 6 - рама;
7 - ванна; 8,9,10- патрубки; 11 - сектор диска
Справочник Коксохимика. Том 1
280
Раздел 2. Обогащение углей
возможным благодаря наклону секторов в сторону вра-
щения диска.
Каждый диск состоит из 18 секторов, которые на-
клонены в сторону вращения вала под углом 35° отно-
сительно радиального направления. Кроме ускоренного
удаления фильтрата, такая конструкция секторов обеспе-
чивает увеличение зоны просушки на 50 % по сравнению
с зоной просушки вакуум-фильтра «Украина-80». А сокра-
щение зоны фильтрования компенсируется увеличением
частоты вращения дисков в 1,5 раза.
Дисковый вакуум-фильтр «Сибирь-250» мало чем от-
личается в конструкции от фильтра «Горняк». Он имеет
общую ванну и такую же систему отдувки, как и на вакуум-
фильтре «Украина-80». В нижней части ванны имеется ло-
пастная мешалка.
Вакуум-фильтр «Сибирь» является самым произво-
дительным, он предназначен главным образом для вновь
строящихся фабрик.
На процесс фильтрации влияет ряд факторов: струк-
тура осадка, вакуум, качество отдувки, частота вращения
дисков и уровень пульпы в ванне фильтров. Зернистые
материалы фильтруются быстрее и образуют пористые
осадки. Глинистые материалы дают плотные малопро-
ницаемые осадки. Ниже приводятся данные института
«УкрНИИуглеобогащение» об оптимальном ситовом со-
ставе питания вакуум-фильтров:
Класс круп-
ности, мм
>0,5 0,25-0,50 0,16-0,25 0,08-0,16 0-0,08
ВЫХОД,% 30-40 20-35 10-8 15-7 25- 10
стимость воздухосборника должна быть 1,5 м3 на 100 м2
фильтрующей поверхности.
Частота вращения дисков современных вакуум-
фильтров плавно регулируется с помощью тиристорного
привода и определяется конкретно для каждого флота-
ционного концентрата в зависимости от ситового соста-
ва, зольности, марки угля и других факторов. Колебания
уровня пульпы в ванне вакуум-фильтров вызывает сни-
жение их производительности от 20 до 40%. Для стаби-
лизации работы фильтров обязательным условием долж-
но быть наличие постоянного перелива или системы
автоматического регулирования уровня пульпы в ванне
фильтра.
Схема установки вакуум-фильтра. Эффективность
работы дисковых фильтров зависит и от компонов-
ки вакуум-фильтров. Существуют две основные схемы
вакуум-фильтровальных установок - с принудительным
удалением фильтрата из ресивера насосами и с самотеч-
ным удалением фильтрата. Схема с самотечным удале-
нием фильтрата более предпочтительна и применяется
на большинстве обогатительных фабрик (рис. 14.8). При
применении данной схемы фильтр и ресивер должны
быть установлены выше гидрозатвора на 10,5 м. По этой
схеме фильтрат из ресивера 4 самотеком поступает в ги-
дрозатвор 5, из которого может удаляться насосом.
Преимущества данной схемы заключаются в про-
стоте и надежности в работе, в независимости удаления
фильтрата от работы насосов, а также в меньших потерях
вакуума в вакуумной сети, так как в схемах с принуди-
тельным отводом фильтрата вакуумная сеть более раз-
ветвлена.
Рис. 14.8.
Схема установки вакуум-
фильтра
Для улучшения грануло-
метрического состава питания
фильтров и повышения их про-
изводительности рекомендуется
присадка зернистого шлама с ми-
нимальным (до 5%) содержанием
частиц < 0,15 мм и > 1,5 мм. Произ-
водительность вакуум-фильтров
при обезвоживании флотацион-
ного концентрата коксующихся
углей составляет 0,2-0,4 т/(м2-ч).
Повышению производительности
фильтров способствует флоку-
ляция 0,15 %-ным раствором по-
лиакриламида (расход 10-12 г/т)
с подачей его за 1,5 м до места по-
ступления исходного в ванну.
Повышение эффективности
отдувки, определяемое коэф-
фициентом отдувки (отношение
массы отвалившейся части кор-
ки к массе всей корки на сетке),
способствует росту производи-
тельности фильтра и качеству
обезвоживания. Этот коэффици-
ент колеблется от 0,15 до 0,9 при
среднем значении для фабрик
Донбасса 0,6 - 0,7. Для обеспече-
ния качественной отдувки вме-
Питание
Сжатый воздух
5
О
II
3?
5
1 - вакуум-фильтр;
2 - воздухосборники;
3 - вакуум-насосы;
4-ресиверы;
5-гидрозатвор
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 14. Обезвоживание продуктов обогащения углей
281
При установке на обогатительной фабрике несколь-
ких вакуум-фильтров схемы их соединения с вакуум-
насосами и удаления фильтрата могут быть общая [46]
(рис. 14.9а), групповая (рис. 14.96) и индивидуальная
(рис. 14.9в). Наибольшее распространение получила об-
щая вакуумная схема.
Применяемые вакуум-насосы и воздуходувки имеют
одинаковые технические параметры: подача - 50 м3/мин;
вакуум - 85 - 90 кПа; давление нагнетания - 200 кПа; ча-
стота вращения ротора - 740 мин'1; мощность электро-
двигателя -125 кВт.
Нормальным считается режим, когда объемная по-
дача вакуум-насоса равна 0,8 м3 на 1 м2 фильтрующей по-
верхности в минуту.
Современные высокопроизводительные вакуум-
фильтры, обеспечивающие высокий вакуум в системе,
способны к эффективному обезвоживанию флотокон-
центрата без пеногашения.
Ленточные вакуум-фильтры. Для обезвоживания
крупнозернистого шлама на углеобогатительных фабри-
ках могут использоваться ленточные вакуум-фильтры.
Схема его работы показана на рис. 14.10, общий вид - на
рис. 14.11.
Основным рабочим элементов ленточного фильтра
является фильтровальная ткань (на рисунке не показана),
которая обтягивает резинотканевую ленту 5 и укрепля-
ется с помощью резиновых шнуров. В ленте предусмо-
трены отверстия, которые соединяют подтканевое про-
Рис. 14.9.
Схемы соединения вакуум-
фильтра с вакуум-насосами
(рравочник Коксохимика. Том 1
282
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 14.10.
Схема работы ленточного
вакуум-фильтра
1,6- приводной и натяжной барабаны;
2 - вакуумная камера; 3 - борт; 4 - питающий лоток;
5 - резинотканевая лента; 7 - опорные ролики;
8 - нож для съема осадка
специальным ножом. В нижней части фильтра обе лен-
ты регенерируются водой, выходящей под напором (из
брызгал). После выравнивания ленты опять готовы к ра-
бочему циклу. Влажность осадка составляет 23-25%.
Бердичевский машзавод «Прогресс» выпускает ленточ-
ные вакуум-фильтры двух типов: с фильтровальной тка-
нью, закрепленной на поверхности резинотканевой дре-
нажной ленте (ЛОН) и со сходящейся фильтровальной
тканью для промывки (ЛОП), табл. 14.5.
Фильтр-прессы. Обезвоживание отходов флотации
с целью их утилизации или складирования в отвалах - до-
статочно сложная задача. Отсутствие этой операции на
многих обогатительных фабриках привело к появлению
илонакопителей, большинство из которых уже заполне-
ны или находятся в стадии предельного заполнения.
Рис. 14.11.
Ленточный вакуум-фильтр
1 - приводной барабан; 2 - резиновая лента; 3 - натяжной барабан; 4 - отверстия для отвода фильтрата;
5 - вакуум-камера; 6 - ролики для опоры ленты
странство ленты с окнами золотниковой решетки вакуум-
камеры 2. Камера снабжена патрубками для отвода филь-
трата в коллектор.
Процесс фильтрации на ленточных вакуум-фильтрах
происходит следующим образом: исходная пульпа за-
гружается на фильтровальное полотно, которое под дей-
ствием ее массы и вакуума плотно прилегает к дренаж-
ной ленте, образующей лоток с неподвижными бортами.
После прохождения зон фильтрования и сушки
фильтровальное полотно с обезвоженным материалом
движется к разгрузочному устройству, где происходит
удаление осадка и при необходимости - очистка полотна
Наиболее интенсивно процесс обезвоживания фло-
тационных отходов осуществляется на фильтр-прессах,
в которых обеспечивается получение транспортабельно-
го твердого осадка влажностью 20 - 25 %.
По принципу действия фильтр-прессы подраз-
деляются на прессы периодического и непрерывного
действия (ленточные). Первая категория прессов клас-
сифицируется по конструктивному признаку на два
класса: горизонтальные и вертикальные. В зависимости
от устройства фильтровальных камер различают гори-
зонтальные фильтр-прессы, рамные, камерные и диа-
фрагмовые.
Таблица 14.5.
Техническая характеристика
ленточных вакуум-фильтров
Параметры ЛОН-4,5 ЛОН-10 лоп-ю лоп-зо ЛОП-60
Площадь поверхности фильтрования, м2 4,5 10 10 30 60
Рабочая ширина фильтровального полотна, мм 1200 2000 2000 2000 3200
Вакуум, МПа 0,068 0,068 0,05 0,05 0,05
Содержание твердого, г/л:
в питании 600 680 500 500 450
в фильтрате 30 40 70 70
Мощность электродвигателя, кВт 5,7 12 6,3 23,1 41,512
Габаритнъгеразмеры, мм:
длина 11710 12700 9720 13870 23900
ширина ' 1350 /3240 3830 5350 7320
высота - 1600 - / 2590 1890 3550 3340
Масса, т . 4,0 9,7 8,9 23,5 46,2
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 14. Обезвоживание продуктов обогащения углей
283
В практике углеобогащения наибольшее распро-
странение получили фильтр-прессы PF-ROW/570 (Поль-
ша) и отечественные различных типов, выпускаемые
Бердичевским заводом «Прогресс» (табл. 14.6). Перспек-
тивны к применению высокопроизводительные ленточ-
ные фильтр-прессы компаний Parnaby, Andriz.
Параметры ; I ЛМН20 Parnaby PF-R0W1/570
Производитель- ность, т/ч 6 -10 25-35 До 35 5-9
Содержание твер- дого, г/л: в питании в фильтрате 300-600 1-3 450 - 600 1,0 350 - 600 0,15 500 - 600 1-3
Влажность осадка, % 20-25 25-30 25-30 18-24
Площадьфиль-^ траци^м1 2 / .. ®20 30 570
Число фильтру- ющих плит (лент) 116 - (2) ЭД® ; Й0?®:
Установленная мощность, кВт 15 8,5 11 12,2
Габаритные раз- меры, мм; длина ширина, высота 13000 3000 2900 6500 4400. ШР • 11000 3500 3100 , 15000 2300 1800
Масса, т .60 17,9 20 55
На УПЦ ОАО «Авдеевский коксохимзавод» введено
в эксплуатацию фильтр-прессовое отделение, оборудо-
ванное четырьмя ленточными фильтр-прессами компа-
нии Andriz (Германия).
Филыпр-пресс PF-ROW/570 (рис. 14.12) относится
к типу камерных, бездиафрагмовых автоматизированных
агрегатов, работающих под давлением в периодическом
режиме.
Цикл фильтрации состоит из операций, осуществля-
емых в следующей последовательности. Закрытие агре-
гата с помощью силового цилиндра 1 и гидропривода 13,
заполнение межплиточного пространства фильтр-пресса
и сборника 7 фильтруемым материалом с помощью насо-
са 12 при давлении 500 - 600 кПа. По заполнении сбор-
ника до верхнего уровня подача суспензии в него пре-
кращается.
Автоматически включается клапан 10, подающий
сжатый воздух в сборник вместимостью 20 м3, откуда
суспензия под давлением 900 кПа поступает в фильтр-
пресс. Фильтрование под таким давлением происходит
до практически полного исчезновения фильтрата, что
служит сигналом для снятия давления. Следующей опе-
рацией является продувка канала фильтр-пресса, от воз-
можных остатков суспензии. После окончания продувки
начинается процесс поочередного размыкания плит
и выгрузки обезвоженного осадка на ленточный конвей-
ер, движущийся под фильтр-прессом. На этом цикл филь-
трации завершается.
Принципиальное отличие технологии фильтра-
ции в фильтр-прессах ФКМ-600 заключается лишь в том,
что низконапорная закачка осуществляется с большим
(600-700 кПа) давлением насосом 6Ш8, высоконапор-
ная - не сжатым воздухом через сборник, а автоматиче-
ским включением второго насоса марки 1В100/10 (давле-
ние 900 кПа).
Таблица 14.6.
Характеристика фильтр-
прессов
8 9 10
Рис. 14.12.
Технологическая схема
фильтрации на фильтр-
прессе
1 - цилиндр смыкания плит; 2 - задвижка для продувки;
3 - фильтр-пресс; 4 - фильтровальные плиты;
5 - главная задвижка; 6 - задвижка на трубопроводе фильтрата;
7 - сборник шлама; 8 - контактный манометр;
9 - электроды контроля уровня; 10 - клапан сжатого воздуха;
11 - компрессор; 12 - насос; 13 - гидропривод
Справочник Коксохимика. Том 1
284
Раздел 2. Обогащение углей
Кроме PF-ROW 1/570 и ФКМ-600, в отечествен-
ной практике известны рамные автоматизированные
фильтр-прессы ФПАКМ-2,5у с механическим зажимом
плит и площадью фильтрующей поверхности 25 м2.
Удельная производительность такого пресса по обезво-
живанию флотоконцентрата 0,2 - 0,25 т/(м2-ч), отходов
флотации - 0,06 - 0,08 т/(м2-ч). Применение флокулянта
позволяет увеличить их производительность и сократить
время обезвоживания в 2 раза. Влажность осадка около
14-16% при толщине его на ленте 35 мм. Содержание
твердого в фильтрате до 3 кг/м3.
Работа фильтр-пресса ФПАКМ-25у осуществляется
автоматически в следующей последовательности. При
пуске схемы включается механизм зажима, плиты подни-
маются вверх и уплотняются. При достижении необходи-
мого усилия сжатия фильтрующих плит электродвигатель
механизма зажима автоматически отключается. Открыва-
ется клапан подачи суспензии. Суспензия поступает че-
рез коллектор подачи в межплитное пространство всех
фильтрующих плит одновременно. После заполнения
фильтра суспензией и достижения требуемого давления
происходит фильтрация.
По истечении установленного на фильтрацию вре-
мени клапан подачи суспензии закрывается, открыва-
ется клапан коллектора давления для подачи воды на
диафрагму. Начинается операция «Отжим», при которой
происходит удаление из суспензии жидкости, находящей-
ся в рамном пространстве, и формирование осадка. По
окончании данной операции срабатывает клапан коллек-
тора давления и закрывается канал подачи на диафрагмы.
Затем открывается канал выпуска воды, клапан сброса
давления из коллектора подачи, клапан подачи воздуха.
Воздух продувает коллектор подачи, а при закрывшемся
клапане сброса давления дополнительно просушивает
осадок и выдавливает воду из полостей диафрагмы. По-
сле продувки осадка воздухом открывается клапан сброса
и при падении давления в рамном пространстве до нуля
включается механизм разжима плит и механизм натяже-
ния фильтроткан и. Происходит разжим фильтрующих рам
и опускание их в нижнее крайнее положение.
Производится натяжение ткани и включается привод
передвижки. Приводной барабан, вращаясь, перемещает
фильтровальную ткань совместно с осадком. Осадок, вы-
носимый фильтротканью из межплитного пространства
на роликах, снимается ножами съема осадка. Осадок па-
дает на двухстороннюю течку за пределы фильтр-пресса.
С началом движения фильтровальной ткани открывается
клапан подачи промывной жидкости в камеру регенера-
ции, где происходит очистка ткани ножами и регенерация
ее. Клапан подачи промывной жидкости в камеру регене-
рации закрывается одновременно с включением привода
передвижки ткани. На этом заканчивается один цикл.
Фильтровальные сетки для вакуум-фильтров.
Процесс фильтрования во многом зависит от качества
фильтровальной ткани, которая регламентируется разме-
ром отверстий (номер сетки) и материалом, являющимся
основой сетки. На вакуум-фильтрах применяются сетки
№ 20,30 и 40. Ниже даны параметры различных номеров
сеток (табл. 14.7).
Сетки изготавливаются из нержавеющей стали, фос-
фористой бронзы и синтетических материалов, а также
комбинированные из металлических и полимерных ни-
тей. Фильтровальные сетки КПФ и СПФ-11 прямого пле-
тения отличаются простотой конструкции по сравнению
с фильтровальной сеткой из капронового волокна (пере-
плетение «елочкой»), которая до недавнего времени
была основной фильтровальной перегородкой диско-
вых вакуум-фильтров на углеобогатительных фабриках.
Живое сечение новых сеток стабильно, их ячейки, об-
разующие прямой канал, жестко фиксированы. Эти сет-
ки отличаются от капроновых большей эластичностью,
упругостью, меньшей массой и стоимостью. Особое пре-
имущество сетки КПФ - устойчивость к истиранию. Техно-
логические показатели работы вакуум-фильтров с сеткой
прямого плетения приведены в табл. 14,8.
Хорошие результаты получены при использовании
пропиленовой сетки ТТ-156 и сетки из капростали. При-
менение полимерных сеток для вакуум-фильтров по-
зволило увеличить их производительность на 10 - 30%,
главным образом за счет лучшего отслаивания осадка,
Таблица 14.7.
Параметры сеток для
вакуум-фильтров
Номер сетки 10 16 20 30 40 50 60 70 80 100
Число отверстий на 1см2 WQ 256 400 . 900 1600 2500 3600 4900. 6400 10000
Размер отверстий, мм 0,6 0,385 0,3 од. 0,15 : 0,12 0,102 0,088 0,075 0,06
Таблица 14.8.
Показатели работы вакуум-
фильтров с различными
сетками
Параметры Тий сетки ;
капроновая латунная (0,2x0,2) слан 1 и клф ТфИМегоппетения) лавсановая (прямого плетения)
Срок службы сетки, мес.. >12 г 1,5 >12 >12
' Конечная влажность осадка, % _ 23,-25 25-27
Содержанйетвердигов фильтре, кг/м3 ; ’ ‘ 60-80 25-30 . . Д050
Средняя удельная производитедьностьвакуум- фильтра, т/(м2 ч) / ' • -0,35-0,5 " 0,25 - 0,35 0,35-0,45 0,35-0,45
Справочник коксохимика. Том 1
Глава 14. Обезвоживание продуктов обогащения углей
285
уменьшить влажность осадка на 1 - 2%, снизить содер-
жание твердого в фильтрате на 10 - 15 кг/м3 и повысить
срок службы фильтрующего элемента до 8 -10 месяцев.
Интенсивность вывода фильтрата из зон фильтрова-
ния и просушки во многом зависит от конструкции сек-
торов. В настоящее время деревянные и металлические
секторы заменены синтетическими и резиновыми. Ис-
пользование синтетических материалов при изготовле-
нии секторов для вакуум-фильтров позволяет повысить
антикоррозийную стойкость секторов, уменьшить массу
сектора, значительно удлинить срок их службы, снизить
стоимость, увеличить живое сечение фильтрующей по-
верхности, благодаря чему растет производительность
вакуум-фильтров. За счет равномерной отдувки отсадка
по всей фильтрующей поверхности обеспечивается поч-
ти 100 %-ный его съем.
Фильтрующие ткани для фильтр-прессов - это
различные виды плотной капроновой ткани (артикул
56033) шириной 1,6 м. Срок службы ткани около 3 ме-
сяцев.
ГЛАВА 15
ВОДНО-ШЛАМОВОЕ ХОЗЯЙСТВО ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
15.1. Общая характеристика
Водно-шламовое хозяйство углеобогатительной
фабрики в системе коксохимического завода представ-
ляет собой сложный комплекс машин, аппаратов и техно-
логических линий, предназначенных для улавливания
шламов и их обработки, складирования высокозольных
шламов и илов, осветления оборотной воды, подачи ее
к месту использования и обеспечения очистки сточных
вод, сбрасываемых в реки и водоемы.
Расход технической воды, необходимой для про-
цессов обогащения, в среднем составляет - 3 - 5 м3 на 1 т
рядового угля. Для снижения потребления воды в схемах
углефабрик предусмотрено ее многократное использо-
вание путем циркуляции. Это позволяет снизить забор
свежей воды из внешних источников до 0,1 - 0,2 м3 на 1 т
рядового угля.
Однако в процессе многократного циркулирования
в технической воде происходит накопление шламов и
изменяются физико-химические свойства жидкой фазы.
Шлам, к которому принято относить угольные или по-
родные частицы с крупностью 0-0,5 (1,0) мм, условно
подразделяется на первичный, поступающий на фабрику
с рядовым углем, и вторичный, образующийся в процес-
се его переработки из-за измельчения наиболее мягких
компонентов (шламообразование).
Шламообразование является следствием измельче-
ния и истирания углей в процессе их транспортирования,
перегрузок, непосредственно обогащения и размокания
глин. Интенсивность шламообразования зависит от фи-
зических свойств углей и минеральной составляющей,
применяемых схем обогащения и способов обработки
шламов. Количество вторичного шлама, образующегося
при различных процессах обогащения в % от исходного
угля, поступающего на операцию, приведено ниже:
Подготовительная мокрая классификация 1-1,5
Разделение в тяжелых средах, отделение суспен-
зии и обезвоживание на грохотах 1 - 2
Обесшламливание перед обогащением мелкого
угля при подаче материала:
самотеком 1,5
насосом 8-12
Разделение в тяжелосредных гидроциклонах, от-
деление суспензии и обезвоживание на грохотах 1 - 2
Обесшламливание перед отсадочными
машинами 1,5
Обогащение в отсадочных машинах 3-5
Обезвоживание в центрифугах:
вибрационных 1_ 2
шнековых 4-6
Из-за шламообразования при проектировании фа-
брик, предусматривающих обогащение всего шлама, его
количество принимают в два раза больше содержания
его в рядовом угле, опробованном в железнодорожных
вагонах.
15.2. Характеристика шламовых пульп
В шламовом хозяйстве обогатительных фабрик раз-
личают следующие разновидности шламовых продуктов:
первичный шлам; подрешетный продукт обезвожива-
ющих грохотов; крупный и мелкий шламы из пирамидаль-
ных сгустителей; шлам, содержащийся в фугате и филь-
трате; отходы с флотационных машин; энергетический
шлам, содержащийся в случайных переливах фабрики,
собираемых в наружных отстойниках; оборотная вода,
поступающая обратно в процесс; сточные воды.
Основные величины, характеризующие шламовые
пульпы, связаны между собой следующими соотноше-
ниями [51]:
объемы твердого и воды в 1 м3 пульпы (м3):
r/ Т з 10005-Г з
К=—j—.и;
О о
отношение воды к твердому по массе:
, = Ж:Г=«>Ы.
5Г
плотность пульпы:
А 10008 + (8 —1000)7" , ,
А =----------------—, кг/м3;
5
концентрация твердого:
где Т - масса твердого в 1 м3 пульпы, кг;
5 - плотность твердого, кг/м3.
В процессе циркуляции оборотной воды изменя-
ется ее плотность, вязкость (табл. 15.1). Эти параметры
являются важными для гравитационных процессов, на-
пример, для нормального ведения процесса отсадки
содержание твердого в оборотной воде должно быть
для глинистых шламов не более 50 кг/м3, для малогли-
нистых - 80 -100 кг/м3. С увеличением этого показателя
ухудшается качество обогащения (зольность концентра-
та отсадки может повыситься на 0,5 - 1 %) и его глубина
(при содержании твердого до 200 кг/м3 обогащение идет
только до 1 мм вместо возможного 0,5 мм).
Оборотная вода с повышенным содержанием твер-
дого продукта отрицательно влияет на процесс обезво-
живания.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 15. Водно-шламовое хозяйство обогатительных фабрик
287
С увеличением содержания твердого в циркуляци-
онной воде с 160 до 350 кг/м3 повышается влажность
обезвоженных на грохотах шламов на 5% при одновре-
менном росте зольности на 1 - 2 %.
Содержание твердого в пульпе, кг/м3 Вязкость пульпы ч-I О'3 Па-с, при крупности твердого продукта, мкм
<1000 <250 <75 <45
50 1,140 1,140 1,140 1,140
100 1,208 1,204 1,208 1,211
200 1,275 1,280 1,308 1,295
300 1,321 1,339 1,428 1,429
400 1,434 1,458 1,607 1,613
500 1,614 1,720 1,955 2,114
600 1,704 2,477 2,955 3,396
Скорость осаждения частиц шламов в воде, содер-
жащей твердого 200 - 250 кг/м3, уменьшается в 3-3,5
раза по сравнению с циркуляционной водой, содержа-
щей твердого 50- 100 кг/м3 при крупности осаждаю-
щихся частиц 125 - 150 мм и в 4 - 10 раз - при крупности
12-50 мкм.
В табл. 15.2 приведены данные института «УкрНИИ-
углеобогащение» об изменении зольности гравитацион-
ного концентрата в зависимости от содержания шлама
в оборотной воде. В случае значительного загрязнения
шламовых вод концентрат рекомендуется ополаскивать
водой для отмыва илистых высокозольных частиц.
Содержание твердого в оборотной воде, кг/м3 Крупность, мм
>13 0,5-13
0 7,5 7,5
20 . • 7^5, 7,5
50 7,5 7-6
100 7,5 7,7 ‘ /'
200 7,6 7,8
300 7,8 8,1
400 8,1 8,3
500 8,2 8,7
Солевой состав технической воды, применяемой на
фабриках, в большинстве случаев нейтральный по степе-
ни концентрации водородных ионов, содержание кото-
рых находится в пределах 6-8.
153. Схемы осветления шламовых вод
На углеобогатительных фабриках схемы освет-
ления шламовых вод по характеру технологического
процесса делят на три группы. К первой группе отно-
сятся одностадийные водно-шламовые схемы глубо-
кого осветления шламовых вод с получением чистого
слива (рис. 15.1 я). В этих схемах обычно используются
сгустительно-осветлительные устройства. Процесс ин-
тенсифицируется за счет применения флокулянтов
и флотации.
Справочник Коксохимика. Том 1
Ко второй группе относятся комбинированные схе-
мы осветления, которые предполагают частичное глу-
бокое осветление и неглубокое осветление оставшихся
шламовых вод (рис. 156) или вообще возврат последних
без какой-либо обработки (рис.15 в).
Иногда применяют третий тип - схему с неглубоким
осветлением всей шламовой воды (рис. 15г) в сгуститель-
ных аппаратах без применения флокулянтов. Здесь глу-
бокому осветлению с флокуляцией подвергается только
сгущенный продукт.
Самыми компактными и современными сточки зре-
ния удаления из системы тонких илистых частиц являют-
ся одностадийные схемы. Их недостаток - повышенная
объемная нагрузка на процесс флотации из-за низкого
содержания твердого (<100 кг/м3) в исходной пульпе.
Комбинированные схемы за счет присадки в питание
флотации сгущенного продукта и второй стадии обра-
ботки шламовых вод устраняют этот недостаток. Однако
комбинированные схемы, как и двухстадийные, более
сложны и требуют по сравнению с одностадийными ем-
кости с большей вместимостью.
Для фабрик с флотацией шлама рекомендуются пре-
имущественно комбинированные схемы с предваритель-
ным сгущением части шлама перед флотацией. По этой
схеме (рис. 15.2 а) мелкий концентрат обезвоживается
в багер-зумпфах. Одна часть слива зумпфа поступает не-
посредственно на флотацию, а другая - на сгущение, на-
пример, в радиальный сгуститель.
Комбинированная схема без предварительного
сгущения шлама перед флотацией приемлема тогда,
когда расход оборотной воды на фабрике не превыша-
ет 2,5 - 3 м3/т и возможно нормальное ведение процес-
са обогащения при повышенной плотности оборотной
воды. Эффективной следует считать схему (рис. 15.26}, где
шлам отделяют в начале процесса, что снижает шламо-
образование и циркуляцию шлама. Эта схема позволяет
получить практически чистую воду.
Таблица 15.1.
Изменение вязкости пульпы
при различной крупности
твердого продукта
Таблица 15.2.
Изменение зольности (%)
гравитационного
концентрата в зависимости
от содержания шлама
в оборотной воде
15.4. Оборудование водно-шламовых систем
Для создания устойчивой работы системы осажде-
ния шлама и осветления оборотной воды в схемах фа-
брик используются различные гидравлические класси-
фикаторы и осветлители.
На ряде фабрик Украины, введенных в эксплуатацию
в XX столетии, первичная обработка шламовых вод произ-
водится с помощью пирамидальных отстойников (клас-
сификаторов), представляющих собой железобетонные
емкости, в пирамидальной части которых установлены
краны для выпуска осевшего материала. При нормаль-
ном выпуске осадка пирамидальный классификатор
должен обеспечивать полное отсутствие в сливе зерен
> 1 мм, а зерен 1 - 0,5 мм - до 10 %. При граничном разме-
ре зерен в питании 0,3 мм и содержании в нем твердого
50,200 и 250 кг/м3 удельная нагрузка на 1 м2 должна быть
соответственно не выше 15; 8 и 7 м3/ч соответственно.
При содержании в исходном продукте пирамидальных
классификаторов твердого до 200 -100 кг/м3 в их сливе
обеспечивается не более 5 - 6 % твердых частиц > 0,5 мм,
что создает благоприятные условия для дальнейшей об-
288
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 15.1.
Схемы осветления
шламовых вод
со
а-с глубоким осветлением; б - комбинированная с предварительным сгущением части шламов;
в-то же без предварительного сгущения шламов; г-с неглубоким осветлением всей шламовой воды
1 - сгустительный аппарат; 2- флотационная машина
Рис. 15.2.
Водно-шламовые схемы для
фабрик с флотацией шлама
а)
I Мелкий
концентрат
Багер-зумпф
(Рядовой
уголь
Мокрый класс -
j (центрифуги) |"J
Фугат Концентрат
Слив ‘ Сгущение I
Флотация
На обогащение Гщравлическая
' классификация
Фильтрование Сгущение
| (вакуум-фильтр) | (сгуститель СЮ)
фильтрат , Концентрат Отходы Слив
Отсадка
Концентрат [ /7орода|
Гидравлическая
классификация
Концен-
трат
Флотация
Отходы
В циркултТцйк)'
- ------------------------------------------------~
l/fowqew-
Слив [трат:
. . Обезвожив. .
' >г ’(центрифуги) I.
Фильтрование Сгущение
. (сгуститель ПЗо)
Концен-
Фильтрат трат.
Слив /Отходы
~]<0.5
Фугат Концентрат
работки шламовых вод. С повышением содержания твер-
дого в питании показатели работы ухудшаются.
Вместо громоздких и дорогостоящих пирамидаль-
ных классификаторов нашли применение багер-зумпфы,
где обеспечивается слив по граничному зерну 0,5 мм,
извлечение и одновременное обезвоживание элева-
тором класса > 0,5 мм. Принцип работы этого аппарата
аналогичен предыдущему, но условия осаждения здесь
более благоприятные, так как крупнозернистый шлам
осаждается вместе с частицами угля размером до 13 мм
(25 мм). Удельная нагрузка на багер-зумпф (на 1 м2) при-
нимается 25 - 30 м3/ч. Эффективное осаждение достига-
ется при содержании в циркуляционной воде твердого
менее 120 кг/м3. Если содержание твердого в питании не
превышает 100 кг/м3, то багер-зумпф обеспечивает такие
же показатели, как и пирамидальный классификатор -
в сливе содержание класса > 0,5 мм до 10 %.
Для отделения шлама < 0,5 мм перед отсадкой и
выделения крупнозернистых частиц перед флотацией
применяют дуговые сита типа СД трех типоразмеров
с полезной площадью 0,95 м2 (СД-1), 1,9 м2 (СД-2) и 3 м2
(СДО-3) и соответственно производительностью по пита-
нию: 150 - 200,300 - 400,450 - 500 м3/ч. Рекомендуется на
дуговые сита подавать сгущенное питание.
Наиболее эффективно для целей обесшламливания
угля перед мелкой отсадкой использовать конусные гро-
хоты типа ГК, подробные сведения о которых приведены
в разделе 9.2 (табл. 9.12). Подобную функцию выполняют
и аппараты УЗО (узел загрузки отсадки), техническая ха-
рактеристика которых приводится ниже.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 15. Водно-шламовое хозяйство обогатительных фабрик
289
Производительность аппаратов: УЗО-2 УЗО-З
по пульпе, м3/ч 500 750
по твердому, т/ч 300 500
Площадь сита, м2 3,44 5,16
Размер щелей, мм:
дугового сита 1,0 1,0
колосниковой решетки 13 13
Эффективность отделения воды, % 75 75
Габаритные размеры, мм:
длина 4525 4525
ширина 1900 2980
высота 3550 3550
Масса, т 4,2 6,3
Завод-изготовитель Теплогорский за-
вод гидрооборудо-
вания, Луганская
обл.
Для целей сгущения шламов применяют и раз-
личные типоразмеры гидроциклонов, рассмотренные
в п. 11.4 (табл. 11.3).
Для улавливания и сгущения шламов, осветления
оборотной воды и отходов флотации широкое примене-
ние нашли радиальные сгустители с периферическим
и центральным приводом.
Удельная нагрузка на 1 м2 площади радиального
сгустителя при различном содержании твердого в ис-
ходном продукте приводится в табл. 15.3. Максимальная
удельная нагрузка по питанию на 1 м2 в зависимости от
характеристики шлама (при содержании твердого в ис-
ходном продукте 400 - 500 кг/м3 составляет 1,2 -1,5 м3/ч).
Ввод флокулянта способствует увеличению нагрузки
в 2 - 2,5 раза. При осветлении отходов флотации нагруз-
ка на 1 м2 площади радиального сгустителя без добавок
флокулянта не должна превышать 0,25 м3/ч, а с добав-
кой-от 2 до 1,3 м3/ч.
На фабриках чаще применяют радиальные сгусти-
тели с периферическим приводом. Осадок в таком ап-
парате распределяется так: максимальная толщина - по
периферии днища, а минимальная - у центра.
Ввод в питание сгустителя флокулянта не влияет на
распределение потоков, но осаждение флокул проис-
ходит не в горизонтальном, а в вертикально-нисходящем
потоке. Флокулы устремляются к центру сгустителя, что
облегчает выгрузку шлама и снижает нагрузку на при-
вод по сравнению с осаждением шлама без флокуля-
ции. Сгущенный продукт следует выпускать постоянно,
в противном случае будут резко ухудшаться показатели
осветления воды. Техническая характеристика радиаль-
ных сгустителей с периферическим приводом приведена
в табл. 15.4, а - с центральным приводом в табл. 15.5.
Эффективным устройством для сгущения флота-
ционных отходов и осветления жидкой фазы является
цилиндроконический сгуститель СЮ. Этот сгуститель
обеспечивает высокую степень сгущения отходов фло-
тации за счет уплотнения осадка под действием сил
тяжести твердой массы, вызывающего движение жидко-
сти в верхние слои.
В последние годы выпускаются усовершенствован-
ные цилиндроконические сгустители С10У, общий вид
которого показан на рис. 15.3.
Принципиальной особенностью сгустителя с осад-
коуплотнителем является большая глубина зоны ком-
прессии осадка. Полное давление в зоне уплотнения
равно сумме эффективного давления (в осадке) и ней-
трального (в жидкости). Эффективное давление переда-
ется через точки и площадки контактов твердых частиц и
действует на частицы, уплотняя их, нейтральное - созда-
ет напор в жидкости, вызывая ее фильтрацию.
Аппарат состоит из цилиндро-конического стально-
го корпуса 1, в верхней части которого укреплен мост 2,
несущий привод рыхлителя 3. Суспензия подается в цен-
тральную часть корпуса через загрузочное устройство 4.
Дополнительное уплотнение образующегося осад-
ка достигается с помощью рыхлителя 5, совершающего
возвратно-поступательное движение. Сгущенный про-
дукт выгружается роторным разгрузчиком 7.
Удельная нагрузка на (м3/ч)/ м2 Содержание твердого в литании, кг/м3
50 100 150
содержание в сливе, кг/м3 граничный размер зерна, мм содержание в сливе, кг/м3 граничный размер зерна, мм содержание; в сливе, кг/м3 граничный размер зерна, мм
/ V С применением флокулянта . .
0,75 ' .. .. 3 0,010 25 J 0,050;
1,50 1,10 / ’; j о,о» ... ,6 0,025 / 0,055 '
2,50 2,90 : \ < 8 0,058
3,50 6,76 оЖ 10 ’ А’ 0,036 0,062
4,50 12,00 0,033 25 - о;о48 - 47 - 0,110
без флокулянта
0,75 11,00 0,034 26,8 0,051 90 0,160
1,50 18,00 0,040 39,5 0,085 116 ОД75
2,50 :• 27,00 0,052 46,2 0,100 118 0,180
3,50 34,50 . 0,070 58,0 0,120 125 6,195
4,50 0,080 62,0 0,145 135 0,200
Таблица 153.
Удельные нагрузки [(м3/ч)/м2]
на радиальный сгуститель
при различных параметрах
пульпы
Справочник Коксохимика- Трм 1
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 15.3.
Сгуститель СТОУ
3
Сгущенный продукт достигает консистенции 500 -
800 кг/м3. Удельная нагрузка на 1 м2 сгустителя в зависи-
мости от интенсивности сгущения составляет, м3/ч: при
200 кг/м3 -4,5; 300 кг/м3 - 4,0; 400 кг/м3 - 3,5; 500 кг/м3 -
3,0; 600 кг/м3 - 2,5; 700 кг/м3 - 2,0; 800 кг/м3 - 1,8.
Техническая характеристика сгустителя
с оса дкоу пл от ните л ем
Скорость перемещения рыхлителя, кач/мин 3
Амплитуда перемещения, мм 200
Мощность электродвигателя, кВт:
рыхлителя 2,2
роторного разгрузчика 3
Частота вращения ротора, мин'1 4,9 - 9,8
Диаметр цилиндрической части, м 10
Высота, м:
цилиндрической части 7
общая 19,5
1 - корпус; 2 - мост; 3 - привод рыхлителя;
4 - загрузочное устройство; 5 - рыхлитель;
6 - привод разгрузчика; 7 - разгрузчик
Для осветления шламовых вод, которые образуют-
ся как избыточные циркуляционные потоки и переливы,
на некоторых фабриках оборудуют шламовые бассейны
вместимостью от 500 до 2000 м3. Осветленная вода из
бассейна возвращается на фабрику, а шлам выгружается
из отдельных ячеек бассейна с помощью специальной
гребковой машины МВШ (самоходная тележка, на ко-
торой шарнирно подвешен гребок, смещающий шлам,
осевший в бассейне, к приемнику). Средняя производи-
тельность машин МВШ 10 т/ч.
Осветление и складирование отходов флотации
осуществляется в илонакопителях, располагаемых обыч-
но в оврагах или балках за территорией фабрики. Освет-
ленная в них вода возвращается на фабрику или сбрасы-
вается в местные водоемы или реки.
Таблица 15.4. | Параметры П-18 П-25 П-30 П-40 П-50
Техническая характерист ика
радиальных сгустителей i Производительность, м3/ч 125-375 250-750 350-1800 600-1800 850-2550
с периферическим приводом | Диаметр чана, м 18 25 30 40 50
Глубина чана, м 3,6 3,6 3,6 4,0 4,5
। ; Площадь осаждения, м2 250 500 700 1250 1963
Мощность электродвигателя, кВт , 3 5 5,6 8,5 14
Габаритные размеры, м:
длина 18,8 25,8 31,0 41,2 51,2
ширина 18,8 25,8 31,0 41,2 51,2
высота 7,7 j 8,2 9,2 9,9 10,7
Масса, т {без чана) i 16,9 | 30,5 33,0 63,0 73,0
: Изготовитель j Иркутский завод тяжелого машиностроения, Российская Федерация
Глава 15. Водно-шламовое хозяйство обогатительных фабрик
Параметры Ц-2,5 Ц-4 Ц-б Ц-9 Ц-12 Ц-15 Ц-18 Ц-25 Ц-30 Ц-40 Ц-50 Ц-70 Ц-100
Производительность, м3/ч 3,5 6,5 15 30 50 85 125 245 350 625 975 1925 3925
Диаметр чана, м 2,5 4,0 6,0 9 12 15 18 25 30 40 50 70 100
Глубина чана, м 1,5 2,5 2,5 3,0 3,0 3,6 3,6 4,0 4,0 4,5 5,0 6,5 7,5
Площадь осаждения, м2 5 12 28 68 110 175 250 490 700 1250 1950 3850 7850
Мощность электродвигателя, кВт Габаритные размеры, м: 0,8 1,1 2,2 3,0 3,0 4,0 4,0 7,5 7,5 7,5 13,0 17,0 22,0
длина 2,7 4,1 6,6 9,7 14,0 17,0 20,0 27,0 32,0 42,0 52,0 72,0 102,0
ширина высота Масса, т (без чана) Изготовитель 2,7 3,2 4,3 4,1 4,3 2,0 6,6 9,7 14,0 17,0 20,0 27,0 32,0 42,0 52,0 5,6 6,2 6,4 6,8 7,4 5,0 8,0 13,0 17,0 Иркутский завод тяжелого машиностроения, Российская Федерация 72,0 102,0 200,0
Таблица 15.5.
Техническая характеристике
радиальных сгустителей с
центральным приводом
Радиальные сгустители
шлама.
Внешний вид
Радиальные сгустители
шлама.
Внутри помещения
ГЛАВА 16
ТЕРМИЧЕСКОЕ ОБЕЗВОЖИВАНИЕ
Рис. 16.1.
Зависимость равновесного
влагосодержания материала
от относительной
влажности воздуха
16.1. Общие сведения
Сушка является заключительным этапом обезво-
живания следующих продуктов обогащения: флотаци-
онный концентрат влажностью 22 - 26%, мелкий кон-
центрат с содержанием влаги 9 - 14% и шламы с влагой
22 - 25 %.
Процесс термического обезвоживания (сушка) за-
ключается в испарении влаги из углей за счет их контакта
с горячими дымовыми газами. Среду, воспринимающую
испаряемую влагу, называют сушильным агентом сушки.
В технологии термической сушки пользуются соб-
ственной классификацией влаги и, кроме общеприня-
того понятия гигроскопической влаги, различают влагу
свободную, избыточную и равновесную.
Свободной влагой считают разность между содержа-
нием общей и гигроскопической влаги.
Избыточная влага состоит из суммы свободной
и отчасти гигроскопической влаги, удаляемой из мате-
риала при данных условиях сушки и параметрах сушиль-
ного агента.
Равновесная влага представляет собой разность
между общей и избыточной влагой.
Каждый материал можно высушить только до равно-
весной влажности, которая зависит от состояния окружа-
ющей среды (температуры и относительной влажности).
Равновесная влажность характеризует состояние, при
котором установилось равновесие между давлением
пара на поверхности материала и парциальным давлени-
ем пара в окружающем воздухе (газе).
Равновесную влагу можно удалить при температу-
рах 105 - 110 °C при минимальной возможной влажности
сушильного агента.
Основными показателями, характеризующими
влажный воздух, является абсолютная и относительная
влажность, влагосодержание, температура точки росы,
теплоемкость и энтальпия.
Абсолютная влажность воздуха определяется мас-
сой водяного пара, содержащегося в 1 м3 воздуха.
Относительная влажность (%) - это отношение
массы водяного пара, содержащегося в 1 м3 влажного
воздуха при данных условиях, к максимально возможной
массе водяного пара в 1 м3 влажного воздуха в состоянии
насыщения.
Насыщенным называется влажный воздух или газ,
содержащий при данной температуре максимально воз-
можную массу пара.
Влагосодержание влажного газа - это отношение
массы водяного пара, содержащегося во влажном газе,
к массе абсолютно сухого газа.
Температурой точки росы называют температуру,
до которой необходимо охладить влажный воздух, чтобы
он стал насыщенным водяными парами.
Удельной теплоемкостью [Дж/(кг-К)] газа называют
величину, равную количеству теплоты, которую необхо-
димо сообщить 1 кг вещества, чтобы увеличить его тем-
пературу на 1 К. Теплоемкость (Дж/К) вещества - это про-
изведение удельной теплоемкости на массу вещества.
Удельной энтальпией (теплосодержанием) (Дж/кг)
называют количество теплоты, содержащейся во влажном
газе и приходящейся на 1 кг сухого газа. Энтальпия явля-
ется основным параметром, определяющим состояние
сушильного газа как теплоносителя в процессе сушки.
При постоянной температуре окружающего газа
равновесное влагосодержание материала зависит толь-
ко от относительной влажности газа. Такая зависимость
выражена графически на рис. 16.1.
Относительная влажность воздуха, ср %
В зависимости от механизма удаления влаги раз-
личают следующие виды сушки: конвективную, контакт-
ную, радиационную, сублимационную и пр. При сушке
углей применяются конвективная и частично контактная
сушка.
Конвективная сушка - это процесс, при котором
тепло, необходимое для испарения влаги, передается от
сушильного агента высушиваемому материалу при непо-
средственном их соприкосновении.
Контактная сушка - тепло передается материалу
от горячей поверхности при непосредственном их со-
прикосновении.
Механизм термической сушки состоит из после-
довательно протекающих этапов (рис. 16.2) и состоит
в том, что под действием тепла у поверхности материала
образуется пленка пара. Если давление пара на поверх-
ности материала больше, чем давление водяных паров
(правочник Коксохимика. г]рм 1
Глава 16. Термическое обезвоживание
293
1 - кривая влагосодержания материала;
2 - кривая температуры материала;
АВ - нагрев материала;
ВК - сушка с постоянной интенсивностью;
КД- падающая интенсивность сушки;
А'В' - повышение температуры высушиваемого мате-
риала до температуры мокрого термометра, tM;
К - критическая точка
в окружающей среде, то в среду диффундирует водяной
пар с поверхности материала и влажность материала по-
нижается.
По характеру процесса сушки его можно разделить
на периоды: подогрев материала, сушка постоянной ин-
тенсивности и сушка падающей интенсивности.
Продолжительность периода подогрева зависит от
крупности продукта или толщины слоя. В этот период
интенсивность сушки быстро возрастает и достигает мак-
симальной величины. Начальный период заканчивается
установлением равновесия между теплом, сообщаемым
материалу, и теплом, расходуемым на испарение. Тем-
пература материала при этом повышается до так назы-
ваемой температуры «мокрого термометра» - это тем-
пература, при которой газ, охлаждаясь при постоянном
теплосодержании, становится насыщенным.
Следующий период характеризует тем, что по мере
уменьшения количества влаги в верхнем слое материала
и под действием градиентов температуры и влажности из
внутренних слоев материала влага перемещается к его
поверхности и непрерывно заменяет испаряющуюся
влагу. Интенсивность сушки в этот период остается по-
стоянной до достижения материалом предельного вла-
госодержания.
Интенсивность сушки определяется количеством
влаги, испаряемой с 1 м2 поверхности высушиваемого
материала за час, (z, кг/м2-ч):
W
z - —,
Ft
где W- масса испаряемой влаги, кг;
F - поверхность высушиваемого материала, м2;
т - продолжительность сушки, ч.
Снижение интенсивности сушки в последующий пе-
риод обусловлено тем, что скорость перемещения влаги
из внутренних слоев материала к его поверхности отста-
(правочник Кокс°химика- Том 1
ет от скорости диффузии испарившейся влаги в сушиль-
ный агент. При этом кривая влагосодержания (рис. 16.2)
приближается асимптотически к равновесному влаго-
содержанию. Температура высушиваемого материала
повышается, приближаясь к температуре окружающей
среды.
Рис. 16.2.
Диаграмма процесса сушки
16.2. Тепловой расчет сушильной установки
При проектировании сушильных установок состав-
ляют материальный и тепловой балансы сушилки, а также
определяют параметры сушильного агента и его расход.
Расчет ведут в следующей последовательности [46].
1. Количество испаренной влаги (из материального
баланса сушилки):
^^G^-G^ ^-d.
100 1000 ’
где W - количество испаренной влаги, кг;.
G}, G2- количество исходного и высушенного
материала с содержанием влаги (%)
FTj и ^соответственно, кг/ч;
L - количество сухого сушильного аген-
та, кг/ч;
d{, d2 - влагосодержание сушильного агента
до и после сушки, г/кг.
2. Суммарный расход тепла на 1 кг испаренной влаги:
где q - общий расход тепла на сушку, (кДж/кг);
q{ - расход тепла на испарение влаги, (кДж/
кг);
q2 - расход тепла на нагрев сушимого мате-
риала, (кДж/кг);
q3 - расход тепла на нагрев транспортного
устройства сушилки, (кДж/кг);
^-потери тепла с уходящим из сушилки су-
шильным агентом, (кДж/кг);
q5 - потери тепла в окружающую среду через
поверхность сушилки, (кДж/кг).
Обычно потери в окружающую среду не превышают
5 - 10 % тепла, затрачиваемого на сушку.
3. Общий (£) и удельный (/) расходы сухого сушиль-
ного агента на сушку:
Т 1000РГ
L =-------, кг;
^2 “^1
, L 1000
1 = — =-------, кг/кг.
W d2-d{
4. Расход влажного сушильного агента:
( d
L = 1 +------- L, кг,
I 1000)
где d- влагосодержание сушильного агента, г/кг
сухого агента.
Раздел 2. Обогащение углей
5. Объем влажного сушильного агента:
где И2 - объемы сушильного агента у входа
в сушилку и выхода из нее, м3/ч;
Zj, - количество поступающего в сушилку
и выходящего из нее влажного су-
шильного агента, кг/ч;
у"г - плотности сушильного агента у входа
и выхода, кг/м3.
6. Влагосодержание сушильного агента на входе
в сушилку:
_ ЮООСд л
где G'Bn- масса водяных паров, образующихся
при сгорании топлива, кг/кг топлива;
Gcr - масса сухих газов, образующихся при
сгорании топлива, кг/кг топлива.
7. Влагосодержание сушильного агента на выходе
из сушилки:
где G”n - масса водяных паров в сушильном
агенте на выходе из сушилки, кг/кг:
9ЯР+ ЖР (а +Д )£0Д
вп 100 1000 в
где Нр и Wp— содержание водорода и влаги в топ-
ливе, %;
а - коэффициент избытка воздуха;
- коэффициент присосов воздуха
(для барабанных сушилок и труб-
сушилок 0,15 - 0,30);
Lq - теоретически необходимая мас-
са воздуха для сжигания топлива,
кг/кг;
W - количество испаряемой влаги, кг/ч;
В - количество топлива, сжигаемого
в топке сушилки, кг/ч.
163. Конструктивные типы и принцип
действия сушильных агрегатов
В современной технике углеобогащения применяют
сушилки с газовым обогревом, где в качестве сушильно-
го агента и теплоносителя используют продукты горения
твердого или газообразного топлива.
В практике углеобогащения существует много раз-
личных конструкций сушилок с газовым обогревом
(барабанные вращающиеся, трубы-сушилки, реакторы
с кипящим слоем, грохоты-сушилки, турбинные, конвей-
ерные и др.). Для сушки продуктов на углефабриках наи-
большее распространение нашли барабанные сушилки
и трубы-сушилки.
Барабанная сушилка представляет комплекс,
укрупнено включающий в себя топочное устройство, ба-
рабан с выгрузной камерой и систему пылеулавливания.
Схемы компоновки комплекса могу быть разно-
образными, что объясняется применением различных то-
почных устройств и пылеулавливающего оборудования.
На рис.16.3 показан вариант компоновки барабан-
ной сушилки с топкой, работающей на твердом топливе.
Топливо сжигается в топке 1, в которую оно поступа-
ет из бункера 2. В топку дутьевым вентилятором подают
атмосферный воздух, обеспечивающий горение топлива
в результате чего образуется теплоноситель. Для разжи-
гания топки предусмотрена растопочная труба 3.
Влажный материал из бункера 4 питателем 5 подает-
ся в сушильный барабан 6. Высушенный материал разгру-
жается в разгрузочную камеру 7, снабженную в нижней
части специальным устройством для предотвращения
утечки из камеры дымовых газов. Дымовые газы продува-
ются через барабан, разгрузочную камеру и батарейный
циклон 8 вентилятором-дымососом 9 и выбрасываются
в дымовую трубу 10 через мокрый пылеулавливатель
11. Разгрузочная камера одновременно является пер-
вой ступенькой очистки дымовых газов. Вторая стадия
очистки газов осуществляется в батарейном циклоне,
уловленная пыль которого смешивается с высушенным
материалом. Окончательная очистка дымовых газов пе-
ред их выбросом в атмосферу осуществляется в мокром
пылеуловителе. Шламовая вода мокрого пылеуловителя
обычно перекачивается в сгуститель.
Барабан представляет собой полый сварной ци-
линдр с внутренней насадкой. Барабан устанавливается
под углом 3 - 4° и приводится во вращение через шесте-
ренчатый обод, расположенный на его наружной поверх-
ности. Вращается он на двух бандажах и двух парах опор-
ных катков. Частота вращения барабанов с диаметром до
2,5 м не более 7,64 мин'1, а с диаметром 3,2 м - 6 мин'1.
Материал, находящийся во вращающемся барабане,
рассыпается по всему его пространству и подвергается
сушке горячими газами.
Для повышения эффективности подсушивания
в барабанах устанавливают различной конструкции
подъемно-лопастные и цепные системы, надежно обе-
спечивающие равномерное распространение и разрых-
ление материала в поперечном сечении барабана. Высу-
шенный материал попадает в разгрузочную камеру, ниж-
няя часть которой по объему должна соответствовать
единовременно находящемуся в барабане материалу.
Это одно из наиболее важных условий техники безопас-
ности, требующее полного скачивания угля из барабана
при остановке. Для стабилизации работы барабанных су-
шилок перед ними устанавливают аккумулирующие бун-
кера, вместимость которых должна быть равна часовой
производительности барабана по сырому материалу.
Напряжение барабанной сушилки по испаренной
влаге - основного показателя термической сушки - зави-
сит от внутреннего устройства барабана, степени заполне-
ния его объема, частоты вращения и угла наклона, а также
от физических свойств, влажности и крупности угля, тем-
пературы и скорости перемещения теплоносителя.
Качество работы барабанной сушилки часто оце-
нивают показателем - напряжение объема барабана по
Глава 16. Термическое обезвоживание
Углеобогатительная
фабрика.
Сушильное отделение
влаге: А = W/V-, кг/(м3-ч), где W - масса удаляемой влаги,
(кг/ч), V--объем барабана, м3.
Основные преимущества барабанных сушилок:
большая производительность, возможность регулирова-
ния процесса сушки для обеспечения требуемой влажно-
сти угля, надежность в эксплуатации. К недостаткам сле-
дует отнести их громоздкость, сложность изготовления,
высокую стоимость оборудования и монтажа. В табл. 16.1
приведены технологические показатели работы сушиль-
ных барабанов.
Удельный расход теплоты в барабанных сушилках
колеблется в пределах 4000 - 5000 кДж/кг на 1 т испа-
ренной влаги. Расход электроэнергии для этого объема
испаренной влаги составляет 20 - 30 кВт/ч. Производи-
тельность барабанов зависит от присоса воздуха в су-
шильный тракт, величина которого не должна превы-
Рис. 16.3.
Схема компоновки
барабанной сушилки
1 - топка; 2 - бункер топлива; 3 - растопочная труба; 4,5- бункер влажного материала с питателем; 6 - барабан;
7 - разгрузочная камера; 8- батарейный циклон; 9 - дымосос; 10- дымовая труба; 11 - мокрый пылеуловитель
296
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 16.1.
Основные технологические
показатели работы
наиболее распространенных
типоразмеров сушильных
барабанов
Материал, подвер- гаемый сушке Влажность, % Температура газов, Ч Производитель- ность, % Напряжение объема бараба- наловлаге, v -G КГ$мМ Геометрические параметры барабана
него сухыъ - про- дукта на входе в бара- бан навье ходе из дымо- соса яо сырому углю 1. в® дат ренной влаге диаметр, м длина, м объем, мя
^Йттйи®йтрат 16Д 7,2 900 90 8,5 8,1 К- 2,8 ' 44 *.
Фл^токоидентрат 28,2 м 800 100 . 28,2 6Л . 75 г 2;8 ’ - -14 ; 86
Флолжонцентрат 22,6 8,5 900 70 713 11,0 : J6 - ' Х25 ; 20 :
Мелкий концентрат; флотокояцентрат .19,9 73 730 75 .210 27,5 107 3,5 .27 - 258
Мелкийконцентрат, флото кон центра! ОД 7.0 850 110 280 30,0 /’ - .143 8Д 22 210 ,
Рис. 16.4.
Сушильная установка
с трубой-сушилкой
шать 20 - 30%. Продолжительность сушки в барабанных
сушилках колеблется от 15 до 40 мин при коэффициенте
заполнения объема барабана от 0,15 до 0,25.
Скорость движения горячих газов по выходе из ба-
рабана не должна превышать: для мелкого угля 2-3 м/с,
для флотоконцентрата 0,5 - 1 м/с. Разрежение в топке
перед барабаном должно быть 2-3, после барабана -
30 - 40, перед дымососом - 90 -100. Расход тепла в бара-
банной сушилке распределяется, (%): на нагрев угля - 6;
на испарение влаги - 72; потери с отходящими газами
и лучеиспускание - 22.
Труба-сушилка. Сушка угля крупностью до 25 мм
в газовых трубах-сушилках осуществляется по механизму
конвективного теплообмена и аэродинамического взаи-
модействия движущихся частиц материала с газовым по-
током.
В трубах-сушилках сушка материала в горячем га-
зовом потоке происходит практически мгновенно. Ма-
териал находится в контакте с горячими газами около
0,5 с, а во всей системе - около 5 с. Таким образом, объем
материала, одновременно находящегося даже в самых
больших сушилках, не превышает 1/500 их производи-
тельности.
В трубах-сушилках имеет место высокая интенсив-
ность передачи тепла от газов к взвешенным частицам
материала. Удельное напряжение по влаге объема труб-
сушилок в 8 -10 раз больше сушильных барабанов.
Сушильная установка с трубой-сушилкой (рис. 16.4)
включает вертикальную трубу 3 диаметром 900 - 1200 мм,
в которую из бункера питателем-забрасывателем 2 по-
дается исходный уголь. Нижняя часть трубы соединена
с топкой 9, верхняя с помощью газопровода - к циклону
4, батарейному циклону 5 и через дымосос 8 и мокрый
уловитель 6 - в атмосферу.
В трубу-сушилку дымовые газы из топки засасыва-
ются при помощи вентилятора-дымососа и движутся по
трубе вверх. Материал питателем-забрасывателем по-
дается в нижнюю часть трубы и потоком горячих газов
выносится по трубе вверх. В период движения по трубе
материал высушивается и, попадая затем в циклон, от-
деляется от газов, затем выгружается через устройство 7.
Скорость движения газов в трубе-сушилке должна быть
1 - затвор; 2 - питатель-забрасыватель;
3 - труба-сушилка; 4 - циклон; 5 - батарейный циклон;
6 - скруббер; 7 - разгрузочное устройство; 8 - дымосос;
9 - топка; 10- бункер топлива
достаточной для подъема наиболее крупных частиц вы-
сушиваемого материала. Провалившийся (не высушен-
ный газами) материал собирается внизу и через затвор 1
выводится из трубы.
Трубы-сушилки изготавливают диаметром 0,8; 0,9; 1;
1,1; 1,2; 1,5 м, длиной трубы от 15 до 25 м и производи-
тельностью соответственно 80; 100; 130; 150; 200 и 300 т/ч
по влажному углю. Напряжение по испаряемой влаге со-
ставляет 250 - 900 кг/(м3-ч).
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 16. Термическое обезвоживание
297
В сравнении с другими типами сушилок газовые
трубы-сушилки имеют ряд преимуществ: высокое на-
пряжение объема труб по испаренной влаге, неболь-
шие капитальные затраты на строительство, кратко-
временное пребывание угля в трубе, что способствует
созданию высокотемпературного режима сушки. К недо-
статкам следует отнести большой расход электроэнер-
гии и сложную пылеулавливающую систему. Для труб-
сушилок напряжение объема при температуре сушиль-
ного агента 600-800 °C составляет [кг/(м3-ч)]: сыпучий
уголь - 300 - 600; шлам или флотоконцентрат - 200 - 300.
На практике эта величина может колебаться от 100 до
1200 кг/(м3-ч), возрастая с увеличением скорости и на-
чальной температуры сушильного агента.
Производительность труб-сушилок по сырому
материалу колеблется от 25 до 100 т/ч, по испаренной
влаге при влажности сырого 12 - 24% и сухого продук-
та 3 -11 % - от 5 до 15 т/ч. Температура газов на входе
в трубу-сушилку 600 - 900 °C, на выходе 90-130 °C. Рас-
ход электроэнергии на 1 т испаренной влаги 35 - 60 кВт/ч,
а расход теплоты 4000-5000 кДж/кг. Скорость газов
в трубе-сушилке 10-40 м/с. Она зависит от присоса воз-
духа в сушильный тракт.
Присос воздуха увеличивает объем газов, идущих
через систему пылеулавливания и дымосос, снижая эф-
фективность этой системы, увеличивая расход электро-
энергии, ухудшая процесс сушки и транспортирования
угля. Особенно опасны и велики присосы воздуха через
узел провала сухого продукта, который герметизирует-
ся с помощью гидрозатворов, барабанно-скребковых
питателей и других аппаратов. Сырой материал в
трубу-сушилку забрасывается, как правило, цепными
питателями-забрасывателями типа ЦП. Частота враще-
ния их 300 мин’1, расположены они на высоте 4 - 6 м над
газоходом входящих газов.
Сушилки кипящего слоя. Одним из направлений
существенного увеличения производительности сушки
является использование режима кипящего слоя. Процесс
сушки в кипящем слое заключается в продувке горячего
теплоносителя через слой материала, находящегося на
газораспределительной решетке, с такой скоростью,
чтобы частицы угля пришли в «кипящее» состояние. По
своим свойствам псевдоожиженный слой напоминает
маловязкую жидкость.
Вариант схемы установки для сушки флотацион-
ного и мелкого концентрата в кипящем слое показан на
рис. 16.5.
Влажный уголь из бункера с питателем 6 подается на
конусный разбрасыватель 5, который равномерно рас-
пределяет уголь по поверхности газораспределительной
решетки сушильной камеры 4. Теплоноситель с темпера-
турой 800-850 °C, подготовленный в топочном устрой-
стве 1, подается под газораспределительную решетку,
обеспечивая псевдоожиженное состояние подсуши-
ваемого угля. При этом происходит интенсивный тепло-
и влагообмен материала с дымовыми газами.
Высушенный материал через шибер донной разгруз-
ки 7 и питатель 3 подается на сборный конвейер 13. Часть
высушенного материала потоком газа уносится в разгру-
зочную камеру 9, из которой осаждается на конвейер.
Справочник Коксохимика. Том 1
Рис. 16.5.
Схема установки для сушки
флотационного и мелкого
концентрата в кипящем
слое
1 - топка; 2 - газоход;
3,6- питатели сухого и влажного угля;
4 - сушильная камера; 5 - конусный разбрасыватель;
7 - шибер донной разгрузки; 8 - обводной газоход;
9 - разгрузочная камера; 10,12 - сухой и мокрый пылеуло-
вители; 11 - дымосос; 13 - сборочный конвейер
Дымовые газы, как и в вышерассмотренных сушил-
ках, очищаются в сухом 10 и мокром 12 пылеуловителях.
Отличительной особенностью сушильной установки
является высокая эффективность теплообмена, возмож-
ность сушки влагоемких материалов, высокие удельные
показатели. Разработанная схема и ее технологические
параметры позволяют компоновать сушильную камеру
с типовыми топками и пылеулавливающими аппарата-
ми, применяемыми на обычных сушильных установках.
Ниже дана технологическая характеристика установки
кипящего слоя.
Производительность, т/ч:
по исходному материалу до 130
по испаренной влаге 10-12
Удельный влагосъем, т/(м2-ч) 2-2,2
Влажность продукта, %:
начальная ДО 25
конечная 7-10
Сопротивление слоя и решетки, кПа 5-6
Разрежение перед дымососом, кПа *10
Температура, °C:
теплоносителя 600-800
материала 65-75
запыленных газов 60-70
16.4. Топочные устройства
На сушильных установках углеобогатительных фа-
брик применяются топки с твердым топливом (слоевые,
факельно-слоевые) и камерные топки на жидком или га-
зообразном топливе. Среди слоевых топок широко рас-
пространены топки с беспровальной цепной решеткой
прямого хода (БЦР) и с чешуйчатой цепной решеткой
2Э8
Раздел 2. Обогащение углей
(ЧЦР), особенность которых состоит в том, что горение то-
плива начинается на поверхности, постепенно проникая
в толщу угольного слоя. ЧЦР выпускается восьми типо-
размеров (ширина 2330 - 4550 мм, длина 5600 - 8000 мм
и площадь решетки 11,25 - 32,96 м2).
Факельно-слоевые топки с чешуйчатым колоснико-
вым полотном обратного хода с пневмомеханическим
забрасывателем ПМЗ-ЧЦР, имеющие активную площадь
9,09; 13,4; 15,3; 19,3 м2, работают на углях марки Г, Д, Ж
и ОС с зольностью до 35 % содержанием класса 0 - 6 мм
до 70% и максимальной крупностью до 20-30 мм.
Факельно-слоевые топки с шурующей планкой системы
ВТИ-ИГИ и пневматическим забрасывателем работают
с шуровкой слоя угля, способствующей эффективному
сжиганию высокозольных и спекающихся углей.
Пылеугольные топки с молотковыми мельницами
служат для сжигания низкозольных углей с выходом
летучих 30% и более. Аэросмесь угля и воздуха в шахте
мельницы должна иметь скорость 3,4 - 4,5 м/с, что обе-
спечивает получение факела горения в центре топки.
Для золоудаления из топок используются скребковые
конвейеры, расположенные в водяной бане. Топка обя-
зательно должна быть оборудована растопочной трубой
диаметром 0,7 - 0,8 м с шибером, обеспечивающим отсос
40-50 % газов, образующихся в топке.
Камерные топки на жидком или газообразном то-
пливе значительно эффективнее, просты в эксплуатации,
не требуют больших капитальных затрат. Однако их при-
менение сдерживается дефицитом и высокой стоимо-
стью этих видов топлива.
16.5. Вспомогательное оборудование
К вспомогательному оборудованию сушильных
установок относятся пылеулавливающие аппараты, тяго-
дутьевые устройства, питатели и затворы.
Пылеулавливающая система в сушилках обычно
трехступенчатая (рис. 16.6). На первой ступени осущест-
вляется разгрузка высушенного продукта в специальные
разгрузочные устройства и улавливание грубой пыли
в циклонах. На второй ступени очистки газов использу-
ются батарейные циклонные пылеуловители или груп-
повые циклоны. В третьей стадии очистки применяют
мокрые пылеуловители.
На барабанных сушилках (рис. 16.6а) для выгрузки
высушенного продукта применяются разгрузочные пря-
моугольные камеры 1, где скорость газового потока сни-
жается, что обеспечивает осаждение и выгрузку основ-
ной массы материала.
Вторая ступень очистки осуществляется в бата-
рейном циклоне 2, третья - с помощью мокрого пыле-
уловителя 4. Вместо батарейного циклона возможен ва-
риант использования групповых циклонов диаметром
800- 1250 мм.
Схемы очистки дымовых газов в трубах-сушилках
(рис. 16.6 б и в) могут отличаться способом подключения
трубы-сушилки к разгрузочному циклону 1 диаметром
2200 - 3000 мм. Вторая и третья ступени очистки анало-
гичны барабанным сушилкам.
Во всех схемах пылеулавливания применяют ава-
рийные взрывные клапаны 3 или 4, служащие, в случае
резкого повышения давления в системе (начальный этап
взрыва пылеугольной смеси), для выброса основной
энергии взрыва в атмосферу.
В качестве батарейных циклонов применяют пыле-
уловители типа БПР, ПБЦ и ПБЦГ (табл. 16.2).
Пылеуловитель батарейный циклонный ПБЦ
(рис. 16.7) состоит из большого числа циклонов малого
диаметра, смонтированных в один агрегат. Предназначен
для улавливания частиц пыли крупностью выше 5 мкм.
Принцип действия пылеуловителя: газовый поток со
взвешенными в нем твердыми частицами через патрубок
поступает в камеру 1 с циклонными элементами 4, уста-
новленными под углом 45°. В этой камере происходит
выделение наиболее крупных частиц, которые собира-
ются через межциклонное пространство в бункере пыли
3. Частично очищенный газ поступает в циклонные эле-
менты, где мелкая и тонкая пыль под действием центро-
а)
Рис. 16.6.
Варианты схем
пылеулавливания
а - барабанные сушилки: 1 - разгрузочная камера; 2- батарейный циклон; 3 - взрывной клапан;
4 - мокрый пылеуловитель; 5 - дымосос
б, в- трубы-сушилки: 1 - разгрузочный циклон; 2 - труба-сушилка; 3 - батарейный циклон; 4 - взрывной клапан;
5 - мокрый пылеуловитель; 6 - дымосос
(Ъравочник коксохимика. Ч(Ьл1 X
Глава 16. Термическое обезвоживание
£
Параметры ПБЦ-5О Сухая очистка А Яокрая очистка Таблица 16.2. Техническая характеристика пылеуловителей
ПБЦ2-80 ПБЦ2-105 ЛБЦ2-155 МПРГ25 ! МПРГ-5О МПРГ-100
Производительность по газу, тыс. м3/ч 50-60 80-90 105-130 155-180 — 96-99 25-30 50-60 100-125
Эффективность пылеулавливания, % 94-99 96-99 96-99 97-99 97-99 97-99
ч Аэродинамическое сопротивление, кПа 1,6 1,3-1,5 1,3-1,5 1,3-1,5 1 : 1 1,5-2 1,5-2
; Удельный расход воды, г/м3 газа i - - - 50-200 50-200 50-200
Мощность электродвигателя, кВт j ’ 1,5 1,5 ' 1,5 2,25 0,15 0,15 0,15-0,2
Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 4200 : 2900 5600 4200 3000 6100 4200 3200 7200 ; 6100 3500 7500 j 1900 1900 5500 2500 2400 7950 3350 3300 10500
Масса, кг 10100 11700 14400 2170 ' 2650 3080 5420
я а
Рис. 16.7.
Пылеуловитель типа ПБЦ
1 - камера запыленного газа; 2 - корпус; 3 - бункер пыли; 4 - циклонные элементы; 5 - лопастной затвор;
6 - камера очищенного газа; 7 - пылевая камера; 8 - предохранительный клапан
300
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 16.8.
Центробежный скруббер
бежных и гравитационных сил опускается в коническую
часть и выгружается в пылевую камеру 7, а очищенный
газ из камеры 6 выводится из аппарата через выхлопной
патрубок. Уловленная пыль удаляется из бункера пыли 3
лопастным затвором. Пылеуловитель снабжен предохра-
нительными (взрывными) клапанами.
В заключительной третьей стадии очистки газов
применяются центробежные скрубберы ЦС-ВТИ, аппа-
раты МП-ВТИ с четырехрядной плужковой решеткой,
прямоточные уловители МПР с орошаемой решеткой
и нисходяще-восходящим участком (коленом) газохода
с гидрозатвором. Основные технические данные для не-
скольких типов мокрых пылеуловителей:
ЦС-ВТИ МП-ВТИ МПР
Производительность, тыс. м3/ч 75 75-150 75-150
Эффективность улавли- вания, % 90 92 97
Расход воды, м3/ч 0,15 0,15 0,15
В центробежный скруббер конструкции Всесоюзно-
го теплотехнического института (ВТИ) (рис. 16.8а) запы-
ленные газы со скоростью до 20 м/с подают тангенциаль-
но по входному патрубку 1 в нижнюю часть цилиндриче-
ского корпуса 2. Газы приобретают внутри корпуса вра-
щательное движение. Под действием центробежных сил
частицы осаждаются на внутренней поверхности корпу-
са. В верхней части по окружности корпуса укреплены
форсунки 4, в которые под давлением тангенциально
поступает вода из кольцевой трубы 3. В результате такой
подачи воды внутри корпуса практически не образуются
брызги. Вода стекает по поверхности корпуса, смачива-
ет частицы и уносит их в нижнюю коническую часть, из
которой шламовая вода непрерывно удаляется через
затвор 5. Газ, вращаясь внутри скруббера, поднимается
вверх и, проходя между форсунками, дополнительно
очищается от относительно мелких частиц, которые коа-
гулируют и оседают под действием сил тяжести.
Мокропрутковый пылеуловитель МП (рис. 16.86) от-
личается наличием во входном патрубке 1 оросительных
форсунок 2 и прутковой решетки 3.
Запыленные газы подают по тангенциально распо-
ложенному к корпусу входному патрубку. Пыль улавлива-
ется сначала в пространстве между оросительными труб-
ками (под действием сил инерции), затем на орошаемых
водой прутках решетки и окончательно в корпусе 4-под
действием центробежных сил и смывания частиц водой,
подаваемой из форсунок 5. Шламовая вода удаляется из
аппарата через гидрозатвор 6, в котором предусмотре-
ны смывные сопла 7 для подачи воды и смыва осажда-
ющихся шламов.
К вспомогательному оборудованию относятся и тя-
годутьевые устройства - дымососы и вентиляторы.
Перемещение воздуха и газов по сушильным трак-
там осуществляется с помощью дымососов Д-15,5; Д-18;
Д-20, производительность и давление которых соответ-
ственно равны: 45 - 55,65 - 90,100 - 125 тыс. м3/ч и 2 - 3,
2-4,3,5-6 кПа.
а - конструкции ВТИ: 1 - входной патрубок; 2 - корпус;
3,4- кольцевая труба с форсунками; 5 - затвор;
б - типа МП: 1,2- входной патрубок с форсунками;
3 - прутковая решетка; 4 - корпус; 5 - форсунки;
6 - гидрозатвор; 7 - смывные сопла
16.6. Основные требования безопасной
эксплуатации сушильных
установок
В процессе сушки возможны случаи загорания угля
и вспышки пылевоздушной смеси. Температура вос-
пламенения угольной пыли зависит от объемной доли
и качества летучих веществ, крупности, влажности,
зольности и содержания свободного углерода. Особую
опасность вызывает сушка газовых и длиннопламенных
углей, в которых содержится большая объемная доля ле-
тучих веществ и пылинок < 0,074 мм, легко загорающихся
при температуре 595 °C и влажности 7% и ниже. Послед-
ние в связи с этим рекомендуется сушить до влажности
8-9%. В основном вспышки и взрывы происходят при
пусках и остановках сушилок, в момент прекращения по-
дачи сырого угля в сушилку, а также при обрыве факела
в пылеугольной топке.
Критическая температура загорания угольной пыли,
лежащей на поверхности сушилки, составляет 175 - 200 °C.
Для углей К, Ж и Г нижний предел взрывоопасности со-
ответственно равен: при содержании пыли 24 г/м3, ее
зольности 8,5% и влажности 22,6%; при 19 г/м3, золь-
ности 9,9% и влажности 26,2%; при содержании пыли
10-13 г/м3, зольности 6,5 % и влажности 40,5 %.
Для устранения вспышек и взрывов при пусках
и остановках сушилок предусматривается подача защит-
ного водяного пара, который снижает содержание кисло-
рода. Безопасным считается, когда в отходящих газах при
выходе из дымососа кислорода не более 18 % (для углей
с выходом летучих веществ более 35 %) и 19 % (для углей
с выходом летучих веществ менее 35 %).
На верхних частях разгрузочных устройств, на вы-
ходных трубах в верхних крышках одиночных и входных
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 16. Термическое обезвоживание
301
циклонов батарейных пылеуловителей устанавливают-
ся предохранительные клапаны с трубами для отвода
взрывных газов в атмосферу. Предохранительные клапа-
ны диаметром не более 0,5 м выполняют из легкой жести
толщиной не более 0,5 мм с одинарным швом посереди-
не, или из алюминиевого листа толщиной от 0,5 до 1 мм
с надрезом по середине линии на 50 % его толщины, или
из асбестового картона толщиной 3 - 5 мм. Взрывной кла-
пан устанавливают под углом не менее 450 за пределами
помещения сушилки и защищают от воздействия атмос-
ферных осадков.
Температура газов на выходе из сушильной уста-
новки не должна превышать 120 °C. Необходимо, чтобы
нижний предел температуры газов был выше точки росы
на 10- 15°С. Каркасы всех видов топок, камер смешения
и боровов следует рассчитывать на внутреннее давление
выше рабочего на 3 кПа.
При эксплуатации топочных устройств необходимо
выдерживать установленное регламентом разрежение
в топке, в противном случае весьма опасные для челове-
ка продукты горения, прежде всего окись углерода (СО),
через технологические зазоры топки попадут на обслу-
живающие площадки сушильного отделения. Наличие
Тракт подачи
флотоконцентратов
на сушку
разрежения в топке обеспечит его наличие во всем трак-
те пылеулавливания до дымососа.
Для снижения вероятности возгорания угля в су-
шильных аппаратах следует предусматривать автомати-
ческий контроль температуры (с сигнализацией при ее
превышении) теплоносителя на выходе из топки, на вхо-
де в сушильный аппарат и в выгрузной камере.
Диспетчерская
углеобогатительной
фабрики
17.1. Общие положения
Автоматизация процессов обогащения призвана
повышать качественно-количественные показатели про-
дуктов обогащения, обеспечить стабильность этих пока-
зателей, безопасную и безаварийную эксплуатацию обо-
рудования, улучшать условия труда и пр.
При автоматизации технологических процессов ре-
шается множество задач, среди которых:
автоматический контроль технологических пара-
метров (нагрузка на процесс, плотность пульп и су-
спензий, объемные и массовые расходы технологи-
ческих потоков, уровни материала в аппаратах, тем-
пература сред), а также качественных показателей
промежуточных и конечных продуктов обогащения
(количество, зольность, влажность);
автоматическое управление технологическими про-
цессами (стабилизация отдельных технологических
параметров; оптимизация работы отдельных техно-
логических агрегатов и технологических процессов
в целом).
Эти задачи решаются автоматическими системами
контроля и управления, которые весьма разнообразны
и могут выполнять различные функции.
Современный этап развития углеобогатительного
производства характеризуется переходом к использо-
ванию передовой технологии, стремлением добиться
предельно высоких эксплуатационных характеристик
как действующего, так и проектируемого оборудования,
необходимостью свести к минимуму любые производ-
ственные потери. Все это возможно только при условии
существенного повышения качества управления угле-
обогатительными объектами, в том числе путем широ-
кого применения АСУТП (автоматизированные системы
управления технологическими процессами).
Автоматизируемые системы выпускаются специали-
зированными предприятиями в виде законченных ком-
плексов, например, для углеобогатительной отрасли,
ОКА, РУТА, САРФ, АВС.
Управляющие функции АСУТП включают в себя дей-
ствия по выработке рациональных воздействий на объ-
ектуправления и реализации управляющих воздействий,
обеспечивающих решение поставленной задачи.
К основным управляющим функциям относятся:
стабилизация переменных параметров технологи-
ческого процесса на некоторых постоянных значе-
ниях, определяемых регламентом производства;
программное изменение режима процесса по зара-
нее заданным законам;
защита оборудования от аварий;
формирование и реализация управляющих воз-
действий, обеспечивающих достижение или соблю-
дение режима, оптимального по технологическому
или технико-экономическому критерию;
распределение материальных потоков и нагрузок
между технологическими агрегатами;
управление пусками и остановами агрегатов и др.
На рис. 17.1 показана примерная схема взаимосвязи
систем автоматики различного уровня подчинения [36].
Текущий этап развития автоматизации горно-
обогатительного производства характеризуется массо-
вым внедрением компьютерной техники и построением
систем автоматического управления на ее основе, напри-
мер, в виде микроконтроллеров и процессорных плат.
Внедрение автоматического управления всем обо-
гатительным комплексом с помощью АСУТП возможно
при надежном функционировании локальных автомати-
ческих систем регулирования (АСР) технологическими
параметрами процессов обогащения.
Работоспособность АСР в свою очередь опреде-
ляется наличием надежно работающих датчиков техно-
логических параметров, особенно их чувствительных
элементов, непосредственно контактирующих с контро-
лируемой средой.
Средства автоматизации непрерывно усовершен-
ствуются, поэтому подробное их описание в данном из-
дании излишне.
Ниже будут рассмотрены принципы автоматическо-
го контроля основных технологических параметров, схе-
мы и конструкции, работоспособных в условиях угольно-
го обогащения датчиков, и принципиальные схемы авто-
матизации основных технологических комплексов.
Глава 17. Автоматизация процессов обогащения углей
__________________303
Рис. 17.1.
Иерархическая схема
систем автоматического
управления и регулирования
наугольной обогатительной
фабрике
17.2. Автоматический контроль технологи*
ческих параметров
В основе автоматического управления — непрерыв-
ное и точное измерение входных и выходных технологи-
ческих параметров процесса обогащения.
Следует различать основные выходные параметры
процесса (качественно-количественные показатели про-
дуктов переработки), характеризующие конечную цель
процесса и промежуточные технологические параметры,
определяющие условия протекания процесса, режимы
работы оборудования, например, плотность суспензии,
разрыхленность постели отсадочной машины и пр.
Контроль выходных показателей продуктов
обогащения. Основным показателем конечных продук-
тов является их зольность, содержание серы, определяе-
мые с помощью технического анализа в ОТК, и влажность.
Для систем автоматизации необходим непрерывный
(или с малыми интервалами) контроль текущего значе-
ния зольности, а при обогащении по сере - содержания
серы.
До настоящего времени нет сведений о постоянной
работе золомеров в потоке на углефабриках Украины.
Однако некоторые образцы прошли промышленные ис-
пытания на ряде ЦОФ.
Одним из перспективных датчиков непрерывного
контроля зольности и влажности является рентгенов-
ский анализатор РАМ-1 М, разработанный институтом
«УкрНИИуглеобогащение».
Анализатор РАМ- 1М предназначен для непрерыв-
ного измерения и записи значений зольности и влажно-
сти мелкого каменного угля крупностью до 13 мм в транс-
портном потоке на ленте конвейера.
Аппарат рассчитан для работы в стационарных
условиях в закрытых помещениях углеобогатительных
фабрик.
Прибор снабжен позиционным регулирующим
устройством и может быть использован в системах авто-
матического управления технологическими процессами
обогащения угля.
Техническая характеристика
анализатора РАМ-1 М
Диапазон измерения, %:
зольности 3-40
влажности 3-20
Точность измерения зольности, %:
для углей с Ас до 10 %, % абс. 1,0
для углей с Ас более 10 %, % отн. 10,0
Точность измерения влажности, % абс, 1,0
Допустимая высота слоя угля на ленте, мм 50 - 400
Для контроля зольности крупных классов углей в по-
токе (до 100 мм) разработаны (Россия) приборы РКТП-2
и РКПТ-5.
Работа прибора РКТП-2 основана на использовании
зависимости скорости счета обратно рассеянного углем
гамма-излучения источника Ат-241 от зольности угля.
Принятые условия измерения позволяют исключить вли-
яние вариаций технологических параметров на результа-
ты контроля зольности.
Прибор состоит из блока детектора и счетно-
решающего блока, соединенных кабелем длиной 150 м.
Блок детектора устанавливается над несущей ветвью лен-
точного конвейера. Система привязки блока к транспорт-
ным потокам обеспечивает постоянство условий контро-
ля зольности при изменениях нагрузки на конвейере.
304
Раздел 2. Обогащение углей
Счетно-решающий блок имеет выходы на цифропе-
чатающее и самопишущее устройства, которые могут на-
ходиться на значительном удалении (до 1 км). Стандарт-
ный токовый сигнал от счетно-решающего блока может
быть использован в АСУТП.
Рекомендуется для применения в системах опера-
тивного технологического контроля качества угля на
обогатительных фабриках, коксохимических заводах.
Техническая характеристика
Диапазон измерения зольности, % 4-40
Погрешность не более, % абс.
(при зольности до 10 % не более, %, абс. 1,0
(при зольности более 10 %) 2,0
Крупность анализируемого угля, мм до 100
Толщина слоя угля на ленте, мм, не менее
(при зольности более 20 %) -| 50
и не менее, мм
(при зольности до 20 %) 200
Время измерения
(регулируется с шагом 1 сек) ] с до 2Д ч
Индикация результата цифровая в % зольности
с точностью до десятых на цифровом табло счетно-
решающего блока.
Прибор РКТП-5 имеет то же предназначение. В со-
став прибора входят два блока: измерительный блок БИ-
16 и комбинированный блок обработки БОК-3.
Влагомер ВАК-4 (влагомер автоматический кон-
вейерный) разработан институтом «УкрНИИуглеобога-
щение». Предназначен для непрерывного измерения
и записи показаний влажности угля крупностью 0 -13 мм
непосредственно в транспортном потоке на ленте кон-
вейера.
Принцип работы влагомера (рис. 17.2) основан на
измерении диэлектрических свойств влажного угля, про-
ходящего в электромагнитном высокочастотном поле
датчика емкостного типа.
Датчик имеет форму «лыжи», опирающейся с посто-
янным усилием на транспортируемый материал. Чувстви-
тельный элемент датчика, закрепленный на дне «лыжи»,
представляет собой плоскую ячейку с кольцевыми 2 или
прямоугольными электродами, укрепленными на ди-
Рис. 17.2.
Схема установки датчика
определения влажности
шихты в потоке (а)
и схема чувствительного
элемента (б)
Процессор
б)
электрическом основании 1 и имеющими односторон-
ний контакт с контролируемым материалом 3. Измери-
тельная система влагомера содержит корректирующую
схему, ликвидирующую чувствительность выходного
сигнала преобразователя (Пр) к изменению активного
сопротивления контролируемого материала.
В комплект влагомера входит автоматический по-
тенциометр КСПЗ (ИП) с записью контролируемой влаж-
ности на дисковой диаграмме.
Справочник Коксохимика. Трм 1
305
Глава 17. Автоматизация процессов обогащения углей
Техническая характеристика
Диапазон измерения влажности, % 3-20
Абсолютная погрешность
с вероятностью 0,95, % 1,0
Высота слоя контролируемого тока угля, мм 50 - 400
Расстояние между датчиками и регистриру-
ющим прибором по кабелю, м до 200
Контроль технологических параметров процес-
сов. К технологическим факторам, контроль и регулиро-
вание которых необходим для управления процессами,
можно отнести: уровни продуктов в машинах и аппара-
тах, расходы жидких, газообразных сред и твердых про-
дуктов, плотность и вязкость пульп и суспензий, темпера-
туры сред, давление и разрежение в системах.
Автоматический контроль уровней сыпучих и жид-
ких сред. Для дискретного контроля степени заполнения
бункеров угольными продуктами применяются выпу-
скаемые промышленностью надежные электродные дат-
чики типа УКС (ранее эксплуатировались датчики типа
ИКС-2Н). Датчик позволяет контролировать два уровня
(верхний и нижний) с контактным выходом, который
используется в схеме сигнализации и блокировки, со-
пряженных с бункером, механизмов. Датчик может быть
использован и при дискретном контроле уровней токо-
проводящих жидких сред, например, уровней в баках
кондиционной и некондиционной суспензий.
Для этих целей возможно применение гамма-реле,
работа которых основана на измерении степени погло-
щения материалом проникающих у-излучений.
Для непрерывного контроля уровней пульп и су-
спензий в аппаратах наибольшее применение получили
манометрические уровнемеры (рис. 17.3), весьма про-
стые в изготовлении силами цеха КИП и А обогатитель-
ной фабрики.
1 - манометрическая трубка;
h - контролируемый уровень;
ДМ - дифференциальный манометр
Уровнемер состоит из манометрической трубки (1),
помещенной в объекте на глубину необходимого для
контроля уровня (h), дифференциального манометра
(ДМ) и регистратора (вторичного прибора).
Дифманометр измеряет перепад давлений: АР=
=Р-Р2, где P}=PamM+pgh; Р2=Ратм, откуда M>=pgh;
здесь р - плотность жидкости (кг/м3).
При незначительных изменениях плотности р пуль-
пы (1,0 - 1,1) и постоянном значении g справедливо:
Для данного уровнемера легко рассчитывается
и выбирается тип дифманометра, соответствующий тре-
буемым пределам измерения уровня. С поставляемым
дифманометром комплектуется и вторичный прибор.
Вероятность зашламования манометрической труб-
ки можно снизить путем увеличения ее диаметра.
Приведенный принцип измерения уровня пульп
и суспензий используется при контроле расходов этих же
сред с помощью расходомеров переменного уровня.
Контроль расходов жидких и газообразных сред.
В практике углеобогащения получили в основном два
вида расходомеров - переменного перепада давлений
(РППД) и расходомеры переменного уровня (РПУ).
РППД позволяют измерять большие расходы сред
при высоких внутренних давлениях в трубопроводах.
Принцип работы основан на измерении перепада
давления, возникающего на специальном сужающем
устройстве, помещенном в трубопроводе.
Достаточная точность контроля обеспечивается
только стандартными сужающими устройствами. Для
чистых жидкостей и газов применяют нормальные диа-
фрагмы, для контроля расхода пульп и суспензий ре-
комендуется использовать трубу Вентури (рис. 17.4),
рабочие поверхности которых для повышения износо-
стойкости могут футероваться различными стойкими
к истиранию материалами (например, каменное литье)
или гуммироваться.
Для предотвращения попадания шламов вдифмано-
метр 3 отбор давлений производится через разделитель-
ные сосуды 2, верхние полости которых и дифманометр
заливают нейтральной чистой жидкостью, например,
дистиллированной водой.
Рис. 17.3.
Схема манометрического
уровнемера
Рис. 17.4.
Расходомер с трубой
Вентури и разделительными
сосудами
1 - труба Вентури; 2 - разделительные сосуды;
3-дифманометр
Расходомеры переменного уровня (РПУ) (щелевые
расходомеры) широко применяются в схемах флотации.
Они реализуют известную зависимость расхода жидко-
сти через профильную щель:
3 3
(^mby/lgh^Khi,
здесь т - коэффициент расхода (для угольных пульп
w = 0,65);
b - ширина порога слива;
К - постоянный коэффициент.
Справочник Коксохимика. Том 1
306
Раздел 2. Обогащение углей
Расходомер (рис. 17.5) содержит два основных узла -
расходомерный бак с пульпосливом и систему контроля
уровня.
Как следует из зависимости, связь между расходом
жидкости и уровнем нелинейная, что создает некоторые
неудобства при контроле параметра.
Плотномер состоит из вертикально установленной
трубы 1, цилиндроконической емкости с кольцевой ка-
мерой отбора давления 2, переливной емкости 3 с при-
емной воронкой 4. Цилиндроконическая емкость содер-
жит насадку 5 с калиброванным отверстием истечения.
Диаметр отверстия выбирается таким, чтобы предотвра-
Рис. 17.5.
Щелевой расходомер
1 А
а - общая схема; б - прямоугольный; в - пропорциональный пульпослив;
1 - питающая труба; 2 - расходомерный бак; 3 - перегородка; 4 - стенка с щелью истечения;
ДУ - дат чик уровня; ВП - регистрирующий прибор
л я
Рис. 17.6.
Манометрический
плотномер
Линеаризацию зависимости можно осуществить
применением профиля щели с переменной шириной по-
рога слива (^), рассчитанной по формуле:
my[2ghi
КоэффициентКопределяется по формуле К =
^тах
где 2тах и /?тах - максимальные значения объемного рас-
хода на флотацию и высоты щели. Профиль пропорцио-
нальной щели, построенный по уравнению, показан на
рис. 17.5в.
В нижней части криволинейный профиль заменяет-
ся прямоугольным, так как при приближении Л к 0 вели-
чина b стремится к бесконечности. Поэтому начальным
участком шкалы (/?0) пользоваться нельзя.
Для контроля уровня пульпы в баке применяют ма-
нометрический уровнемер (рис. 17.3).
Для контроля малых расходов чистых жидкостей
(флотационных реагентов, растворов флокулянтов)
и газов рекомендуется применять расходомеры обтека-
ния - ротаметры. Ротаметры типа РЭД осуществляют
контроль расходов жидкости в пределах 25-4000 л/ч
и комплектуются регистрирующими приборами.
Контроль плотности пульп и суспензий. Для кон-
троля плотности угольных пульп получили распростра-
нение гидростатические (манометрические) плотноме-
ры (рис. 17.6).
Плотномер может быть изготовлен в условиях кок-
сохимзавода, его конструктивные параметры легко рас-
считываются. Принцип работы основан на измерении
статического давления столба контролируемой пульпы
определенной высоты.
1 - труба; 2 - камера отбора давления;
3 - переливная емкость; 4 - приемная воронка;
5 - насадок; 6 - моностат; 7 - воронка
тить его зашламование с одной стороны и обеспечить
наличие перелива в верхней части трубы 1. Последнее
стабилизирует уровень пульпы h .
Для компенсации статического давления столба чи-
стой жидкости, находящейся в измерительной трубе 1,
предусмотрен моностат 6 с воронкой 7, заполненный чи-
(правочник ^оксохп.мика, "Jom
Глава 17. Автоматизация процессов обогащения углей
307
стой водой. Высота свободной поверхности воды в моно-
стате относительно диафрагмы дифманометра (he) равна
высоте (hn).
Работа устройства состоит в следующем. Отобран-
ная для контроля часть пульпы поступает в приемную
воронку 4, где происходит ее очистка от крупных ино-
родных материалов, и заполняет систему плотномера до
наличия перелива из трубы. Подсоединенный дифмано-
метр измеряет разность давлений:
ДР = Р,-Р2 = Pam,+p„gh„ -Pegh =
=?Л(р„-1)=С(р„-1)>
где Pamv - атмосферное давление;
- плотность пульпы;
- плотность воды (pe = 1);
hn=he - высота столбов жидкостей;
C = gh- постоянный коэффициент.
Выражение показывает, что при подаче в изме-
рительную трубу чистой воды разность давлений АР=0.
Данное обстоятельство резко повышает чувствитель-
ность плотномера, что особенно важно при контроле
малых плотностей, характерных для угольных пульп.
Промышленная конструкция плотномера разрабо-
тана институтом «Гипроуглеавтоматизация» (г. Луганск).
Весовой плотномер ИПВФ. Для контроля более
плотных суспензий (до 2000 кг/м3), например магнетито-
вых, могут применяться надежные весовые плотномеры.
Принцип работы плотномера заключается в авто-
матическом измерении массы суспензии определенного
объема, протекающей через весовой патрубок. Плотно-
мер снабжен стрелочным указателем и комплектуется
вторичным регистрирующим прибором. Выпускается
Харьковским заводом КИПиА.
Контроль вязкости суспензии. Вязкость суспен-
зии - один из важных технологических параметров, авто-
матический контроль которого затруднителен.
На обогатительных фабриках было испытано устрой-
ство (рис. 17.7), разработанное на основе манометриче-
ского плотномера (рис. 17.6). Основным отличием явля-
ется наличие в измерительной трубке 4 не постоянного,
а переменного столба суспензии, высота которого зави-
сит от скорости истечения суспензии через затопленную
батарею патрубков 5.
Высота столба суспензии, характеризующая сопро-
тивление движению суспензии через патрубки, а сле-
довательно, и ее вязкость, измеряется дифманометром
(на рисунке не показан) через кольцевую камеру отбора
давления 7.
Датчик вязкости состоит из приемного устройства 1,
работающего с переливом, успокоителя потока 2 и втул-
ки с калиброванным отверстием 3, обеспечивающим по-
стоянный расход суспензии в измерительную трубу (4).
Рассмотренный датчик вязкости не характеризуется
высокой точностью измерения, но для целей автоматиза-
ции схемы регенерации суспензии при тяжелосредной
сепарации его применение оправдано.
Контроль температуры сред. Контроль данного
параметра необходим как для целей автоматизации, так
и для безопасных условий эксплуатации сушильных уста-
(пракочник Коксохимика. Трм 1
Рис. 17.7.
Схема вискозиметра
конструкции института
«Гипроуглеавтоматизация»
1 - приемное устройство; 2 -успокоитель;
3 - калиброванное отверстие; 4 - измерительная труба;
5 - батарея патрубков; 6 - компенсационная воронка;
7 - камера отбора давления; 8- сливная коробка
новок. Температура среды, как правило, газов контроли-
руется стандартными схемами, включающими датчик и
вторичный прибор. Первичным датчиком служат термо-
резисторы или термопары.
Для контроля температур до 300 °C могут приме-
няться медные (типа ТСМ). Комплектуются вторичными
приборами - автоматическими мостами переменного
тока.
Для контроля температур свыше 300 °C применяются
термопары типов: ТПП (сплав: платинородий-платина) для
температур до 1300 °C; ТХА (сплав: хромель - алюмель) -
до 1000 °C и ТХК (сплав: хромель-копель) - до 600 °C.
Термопары комплектуются вторичными прибора-
ми - автоматическими потенциометрами (мосты посто-
янного тока) различных типов.
Контроль разности давлений сред осуществляет-
ся общетехническими датчиками давления - дифферен-
циальными манометрами, выпускаемые промышленно-
стью Украины на различные перепады давлений и раз-
личных типов (мембранные, коробчатые, колокольные
и пр.), комплектующимися вторичными приборами.
173. Автоматизация основных процессов
обогащения
17.3.1. Схемы автоматизации технологических
комплексов
Схемы автоматизации технологических процессов
являются основными техническими документами, опре-
деляющими структуру и объем автоматизации промыш-
ленных объектов и служащие исходными данными для
проектирования автоматических систем управления.
308
Раздел 2. Обогащение углей
Схемы автоматизации включают упрощенную техно-
логическую схему, расположенную в верхней части листа,
и средства автоматизации, входящие в состав систем кон-
троля и регулирования, и линий связи между элементами
автоматики.
Элементы автоматики обозначаются с помощью
условных графических обозначений (ГОСТ 21.404-85).
Если автоматизируемый узел содержит несколько
однотипных машин, то на схеме показывается одна ма-
шина.
Практически все элементы автоматики обознача-
ются окружностью, в которую вносятся буквенные обо-
значения, характеризующие технологический параметр
(первое место на всех элементах) и функциональные при-
знаки прибора (/- индикация, R - регистрация, А - сиг-
нализации, С - регулирование, Е - датчик и Н - ручное
воздействие, задатчик, N,K- станция управления).
В обозначении элемента автоматики (окружности),
расположенного на щите или пульте управления, при-
сутствует диаметр, в обозначении приборов, располо-
женных в технологической цепи (по месту установки),
диаметр отсутствует.
Элементы автоматики принято нумеровать: первая
цифра - номер системы, вторая - порядковый номер
прибора данной системы.
Обозначение технологических параметров регла-
ментируется ГОСТ, наиболее важные из них приведены
в табл. 17.1.
Таблица 17.1.
Основные буквенные
обозначения измеряемых
величин
Обозначение Измеряемая величина
D Плотность
F Расход
G Размер, положение
L Уровень
М Влажность
R Радиоактивность
Q Качество (зольность, концентрация, разрыхленность)
р . Давление, вакуум
Т Температура
V Вязкость
W Масса
S Скорость,частота
Е Любая электрическая величина
и Несколько различных измеряемых величин
Щиты и пульты систем автоматизации изображают
на схемах в нижней части поля чертежа.
17.3.2. Автоматизация гравитационных процессов
обогащения
Схема автоматизации тяжелосредного обогащения
в колесном сепараторе, приведенная на рис. 17.8, выпол-
нена в соответствии с ГОСТ 21.404-85. На схеме не пока-
зана отмывка магнетита от породного продукта. Состав и
работа приведенных локальных систем авто регулирова-
ния легко читается с помощью буквенных обозначений.
При разработке схемы учтено, что основные пара-
метры процесса, определяющие качественные показа-
тели и, следовательно, требующие стабилизации, - плот-
ность рабочей суспензии (D, система 3) и ее вязкость (/,
система 4).
Текущее значение плотности суспензии контроли-
руется датчиком 3 -1, фиксируется вторичным прибором
3-2, регулируется блоком 3 - 4 с задатчиком 3-3.
Существует несколько каналов управления плотно-
стью суспензии. На схеме показан канал управления -
разбавление суспензии водой до регламентируемого
значения с помощью исполнительного механизма 3 - 5 с
регулирующим органом. Реализация данного метода воз-
можна, так как в бак кондиционной суспензии (БКС) по
мере необходимости подается свежая порция суспензии
с заведомо повышенной плотностью, приготовленная
в специальном баке (БС).
Вязкость суспензии регулируется путем подачи ча-
сти рабочей суспензии с помощью делителя и исполни-
тельного механизма (поз. 4 - 6) на регенерацию.
Дополнительно схема содержит систему 1 контроля
с сигнализацией верхнего и нижнего уровня в баке су-
спензии (БС).
На щите установлена схема управления 2 -1 задвиж-
кой на трубопроводе свежей суспензии 2-2. Контроли-
руются с сигнализацией и уровни в баках кондиционной
(БКС) и некондиционной суспензии (БНС, системы 5 и 6).
Для автоматизации любых тяжелосредных устано-
вок институтом «Гипроуглеавтоматизация» разработан
универсальный комплекс аппаратуры РУТА, который мо-
жет реализовать автоматизацию следующих вариантов
технологических схем:
обогащение в одну стадию в колесных сепараторах
или тяжелосредных гидроциклонах с разделением
на два продукта;
двухстадийное обогащение в колесных сепараторах
с выделением трех продуктов;
обогащение в двух- и трехпродуктовых гидроцикло-
нах с раздельной регенерацией суспензии.
Комплекс эксплуатируется на ряде углефабрик
Украины.
Схема автоматизации процесса обогащения
в отсадочных машинах. В качестве примера приведен
вариант схемы автоматизации гравитационного обога-
щения в отсадочной машине с роторным разгрузчиком
тяжелых фракций (рис. 17.9).
Схема содержит автоматические системы регулиро-
вании (АСР) разрыхленное™ постели (система 1) и тол-
щины постели 2. Каналом управления разрыхленностью
принят расход подситной воды, толщины постели - час-
тота вращения роторного разгрузчика.
Схема содержит системы контроля с сигнализаци-
ей движения цепей элеваторов 4 и 5 нагрузки на маши-
ну 6. Предусмотрен и контроль зольности концентрата,
система 3.
В эксплуатации на некоторых ЦОФ находится аппа-
ратура ОКА, предназначенная для комплексной автома-
тизации отсадочных машин и должна обеспечивать:
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 17. Автоматизация процессов обогащения углей
309
Рис. 17.8.
Вариант схемы
автоматизации
тяжелосредного обогащения
в сепараторе СКВП
Рис. 17.9.
Схемы автоматизации
обогащения угля
в отсадочной машине
автоматический контроль высоты отсадочной по-
стели и разрыхленное™ обогащаемого материала,
плотности и расхода подрешетной воды, подавае-
мой в отсадочные машины, наличие нагрузки по ис-
ходному углю;
автоматическую стабилизацию разрыхленное™
обогащаемого материала на заданном уровне и вы-
соты отсадочной постели на уровне, оптимальном
для угля данного фракционного состава;
Справочник Коксохимика. Том 1
автоматическую стабилизацию зольности получае-
мого концентрата и засоренности породы на задан-
ном уровне;
визуальную индикацию состояния механизмов, по-
ложения регулирующих органов, производитель-
ности роторных разгрузчиков, качества получаемых
продуктов;
контроль достоверности информации, поступа-
ющей с золомера.
310
Раздел 2. Обогащение углей
Предусмотрена возможность работы аппаратуры
в составе АСУТП.
Кроме того, Луганский машиностроительный завод
им. Пархоменко, выпускающий такие машины, как МО424,
МО318, МО212, МО208, разработал и поставляет:
систему управления воздушно-пульсационным ре-
жимом, что позволяет более полно использовать
возможности технологической наладки отсадочной
машины в процессе эксплуатации;
систему управления разгрузкой (привод устройства
разгрузочного с асинхронным двигателем), осна-
щенную частотными преобразователями.
Система автоматического управления разработана
и изготавливается на самой современной элементной
базе с учетом последних достижений электроники.
По желанию Заказчика возможна установка кон-
троллера, управляющего в автоматическом режиме ча-
стотными преобразователями асинхронных двигателей
разгрузочных устройств и разрыхленностью постели
отсадочной машины. Контроллер позволяет подключать
к машине автоматизированные системы контроля каче-
ства продуктов обогащения (золомеры), а также подклю-
чать к уже имеющимся у потребителя системам.
17.33. Автоматизация флотационного отделения
Схема автоматизации флотационного отделения
(рис. 17.10) предусматривает:
систему стабилизации объемной нагрузки на про-
цесс 1, содержащую первичный датчик расхода
1-1, вторичный показывающий и регистрирующий
прибор 1 - 2, регулятор расхода 1 - 3, задатчик 1 - 4,
исполнительный механизм 1 - 5 и регулирующий
орган 1-6, установленный на питающем пульпо-
проводе;
систему контроля содержания твердого в пульпе
2, включающую первичный датчик плотности 2 -1
и показывающий вторичный прибор 2-2.
систему дозирования реагента-собирателя 3, со-
держащую блок перемножения параметров 3 - 1, на
который поступает информация от вторичных при-
боров объемного расхода 1 - 2 и содержания твер-
дого в пульпе 2-2, регулятор расхода собирателя
3 - 2 с задатчиком удельного расхода 3 - 3 и испол-
нительный механизм 3 - 4 с заслонкой (или питатель
реагентов);
систему дозирования реагента-пенообразователя 4,
включающая регулятор 4 -1, на который поступает
информация об объемном расходе пульпы, задат-
чик 4 - 2 и питатель 4-3;
системы контроля зольности концентрата 5 и от-
ходов б, которые на данном этапе автоматизации
только регистрируются вторичными приборами.
В дальнейшем эти системы можно расширить до
управляющих, воздействуя, например, на АСР рас-
хода реагентов при отклонении зольностей продук-
тов от заданных;
Рис. 17.10.
Схема автоматизации
флотационного отделения
Собир. Вспен.
7-1 8-1
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 17. Автоматизация процессов обогащения углей
311
системы дискретного контроля с сигнализацией
верхнего и нижнего уровней реагентов в баках 7 и 8.
В практике углеобогащения применяется комплекс
аппаратуры автоматизации флотационных и фильтро-
вальных установок - САРФ-3 (разработка института
«Ги п роу гл еа втоматиза ция»).
Комплекс реализует представленную схему
(рис. 17.10) и дополнительно обеспечивает стабилиза-
цию уровней пульпы в ваннах вакуум-фильтров, автома-
тическое регулирование производительности вакуум-
фильтров, а также автоматическое согласование про-
изводительностей флотационного и фильтровального
отделений.
17.3.4. Автоматизация сушильных установок
Автоматизация топочных агрегатов. Наиболь-
шее распространение на обогатительных фабриках полу-
чили топки твердого топлива.
Вариант схемы автоматизации топки с цепной
решеткой прямого хода показан на рис. 17.11. Схема
предусматривает контроль температуры газов в каме-
ре сгорания 3 с помощью термопары 2 - 1 и вторичного
прибора 2 - 2, ее регулирование (регулятор 2-3) путем
изменения подачи воздуха на горение с помощью регу-
лирующего органа 2-6.
Система 5 служит для регулирования температуры
теплоносителя в смесительной камере перед входом в
сушильный агрегат. Разрежение в топке контролируется
колокольным дифманометром 4-1 и вторичным при-
бором 4-2, стабилизация разрежения обеспечивается
изменением производительности дымососа 4 путем воз-
действия на его направляющий аппарат исполнительно-
го механизма 4-6.
В схеме также предусмотрено: контроль содержа-
ния в продуктах горения кислорода и окиси углерода с
помощью газоанализатора (система 3); контроль уровня
топлива в бункере 1, система 1 и дистанционное управле-
ние питателем бункера (система 6).
При наличии оперативного контроля содержания
О2 и СО2 представится возможность разработать систему
регулирования рационального режима сжигания.
Автоматизация сушильной установки с трубой-
сушилкой. Типичная схема автоматизации установки
представлена на рис. 17.12.
Основной регулируемый параметр сушильных уста-
новок-влажность конечного продукта (система 1). Кана-
лом управления здесь принята нагрузка на трубу-сушилку,
которая изменяется с помощью привода питателя 1 - 6.
Система содержит обычные элементы автоматики: первич-
ный датчик влажности 1-1, вторичный регистрирующий
прибор 1 - 2, регулятор с задатчиком 1 - 4 и 1 - 3, станция
управления 1 - 5 и исполнительный механизм 1 - 6.
Второй важный параметр - температура газов на
входе в трубу. Но она стабилизируется системой регули-
рования 5, расположенной в схеме автоматизации топки
(рис. 17.11). В данной схеме предусмотрен только допол-
нительный ее контроль (система 3) с сигнализацией.
Система 5 контролирует температуру на выходе из
трубы-сушилки, это важный параметр, разница между
температурами на входе и на выходе из трубы характери-
зует теплоотдачу газа на подсушивание угля.
1 - бункер топлива; 2 - цепная решетка; 3 - камера сжигания; 4 - дымосос
Рис. 17.11.
Схема автоматизации
топки слоевого сжигания
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
312
Раздел 2. Обогащение углей
Рис 17.12.
Схема автоматизации
сушильной установки
1 - труба-сушилка; 2 - бункер влажного угля; 3 - газоход от топки; 4 - циклон; 5 - батарея циклонов;
6 - дымосос; 7 - скруббер
Системы 4 и 6 контролируют разрежение в соот-
ветствующих точках технологической схемы. Система
контроля уровня в бункере угля 2 - дискретная с сигна-
лизацией. В системах контроля температуры в качестве
первичных датчиков обычно применяют термопары
с вторичными приборами и терморезисторы соответ-
ствующего типа. ,
17.4. Автоматизация вспомогательных
процессов
Автоматизация водно-шламовых комплексов.
Для автоматизации водно-шламовых комплексов Луган-
ским институтом «Гипроуглеавтоматизация» разработан
комплекс аппаратуры АВС-1. Он предназначен для авто-
матизации на углеобогатительных фабриках процессов
классификации, сгущения шламов и осветления шламо-
вых вод, протекающих в гидравлических циклонах с есте-
ственной средой и в радиальных сгустителях с примене-
нием и без применения флокулянтов.
Комплекс аппаратуры состоит из датчиков контро-
ля: плотности, расхода, скорости гребковой фермы, уров-
ней, давления, дозатора флокулянта, исполнительных
механизмов, регулируемых заслонок, блока контроля
и сигнализации, кнопочных постов и пультов-шкафов ап-
паратуры.
Комплекс АВС-1 обеспечивает:
непрерывный автоматический контроль плотности
сгущенного продукта и оборотной воды, плотности
и расхода флотоотходов, расхода флокулянта, вели-
чину вакуума, уровня в зумпфах, степень открытия
регулирующих органов;
непрерывное автоматическое регулирование плот-
ности сгущенного продукта и оборотной воды, рас-
хода флокулянта, величины вакуума, уровня в зумп-
фах, производительности отдельных насосов или
группы насосных агрегатов;
дистанционное управление радиальным сгустите-
лем, насосным агрегатом и исполнительными меха-
низмами;
световую сигнализацию о выходе плотности оборот-
ной воды, сгущенного продукта, величины вакуума,
уровня в зумпфах за предельные значения;
аварийную звуковую и световую сигнализацию про-
буксовки гребковой фермы радиального сгустителя,
потери вакуума, остановки насосов.
(рравочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 18
ОСНОВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ РАЗВИТИЯ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНОГО ПРОИЗВОДСТВА
18.1. Требования к углеобогатительным
фабрикам и общие тенденции
их развития
К основным цехам коксохимических предприятий
относится углеобогатительный цех, в состав которого
входят следующие технологические отделения: дозиро-
вочное, гравитационного и флотационного обогащения,
обезвоживания и дробления концентратов, осветления
оборотной воды, сушки мелкого и флотационного кон-
центратов, усреднения концентратов, погрузки и отправ-
ки отходов гравитационного обогащения в отвал.
Мощность углеобогатительного цеха, при задан-
ной потребности коксохимического завода в концентра-
те, определяется следующим образом:
=100^р
где С - годовая потребность в концентрате, т/год;
у - выход концентрата, %;
Т - число рабочих дней в году.
Число часов работы УПЦ принимается в соответ-
ствии с общим непрерывным режимом работы пред-
приятий на Украине за вычетом 0,5 ч на сдачу и приемку
смены, 4ч- ремонт и техническое обслуживание обору-
дования. При трехсменной работе фабрики по 8 ч общее
число машинных часов фабрики составляет 17 - 18 ч.
Часовая производительность УПЦ принимается в за-
висимости от производственной его мощности, режима
работы и коэффициента неравномерности.
Нормальная часовая производительность УПЦ (g)
исчисляется по формуле:
л
g = т/ч
абв
где а - количество рабочих дней в году;
б - количество рабочих смен в сутки;
в - количество рабочих часов в смену за вычетом
времени на сдачу и прием смены.
Расчетная часовая производительность УПЦ (q)
определяется по формуле:
q = Q • к, т/ч,
где к - коэффициент неравномерности работы, обычно
принимаемый от 1,15 до 1,5.
Справочник Коксохимика. Том 1
Эффективность обогащения угля зависит в основ-
ном от свойств рядового угля, совершенства технологии
и применяемого оборудования. Последним двум факто-
рам со стороны обогатителей уделяется особое внима-
ние. При непрерывно ухудшающемся качестве рядовых
углей только постоянная модернизация существующей
технологии и техническое перевооружение УПЦ при
коксохимзаводах может обеспечить выпуск шихты, соот-
ветствующей требованиям технических условий на про-
изводство качественного кокса.
Это связано с тем, что за последние 10 лет принци-
пиально новых или более-менее оригинальных способов
обогащения твердых горючих ископаемых обогатитель-
ная наука не создала. Однако некоторые технологиче-
ские тенденции, которые следует учитывать при совер-
шенствовании технологии в УПЦ, очевидны.
Во-первых, уделяется особое внимание качествен-
ной подготовке рядовых углей к обогащению путем тща-
тельного обесшламливания машинных классов с приме-
нением эффективных гидрогрохотов, что обеспечивает,
с одной стороны, улавливание первичного шлама в го-
лове процесса, с другой - улучшаются условия гравита-
ционного разделения машинных классов. При этом ра-
ционально выделить из рядовых углей зернистые шламы
крупностью до 2 - 3 мм.
Вторым важным направлением совершенствования
технологии является обогащение первичного зернисто-
го шлама крупностью до 3 мм на винтовых сепараторах
и шлюзах, а также на успешно апробированных конусных
сепараторах и гидросайзерах. Это значительно повысит
четкость разделения мелкого машинного класса в отса-
дочных машинах. Отечественная промышленность выпу-
скает некоторые аппараты для этих целей.
Одним из существенных направлений при пере-
работке коксующихся углей является обогащение узки-
ми машинными классами, что создает предпосылки для
реализации процессов гравитационного разделения
с учетом петрографических особенностей органической
массы углей.
Для рационального использования коксующихся
углей постепенно вводится в практику принцип: одна
фабрика - одна марка угля. В настоящее время по тако-
му принципу работают ЦОФ «Киевская», ЦОФ «Красно-
лиманская» и ряд других фабрик, обогащающих коксу-
ющиеся угли.
Необходимое условие повышения качества концен-
трата - совершенствование водно-шламового комплекса.
Оно должно производиться по нескольким направлени-
Раздел 2. Обогащение углей
Современная
углеобогатительная
фабрика
ям: флотация - осветление воды - сгущение отходов фло-
тации. Проблемный вопрос флотационного процесса на
УПЦ - отсутствие эффективных реагентов, что особенно
проявилось после прекращения выпуска реагентов типа
АФ, ААР и Т-66. Перспективным здесь может быть созда-
ние реагентов на базе жидких продуктов коксохимиче-
ского производства. Решение вопроса обезвоживания
хвостов флотации путем установки фильтр-прессов по-
зволяет прекратить сброс отходов в илонакопители, ко-
торые на ряде ЦОФ находятся в заполненном состоянии.
Наличие фильтр-прессового отделения благоприятно
сказывается и на экологической обстановке в регионе,
о чем свидетельствует опыт УПЦ АКХЗ, где успешно экс-
плуатируются фильтр-прессы фирмы «РагпаЬу».
Перспективным направлением повышения эффек-
тивности обогатительных процессов может быть исполь-
зование технологии селективной флокуляции с приме-
нением полимерных флокулянтов. Внедрение данной
технологии сдерживается отсутствием флокулянта, до-
ступного для широкого использования.
Актуальным вопросом для всего углеобогатительно-
го комплекса является внедрение комплексной автома-
тизации на уровне АСУТП с компьютерным управлением
качеством выпускаемой продукции, приемом, усредне-
нием и дозировкой рядовых углей.
С целью подтверждения соответствия качественно-
количественных показателей работы обогатительного
комплекса свойствам рядовых углей необходимо угле-
обогатительным предприятиям быть готовыми к прове-
дению технологического аудита.
18.2. Состав и компоновка основных
объектов на промышленной площадке
и оборудования в корпусах
Компоновка основных промышленных объектов на
промышленной площадке УПЦ осуществляется исходя из
следующих основных соображений:
компоновку всех зданий и сооружений предусма-
тривают с учетом принятой технологической схемы,
рельефа местности, развития железнодорожной
станции, местоположения жилых поселков, направ-
ления господствующих ветров и т. д.;
здания и сооружения располагают рационально,
исходя из минимально возможной длины коммуни-
каций, протяженности мостов, галерей и удобства
обслуживания;
просветы между зданиями и сооружениями прини-
мают в соответствии с действующими противопо-
жарными нормами строительного проектирования
обогатительных фабрик в зависимости от степени
огнестойкости зданий и их назначения;
угольные склады располагают обычно за железно-
дорожными путями;
шламовые отстойники располагают в пониженном
месте рельефа;
склады реагентов располагают у железнодорож-
ного разгрузочного пути, на расстоянии от него
не ближе 8 м;
административно-бытовой комбинат располагают,
как правило, с фасадной стороны промышленной
площадки, фасад комбината должен находиться вне
ограждения промышленной площадки и ориенти-
руется в сторону города или жилого поселка;
отвалы отходов гравитационного обогащения обыч-
но располагают за железнодорожными путями, с уче-
том розы ветров, избегая направления развития от-
вала в сторону повышения рельефа местности.
Компоновка оборудования в корпусах УПЦ про-
изводительностью до 1000 т/ч выполнена институтом
Гипрококс с учетом следующих положений.
Компоновочные решения технологического обору-
дования должны обеспечивать поточность линий, удоб-
ство обслуживания и ремонта, компактность.
Поточность линий создается поступательным про-
движением материала от приема сырья до складирова-
ния и погрузки продуктов обогащения с максимальным
использованием самотека.
Компактность организуется хорошо продуманным
размещением и сопряжением как технологических, так
и технических требований. При проектировании выпол-
нен секционный принцип компоновки оборудования
основных процессов с минимальным количеством еди-
ниц высокопроизводительного оборудования. Техноло-
гическая цепочка должна иметь минимальное количе-
ство перепадов и точек перегрузок продуктов с целью
уменьшения износа оборудования, измельчения продук-
тов обогащения и пылеобразования.
Подача воды для основных технологических про-
цессов должна осуществляться из баков, расположенных
на верхних отметках здания.
Классификационные грохоты, как правило, устанав-
ливаются непосредственно перед тяжелосредным сепа-
ратором с прямой подачей классифицированного угля
в сепаратор.
Сепараторы, отсадочные и флотационные машины,
наблюдение за работой которых производится с одной
стороны, следует устанавливать попарно или группа-
ми. Вблизи обогатительных машин предусматривают
устройства и площадки для набора проб и выполнения
экспресс-анализа.
Компоновка двух или трех сепараторов при обо-
гащении угля в две стадии должна осуществляться без
потери высоты и с учетом возможно полной загрузки
сепараторов.
I- 1
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
315
Грохоты для отделения суспензии и обезвоживания
продуктов обогащения следует, как правило, распола-
гать непосредственно у сепаратора, на одном перекры-
тии или с небольшими перепадами. Брызгала на грохотах
для обесшламливания мелкого угля должны находиться
ближе к загрузочной части, чтобы зона обезвоживания
составляла около половины длины грохота 2,5 - 3 м.
Оборудование для регенерации суспензии компо-
нуется для каждой секции в один компактный узел выше
грохотов для отмывки суспензии с самотечной подачей
осветленной воды от электромагнитных сепараторов
на брызгальные устройства грохотов. Для удобства об-
служивания насадков для разгрузки сгущенных отходов
регенерации электромагнитные сепараторы рекомен-
дуется устанавливать на промежуточной раме высотой
не менее 300 мм.
Угол наклона трубопровода от смесителя к обогати-
тельному циклону принимается в пределах 60 - 70 °, при-
чем большее значение соответствует содержанию в угле
более 40% породных фракций.
Для обесшламливания угля перед отсадочными ма-
шинами устанавливаются гидрогрохоты, аппараты УЗО,
вибрационные грохоты с ополаскиванием.
Бак оборотной воды располагается над отсадочны-
ми машинами на высоте не менее Юм. Воздухосборник
предусматривается общий для всех отсадочных машин и
располагается в непосредственной близости от них.
Необходимо резервировать места для установки до-
полнительных флотационных машин, вакуум-фильтров,
фильтр-прессов, центрифуг и другого технологического
оборудования.
Отделение флотации и фильтрования концентрата
размещается в главном корпусе фабрики, с учетом преи-
мущества самотечного транспорта пульпы, с обеспечени-
ем скоростей потоков, исключающих выпадение из них
твердого осадка. Аппараты для подготовки пульпы уста-
навливают на 3 - 4 м выше флотационных машин.
Вакуум-фильтры должны размещаться ниже флото-
машин, но допускается и напорная подача флотоконцен-
трата на обезвоживание. Предусматривается групповая
схема установки вакуум-фильтров. Их соединение с возду-
ходувками производится через общий коллектор. Вакуум-
фильтры следует располагать так, чтобы обеспечить само-
течное удаление фильтрата через гидрозатворы.
Вакуум-насосы и воздуходувки устанавливают на
одну отметку ниже дисковых вакуум-фильтров. Размеще-
ние сооружений и устройств водно-шламового хозяйства
должно обеспечивать самотечный транспорт загрязнен-
ных вод и более плотных пульп.
Компоновка оборудования в главном корпусе долж-
на предусматривать самотечную подачу пульпы на кони-
ческие грохоты для обесшламливания. Конические гро-
хоты для предварительного обезвоживания и обесшлам-
ливания мелкого концентрата компонуются поагрегатно
с центрифугами. Допускается установка двух грохотов на
центрифугу.
Оборудование и устройства, связанные с обработ-
кой отходов флотации, должны располагаться в главном
корпусе; для реконструируемых фабрик - в отдельном
здании.
Справочник Коксохимика. Том 1
На рис. 18.1 и 18.2 показан пример компоновки обо-
рудования в главном корпусе ОФ, содержащем тяжело-
средную сепарацию, отсадку и флото-фильтровальный
комплекс.
Радиальные сгустители для тонкозернистого шлама
и отходов флотации, наружные шламовые отстойники
нужно располагать близ главного корпуса для обеспече-
ния самотека, различного рода переливов в шламовый
отстойник и сокращения протяженности трубопроводов
для сгущенного шлама, шламовой канализации, а также
минимального заглубления шламового отстойника.
Предусматривается самотечная подача сгущенных
отходов флотации из сгустителей в сборники, питающие
фильтр-прессы, которые располагаются в непосред-
ственной близости от сгустителей. Расстояние между
напорным резервуаром и фильтр-прессом должно быть
минимальным. Оборудование сушильных установок
должно компоноваться по агрегатной (блочной) схеме:
топка с растопочной трубой и комплектом индивидуаль-
ного оборудования - сушильный аппарат - система вы-
деления высушенного материала и пылеулавливания -
дымовая труба.
18.3. Анализ технологических схем
обогатительных фабрик
Технологические схемы обогатительных фабрик,
обогащающих коксующиеся угли, непрерывно усовер-
шенствуются. Ниже выполнен анализ действующих тех-
нологий на ряде фабрик на период 2004 - 2005 гг.
Особенности технологической схемы ЦОФ «Киев-
ская» АП «Шахта им. А. Ф. Засядько». Построена по про-
екту института «Южгипрошахт» и сдана в эксплуатацию
в 1959 г. В 1967 г. на фабрике проведена реконструкция
по проекту института «Донгипрошахт». Производитель-
ность фабрики до 600 т/ч, обогащает коксующиеся угли
марки «Ж» легкой категории обогатимости.
В последние годы технологическая схема фабрики
модернизирована, установлено более совершенное обо-
рудование.
Действующая схема ЦОФ «Киевская» приведена на
рис. 18.3.
Особенностью схемы подготовки машинных классов
является использование сухой классификации на бара-
банном грохоте ГБК (поз. 3), на котором осуществляется
рассев угля на 3 класса < 3 мм, 3 - 13 мм и > 13 мм. Класс
крупности > 13 мм направляется на обогащение в от-
садочную машину МО-312 6, класс 3 - 13 мм после обес-
шламливания на сите УЗО 5 подается в отсадочную маши-
ну МО-318 9, а сухой отсев < 3 мм поступает на мокрую
классификацию 4 по ситу 2 мм. По этой схеме выделяется
третий машинный класс < 2 мм, поступающий на обогаще-
ние в конусные сепараторы 13. Кроме этого продукта, на
конусные сепараторы направляются пески гидроцикло-
нов 12, питаемых из сборника первичного шлама.
Использование конусных сепараторов для обо-
гащения шлама крупностью 0-2мм - существенная
особенность рассматриваемой схемы. В постоянной
эксплуатации находятся 2-3 сепаратора. Производи-
тельность каждого аппарата по исходному питанию -
316
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 18.1.
Продольный разрез главного
корпуса
15-25 т/ч. В сепараторе эффективно обогащается класс
0,25 - 2,5 мм. При зольности исходного шлама до 30 % на
первом ярусе сепаратора выделяется концентрат с золь-
ностью до 8%, суммарный концентрат (с трех ярусов)
имеет зольность до 12% при содержании золы в отхо-
дах - не менее 75 %.
Сепараторы изготовлены по заказу фабрики ЗАО
«Цветмет» (г. Вольногорск). Характеристика сепаратора
изложена в разделе 10.6.
Особенность схемы обогащения в отсадочных ма-
шинах определяется характеристикой рядовых углей.
Легкая категория обогатимости углей шахты им. А. Ф. За-
сядько, как и привозных углей той же марки «Ж», а также
минимальное содержание в питании отсадочных машин
класса < 2 мм позволили не выделять на отсадочных
машинах промежуточные фракции в товарный продукт,
из-за высокой зольности они присаживаются к пород-
ной фракции.
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
317
Рис. 18.2.
Поперечный разрез главного
корпуса
Общая характерная черта водно-шламового ком-
плекса фабрики - наличие большого числа аппаратов по
выделению и классификации вторичных шламов. В схеме
нашли применение гидроциклоны диаметром 1000 мм,
630 мм и четыре батареи по пять циклонов диаметром
350 мм, шлюзовые грохоты ГШ-2, аппараты «Каскад»
и винтовые грохоты предварительного обезвоживания
собственной конструкции.
Это позволило осуществить флотацию всех вторич-
ных шламов, прошедших контрольную классификацию на
гидроциклонах 20, а наличие фильтр-прессового отделе-
ния, оборудованного польскими прессами PF-ROW-1/570,
полностью замкнуть водно-шламовую схему.
На рис. 18.4 представлена качественно-количест-
венная схема ЦОФ «Киевская).
На рис. 18.5 показан вариант схемы обогащения
коксующихся углей легкой обогатимости, но с высоким
содержанием породы в крупном классе. Схема включает
обогащение в колесных сепараторах 13, в отсадочных ма-
шинах 22 и флотацией класса < 0,5 мм.
Особенностью данной схемы является обесшлам-
ливание крупного класса на вибрационных грохотах 12,
мелкого - на конусных грохотах типа ГК 21, установлен-
ных поагрегатно на отсадочных машинах. Для первично-
Конвейеры подачи угля
(пмика. Том1
1 - грохот ГИТ-51; 2 -ДДЗ-6; 3 - грохот ГБК; 4 - сито контрольное; 5 - УЗО-1; 6 - отсадочная машина МО-312; 7 - колосниковое сито; 8 - шлюзовый грохот; 9 - МО-318; 10- винтовой грохот;
11 -центрифуга ФВШ-1. ООО; 12 - гидроциклон ГЦ-630; 13 - конусный сепаратор СКО-3,2; 14,20-батарея гидроциклонов ГЦ-350; 15,16,17,18-центрифуги ЦфШнГ-1,00; 19-ГЦ-1000; 21 -АКП-1.6;
22 - МФУ-12; 23 -ДОО-1600; 24 - сгуститель СУЮ; 25 - фильтр-пресс PF-ROW-1/570
31g Раздел 2. Обогащение углей
0-0,5
Трансп. зода
18,0 300,0 14,0 60,0
О.т Qu. я'
~220~ 150,0
Q.t Qn.»
600,0 58,0
Aj.% Р-Г7
35,5 8,8
P у И секция
(2-7 Qu.я Ad.% 11,.%
300,0 29,0 35,5 8,8
Подреш вода
Q.i Qu. я' Ad.% p.i'.i
13,0 324,0 13,5 40,0
РУ
I секция
Q.i Qu. я Ad.% И„ %
300,0 29,0 35,5 8,8
Трансп вода
Q.i Qu.»
318,0 329,0
34,3 50,7
Гидроклассификация ГГН-36_
О - 13 мм
Q.t Qu. я V ll,. %
199,0 289,0 29,2 59,2
Дешламация ГК 1,5
'3- 100
Q.t Qu. я У I Vo
119,0 40,0 42,8 25,3
21,0 180,0
Q.t Qu.h V H,.%
172,0 139,0 30,5 49,7
Q.i Qu. я Ad,% wf. %
185,0 463,0 29,3 71,5
Отсадка МО 318(50-2)
Отх м
Q.t Qu я -\d.%
50,0 12,0 80,0 19,4
Q.t Qu-Я V %
135,0 451,0 10,5 73,5
Q.t Qu. я Ad.% w„ %
323,0 1210,0 10,0 79,1
Обезвоживание (шпалы)
] Подсит в
Q.T Qu. я Aj.% w;, %
200,0 55,0 7,9 21,6
Центрифугирование (ФВШ)
Q.i Qu. я \d.% p.17.1
123,0 1155,0 13,4 103,0
Q.t Qu-Я Ad.% И,. %
196,0 16,0 7,8 7,5
Q.t Qu-Я Ad.% p.1.1
4,0 39,0 12,5 103,0
Q.i Qu. я Aj.% Р.Г/.1
3,0 264,0 13,5 11,0
Q.i Qu.»‘ Ad,% W„%
122,0 304,0 42,1 71,2
Отсадка МО 312(49-2)
Q.t Qu-Я Ad,% \\t.%
55,0 8,0 81,6 11,9
вода
Q.i Qu.»' Aj.% p.i/.т
3,3 330,0 10,0 10,0
Q,t Qu, Я Ad.% w„%
67,0 296,0 9,6 81,8
Надситн
13-100
(2-г кл/
101,0 8,0
45,0
7,3
Q.i Qu. я Aj.%
103,8 230,0 44,3 94,6
Отсадка МО 312'49-1/
Отходы кр
Q.t Qu. я \d. %
50,0 6,0 82,2 10,5
Q.T Qu-я \d.% p.r.'.i
120,2 520,0 9,8 81,5
Q.i Qu-я' А/Л u„%
50,0 100,0 7,5 50,0
Обезвоживание ГШ-2
| Поде в
К-т кр
Q.t Qu.я Ad.%
45,0 3,0 7,0 6,3
Сухая классификация ГБК
3-13
Q.t Qu.»’ Ad.% I Vo
180,0 19,0 31,5 9.6
53,2
224,0 8,7
Q.t Qu.»' Ad.% w..%
187,5 135,0 31,1 41,9
Дешламация УЗО
Надситн
Q.i Qu-Я' H',A
170,5 20,0 32,5 10,5
Q.t Qu-я Ad.% и„%
173,8 350,0 32,3 66,8
Отсадка МО-318 (50 1)____
0,4
40,0
10,0 10,0
о.т а.»
19,0
2,0
23,0
9,5
Q I Q»,»
19,4 42,0
22,7 \ 462,0
Контрольная классификация (по ситу 2 мм/
Наде I ___________0 - 2мм (
Q ? |<2и'» ' '
6,4
6,0
22,1 48,4
Q.t Qu.» Aa.% p.r 1
13,0 36,0 23,0 361,0
] Подситн
Q.i Qu. я p.i.1
17,0 90,0 19,5 189,0
Q.t Qu .я' Ad.°o p.i 7
52,0 336,0 20,3 155,0
_____Классификация ГЦ 630
f Слив
4,0
0,0
Пески
Классификация по ситу 20 мм
Подситн
Q.t Qu-Я Ad.“o и;, %
70,2 420,0 10,4 86,0
Q.T Qu-Я p.i i
5,0 97,0 12,0 52,0
'вНШВ
Q.t Qu.» Aj.% p.i’i
152,0 1452,0 13,3 105,0
Классификация в ГЦ 1000
Пески
Q.T Qu-Я' Ad,% p.i'.i
75,0 149,0 11,2 503,0
Центрифугирование ЦфШнГ 1
Фугат |
_______Слив
Q т
77,0
Qu. я
1303,0
15,4 59,0
Отходы м
Q.t Qu.M Ad.% 1 Vo
56,0 11,0 80,7 16,2
Q.t Qu-я' Ad.% p Г.1
45,0 748,0 15,4 60,0
Контрольная классификация ГЦ 350
Пески ___________________
Q.t Оп.я'
5,0
20,0 10,0 250,0
40,0 728,0
Слив
16,1 55,0
276,0 21,6 98,0
[ К тсепарации
25,0
3,0
10,0
Q.T Qu-Я У % р.г.л
118,0 339,0 9,3 74,3
Q.i Qu. я V p.i i
25,0 60,0 19,0 433,0
Q.i Qu-я \i.% р.г.л
38,0 100,0 20,4 380,0
Конусная сепарация в СК 2,3
Q.i Qu. я Ad.% р.г/л
32,0 83,0 11,1 386,0
Q.i
6,0
Центрифугирование ЦфШнГ 1
_______ 7 Фугат
7_ Qu. Я Ad. % р, Г<7 Q. т
7,0
<2„.» V»
10,8
17,0 70,0
80,0 15,0 89,0
Q.t Qu-я' \d.% p.i 1.1
20,0 161,0 13,0 124,0
60,0
I Осадок
Q. 7 [(?„.» Уфу»
Центрифугирование ЦфШнГ 1
Отходы сеп
8,0
10,5
Q.t Qu.m
67,0 1004,0
18,3 67,0
О.т
5,0
~| Oyiai
Q. т |(А,\/ V0-
73,6 16,7
16,0 52,0 63,0
Отходы
353,0
В оборот
(2.7 1(2,..W
32,0 555,0
15,4 58,0
флотация в МФУ-12
Пенный
Q.t Qu.M' ,Aj. % p.r 7
57,0 300,0 8,5 190,0
Фл хв
Q.t Qu.»' Ad.% p.r.i
10,0 704,0 74,1 14,0
Q.t Qu-Я Ad.% W(. %
48,0 16,0 8,2 25.0
9,0 284,0 10,0 32,0
Фильтрование в фДОО-160
Фильтрат
Q. 7 |(2„.м | Лл%]7
Сгущение в С 10
1 - вагоноопрокиды-
ватель;
2 , 10,20-питатель;
3,4,6,8, 11, 18,26,30,
32,33,38,44-ленточ-
ный конвейер;
5 - грохот;
7 - дробилка зубчатая;
9, 19,34-конвейер
катучий;
12,14,15-грохот
инерционный;
13-сепаратор;
16 - электромагнит-
ный сепаратор;
17 - бак кондиционной
суспензии;
21 -грохот конусный;
22 - отсадочная ма-
шина;
23 - багер-элеватор;
24 - конвейер скреб-
ковый;
25 - центрифуга;
27 - аппарат кондици-
онирования пульпы;
28 - флотационная
машина;
29 - вакуум-фильтр;
31 - сушильный ба-
рабан;
35 - бункера концен-
трата;
? 36,39 - гидроциклон;
I 37-ленточный
1 вакуум-фильтр;
Я 40-зумпф;
I 41 -винтовой сепа-
1 ротор;
I 42-ц илиндрокони че-
н ский сгуститеь;
43-фильтр-пресс
Е
Q
О
оь
320 Раздел 2. Обогащение углей
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
го обезвоживания концентрата отсадочных машин при-
менены багер-элеваторы 23.
Для выделения крупнозернистого шлама использо-
ваны гидроциклоны 36 диаметром 1000 мм, питающиеся
из сборника первичного и частично вторичного шламов.
Выделенный зернистый шлам обезвоживается на ленточ-
ных вакуум-фильтрах 37 и присаживается к флотацион-
ному концентрату.
Для обогащения зернистых шламов, выделенных на
гидроциклонах (диаметр 350 мм) контрольной классифи-
кации 39 перед флотацией, применены спиральные сепа-
раторы 41 типа ССп-1,0х2-М.
Полное осветление оборотной воды достигается
наличием фильтр-прессового отделения с цилиндроко-
ническими сгустителями, работающими с флокулянтами
типа «Magnaflock».
Компоновка основного оборудования, соответству-
ющая рассмотренной схеме, показана на рис. 18.1 и 18.2.
Характеристика технологической схемы обогаще-
ния ЦОФ «Новоузловская» [51]. Фабрика выпускает кон-
центрат для коксования марок ОС, КС и товарный пром-
продукт, производительность - до 700 т/ч.
Технологическая схема фабрики включает обогаще-
ние в две стадии крупного машинного класса в сепара-
торах СКВП-32, мелкого - в отсадочных машинах ОМ-24
и контрольную отсадку - в машине ОМ-18. Предусмотре-
но обогащение зернистых шламов в винтовых шлюзах
ШВЛ-1000 и тонких шламов - флотацией.
Схема оборудования фабрики с закреплением его
по отметкам производственных корпусов показана на
рис. 18.6.
Подготовка машинных классов к гравитационно-
му обогащению осуществляется мокрым грохочением
с применением установки УМГ-2,5, выпускаемой экспе-
риментальным заводом института «УкрНИИуглеобога-
щение». Установка состоит из стационарной (конической
формы) просеивающей поверхности, установленной над
подвижной просеивающей поверхностью, в качестве ко-
торой использован грохот ГИСТ-72.
Плотность разделения на первой стадии сепарации
в тяжелых средах - 1800 кг/м3.
Всплывший продукт сепаратора направляется во
вторую стадию, где при плотности разделения 1500 кг/м3
выделяют концентрат и товарный промпродукт.
Мелкий класс 1 - 13 мм, выделенный на УМГ, перед
отсадочными машинами дополнительно обесшламли-
вается в конических грохотах. Промежуточный продукт
ОМ-24 подвергается контрольной отсадке в машине
ОМ-18. Легкие фракции отсадочных машин предвари-
тельно обезвоживаются в аппаратах «Каскад». Для окон-
чательного обезвоживания мелкого концентрата приме-
няются центрифуги ФВШ-950.
Особенностью технологии ЦОФ «Новоузловская»
является обогащение крупного шлама, выделенного на
гидроциклонах диаметром 630 мм, в шести винтовых
шлюзах ШВЛ-1000. При зольности исходного 27-28%
на шлюзах выделяют концентрат с зольностью до 15%,
промпродукт и отходы с содержанием золы не менее
70%. Производительность одного винтового шлюза до
10 т/ч при содержании твердого в питании 400 - 450 г/л.
Справочник Коксохимика. Том 1
В водно-шламовом комплексе фабрики действуют
и пирамидальные сгустители, выделяющие тонкие клас-
сы на флотацию. Флотация осуществляется в машинах
МФУ-12, обезвоживание флотоконцентрата - в дисковых
вакуум-фильтрах ДУ-80.
Для сушки флотоконцентрата и концентрата винто-
вых шлюзов применена пневмосопловая сушилка БСВ -
10А типа трубы Вентури.
Существенным недостатком существующей схемы
является отсутствие фильтр-прессового отделения, что
вынуждает складировать жидкие отходы флотации в ило-
накопителе.
Обогащение коксующихся углей на ЦОФ «Чумаков-
ская». Фабрика дважды подвергалась реконструкции,
технологическая схема и машинный парк непрерывно
обновляются.
Фабрика обогащает коксующиеся угли различ-
ных марок. Производительность по горной массе-
до 500 т/ч.
Существующая на 2006 г. схема ЦОФ представлена
на рис. 18.7 [51]. Принятые на фабрике процессы и ап-
паратурное оформление являются типичными для схем
обогащения коксующихся углей.
Первичная классификация рядовых углей осущест-
вляется на цилиндрическом грохоте по классу 100 мм,
верхний класс после породовыборки дробится и объе-
диняется с подситным продуктом. Подготовка машинных
классов выполнена на комплексе КПУ-800 по крупности
13 мм. Крупный класс 13 -100 мм, после дополнительной
дешламации на грохоте ГИСЛ-62, поступает в сепаратор
СКВП-20, где разделяется по плотности 1800 кг/м3. Лег-
кая фракция после отмывки магнетита направляется на
переобогащение крупного концентрата в отсадочную
машину МО-318.
Подситный продукт гидрогрохота < 13 мм поступает
на два конических грохота ГК-б, где выделяется два ма-
шинных класса 0,5 -13 мм и < 0,5 мм. Верхний класс обо-
гащается в отсадочной машине ОМ-18 с выделением трех
продуктов. Промпродукт переобогащается в контроль-
ной машине ОМ-18, концентрат с этой машины обезво-
живается на ситах «Каскад» и центрифугах «Наэль». Для
обезвоживания мелких продуктов применяются и цен-
трифуги типа ФВВ и ФВШ.
Водно-шламовая система включает классифициру-
ющие гидроциклоны диаметром 1000, 630 и 500 мм, ко-
нусный сгуститель и наружный радиальный сгуститель.
Применяется раздельная обработка первичного и вто-
ричного шламов в гидроциклонах, что позволило улав-
ливать вторичный низкозольный крупнозернистый шлам
в гидроциклонах и присаживать его к концентрату.
Флотация классов < 0,5 мм осуществляется по обыч-
ной схеме на машинах МФУ-12. Обезвоживание хвостов
флотации производится в фильтр-прессовом отделении,
оборудованном пятью польскими фильтрами PF-ROW
и одним отечественным - ФОВ-600-1 м.
На ЦОФ «Чумаковская» впервые в отечественной
практике прошла длительную апробацию модульная
установка с гидросайзером фирмы «Stokes» (п. 10.7). Пита-
нием установки служил первичный зернистый шлам. Ре-
зультаты испытаний показали, что эффективная эксплуа-
ю
KJ
Раздел 2. Обогащение углей
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
323
Рис. 18.7.
Схема ЦОФ «Чумаковская»
324
Раздел 2. Обогащение углей
тация установки может быть при узком классе крупности
исходного питания. В противном случае основная масса
шламов возвращается на флотацию. В сложившихся усло-
виях эксплуатация гидросайзера приостановлена.
Основная характеристика технологической схемы
ЦОФ «Краснолиманская» (рис. 18.8). Фабрика обогащает
в основном угли марки «Ж», добываемые шахтой «Крас-
нолиманская», работает с двумя секциями общей произ-
водительностью до 650 т/ч. Выделяет крупный коксовый
концентрат на колесных сепараторах СК-20, мелкий - на
отсадочных машинах ОМ-18. Для энергетических целей
отгружает промежуточный продукт класса 0 -13 мм, к ко-
торому присаживается зернистый шлам, выделенный на
ленточных вакуум-фильтрах из первичных шламов.
Водно-шламовая схема выполнена по обычному
варианту, флотация шламов производится во флотаци-
онных машинах ФМУ-6. Хвосты флотации поступают на
осветление в илонакопитель.
18.4. Основные направления разработки схем
обогащения коксующихся углей с учетом
их петрографического состава
18.4.1. Общие положения
При совместном обогащении нескольких коксу-
ющихся марок углей обычно ставится цель - снижение
зольности в концентратах. При этом не учитывается вто-
рое важное требование к концентратам, предназначен-
ных для коксования - максимально возможное содержа-
ние в концентратах спекающихся компонентов органиче-
ской массы.
Разработке технологических схем обогащения уг-
лей с учетом их петрографического состава посвящены
многие исследования в отечественной и зарубежной
практике.
К. Леман и Е. Гофман разработали в свое время метод
подготовки углей к коксованию с повышенным содержа-
нием инертинита, улучшающего коксуемость шихты. Ими
разработана технологическая схема подготовки матовых
углей для коксования. Разделение угля на составные ча-
сти основано на эластичном измельчении, при котором
блестящие витринизированные ингредиенты как менее
прочные концентрируются в мелких классах крупности,
а матовые инертинитовые - в крупных. Следовательно,
рядовой уголь представляется возможным разделить из-
бирательным измельчением.
Эта схема является классической с точки зрения
рациональной подготовки, однако по существу она
не включает обогатительных процессов.
Схему обогащения слабоспекающихся углей Кузбас-
са с учетом петрографического признака впервые пред-
ложил М. Ю. Григорьев. По данной схеме рядовой уголь
подвергается избирательному дроблению, при котором
происходит перераспределение блестящих и матовых
составляющих угля по классам крупности. Крупный класс
угля >25 мм оказывается представленным преимуще-
ственно матовыми составляющими из-за их повышенной
прочности, в мелких классах угля концентрируются бле-
стящие составляющие. После избирательного дробления
уголь крупностью 25 - 0 мм классифицируется на классы
крупности 25 - 12; 12 - 6 и 6 - 0 мм, первые два из которых
направляют на тяжелосредное обогащение с выделени-
ем коксующихся концентратов, а класс 6 - 0 мм предпо-
лагалось направить на пневматическое обогащение.
Однако из-за низкой эффективности пневматиче-
ского обогащения схема распространения не получила.
Позднее В. А. Бородулиным для петрографически
неоднородных углей Кузбасса были предложены техно-
логические схемы обогащения с учетом петрографиче-
ского состава.
Одна из схем предусматривает переработку угля на
установках небольшой производительности с минималь-
ными затратами на подготовительные операции дробле-
ния и грохочения. Схемой предъявляются требования
к рядовому углю - сравнительно небольшое содержание
мелких классов и различная твердость угольных и пород-
ных частиц.
Операция переработки угля сводится к следующе-
му. Рядовой уголь после породовыборки направляется
на избирательное дробление. При этом выделяются два
продукта: уголь крупностью 13 - 6 мм, используемый по-
сле обогащения в тяжелых средах как сортовое топливо,
и отсев 0-13, 0-6мм, подвергающийся обогащению
с учетом петрографического состава.
Возможны три варианта обогащения отсева в зави-
симости от его состава и обогатимости.
По первому варианту при легкой категории обога-
тимости малозольные отсевы обогащают отсадкой. При
этом выделяют три или два продукта: первый концентрат,
используемый для коксования, второй концентрат - для
энергетического использования и отходы.
По второму варианту, в случае легкой и средней
обогатимости отсевов, классы крупности 1 -13 и 0 -1 мм
раздельно обогащают в отсадочных машинах с выделени-
ем трех продуктов: I и II концентратов и отходов. Первые
концентраты объединяют вместе и направляют на коксо-
вание, вторые используют как энергетическое топливо.
По третьему варианту обогащают отсевы трудной
обогатимости с высокой зольностью. Класс крупности
1 - 13 мм обогащается в отсадочных машинах с выделе-
нием трех продуктов -1 и II концентратов и отходов.
Уголь класса 0 - 1 мм подвергается селективной
флотации с выделением также трех продуктов. Первые
концентраты объединяют и используют для коксования,
а вторые концентраты - для энергетических целей.
Во всех трех вариантах обезвоживание и сушка про-
дуктов обогащения, улавливание шламов и осветление
моечных вод предусматриваются по типовым схемам.
18.4.2. Схемы обогащения слабоспекающихся углей
Схема обогащения с учетом распределения петро-
графических составляющих применительно к слабоспе-
кающимся кузнецким углям была предложена М. В. Ципе-
ровичем(рис. 18.9).
Рядовой уголь после дробления до крупности
50 мм рассеивается на классы 50-25 и 25-0 мм. Класс
50 - 25 мм без обогащения используется как энергетиче-
ский уголь. Уголь крупностью 25 -0 мм додрабливается
до 6 мм. После обесшламливания его разделяют на кон-
центрат и отходы по плотности 1300 - 1330 кг/м3 в тяже-
лосредных гидроциклонах, а шлам крупностью 1 - 0 мм
обогащают по схеме селективной флотации.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
325
Рис. 18.8.
Схема ЦОФ
«Краснолиманская»
326
Раздел 2. Обогащение углей
к
Рис. 18.9.
Технологическая схема
обогащения кузнецких углей
по М. В. Циперовичу
Рядовой уголь
-50 мм
Грохочение
Дробление
50-Омм |
Грохочение
25(12) -Омм | | 50 - 25(12) мм
Энергетические
угли
1 -Омм
Грохочение
25(12) - 1 мм | '
1-0мм
Грохочение
25(12)-бмм j
Дробление
1б-1мм
Грохочение
^5-1 мм
6- 1мм
Селективная
флотация
Обогащение
в гидроциклоне
Отходы
Отходы
Концентрат на коксование
□ ЕВ
Рис. 18.10.
Рациональная схема
обогащения карагандинских
углей
Обычно верхний предел крупности обогащаемых
петрографически неоднородных углей пониженной спе-
каемости не должен превышать 12 мм.
В. Д. Музычуком предложена рациональная схема
обогащения рядовых углей пониженной спекаемости
(рис. 18.10). Рядовой уголь крупностью 100 - 0 мм раз-
деляют на классы 100 - 12 и 12 - 0 мм. Класс 100 - 12 мм
направляют в тяжелосредные сепараторы, в которых раз-
деление ведется по плотности 1800 кг/м3.
Концентрат, зольность которого составляет
18 - 20%, является сортовым топливом. После дешлама-
ции класс 12 - 0,5 мм обогащают в тяжелосредных гидро-
циклонах в две стадии по плотности 1350 и 1800 кг/м3,
в результате получают три продукта - концентрат для
коксования, промежуточный продукт и отходы.
Шлам обогащают по схеме селективной флотации,
которая обеспечивает извлечение в концентрат преиму-
щественно более спекающихся компонентов, а в проме-
жуточный продукт и отходы флотации - матовую часть
минеральных примесей.
п я
Рядовой уголь 100-0 мм
Классификация
(12-0мм 100- 12мм[
Обесшламливание
[-0,5мм + 0,5 мм [
Обогащение
в сепараторах
Селективная
флотация
Обогащение в тяжело-
средных гидроциклонах
Отходы
Концентратдля
коксования
' г
Промпродукт'
Порода
Сортовое
топливо
По технологической схеме (рис. 18.11) угольную
шихту, неоднородную по петрографическому составу,
крупностью 12-0,5 мм обогащают в тяжелосредных ги-
дроциклонах.
Применение тяжелосредных гидроциклонов оправ-
дано, так как в этих аппаратах можно добиться высокой
точности разделения по низкой плотности, которая для
слабоспекающихся углей должна быть около 1350 кг/м3,
что должно обеспечить концентрат с удовлетворитель-
ной спекаемостью.
Этой схемой учитываются петрографические осо-
бенности углей и предусматривается перевод плохо спе-
кающейся части их органической массы в промежуточ-
ный продукт. Благодаря применению более эффективных
по точности разделения процессов зольность коксового
концентрата составляет 7,7 - 8,4%.
Доля отощающих микрокомпонентов при этом сни-
жалась с 34 до 25%. Получение приемлемой зольности
угольной шихты для коксования объясняется высокой
технологической эффективностью тяжелосредных ги-
дроциклонов, которая характеризуется низкой погреш-
ностью разделения 0,03 - 0,06 по сравнению с 0,1 - 0,15
для отсадочных машин.
Предлагаемые схемы обогащения углей понижен-
ной спекаемости учитывают петрографические особен-
ности этих углей, и поэтому следует ожидать улучшения
технологических свойств концентратов, получаемых по
таким схемам.
18.43. Обогащение углей с целью максимального
извлечения спекающихся компонентов
Качественно-количественные показатели обога-
щенной угольной шихты на ОАО «Авдеевский коксо-
химзавод» (табл. 18.1) свидетельствует, что в крупном
концентрате 80-12 мм преобладает в основном газо-
вый уголь - выход летучих веществ составляет 34 - 32 %,
а пластометрическая усадка - 45 мм.
Этот факт следует учитывать при составлении обога-
щенной шихты для коксования. Изменяя долевое участие
в шихте крупного концентрата, можно изменять и мароч-
ный состав готовой шихты, которая готовится по схемам,
показанным на рис. 18.12.
По этим схемам необходимо измельчать либо толь-
ко крупный концентрат (рис. 18.126), либо крупный кон-
центрат с крупными классами > 6 или 8 мм мелкого кон-
центрата (рис. 18.12а). Возможен вариант измельчения
крупного концентрата вместе с концентратом контроль-
ной отсадочной машины.
Мелкие классы мелкого концентрата, шлам и фло-
тационный концентрат присаживаются к измельченным
крупным классам без дробления, и вся шихта смешива-
ется в смесительной машине. Степень измельчения ших-
ты по рекомендуемым схемам может быть в пределах
75 - 79 % содержания класса крупности < 3 мм.
Более гибкая схема обогащения с изменением со-
держания конкретных петрографических компонентов
в обогащенной шихте показана на рис. 18.13.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
327
1 - гидрогрохот; 2 - контрольный грохот; 3,10- смесители; 4,11 - гидроциклоны; 5,8,12,14- дуговые сита;
6,9,13,15 - грохоты для отмывки суспензии; 7,16- центрифуги; 17,18,22- емкости кондиционной суспензии;
19 - магнитный сепаратор; 20 - сборник регенерированной суспензии; 21 - сборник некондиционной суспензии;
22 - сборник магнетита
Характеристика Фракции плотности, кг/м3
<1300 ] | 1300-1400 | 1400-1500 | <1500
класс крупности, мм
80-12 12-0,5 80-12 12-0,5 80-12 12-0,5 80-12 12-0,5
Выход, % 51,7 67Д 7,5 6,2 2,1 1,5 61,3 74,8
Зольность, % 4,4 4,2 12,2 10,2 23,8 18,5 6,1 5,0
Выход летучих веществ, % 34,6 27,8 29,7 26,9 32,8 27,0 33,9 27,7
Содержание серы, % 1,09 1,09 1,76 2,22 2,17 3,30 1,21 1,23
И ндекс вспуч ивания,мм 34 29 9 10 0 0 30 27
Индекс Рога, отн. ед. 73 68 47 J 58 0 0 67 66
Пластометрические показатели, мм: X Y 48 12 29 13 36 I 9 i 34 9 0 0 0 0 45 10 30 12
к
Рис 18.11.
Схема обогащения
отсевов углей пониженной
спекаемости
п а
Таблица 18.1.
Качественные
характеристики
концентратов по фракциям
плотности
Справочник Коксохимика. Том 1
32$
s
Рис 18.12.
Схемы измельчения
обогащенных концентратов
а) б)
Д - дробление; С - смешение
S S
Рис. 18.13.
Технологическая
схема подготовки
шихты к коксованию с
раздельным измельчением
концентратных фракций
Класс 80-12 мм
Класс 12-О мм
Отсадка-
лк\ ТКтПП'-
Измельчение
.Отсадка \v
'тк+пп^п
Измельчение
Флотоконцентрат
Контрольная отсадка
лк| [лп ~
Измельчение
Измельчение
Готовая шихта
ЛК-легкие концентратные фракции;
ТК - тяжелые концентратные фракции;
ПП - промежуточный продукт;
П - порода
По данной схеме более плотные высокозольные
и менее плотные низкозольные концентратные фракции
следует измельчать раздельно. Более тонкому измель-
чению необходимо подвергать плотные, обогащенные
фюзинитом и семифюзинитом слабоспекающиеся зерна
углей. Более грубому измельчению рационально под-
вергать менее плотные низкозольные хорошо спека-
ющиеся зерна. Реализация данного принципа может
быть осуществлена следующим образом. На отсадочных
машинах крупного и мелкого зерна легкие низкозольные
концентраты выделяют по плотности 1400 кг/м3 (вместо
1500 кг/м3 при обычно принятом режиме). Тяжелые кон-
центраты переходят в промежуточный продукт этих ма-
шин. Крупный промежуточный продукт и тяжелый кон-
центрат измельчаются в молотковой дробилке, смеши-
ваются с мелким промежуточным продуктом и тяжелым
концентратом и вся смесь обогащается на контрольной
отсадочной машине. Тяжелый концентрат контроль-
ной машины измельчается раздельно и более тонко по
сравнению с легкими концентратами отсадочных машин
крупного и мелкого зерна.
По схеме (рис. 18.14) с целью повышения выхода обо-
гащенной угольной шихты и улучшения ее коксуемости
при сохранении той же зольности обогащение крупных
Раздел 2. Обогащение углей
и мелких классов ведут по плотности 1300-1400 кг/м3
для выделения концентрата и 1850 - 1900 кг/м3 - для гра-
витационных отходов.
Выделенные при обогащении промежуточные про-
дукты объединяют, измельчают до крупности 6-0мм
и обогащают по плотности 1700-1900 кг/м3 с выделением
отходов и тяжелого концентрата, который в свою очередь
измельчают до крупности 0,8 - 0 мм и обогащают флота-
цией. Эта схема позволяет увеличить на 1 - 1,2% выход
концентратов и улучшить показатели прочности кокса.
Дифференцированное обогащение компонентов
угольной шихты. Для увеличения ресурсов спекающихся
углей и улучшения технологических свойств компонен-
тов шихты УХИН разработал схему дифференцирован-
ного обогащения углей с учетом их спекаемости и обо-
гатимости. Реализация схемы возможна при обогащении
на фабрике различных марок коксующихся углей, напри-
мер, на УПЦ коксохимзаводов.
Сущность его заключается в разделении рядовых
углей на две группы: Г+ОС и Ж+К, причем каждая из
них обогащается до разной зольности - меньшей в пер-
вой группе и большей - во второй, с тем чтобы смесь кон-
центратов этих групп давала бы кокс заданного качества.
В результате исследований типичных коксующихся
углей Донбасса марок Г, Ж, К и ОС установлено, что луч-
шей спекаемостью обладают легкие угольные фракции
плотностью < 1300 кг/м3. По мере увеличения плотности
органической массы углей их спекаемость уменьшается.
При этом фракция плотностью 1500 -1800 кг/м3 газового
угля и угля марки ОС практически не спекается. В то же
время спекаемость аналогичных фракций жирного и кок-
сового угля остается довольно высокой. На спекаемость
влияет не только общая зольность исходных углей, но
и характер распределения, размер и форма включений
минеральных примесей.
Если хорошо спекающиеся угли марок 2# и К имеют
среднюю или трудную обогатимость, то при обогаще-
нии их совместно с марками Г и ОС по одной плотности
с товарным промежуточным продуктом теряется значи-
тельная часть хорошо спекающихся углей марок Ж и К.
Концентраты же слабоспекающихся углей будут содер-
жать много промежуточного продукта. Это снижает кок-
суемость шихты и отрицательно влияет на механическую
прочность кокса. Сформулирован принцип дифференци-
рованного подхода к обогащению углей - уменьшение
плотности разделения при обогащении слабоспекающих-
ся углей и увеличение ее для хорошо спекающихся углей.
Промышленные проверки метода дифференциро-
ванного обогащения были осуществлены в свое время
на углеобогатительных фабриках ОАО «Ясиновский кок-
сохимический завод» и ОАО «Запорожкокс». Внедрение
данного способа требует изменить порядок приема, до-
зировки, классификации, а также плотность разделения
рядовых углей на отсадочных машинах.
На рис. 18.15 показан фрагмент схемы дифференци-
рованного обогащения углей разных марок.
Составленные в дозировочном отделении смеси ря-
довых углей марок Г +ОСи\Ж + К подают на углеобогати-
тельную фабрику раздельно двумя конвейерами. Уголь-
ные смеси классифицируются на колосниковом грохоте,
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
329
Рис. 18.14.
Технологическая схема
обогащения и подготовки
шихты перед коксованием
с измельчением
и переобогащением
тяжелого концентрата
и промпродукта
Рис. 18.15.
Упрощенная схема
обогащения углей различных
марок в отсадочных
машинах
1,3- отсадочные машины мелкого зерна; 2 - отсадочная машина крупного зерна; 4 - контрольная отсадочная машина;
5 - дробилка молотковая
Справочник Коксохимика. Том 1
330
Раздел 2. Обогащение углей
разделенном на две части, с выделением двух надситных
(класс крупности 100 - 14 мм) и двух подситных (< 14 мм)
классов крупности. Крупные классы объединяют и обога-
щают на отсадочной машине крупного зерна по плотности
разделения 1650 кг/м3. Мелкие классы смесей углей Ж+К
и Г+ОС обогащаются раздельно по плотности разделе-
ния соответственно 1750 - 1800 и 1400 кг/м3. Дробленый
крупный и мелкий промежуточный продукт поступает на
контрольную осадочную машину. Тонкие угольные шламы
подвергают раздельной флотации Ж+ 7С и Л+ ОС. Диффе-
ренцированная флотация шламов углей различной спе-
каемости создает оптимальный режим для флотации вы-
сокозольных шламов слабоспекающихся углей.
Для подтверждения эффективности дифференци-
рованного обогащения компонентов угольной шихты
в табл. 18.2 приведены данные работы углекоксового
блока ЯКХЗ по старой схеме и с дифференцированным
обогащением.
В рядовой шихте содержание марок по группам
составляло (Г+ОС) - (54-56)% и (Ж+К) - (44-46)%,
после обогащения обычным способом шихта содержала
этих марок соответственно 47 и 53 %, а при дифферен-
цированном -44 и 56%. Марочный состав обогащенных
шихт существенно отличается от марочного состава ис-
ходных рядовых шихт.
Таблица 18.2.
Качество шихты
и кокса при обычном
и дифференцированном
обогащении углей
Показатель Способ обогащения
обычный дифференциро- ванный
Обогащенная шихта
Выход, % 73,10 73,40
Зольность, % 7,30 7,30
Содержание серы, % 2,19 2,15
Выход летучих веществ, % 26,90 26,20
Пластометрия, мм:
X 26 27
У 16 18
Индекс Рога, от. ед. 62 66
Индекс вспучивания, мм 30 32
Степень измельчения (содержание класса крупности < 3 мм), % 78,0 78,6
Кокс
Технический анализ, %:
зольность 9,4 9,4
содержание серы 1,75 . 1,75
Прочность, %:
М40 75,2 76,9
М25 86,3 86,5
МЮ 6,6 6,4
Выход, % 77,48 77,60
Из таблицы видно, что улучшилась спекаемость
шихты за счет более глубокого обогащения слабоспека-
ющихся ее компонентов. Выход шихты для коксована
увеличился на 0,3%. Улучшение марочного состава и спе-
каемости обогащенной шихты повысило прочность кок-
са по показателям дробимости и истираемости.
На рис. 18.16 показан второй вариант реализации
принципа дифференцированного обогащения пяти ма-
рок углей. Здесь узел классификации разделяет угольные
смеси по разной шкале крупности в соответствии с их
спекаемостью. Узел подготовки на гидравлическом клас-
сификаторе для потоков углей Г+ОС + Т и Ж+К обе-
спечивает максимальный размер зерен для этих групп
соответственно 8-10 мм и 18-20 мм. Это позволяет
рационально укрупнить шихту, повысить спекаемость ее
крупных классов.
Возможность раздельной подачи хорошо и слабо-
спекающихся компонентов шихты на обогащение по-
зволяет усовершенствовать процесс подготовки шихты
перед коксованием благодаря групповой дифференци-
рованной классификации рядовых углей перед отсадкой
и последующим дроблением.
18.5. Обессеривание углей
Одним из важных показателей качества добывае-
мых углей является содержание общей серы - наиболее
вредной примеси. При сжигании углей значительная
часть сернистых соединений превращается в оксиды
серы, которые негативно влияют на здоровье человека,
отравляют атмосферу, вызывают коррозию металлов.
Содержание серы в угле - один из важнейших крите-
риев пригодности его для коксования, так как качествен-
ные показатели кокса зависят не только от зольности
шихты, но и содержания в ней серы. Увеличение его ко-
личества в шихте сопровождается ухудшением качества
кокса и увеличением его расхода для выплавки чугуна.
Например, увеличение сернистости угля на 0,1 % при-
водит к снижению производительности доменной печи
и росту расхода кокса на 1,8%. К тому же превышение
содержания обшей серы в углях, предназначенных для
коксования, на 0,1 % по сравнению со средними расчет-
ными нормами влечет за собой снижение оптовой цены
угля на 0,5 %.
Количество сернистых (содержание серы более
2,5%) углей, добываемых в Донбассе и направляемых
на коксование, составляет более 50% от общего их ко-
личества.
В процессах обогащения происходит только ча-
стичное удаление серы, достигающее в лучшем случае
20-25% ее общего содержания. Трудность обогащения
углей по сере определяется специфическими условиями
ее распределения в угольном веществе.
В украинских углях различают колчеданную (пирит-
ную), органическую, сульфатную и элементарную серу.
Колчеданная (пиритная) сера - основной вид серни-
стых соединений в углях, на ее долю в среднем приходит-
ся 60 % общего содержания серы. Формы включений сер-
ного колчедана в угольные пласты различны. Колчедан,
образовавшийся в период угленакопления, распределен
по угольному веществу равномерно, в тонкодисперсной
форме и, как правило, связан с органической массой
угля. Сернистый колчедан, образовавшийся по трещи-
нам усыхания путем инфильтрации после прекращения
процесса угленакопления, распределен грубодисперсно,
локализовано - в виде линз, зерен, гнезд. Он представ-
ляет включения в виде примесей, доступных выделению
механическим способом.
(рравочник К°ксс>химика. Том 1
Глава 18. Основные направления развития углеобогатительного производства
331
Рис. 18.16.
Схема обогащения
и подготовки шихты
к коксованию
1,2- гидравлические классификаторы; 3-6- отсадочные машины; 7 - обезвоживающий грохот;
8 - молотковая дробилка; 9,10- сита 0S0; 11,12- центрифуги; 13,14- флотационные машины; 15 - вакуум-фильтр;
16-сушилка; 17,18-радиальные сгустители; 19- смесительная машина
Органическая сера равномерно распределена по
всему угольному веществу, ее невозможно выделить ме-
ханическим способом. Диапазон содержания органиче-
ской серы в украинских углях 0,3 - 0,5 %, но встречается
и 2,5-3 %.
Сульфатная сера содержится в небольшом количе-
стве (до 0,1%), чаще встречается в углях, долго хранящих-
ся на поверхности. Эта форма серы - результат окисления
Справочник Коксохимика. Том 1
пирита, в угле она в виде тонких примазок из гипса. Эле-
ментарная сера (ее содержание до 15%) - остатки серы,
которая не прореагировала с углем, она распределяется
в виде тонкодисперсных соединений.
В Украине разрабатываются пласты высокосер-
нистые - 14,4% от их общего количества, средне-
сернистые - 2,0%, сернистые - 35,2% и низкосерни-
стые - 26,4.
332
Раздел 2. Обогащение углей
Такие предприятия, как шахты «Кировская»,
«Октябрьский рудник» ГОАО «Октябрьское», «Бутовка-
Донецкая» и «Южнодонбасская» № 3, отрабатывают толь-
ко низкосернистые пласты коксующихся углей.
Содержание серы колеблется не только в углях раз-
личных марок, но и в пределах каждой марки. В среднем
в углях ДГ, Г, К, Ж и ОС серы меньше 2,5 %, они являются
ценными для коксования. Усреднение сернистости угля
каждой марки достигается путем его шихтования в пре-
делах марки.
Для получения высококачественного кокса из углей
остальных марок (ДГ, Г,Ж\лОС} необходимо произво-
дить шихтовку их не только внутри каждой марки (для
усреднения содержания серы), но и смешивая между
собой. При этом отощенные спекающиеся угли являются
отощаюшим компонентом шихты, снижающим трещино-
ватость кокса, способствуют увеличению его крупности.
В процессе шихтования углей марок ДГ, Г, Ж и ОС полу-
чается смесь с содержанием серы 2,2 %, что ниже верхне-
го предела нормативной сернистости углей.
Если в процессе шихтования происходит только
усреднение содержания серы в углях, то его снижение
осуществляется на всех этапах производственного цикла
производства чугуна.
В процессе переработки угля на обогатительных
фабриках достигается некоторое снижение содержания
серы. В процессах обогащения может быть удалена глав-
ным образом дисульфидная сера (представленная пири-
том и марказитом) абиогенного происхождения, а также
частично локализованная в сильно сульфидизированных
сростках дисульфидная сера биогенного происхождения
с сопровождающей ее вторичной интермолекулярной
органической серой. Дисульфидная сера представлена
в основном мелкими включениями дисульфидов железа,
для раскрытия которых требуется значительное измель-
чение исходного продукта.
Таким образом, полное обессеривание угля практи-
чески невозможно, поскольку механическим обогаще-
нием можно удалить только неорганическую часть серы,
представленную в основном пиритом. Положительные
результаты достигаются, если доля пиритной серы в угле
относительно высокая и если пирит находится в раскры-
том состоянии.
В углях Украины преобладающее количество пири-
та представлено зернами размером до 15 мкм, поэтому
при обогащении физическими методами, используемы-
ми в промышленном масштабе (отсадка, тяжелосредные
сепараторы, гидроциклоны, противоточная сепарация
и др.), снижение содержания серы в концентратах не-
велико. Например, снижение содержания серы до 20%
можно достичь при обогащении измельченной шихты на
концентрационных столах и до 22 - 25 % с применением
тяжелосредных гидроциклонов. В основном удаляет-
ся колчеданная сера, содержащаяся в многосернистых
углях, причем максимальный эффект обессеривания
дают угли маркий.
Для глубокого обогащения по сере необходимо
раскрытие пиритных зерен путем дробления угля до
2 - 3 мм и менее. Эффективное обогащение по сере из-
мельченного угля осуществляется только при таких ме-
тодах обогащения, которые обеспечивают точность под-
держания плотности разделения и четкость разделения
мелких классов. Таким требованиям отвечают химико-
гравитационный и центробежный методы десульфура-
ции, однако они отличаются сложной технологией, боль-
шой энергоемкостью и высокой себестоимостью.
В последние годы в Донбассе для десульфурации
коксующихся углей был испытан полупромышленный
образец магнитного сепаратора с сильным магнитным
полем, образованным криогенной электромагнитной
системой. В магнитный продукт выделялись не только
раскрытые зерна пирита, но и его сростки и слабомаг-
нитные минеральные включения. При этом происходило
значительное снижение зольности немагнитного про-
дукта. Однако создание высокопроизводительного крио-
генного магнитного сепаратора вызывает технические
затруднения.
Помимо указанного, существуют химический и бак-
териологический методы обессеривания угля. Химиче-
ские методы, основанные на действии окислительных и
реже восстановительных агентов, приводят к переводу
серы в газообразные или растворимые в водных средах
продукты. Например, паровоздушная обработка при
200 - 350 °C коксующихся углей переводит 55 % исходно-
го количества серы в SO. Под действием водных раство-
ров окислителей из угля извлекаются практически все
неорганические и свыше 70% органических соединений
серы. Заметная степень обессеривания угля достигается
при бактериологическом выщелачивании хемоавтотроф-
ными микроорганизмами - до 90% пиритной серы. Одна-
ко эти методы не нашли промышленного применения
ввиду их дороговизны.
Справочник Коксохимика. Трм 1
ГЛАВА 19
ЭКОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНОГО
ПРОИЗВОДСТВА
19.1. Общие сведения
В Украине принят ряд законодательных актов, на-
правленных на решение экологических проблем защиты
окружающей среды и развитие рациональных методов
переработки полезных ископаемых. В связи с этим пере-
работка углей вызывает необходимость изыскание таких
процессов безотходной технологии обогащения, при
которой все составные части полезного ископаемого
разделяются на конечные товарные продукты, исполь-
зуемые в народном хозяйстве. Решение задач по скла-
дированию и утилизации продуктов обогащения углей
связано с охраной окружающей среды.
Ухудшение качества добываемого угля обуслов-
ливает устойчивую тенденцию к росту выхода отходов
при его обогащении. На ОФ выход отходов составляет от
20 до 40%, а в некоторых случаях > 60% объема горной
массы. Анализ динамики роста выпуска отходов углеобо-
гащения в Украине показывает, что за последние 20 лет
количество отходов углеобогащения увеличилось более
чем в 4 раза.
В углеподготовительных цехах КХЗ Украины еже-
годно получают ~3 млн т отходов углеобогащения отса-
дочных машин крупностью 80 - 1 мм и > 0,7 млн т/год от-
ходов флотации, представляющих собой глинистый шлам
крупностью < 0,1 мм.
Отвалы углеобогащения коксохимических заводов,
занимая значительную площадь (~ 600 га), загрязняют
окружающую среду и требуют ежегодного расширения
на 2 - 3 га по каждому из предприятий. Возможности
же расширения отвалов в таких городах, как Донецк,
Днепропетровск, Днепродзержинск, Алчевск, Енакиево,
Запорожье и Макеевка, исчерпаны, в связи с этим угле-
фабрики при большинстве КХЗ правительством страны
закрыты.
Экологически наиболее опасны отходы флотацион-
ного обогащения углей, выпуск которых осуществляется
в виде суспензии. Для сброса и складирования флотаци-
онных отходов эксплуатируются илонакопители общей
площадью около 10,5 млн м2.
Твердые отходы углеобогащения на всех фабриках
складируют в плоские отвалы.
Основными преимуществами плоских отвалов по
сравнению с применявшимися ранее на некоторых ОФ
терриконами и хребтовыми отвалами являются возмож-
ность проведения работ по предупреждению самопро-
извольного возгорания материала, а также возможность
рекультивации занимаемых площадей.
Обычно отходы углеобогащения доставляют в пло-
ские отвалы автотранспортом (ОАО «Авдеевский коксо-
химзавод»); в отдельных случаях используют также же-
лезнодорожный транспорт-(ЗАО «Макеевкокс»). Степень
Справочник Коксохимика. Том 1
уплотнения отходов углеобогащения при послойной
отсыпке в отвал с разравниванием бульдозером обычно
достаточна для предупреждения самовозгорания.
Наибольшие трудности представляет экономичное
и надежное хранение отходов флотации. Жидкие фло-
тационные отходы углеобогащения складируют гидро-
намывом в илонакопителях. Однако складирование от-
ходов флотации в накопителях сопряжено с необходимо-
стью возведения ограждающих плотин и отторжения на
длительное время больших площадей земли. При этом
первостепенное значение приобретают вопросы охраны
окружающей среды - борьба с пылением, фильтрацией
из илонакопителей и обеспечения безопасной эксплуата-
ции плотин илонакопителей.
Другим фактором загрязнения местности могут
быть случайные (аварийные) сбросы в природные во-
доемы сточных вод фабрики, аварийные прорывы дамб
илонакопителей (в весеннее паводковое время) или по-
стоянной фильтрации вод через дамбы или грунтовое
ложе накопителя.
Вредность оборотных вод фабрик, попавших в при-
родные водоемы, заключается в их высокой степени ми-
нерализации солями, наличии нерастворимого твердого
осадка (шламов) и присутствии флотационных реагентов,
флокулянтов и поверхностно-активных веществ. Хотя эти
соединения являются относительно малотоксичными, их
возможное попадание с оборотными водами в природ-
ные водоемы и грунтовые воды может привести к неже-
лательным последствиям.
В летнее время при сухой ветреной погоде отвалы
пород и отходов флотации являются источниками пыле-
образования для окружающей местности.
Одним из существенных источников загрязнения ат-
мосферы являются сушильные установки обогатительных
фабрик, которые выбрасывают отработанные дымовые
газы с относительно высокой запыленностью и большим
содержанием продуктов сжигания топлива. Все сушиль-
ные агрегаты ОФ оборудованы системами пылеулавли-
вания, состоящими из разгрузочных устройств, сухих
и мокрых пылеуловителей или электрофильтров. Но даже
при трехступенчатой системе очистки дымовых газов су-
шилок от пыли, средняя запыленность последних при вы-
брасывании в атмосферу составляет 200 - 300 мг/м3.
Совершенствование систем газоочистки сушильных
установок ОФ - одно из важных мероприятий по охране
окружающей среды.
Для сбрасываемых вод из углефабрик установлены
нормы. Сбрасывать в поверхностные водоемы можно
воды, качественные показатели которых не ухудшают
показателей, установленных для источников централи-
зованного хозяйственно-питьевого водоснабжения (в со-
ответствии с действующим стандартом).
334
Раздел 2. Обогащение углей
в
Таблица 19.1.
Предельно допустимые
концентрации некоторых
веществ и соединений
в сточных водах
Условия выпуска таких вод согласовываются с мест-
ными санитарными органами.
Предельно допустимые концентрации некоторых
веществ и соединений в сточных водах ОФ приведены
в табл. 19.1.
а
! Вещества и соединения Допустимая ; ; концентрация, г/л j
Бензол °'5
Соединение железа в пересчете на Fe++ ! 0,5
Капролактам L 1
Карбофос i 0,05 i
Кислота нафтеновая 0,3 ! н _ 1
Ксантогенаты I 0,05 j
Соединения марганца в пересчете на Мп++ 1
Масло ветлужское 0,02
Масло сосновое 0,2
Метафос 0,02
Нефтепродукты (керосин) 0,1
Пиридин j i 0,2
‘ ПАВ (алкилсульфаты) | ! 0,5
’ПАВ-АНП-1 ~ i \ 0,05
{ПАВ-ОП-7 0,4
’ Полиакриламид : i i 2
Спирт бутиловый \ 1
Спирт гептиловый 0,005
Спирт метиловый 3
Фенол 0,001
19.2. Характеристика отходов
углеобогащения
Свойства отходов углеобогащения зависят от соста-
ва горной массы, поступающей на переработку, а также
принятой технологии и режима деминерализации ис-
ходного продукта.
Определение направлений возможного исполь-
зования отходов углеобогащения требует их оценки по
целому ряду показателей, включающих литологический,
минеральный, химический и гранулометрический со-
ставы, дисперсность, комплекс физико-механических
и физико-химических свойств, а также данные о стабиль-
ности этих показателей [61,62].
Литологический состав отходов углеобогащения
по различным бассейнам неоднороден. Наиболее изучен
литологический состав отходов Донецкого бассейна, где
исследования проведены по программе института «Укр-
НИИуглеобогащение». Из данных исследований следует,
что отходы углеобогащения Донбасса в основном пред-
ставлены аргиллитами и их углистыми разновидностями
(табл. 19.2). Содержание аргиллитов примерно одинако-
во (около 90%) в отходах обогащения каменных углей
и снижается до 70% в отходах антрацитов. Аргиллиты
в большинстве случаев содержат алевролитовую при-
месь (10-15%). Как правило, в отходах флотационного
обогащения углей содержание аргиллитов выше, чем
в отходах гравитационного обогащения. В большинстве
случаев флотационные отходы характеризуются мень-
шим содержанием сульфидов и карбонатов.
Аргиллит обычно находится в смеси с алевролитом,
песчаником, органическим и карбонатным материалом.
Их взаимное распределение - особенность отходов
углеобогащения различных угольных бассейнов СНГ и за
рубежом. Следует отметить, что некоторое увеличение
содержания алевролитов и песчаников в отходах обо-
гащения высокометаморфизованных углей, характер-
ное для Донбасса, не является общей закономерностью.
В ряде случаев отходы обогащения малометаморфизо-
ванных углей представляют собой практически песча-
ный материал.
Минеральный состав отходов углеобогащения, как
правило, весьма сложен. Минеральные компоненты на-
ходятся в углях в виде породных прослоев, линз и кон-
креций, тонкорассеянного материала, органоминераль-
ных соединений, а также попадают в добытый уголь из
вмещающих пород (почвы и кровли). Вследствие того что
на большинство углеобогатительных фабрик рядовой
уголь поставляется с нескольких шахт, в отходах угле-
обогащения могут находиться минералы, образованные
в различной химической обстановке и в отложениях раз-
щ S
Таблица 19.2.
Литологический состав
отходов обогащения углей
Донбасса, % по массе
Отходы обогащения углей Углистый аргелит Аргелит ! Алевролит J Песчаник Карбонаты Сульфиды
Газовых: гравитационные । флотационные 1,4-14/6,0 । 1,6-7,7/3,8 | 75 - 91,9/85,2 81 -96,6/89,6 ; 0,6-7,3/3,0 , 0,3-6,4/3,0 i 0,3-,4/1,4 i 0,1-3,671,3 0,1 - 2,9/1,3 0,1 -2,7/0,7 0,4-13/3,7 0,1-7,7/1,9
Жирных: гравитационные флотационные i 8,0-14,0/11,7 Н-Д. 72-82/77 86-96/54,5 0,2-4,273,7 ( 0,3-2,1/1,0 \ 0,6-2,871,5 0,2-2,671,2 0,2-2,0/1,3 0,4-1,1/0,5 1,6 - 8,373,8 0,5- 1,570,6
Марок К, ОС, Т: гравитационные флотационные 4,3-13,3/7,4 5,9-9,3/7,5 77,9-87/82,1 81,8-96/87,7 2,1-7,5/4,3 1,2 - 3,072,0 0,5-2,5/1 0,1-2/1,1 0,6-3,9/2,2 0,1-2,4/0,9 4,6-5,7/5,4 0,7-3,071,5
Антрацитов: гравитационные | флотационные 1,5-11,6/5,0 0,6-8,476,0 20-84,6/63,9 53,5-81/70,3 7,2-26,4/16 4,5-21/13,3 1,5-39/8,4 0,9 - 9,873,8 0,1 -5,372,4 0,5-5,472,2 1,5-5,7/3,8 0,5 - 9,973,8
Примечание. В числителе указан диапазон содержания компонентов, в знаменателе - среднее значение.
£празсч.чик Кркссхимика. '{см 1
Глава 19. Экологическая характеристика углеобогатительного производства
335
ных фациальных типов, в природных образцах вместе не
встречающихся. Это еще более осложняет определение
минерального состава отходов углеобогащения. В насто-
ящее время достаточно надежными можно считать лишь
данные об их качественном минеральном составе.
Основные минералы, содержащиеся в отходах, мож-
но разделить на следующие группы: оксиды и их гидро-
тированные формы, алюмосиликаты, силикаты, карбона-
ты, сульфиды, сульфаты, хлориды и органоминеральные
соединения.
Основную массу минеральной части отходов угле-
обогащения составляют глинистые минералы (каолинит,
гидрослюды, монтмориллониты, хлориды), кварц, суль-
фиды железа (преимущественно пирит), карбонаты каль-
ция (кальцит) и железа (сидерит), а также полевые шпаты
(микроклин, ортоклаз, альбит-анортит). В значительно
меньших количествах в отходах обнаруживаются гидра-
тированный аморфный кремнезем, оксиды и гидроксиды
железа (гематит, магнетит, лимонит) и титана (рутил), кар-
бонаты кальция и магния (арагонит, доломит), сульфаты
кальция и железа. В единичных случаях встречаются руд-
ные минералы (циркон, галенит, халькопирит, сфалерит),
а также апатит, сфен, эпидот и др. Данные о качественном
минеральном составе отходов углеобогащения УПЦ кок-
сохимзаводов Донбасса приведены в табл. 19.3.
и
Завод i Преобладающие 1 минералы Минералы-примеси (<5%)
ОАО «Авдеевский коксохимзавод» i ! Гидрослюды, каоли- ; нит, хлорид, кварц 1 Сидерит, кальцит, аморфный кремне- зем, пирит, полевые шпаты
j ЗАО «Макеевкокс» г i Гидрослюды, хло- рид, кварц Каолинит, полевые шпаты, пирит, сиде- рит, ГИПС
Органоминеральные соединения представляют
собой наименее изученную форму минеральных компо-
нентов в углях. К ним относят большую группу соедине-
ний, включающую элементоорганические соединения
(со связью Э-С, где Э- Si, Ti), гуматы щелочных и щелоч-
ноземельных металлов и др. Имеющиеся эксперимен-
тальные данные позволяют заключить, что такие соеди-
нения более характерны для низкозольных углей. Поэто-
му в отходах углеобогащения нельзя ожидать заметного
содержания органоминеральных комплексов. Однако
присутствие их в углеотходах вполне вероятно.
Влажность текущих отходов гравитационного
обогащения углей различных фабрик изменяется от 4 до
35% и определяется крупностью и влагоемкостью поро-
ды. С увеличением крупности породы ее влажность сни-
жается. Например, при обогащении машинных классов
углей (Г, Ж, К) Донецкого бассейна влажность породы
составляет: > 13 мм - 5 - 8 %, <13 мм - 9 - 15 %, >25 мм -
4-6%,<25 мм-6-12%.
Гранулометрический состав отходов гравитаци-
онного обогащения углей зависит от принятой глубины
обогащения, которая на обогатительных фабриках коксо-
химических заводов составляет 0,5 мм. Данные грануло-
метрического состава гравитационных отходов ОАО «Ав-
деевский коксохимзавод» (табл. 19.4), показывают, что
они представляют собой крупнообломочный материал
с преимущественным содержанием дресвяных и щебе-
нистых фракций крупностью 5-40 мм. Такой грануломе-
трический состав гравитационных отходов характерен
для всех коксохимических заводов Украины с колебания-
ми в сравнительно узком диапазоне.
Отходы флотации углей в отличие от гравитацион-
ных отличаются высокой дисперсностью и обводненно-
стью. Основная масса отходов флотационного обогаще-
ния углей представлена зернами размером < 0,074 мм.
В отходах флотации углей в Донбассе содержание класса
< 0,06 мм составляет 45 - 94,6%, в Кузбасса содержание
класса < 0,05 мм - 41 - 92,7 %, в Карагандинском бассейне
содержание класса < 0,07 мм - 51,2 - 89%. Как правило,
содержание наиболее тонких классов крупности увели-
чивается с уменьшением степени метаморфизма обо-
гащаемых углей. Однако четкой зависимости удельной
поверхности флотационных отходов от степени мета-
морфизма обогащаемых углей не прослеживается. На-
пример, для отходов обогащаемых углей Донбасса марок
Г, Ж, К, ОС, А (фабрики: Красноармейская, Дзержинская,
я
Таблица 19.3.
Минеральный состав
отходов обогащения углей
УПЦ
ъ а
j Класс крупности, мм Отсадка крупного зерна, % Отсадка мелкого зерна, % Контрольная отсадка, % Общие отходы отсадки, %
У Ad У А* $ У Ad i 7 • а" i s/
; >80 6,3 83,3 0,93 - - ! 2,8 87,1 | 0,26
i 60 - 80 4,3 79,8 0,43 - - - - i 3,2 86,9 | 0,56
40-60 11,9 81,3 3,08 - - - - - .г i 12,1 82,1 i 2,11
25-40 31,2 I 85,5 2,03 - - - - - 10,6 85,0 i 1,91
13-25 25,6 83,6 3,00 7,7 74,4 3,98 5,9 72,6 ! 2,05 9,1 81,1 * 2,68
S _ 6-в 13,7 80,3 2,68 42,0 74,3 3,48 26,4 70,5 ‘ 2,81 13,2 83,6 ! 2,95
i 3-6 3,1 76,9 3,39 29,8 76,2 3,60 30,8 69,2 324__ 14,5 75,5 ' 3,16
L 1-3 1,4 64,2 3,17 12,9 78,5 ! i 4,23 15,5 74,3 ! 3,83 14,2 Ы I 3,56
! <] 2,6 52,0 3,93 7,6 ; 76,8 7,56 _21,4_ ~J4,2_ ; 8,18 20,3 72,0 | 2,96
j Средние - 82,1 2,48 - 1 75,6 I 3,96 - 70,5 ; 4,24 - 78,8 { 2,68
j|O.M 1
г г
Таблица 19.4.
Гранулометрический состав
гравитационных отходов.
ОАО «Авдеевский
коксохимзавод»
336
Раздел 2. Обогащение углей
Брянковская, Шолоховская, Комендантская) удельная
поверхность составляет соответственно 17; 12; 13,1; 14,1
и 12,9 м2/г.
Комплексными минерало-петрографическими ана-
лизами уставлено, что основным минерализующим ком-
понентом отходов флотации является глинистое веще-
ство (до 92 %), в меньших количествах содержатся кварц
и карбонаты. Содержание серы колебается по разным
илонакопителям, но значительно ниже, чем в породе
крупных классов. Преобладающее количество глинисто-
го вещества во флотоотходах, по сравнению с другими
углесодержащими отходами, делает их пластичным ма-
териалом.
Среднее содержание твердого в отходах флотации,
направляемых в илонакопители, составляет ~50 кг/м3.
Поэтому основное условие использования флотационных
отходов - их обезвоживание. В практике углеобогащения
используют шесть основных методов обезвоживания
флотационных отходов. Наиболее распространено от-
стаивание суспензий в илонакопителях, расположенных
в балках, оврагах или других складках местности на рас-
стоянии от 2 до 20 км от фабрик, а также в многосекци-
онных железобетонных механизированных отстойниках
на территории фабрик. Во многих случаях перед отстаи-
ванием флотационные отходы предварительно сгущают
в радиальных аппаратах с применением флокулянтов до
содержания твердого 100-150 кг/м3. Осадок из отстойни-
ков после подсушки в атмосферных условиях имеет влаж-
ность 23 - 28 % и может сезонно транспортироваться.
Наименьшую влажность флотационных отходов обе-
спечивает обезвоживание на фильтр-прессах - 22 - 30%.
Для этих отходов возможно сезонное транспор-
тирование к месту переработки или непосредственная
переработка на месте с применением соответствующей
технологии утилизации.
Химический состав отходов углеобогащения в зна-
чительной степени определяет направления их возмож-
ного использования. Главная отличительная особенность
отходов углеобогащения (табл. 19.5) по сравнению с тра-
диционными сырьевыми материалами, используемыми
в различных отраслях промышленности, - наличие ор-
ганического вещества, представленного остатками обо-
гащаемого угля.
Непосредственная количественная оценка содержа-
ния органического материала в отходах углеобогащения
затруднительна из-за его высокой дисперсности и нерав-
номерности распределения в объеме. Петрографические
исследования показывают, что идентифицируемое под
микроскопом содержание органической массы в чистом
виде составляет в отходах углеобогащения от 2 до 13%
(по объему); минеральной части без значительных при-
месей органического вещества - 35 - 70%; остальная
масса представляет собой угольноминеральные сростки
или тонкодисперсные взаимораспределенные переслаи-
вания и включения органической и минеральной массы.
На практике содержание органической массы в отходах
углеобогащения оценивается альтернативно по их золь-
ности, содержанию органического углерода либо по те-
плоте сгорания.
Зольность отходов углеобогащения различных
предприятий варьируется в очень широких пределах.
Содержание серы в отходах пропорционально со-
держанию серы в обогащаемых углях. На обогатитель-
ных фабриках Львовско-Волынского бассейна содержа-
ние серы изменяется от 2,8 до 3,2%. Наиболее сильно
по содержанию серы различаются между собой отходы
ОФ Донбасса. В Восточном Донбассе сернистость отхо-
дов обогащения антрацитов составляет 0,6 -1,7 %, а отхо-
дов обогащения каменных углей (К Ж, ОС) значительно
выше - 2,0 - 3,7 %. В центральном Донбассе при содержа-
нии серы <2% отходы флотационного и гравитационно-
го обогащения не отличаются по сернистости. При более
высоком содержании серы в рядовом угле > 2% отходы
флотационного обогащения характеризуются понижен-
ной сернистостью по сравнению с гравитационными.
Содержание основных макрокомпонентов в ми-
неральной части отходов углеобогащения различных
бассейнов Украины варьируется в достаточно широ-
ких пределах, %: 34 - 70 SiO2; 13-33 А12О3; 2-23 Fe2O3;
0,3 - 23 СаО; 0,3 - 5 MgO. К менее кремнеземистым отно-
сятся глинистые породы обогащения углей Львовского-
Волынского бассейна. Меньшим содержанием кремне-
зема отличаются отходы флотационного обогащения
углей по сравнению с гравитационными, а наличием
глинозема - наоборот. Содержание закисного железа
превалирует над его оксидными формами. Например,
содержание закисного (в пересчете на FeO) и оксидного
(в пересчете на Fe2O3) железа составляет для ЦОФ «Луган-
ская» 5,5 и 4,3 % по массе соответственно. Содержание
оксидов щелочноземельных металлов в отходах невели-
ко - до 20 - 30 %, а - оксидов магния и титана колеблется
в узких пределах от 1,1 до 1,2 %.
Содержание макрокомпонентов в золе отходов
углеобогащения мало зависит от крупности породы.
В большинстве случаев диапазон колебания содержания
макрокомпонентов для отходов различной крупности не
превышает 1 - 3 %. Несколько более значительное влия-
ние на химический состав минеральной части отходов
углеобогащения оказывает плотность, при которой ве-
дется обогащение.
Физико-механические свойства отходов углеобо-
гащения изменяются в широких пределах. По классифи-
кации М. М. Протодьяконова углистые отходы относят
к категориям от высшей степени крепости с пределом
прочности при сжатии >180 МПа и пористостью 3-5%
(алевролиты и песчаники) до плывучих с пределом проч-
ности 1-1,5 МПа и пористостью до 12-14% (аргиллиты
малометаморфизованных углей Донбасса). Прочность
наиболее распространенных в отходах Донбасса аргил-
Таблица 19.5.
Химический состав
зольной части отходов
углеобогащения (%)
УПЦ ОАО «Авдеевский
коксохимзавод»
Отходы Fe2O3/Fe ; AJ2O3/AI SiO2/Si СаО/Са MgO/Mg А‘
Отсадки 11,27/7,88 20,48/10,84 57,41/26,83 1,68/1,20 1,31/0,79 79,7
Флотации 9,98/6,98 24,05/12,73 54,05/25,26 2,74/1,96 4,46/2,69 58,5
(правочник Крксохим1,ка- Том 1
Глава 19. Экологическая характеристика углеобогатительного производства
337
литов варьируется в более узких пределах, МПа: 1 -60
(угли Г, Д); 13-90 (угли Ж, К, А).
Плотность частиц (р) отходов гидравлической
отсадки колеблется в сравнительно узком диапазоне
р = 2,05 — 2,26 т/м3 и в среднем составляют 2,2 т/м3. При
этом наблюдается уменьшение плотности частиц круп-
ных фракций размером > 40 мм (р = 2,05 - 2,07 т/м3) по
сравнению с более мелким материалом.
Как показывает практика, в процессе транспорти-
рования и укладки отходов углеобогащения в отвалы,
плотины, дамбы, а также в период эксплуатации насып-
ных сооружений под воздействием фильтрации, физиче-
ского и химического выветривания, гранулометрический
состав и свойства отходов углеобогащения могут суще-
ственно меняться. В связи с этим различают «начальное»
и «конечное» состояние отходов углеобогащения, т. е. то
состояние, в котором материал укладывается в отвалы,
плотины и другие инженерные сооружения, и то состоя-
ние, к которому он может придти в процессе эксплуата-
ции при воздействии указанных факторов.
Необходимо отметить, что основным фактором, от-
ветственным за изменение гранулометрического соста-
ва, является воздействие воды, вызывающее размокание,
снижение прочности и разрушение отдельных частиц под
нагрузкой от вышележащих слоев. В связи с этим в отва-
лах наблюдается менее интенсивное изменение грануло-
метрического состава, чем в плотинах, в зоне действия
фильтрующего потока.
Согласно классификации основными показателями,
характеризующими строительные свойства угле отхо-
дов, является содержание мелкозема Ри размером < 2 мм
(структурная характеристика) и показатель выветривае-
мое™ В (характеристика вещественного состава).
Содержание мелкозема Ри характеризует структуру
насыпи. При Р <35-40% образуются скелетные струк-
туры с той или иной степенью заполнения пор мелко-
земом. Прочностные и деформативные характеристики
материала с частичным заполнением пор мелкоземом
определяются главным образом работой контактов меж-
ду отдельными частичками крупнозема и зависят от их
размеров, формы и прочности.
По структурной характеристике отходы углеобога-
щения ОАО «Авдеевский коксохимзавод» представляют
собой маловыветренный материал, относящийся к груп-
пе 2А с содержанием мелкозема ^f<15 %.
Показатель выветриваемое™ В численно характе-
ризует увеличение содержания мелкозема в насыпном
сооружении из углеотходов в процессе его эксплуата-
ции при переходе материала из начального состояния
в конечное в результате воздействия отмеченных выше
факторов.
Численное значение В определяется по специаль-
ной методике, разработанной в УХИНе. Проведенные
определения показали, что отходы углеобогащения
ОАО «Авдеевский коксохимзавод» характеризуются по-
казателем выветриваемое™ В = 33 % и относятся по
этому признаку к группе IB, включающей углеотходы
с В=30 - 50%.
Отметим, что к группе IB, как правило, относятся
и отходы других коксохимических заводов. Так, напри-
(правочник Коксохимика. Том 1
мер, для отходов ЗАО «Макеевкокс» В = 43 %, ОАО «Дне-
продзержинский коксохимический завод» В = 32 %.
На основании установленных классификационных
показателей Р =15%, В = 33 % можно дать предвари-
тельную оценку строительных свойств породы ОАО «Ав-
деевский коксохимзавод», имея в виду, что последняя
представляет интерес как материал для устройства дамб
обвалования в пределах отвала или насыпных сооруже-
ний другого назначения.
Как показывают результаты исследований углеотхо-
дов группы IB, 2А, проведенные в УХИНе, а также опыт их
использования для возведения насыпных сооружений,
такой материал обладает достаточно высокими проч-
ностными характеристиками, позволяющими возводить
насыпи и плотины с заложениями откосов т = 1,7 - 2,5.
Выявлено, что для создания насыпей, обладающих
высокой плотностью сложения, высокими прочностны-
ми характеристиками и в то же время достаточно низкой
водопроницаемостью и деформируемостью, наилучшим
является материал с содержанием мелкозема породы
35 -40%, который полностью заполняет поры скелета
из более крупных частиц. С этих позиций увеличение на-
чального содержания мелкозема в породе ОАО «Авдеев-
ский коксохимзавод» за счет уплотнения, выветривания
или добавки флотационных отходов следует рассматри-
вать как благоприятный фактор.
19.3. Возможные направления утилизации
отходов углеобогащения
Сложность проблемы эффективного и рациональ-
ного использования отходов углеобогащения в народ-
ном хозяйстве обусловлена не только большим объемом
отходов, но и ориентацией многих отраслей народного
хозяйства в течение длительного времен и на использо-
вание относительного чистого минерального сырья.
В то же время отходы углеобогащения являются
особым типом вторичного органоминерального сырья
для различных отраслей народного хозяйства. При их
утилизации создается возможность формирования про-
мышленных комплексов с переработкой горной массы
угольных месторождений по безотходным или мало-
отходным технологиям с минимальным загрязнением
окружающей среды и максимальным использованием
природных ресурсов.
К настоящему времени можно выделить следующие
направления использования отходов обогащения углей.
1. Энергетическое (извлечение горючей массы, сжи-
гания, газификация).
2. Производство строительных материалов, в том
числе:
кирпича и керамических стенных материалов;
пористых заполнителей для бетона;
цемента и других вяжущих;
камнелитых изделий шлакоситаллов.
3. Строительство дорог, дамб и других сооружений:
сооружение дамб, плотин, фундаментов, за-
кладка подземных выработок;
338
Раздел 2. Обогащение углей
производство материала для верхних и нижних
дорожных оснований;
производство щебеночного материла.
4. Производство сырья для черной и цветной ме-
таллургии, в том числе:
глинозема в других кислородосодержащих
соединений алюминия;
кремнеалюминиевых сплавов ферросплавов;
концентратов редких рассеянных элементов;
материалов на основе карбида кремния.
5. Сельскохозяйственные:
нейтрализация кислых почв;
улучшение структуры почв;
использование в удобрениях как носителей
микроэлементов и серы.
Комплексное использование отходов углеобогаще-
ния приобретает значение не только важного резерва
увеличения эффективности производства, сокращения
нерационального отчуждения земельных ресурсов, но
и защиты от загрязнений водного и воздушного бассейна.
19.3.1. Извлечение органической фракции из отходов
обогащения
Переработка отходов, находящихся в отвалах.
Гравитационные отходы, складированные в отвалах,
содержат до 20% угольной фракции, находящейся как
в связанном с минеральной частью виде, так и в свобод-
ном состоянии.
Проведенный фракционный анализ (табл. 19.6) гра-
витационных отходов, долгое время хранящихся на Гри-
горьевском отвале ЗАО «Макеевкокс» показал, что тео-
ретически возможно извлечь около 11 % органической
массы из мелкого класса отходов. Технический анализ
фракции < 1500 кг/м3 показал приемлемые для коксова-
ния показатели - Sd = 1,45 % и Vdcd =31,7 %.
Анализ рефлектограммы данной фракции свиде-
тельствует, что получаемый продукт по компонентному
составу соответствует угольной шихте ЗАО «Макеевкокс»,
характеризуется достаточно высокой теплотой сгорания
и не утратил своих технологических свойств при дли-
тельном хранении в отвале.
Крупный класс отходов не представляет интереса
для извлечения из него органической массы из-за малого
ее содержания.
Практическая реализация технологии извлечения
угольной фракции из мелкого класса данного отвала
может быть осуществлена с помощью крутонаклонных
сепараторов КНС либо тяжелосредной сепарацией.
Однако требуется провести предварительный технико-
экономический анализ и показать рентабельность буду-
щего производства.
Переработка флотационных отходов, храня-
щихся в илонакопителях и отстойниках. Отходы фло-
тации, складированные в илонакопителях, являются до-
статочно существенным источником угольного топлива.
Только в накопителях Донбасса ежегодно складируется
более 10 млн т тонкозернистых шламов с содержанием
органической массы 25 - 40 % (табл. 19.7). Всего же в ука-
занных накопителях находится свыше 120 млн т флотаци-
онных отходов и запасы их непрерывно растут. Склади-
рование их сопровождается отторжением значительных
площадей (свыше 1500 га) и экологической напряженно-
стью в регионе.
Ряд илонакопителей вследствие относительно низ-
кой зольности отходов, по существу, являются техноген-
ными месторождениями, из которых технически воз-
можно получать энергетическое топливо, а в некоторых
случаях и концентрат для коксования.
Качественные показатели шламов, хранящихся
в илонакопителях, колеблются в широких пределах по
глубине и площади распределения, что затрудняет пере-
работку сырья. Кроме того, каждый илонакопитель в за-
висимости от марки угольной фракции, ее свойств требу-
ет индивидуального подхода при разработке технологии
его использования.
Извлечение горючей массы из илонакопителей мо-
жет производиться по разным технологиям, она может
сводиться к простейшим операциям - мокрая класси-
фикация исходного шлама по крупности (0,125-0,2) мм
и реализация надситного продукта после естественной
сушки. При этом сброс илистой фракции осуществляет-
ся, как правило, в разрабатываемый илонакопитель, что
может привести к потерям горючей фракции с тонкими
частицами и снижению эффективной разработки данно-
го илонакопителя.
Адаптивную схему технологического комплекса
переработки шламов из илонакопителей с полной утили-
зацией продуктов разработал институт «УкрНИИуглеобо-
гащение» (рис. 19.1).
Схема является универсальной по возможности ее
применения в различных условиях и адаптивной - по
приспособляемости к изменяющимся характеристикам
качества шлама.
Для оснащения схемы применены аппараты и при-
боры, созданные институтом «УкрНИИуглеобогащение»,
освоенные или осваиваемые в промышленном произ-
водстве.
Шламы, хранящиеся в илонакопителе, в силу изме-
няющихся условий их заполнения имеют нестабильную
структуру и состав с колебаниями характеристик каче-
Таблица 19.6.
Фракционный состав
отходов Григорьевского
отвала ЗАО «Макеевкокс»
Плотность фракций, кг/м3 Мелкий класс (< 13 мм) Крупный класс (> 13 мм)
выход, % зольность, % выход, % зольность, %
<1,5 10,9 7,9 2,0 9,8
>Ъ 89,1 73,6 98,0 88,0
Итого , 100,0 66,44 100,0 86,44
Справочник Коксохимика. Том J
Глава 19. Экологическая характеристика углеобогатительного производства
339
Наименование предприятия Наименование накопителя Кол-во секций Местонахождение накопителя Объем заскладированньа отходов, тыс. м3 Площадь накопителя, га
ОАО «Ясиновский , коксохимический завод» [Дламонакооитёль. Секции №1И -2 2 Ясино ватский район 6700,0 81
ЗАО «Макеевкой» Шламбнакопитель. Секции №1 и 2 2 г. Макеевка 2320/) 28 :
ОАО «Авдеевский коксохимзавод» Золошяамонакопитель 1 г. Авдеевка . 5200,0 61
ЦОФ«Колоснмковская» , Илонакопитель 3 . к Макеевка; Сбветский р-н 1110,0 24
ЦОФ «Пролетарская» . Илонакопитель 3 r Макеевка, Советский р-н 1000,0 27
ЦОФ «Моспинская» Илонакопитель 3 г. Моспино 290 6,4
ЦОФ«Селидовская» Илонакопитель 3 г.Селидово 5360 . 44
ЦОФ «Комсомольская» Илонакопитель 1 г. Димитрове 8700,0 80
ЦОФ Краснолиманская Илонакопитель 1 Родинское, Красноармейск, р-н 2900,0 48
ЦОФ «Кураховская» Групповой пруд- накопитель 2 г. Курахово 2000,0 35
ЦОФ «Добропольская», Илонакопитель 5 г. Доброполье 10200,0 196
ЦОФ «Октябрьская» Илонакопитель , 1 Белицкое, Добропольский р-н 2980 36
ГОФ «Красноармейская» Илонакопитель ?№ Спасско-Сергеевка 2500,0 . - ; 98
ЦОФ «Калининская» Илонакопитель 3 г. Горловка 2500Д) 47
ЦОФ «Дзержинская» Групповой пруд- накопитель 2 накопит. г. Дзержинск 5762,0 115
ГОФ «Луганская» Хвостохранилище 2 г. Луганск в секции № 2 - 2500,0 секция № 1 - рабочая н/д
ЦОФ«Дуванская» Групповой илонакопитель г. Краснодон 1300 . н/д
Таблица 19.7.
Перечень и краткая
характеристика некоторых
накопителей Донецкого
и Луганского регионов
Рис. 19.1.
Схема технологического
комплекса переработки
шламов из илонакопителей
Справочник Коксохимика. Том J
340
Раздел 2. Обогащение углей
ства по площади и глубине залегания материала. Поэто-
му в схеме применен непрерывный контроль зольности
исходного шлама и продуктов его первичной классифи-
кации для оперативного выбора оптимального варианта
сочетания операций по переработке зернистой и тонко-
дисперсной части в зависимости от их зольности:
подача непосредственно на обезвоживание и топ-
ливное использование при зольности ниже 45 %;
подача материала на приготовление строительного
сырья при зольности более 60%;
подача на обогащение при любом промежуточном
значении зольности.
Указанные предельные значения зольности могут
быть целенаправленно изменены с учетом специфиче-
ских свойств шлама.
Для первичной классификации шлама по круп-
ности 0,25 (0,3) мм предусматривается применение
ленточного вакуумного классификатора КЛ-10; сгуще-
ние тонкого шлама, подлежащего обогащению, произ-
водится в гидроциклоне ГЦМ-71. Класс + 0,25 (+ 0,3) мм
обогащается на циклоне-сепараторе ЦС-500/360, класс
0 - 0,25 (0 - 0,3) мм - на винтовом сепараторе СВЗ-1250
(возможна замена другим типом), с получением в обоих
случаях двух конечных продуктов.
Концентраты обезвоживаются совместно на ленточ-
ном вакуум-фильтре ЛС-10 с сетчатой лентой, после чего
подвергаются термической грануляции в барабанном
грануляторе с получением сыпучего топлива для сжига-
ния в топках с кипящим слоем. Отходы после обезвожи-
вания на другом фильтре ЛС-10 направляются на отжиг
для получения строительного сырья. В топках гранулято-
ра и обжигового аппарата используется часть получае-
мых топливных гранул без добавления топлива извне.
Очистка дымовых газов производится в абсорбци-
онном пылегазоуловителе ПГУ-30, в котором в качестве
орошающей и поглощающей жидкости используется
шлам, полученный при накоплении и осветлении в сгу-
стителе С10-1 фильтратов ЛС-10 и шлама крупностью
0 - 0,25 мм зольностью более 55 %.
Схема является полностью замкнутой и обеспечива-
ет полную утилизацию всех получаемых продуктов пере-
работки шлама. Она может быть применена в упрощен-
ном варианте, любое ее технологическое звено может
применяться в сочетании с другими вариантами техноло-
гии, в том числе как дополнение к действующим водно-
шламовым схемам обогатительных фабрик.
Разработанная технология может быть применена
и для переработки отходов флотации текущего произ-
водства.
Существующие технологии переработки ряда ило-
накопителей в Украине не реализуют принцип полной
утилизации продуктов, заложенные в рассмотренной
схеме. В лучшем случае получаемые на установке высоко-
зольные отходы сбрасываются в предусмотренное «шла-
мовое озеро», в худшем - возвращаются в разрабатывае-
мый накопитель.
Эти технологии включают гидравлическую выемку
отходов флотации (земснаряд), классификацию шлама
в гидроциклонах (или высокочастотных грохотах), обо-
гащение класса крупности >0,2(0,15) мм в спиральных
сепараторах (в одну или две стадии) и обезвоживание по-
лученного концентрата в центрифугах. На первом этапе
внедрения данной технологии использовались зарубеж-
ные установки («мини-заводы») фирм «Multotec» (ЮАР),
«Krebs» (Англия), «Warman» (Германия).
В 1995 г. на ЦОФ «Червоноградская» была введена
в эксплуатацию комплексная установка по переработке
техногенного сырья производительностью 400 т/ч с ис-
пользованием импортного оборудования. Аналогичные
установки с незначительными изменениями были смон-
тированы для переработки накопителей ЦОФ «Колос-
никовская», «Калининская», «Суходольская», УПЦ ЯКХЗ
и ЗАО «Макеевкокс». Положительные результаты экс-
плуатации зарубежных установок подтолкнули отече-
ственное машиностроение к созданию комплекса по
переработке илонакопителей.
Институтом «Гипромашуглеобогащение» был разра-
ботан и изготовлен сепаратор ССп-1,0х2-М, который про-
шел промышленные испытания на ГОФ «Белореченская».
Были получены результаты: зольность концен-
трата марки Г класса >0,16 мм - 4,8-5,4 % при выхо-
де 36-38%; зольность отходов - 85-86% с выходом
15-16%; промпродукт класса >0,16мм - зольность
42 - 45 %, выход около 20 %. Остальное составляет класс
0 - 0,16 мм с зольностью 76 - 84%, который представлен
тонкими илистыми частицами, удаление их производи-
лось на сетке с ячейкой 0,2 мм.
На базе этого сепаратора институтом был создан
комплекс оборудования для обогащения шламов круп-
ностью 0,2 - 3 мм, который в 2003 г. введен в эксплуата-
цию на ЦОФ «Свердловская» для обогащения текущих
шламов фабрики.
Комплекс может быть использован для переобога-
щения отходов флотации илонакопителя.
Успешная апробация технологии и нового оборудо-
вания позволили приступить к разработке более совер-
шенной обогатительной установки.
Технология обогащения шлама в основном анало-
гична южноафриканской и состоит из следующих опе-
раций:
подготовка шлама способом дезинтеграции;
обогащение в батарее короткоконусных водных ги-
дроциклонов;
обогащение в батарее спиральных сепараторов;
гидравлическая классификация в гидроциклоне;
обезвоживание концентрата и отходов;
регенерация промывных вод в сгустителе;
обезвоживание тонкозернистых шламов.
Особенность данной схемы - использование на пер-
вой стадии обогащения короткоконусных гидроцикло-
нов и отсутствие сброса в накопитель текущих отходов.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 19. Экологическая характеристика углеобогатительного производства
341
19.3.2. Использование отходов углеобогащения при
производстве строительных материалов
Использование углеобогатительных отходов в ка-
честве компонента шихты для производства кирпичных
изделий имеет целый ряд преимуществ (увеличение
объемов использования отходов, сокращение затрат на
глину и т. д.), но требует реконструкции заводов с тради-
ционной технологией либо строительства новых. Наибо-
лее рационально сооружение таких заводов непосред-
ственно при обогатительных фабриках. В этом случае нет
необходимости в транспортировании отходов, следова-
тельно, не требуется их сушка для предотвращения смер-
заемости в зимний период. Кроме того, отходы с углеобо-
гатительной фабрики на переработку могут подаваться
конвейерным транспортом, отпадает необходимость
в складах сырья.
В свое время УХИН совместно с областным ПО
«Харьковстройматериалы» и ОАО «Ясиновский коксо-
химический завод» провели исследования с целью по-
лучения кирпича из гравитационных отходов ОАО «Яси-
новский коксохимический завод». Отходы вводили
в формовочную массу в качестве отощающей добавки.
Количество добавляемых в смесь отходов может коле-
баться от 6 до 15 %.
Результаты испытаний показали, что ввод отходов
углеобогащения положительно влияет на сушку и обжиг
кирпича, способствует увеличению количества ценного
сорта кирпича на 14% и сокращает расход топлива на
25-30%.
Основные особенности при использовании отходов
флотационного обогащения - высокая их дисперсность
и влажность, а также повышенное по отношению к техно-
логически необходимому содержание углерода. По гра-
нулометрическому составу (менее 0,5 мм) флотационные
отходы полностью подготовлены к дальнейшей перера-
ботке и не требуют дополнительного измельчения. По
влажности наиболее близки к оптимальным значениям
формовочной влажности (при пластическом методе фор-
мования сырца) флотационные отходы, обезвоженные
вфильтр-прессах (W=22- 26%), поэтому разработанные
схемы больше ориентированы на использование этого
вида сырья.
Наиболее трудная задача - организация регулируе-
мого режима обжига, обеспечивающего полное выгора-
ние органической массы (при Ad< 70%) без местных пе-
регревов с получением изделий необходимого качества.
Максимальная скорость выгорания органической массы
у изученных флотационных отходов зафиксирована при
температуре 800 - 900 °C (отходы ЦОФ «Комендантская»)
или 900-950 °C (отходы ЦОФ «Чумаковская»). Для ин-
тенсификации процесса окисления органической массы
в шихту добавляют шамот. Введение 10-40% шамота
снижает продолжительность процесса выгорания угле-
рода на 10-30% из-за увеличения газопроницаемости
обжигаемых изделий и снижения общего содержания
углерода в шихте.
В опытнопромышленных условиях были получены
партии пустотелого кирпича из флотационных отходов
без добавок или с добавками шамота (30%) при продол-
жительности процесса обжига соответственно 50 и 40 ч.
Справочник Коксохимика. Том 1
Плотность обожженного кирпича из флотацион-
ных отходов без добавок составила кг/м3: 1280- 1370
(ЦОФ «Чумаковская»); около 1150 (ЦОФ «Комендантская»);
прочность на сжатие соответственно 11,7-13 и 14,5 МПа.
При добавке шамота прочность кирпича на сжатие повы-
шается до 18,5 - 24 МПа, а прочность на изгиб увеличива-
ется на 10-20% при неизменной плотности, что позво-
ляет отнести изделия к маркам 150 - 200.
На основании многочисленных исследований раз-
работаны технические условия для производства стено-
вых керамических изделий, согласно которым к отходам,
используемым в качестве единственного компонента
шихты, предъявляются требования (содержание, %):
серы - до 1,2; углерода - до 8; зольность - до 80; А12О3 -
более 15; (СаО + MgO) до 6; SiO2 до 70 и теплота сгорания
не более 2 МДж/кг.
Экономический эффект от использования отходов
флотации в кирпичном производстве может быть значи-
телен. По заказам потребителей ежегодно с коксохими-
ческих заводов УН ПА «Укркокс» отгружалось до 300 тыс. т
таких отходов.
Использование отходов углеобогащения в произ-
водстве легких заполнителей может также дать суще-
ственный экономический эффект. Применение пористых
заполнителей вместо тяжелых дает возможность снизить
массу бетона в среднем на 800 кг на 1 м3, массу изделий -
на 30 - 40 %, расход арматурной стали - на 10 - 16 %, рас-
ход цемента - на 7 - 12 %.
Искусственными пористыми заполнителями для
бетонов различного назначения называют пористые сы-
пучие материалы гравие- или щебнеподобной формы,
получаемые, как правило, при термической переработке
природного силикатного сырья или отходов промышлен-
ности, предварительно подготовленных в виде гранул
(зерен) или шихт, с последующим дроблением и рассе-
вом готовой продукции. Максимальная насыпная плот-
ность этих заполнителей не должна превышать 900 кг/м3
для класса 5 - 40 мм и 1100 кг/м3 - для класса 0 - 5 мм.
В настоящее время основная масса искусственных
пористых заполнителей выпускается из природного
сырья.
Топливосодержащие отходы добычи и обогащения
углей могут служить сырьем, как правило, для производ-
ства двух основных видов пористых заполнителей - агло-
порита и керамзита.
Аглопорит представляет собой пористый материал
щебне- или гравиеподобной формы, получаемый мето-
дом агломерации (на решетках агломерационных машин)
из предварительно подготовленных песчано-глинистых
пород или других алюмосиликатных материалов.
На большинстве заводов по производству аглопо-
рита в качестве сырья используются невспучивающиеся
или слабовспучивающиеся песчано-глинистые породы
в смеси с добавкой угля.
Известно, что гравитационные отходы обогащения
углей в основной массе представлены именно углистыми
разностями песчано-глинистых пород, что позволяет рас-
сматривать их как готовую шихту для производства агло-
порита. Вместе с тем, особенности состава и свойств от-
ходов углеобогащения (неоднородность и относительная
342
Раздел 2. Обогащение углей
нестабильность состава, повышенное содержание орга-
нической массы, сернистых соединений) требует диффе-
ренцированного подхода при их технологической оценке
и разработке соответствующих технологических схем.
Технологическая схема производства аглопорита из
отходов углеобогащения в общем случае предусматрива-
ет их дробление и измельчение, смешивание полученно-
го продукта с предварительно подготовленными добав-
ками (в случае необходимости) угля, глины или других
материалов и гранулирование полученной шихты. Ших-
ту, состоящую из отдельных гранул, непрерывно подают
на агломерационную машину, где происходит выгорание
топлива и выгружается спекшийся брус, который дробят
и рассеивают на стандартные классы крупности.
Технология подготовки топливосодержащих отхо-
дов к термической переработке методом агломерации
определяется особенностями их структурно-физических
свойств. Отходы углеобогащения, как правило, представ-
ляют собой плотную камневидную породу, содержащую
тонкодисперсное и относительно равномерно распреде-
ленное органическое вещество. Пористость породы на-
ходится в пределах 5 - 13%. Поэтому для эффективного
подвода окислителя с целью обеспечения полного вы-
горания органического вещества из внутреннего объема
частиц породы необходимо разрушить природную плот-
ную структуру материала. Глубина измельчения гравита-
ционных отходов практически определяется условием
обеспечения максимальной скорости спекания шихты
в агломерируемом слое. Как правило, для данных от-
ходов максимальная скорость спекания достигается
при дроблении их до 2,5 мм. Цель следующей операции
в процессе производства аглопорита - получение гра-
нул из порошкообразной породы. Рыхлая по сравнению
с природной структурой породы гранула обладает высо-
кой газопроницаемостью. Вместе с тем гранулированная
шихта обеспечивает и необходимую газопроницаемость
всего слоя шихты.
Себестоимость производства бетонов на аглопори-
товом щебне из отходов меньше, чем на керамзитовом
гравии и природном щебне.
Использование отходов углеобогащения в производ-
стве цемента. Для определения возможности использо-
вания отходов углеобогащения в цементом производстве
институтом УХИН совместно с Южгипроцементом было
экспериментально показано, что добавка в сырьевые
смеси цементных заводов гравитационных отходов в ко-
личестве 5 - 15% дали положительные результаты.
Проведены промышленные испытания на Крама-
торском цементно-шиферном комбинате по производ-
ству цемента с использованием отходов гравитационно-
го углеобогащения ЗАО «Макеевкокс». Сырьевая смесь,
состоящая из мела и глины с песком, включала в себя
также пиритные огарки и отходы углеобогащения в ко-
личестве 5 - 7%. Химический состав последних был сле-
дующим, %: SiO2 - 36,7; А12О3 -18,9; СаО -. 24; MgO - 1,6.
Промышленные испытания подтвердили возможность
использования гравитационных отходов при производ-
стве портландцемента и был разработан рациональный
режим процесса производства.
На Краматорском цементно-шиферном комбинате
были также проведены исследования возможности при-
менения термически обработанных отходов в качестве
добавок при производстве портландцемента и замены
ими части доменного шлака, входящего в состав шихты.
На основании результатов промышленных испытаний
сделаны следующие выводы:
ввод в качестве добавки отходов углеобогащения,
прошедших термическую обработку, в портланд-
цемент (взамен 15% доменного гранулированного
шлака) и в шлакопортландцемент (взамен 30% шла-
ка) не снижает прочности цементов;
замена 15% доменного гранулированного шлака
на такое же количество термообработанных отхо-
дов углеобогащения в портландцементной и шла-
копортландцементной шихтах улучшает их измель-
чаемость.
1933. Использование отходов углеобогащения при
строительстве дамб и дорог
Известно, что отходы углеобогащения применя-
ют при строительстве плотин и дамб во многих странах
Европы. Рейнская дамба Альзум (Германия) целиком
построена из отходов углеобогатительных фабрик еще
в 1926 г. Дамба илонакопителя Днепродзержинского кок-
сохимического завода построена из отходов еще в 1969 г.
Ее длина 350 м, высота 7 м, ширина по гребню 10 м.
Укладка дамбы производилась без специального
уплотнения, исследованиями установлена неравномер-
ная уплотненность материала в дамбе (1350- 1700 кг/м3).
Тем не менее результаты обследования состояния
дамбы дают основание утверждать, что отходы углеобо-
гащения - материал, пригодный для строительства низ-
конапорных сооружений. Существенным их отличием
от грунтовых материалов, которые обычно используют
в практике гидротехнического строительства, является
то, что механические свойства отходов углеобогащения
значительно изменяются во времени. Этот факт необхо-
димо учитывать при проектировании дамб из рассматри-
ваемого материала.
Примерный объем суглинистых грунтов, укладывае-
мых ежегодно в низконапорные дамбы и плотины Украи-
ны, составляет 2-3 млн м3. При замене суглинка отхода-
ми углеобогащения отпадает необходимость в разработ-
ке карьеров, в результате чего сохраняется значительная
площадь пахотных земель, сокращается дальность транс-
портировок и высвобождается полезная территория, за-
нимаемая отвалами.
Опыт строительства дамб из отходов углеобогаще-
ния позволяет развивать строительство низконапорных
гидросооружений и утилизировать многие миллионы
тонн таких отходов.
Применение отходов углеобогащения в дорожном
строительстве. УХИН совместно с Харьковским госу-
дарственным автодорожным университетом выполнил
исследования свойств отходов гравитационного обо-
гащения ОАО «Ясиновский коксохимический завод»
с целью использования их в качестве материала для до-
рожного строительства.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 19. Экологическая характеристика углеобогатительного производства
Доказано, что отходы гравитационного обогащения
в качестве строительного материала для дорог могут
быть использованы в определенном соотношении с дру-
гими компонентами.
Исследователи Германии считают, что шахтные от-
ходы и отходы углеобогащения пригодны для дорожно-
го строительства. Так, в Рурской области на дорожное
строительство израсходовано -14 млн т таких отходов.
На Украине успешно эксплуатируется семикиломе-
тровый участок дороги в районе ОАО «Днепродзержин-
ский коксохимический завод», построенный из отходов
гравитационного обогащения углей текущей выработки.
19.3.4. Возможность использования отходов
флотации в других областях промышленности
Использование отходов флотации углей в тампо-
нажных растворах. Одним из распространенных мето-
дов снижения плотности тампонажных растворов явля-
ется ввод различных наполнителей, плотность которых
ниже плотности цементного порошка. Важное значение
в решении вопроса выбора наполнителя имеют его не-
дефицитность и возможность его использования без
усложнения и удлинения технологического процесса.
Выполненные УХИНом и УкрНИИгазом исследова-
ния показали, что в качестве облегчающего наполнителя
в тампонажные растворы можно вводить отходы флота-
ции углей. Тампонажные растворы с соотношением це-
мент : отходы равным 65:35 или 50:50 можно применять
как «облегченные», так какони соответствуют ТУ 21-1-6-67
на «Портландцемент тампонажный облегченный».
Проведены промышленные испытания при цемен-
тировании 219-мм обсадной колонны, спущенной на
глубину 1358 м в скважину Шебелинского газового ме-
сторождения. Высушенные до влажности 2% и измель-
ченные до крупности цемента отходы флотации смешали
вместе с тампонажным цементом.
Закачку и продавку тампонажного раствора выпол-
нили при постепенном увеличении давления, которое
в конце процесса цементирования было ниже расчетно-
го, что представляется положительным фактором. Колон-
на на основании испытаний была признана герметичной.
Применение отходов флотации углей в тампонаж-
ных растворах может быть повсеместным при буровых
работах при условии, что они будут высушены до влаж-
ности 2-3 %.
Применение отходов углеобогащения для повыше-
ния плодородия почв. Работы УХИНа с ХНАУ им. Докучае-
ва показали возможность использования отходов флота-
ции в качестве удобрений, вносимых в почву.
Использование отходов флотации как отдельно, так
и совместно с традиционным минеральным удобрени-
ем способствует стабильному повышению урожайности
сельскохозяйственных культур. В частности, на супесча-
ном черноземе применение их в количестве 5 и 10 т/га
отдельно и совместно с минеральными удобрениями по-
вышает урожайность зерна озимой ржи в первый год дей-
ствия на 1,9-11,1 ц/га, или на 17- 98%; на второй год -
на 4,6-9,3 ц/га, или на 24-50%; на третий год (второй
год после действия) урожайность зеленой массы кукуру-
зы повысилась на 4 - 8,4 ц/га, или на 6 - 28 %.
Справочник Коксохимика. Том 1
Высокая и стабильная эффективность отходов на
фоне полного минерального удобрения обусловлена
способностью отходов флотации угля поглощать, удер-
живать и отдавать растениям в течение длительного вре-
мени важнейшие питательные вещества: азот, фосфор,
калий. Это свойство представляется решающим в улуч-
шении плодородия почв «легкого механического соста-
ва» и повышении эффективности удобрений и позволяет
рассматривать отходы не только как удобрение, но и как
мелиорант для таких почв.
Помимо увеличения урожайности сельскохозяй-
ственных культур, при внесении отходов флотации угля
улучшается и качество получаемой продукции. Так, со-
держание белка в зерне озимой ржи увеличивалось на
0,7 -1,8 % в год действия и на 0,8 -1,7 % - на второй год.
Использование отходов флотации на супесчаном
черноземе приводит к усилению микробиологической
активности. Значительно возрастает количество микро-
организмов, участвующих в превращении органических
и минеральных соединений азота и фосфора, что улучша-
ет в целом азотно-фосфорное питание растений. Кроме
того, с отходами в почву поступают такие органические
вещества, как азот, фосфор, калий, а также микроэлемен-
ты и активирующие рост вещества.
Доказано, что использование отходов флотации на
серой лесной (оподзоленной) почве также дает высокий
стабильный эффект. Внесение в количестве 5 и 10 т/га от-
ходов повысило урожайность зеленой массы кукурузы
в год действия на 53 - 65 ц/га и 29 - 36 %; на второй, ячме-
ня - на 3,1 - 5,1 ц/га и 15 - 27 % на третий год.
Аналогичную эффективность показали отходы фло-
тации и при использовании на черноземе.
Из классификации отходов угольной промышленно-
сти как возможного сырья для различных направлений
использования следует, что одной из немногих областей
применения высокосернистых отходов может быть вне-
сение их в почву в качестве компонента удобрений. Это
позволяет восполнить дефицит в сере, испытываемый по-
чвами в некоторых районах интенсивного земледелия.
Большой опыт подобного применения углеотхо-
дов накоплен в России, где для повышения плодородия
почв используют высокосернистые шахтные породы.
Состав породы, % по массе: 5-30 С/ (в среднем, около
15); 3-9 (6); 54 - 80 SiO2; 8-24 А12О,. Содержание гу-
муса в породе 1,9 - 4,1 %, азота - 0,1 - 0,23 %; подвижного
фосфора и калия соответственно до 0,7 и 0,3 мг на 100 г.
Гидролитическая и обменная кислотность составляют со-
ответственно 0,2 и 0,4 мг-экв/100 г; pH водной вытяжки
изменяется от 4,2 до 6,7. Доза вводимых пород, предвари-
тельно измельченных до крупности < 3 мм, 0,75 - 3 т/га.
Установлена наибольшая эффективность примене-
ния измельченных углеотходов в смеси с минеральными
удобрениями и известью. При семилетием наблюдении
за опытными участками наилучшие результаты достигну-
ты на композициях, содержавших (на 1 га): 1,5 - 3 т поро-
ды и 60 - 120 кг действующего вещества азота, фосфора
и калия. Многолетние исследования позволили заклю-
чить, что углеотходы не влияют на основные агрофизиче-
ские свойства дерново-подзолистых почв, но способны
увеличить их удельную площадь поверхности на 9 м2/г
при внесении примерно 3 т/га, что приводит к увеличе-
344
Раздел 2. Обогащение углей
нию сорбционных свойств почв. Дерново-подзолистые
почвы обычно слабо поглощают гумусовые вещества.
При введении углистой породы фульвокислоты десорби-
руются на 95 - 99 %, а гуминовые кислоты - на 35%, что
свидетельствует об их прочном закреплении и уменьше-
нии степени вымывания.
Органическое вещество может использоваться ми-
крофлорой почвы. Внесение углистых пород повышает
численность микроорганизмов в дерново-подзолистых
почвах в десятки раз. Кроме того, в 5 - 8 раз возрастает
способность к фиксации молекулярного азота из атмос-
феры за счет улучшения условий жизнедеятельности
азотфиксирующих бактерий. За четыре года прибавка
урожайности ячменя и овса от действия углеотходов на
опытных участках Пермской обл. составила 15 - 18 %.
Многие из содержащихся в углеотходах агрохи-
мических компонентов представлены формами, плохо
усваиваемыми растениями. Один из способов перево-
да малоподвижных форм в легко усваиваемые основан
на их биохимической активизации применением в виде
компоста (т. е. смеси углеотходов с органическим удобре-
нием). Использование компостов флотационных отходов
ОФ ОАО «Днепродзержинский коксохимический завод»
с органическим удобрением или в смеси с хлористым ам-
монием и суперфосфатом повышает урожай на 5 - 15%.
Особенно эффективен этот метод на эродированных
и песчаных почвах.
Принципиально возможно внесение углеотходов
(со специальной активацией или без нее) либо вместе
с обычными удобрениями при возделывании сельско-
хозяйственных культур, либо при рекультивации земель,
нарушенных в результате горных работ. Первое направ-
ление реализуется только в опытных работах, а второе -
осуществляется в течение ряда лет в промышленном
масштабе.
Метод получил название - комбинированная ре-
культивация земель без нанесения почвенного слоя,
подстилающих суглинков и «пионерных» растений. Он
позволяет стабилизировать микробиологическую актив-
ность почвогрунта рекультивируемого участка в течение
одного года и восстановить полностью плодородие на-
рушенных земель в течение 4-6 лет. С этой целью на по-
верхность породного отвала, подготовленного к рекуль-
тивации, наносят предварительно активизированную
смесь высокозольных бурых углей или лигнита с мине-
ральными удобрениями, заменяющую действие гумуса.
Полученную смесь с общим содержанием углеро-
да 40% и более измельчают в молотковой мельнице до
крупности < 5 мм и продувают воздухом с помощью цен-
тробежного вентилятора. Объем воздуха для продувки 1 т
смеси не менее 10ОО м3. Одновременно смесь увлажняют,
равномерно распыляя воду под давлением 0,4 - 0,6 МПа.
Расход воды составляет 20 - 30 л на 1т смеси. Если для
приготовления биоактивизированного препарата (био-
утоль) используют только пыль от транспортных конвей-
еров, то продувку воздухом и увлажнение исключают.
Приготовленный биоуголь смешивают с минераль-
ными удобрениями, обеспечивая содержание в смеси, на-
зываемой биомассой (или 8NPK), %: 5 - 10 N; 3 - 6 (Р2О5);
3-6 (К2О). Таким образом, в составе 5NPK содержится
суммарно по массе, %: 11-22 действующего вещества;
28 - 39 наполнителя; 40 - 60 биоактивного органическо-
го вещества. Приготовленная биомасса (BNPK) содержит
в необходимом количестве органические кислоты и ми-
неральные вещества (NPK).
Перемешивают компоненты биомассы - биоакти-
визированное органическое вещество с минеральными
удобрениями - обычно механическим способом, обеспе-
чивающим доступ воздуха. Добавление воды требуется
в тех случаях, когда биоактивизированное органическое
вещество содержит влаги < 30-35 %.
Полученный после перемешивания продукт до ис-
пользования выдерживают в буртах или в мешках не ме-
нее 48 ч. При этом получают грануловидную структуру
смеси. Минеральные и органические вещества частично
образуют химические и биологические связи. Получен-
ный материал не поддается твердению и образованию
комков, может храниться без потерь реагентов достаточ-
но долгое время.
Рекультивация земель. Для уменьшения площа-
дей земли, отчуждаемых под отвалы и илонакопители
углеобогатительных фабрик, применяются различные
технологические схемы обработки отходов обогащения.
Наиболее перспективной является схема со сгущением
отходов флотации и их смешиванием с отходами тяже-
лосредных сепараторов и отсадочных машин.
Сфлокулированные отходы флотации осаждаются
в сгустителе с осадкоуплотнителем, осадок уплотняется
до содержания твердого 700 - 800 кг/м3, а затем он сме-
шивается с крупнозернистыми отходами гравитацион-
ного обогащения фабрики в соотношении 1:4 (по массе).
Если полученная смесь оказывается недостаточно
обезвоженной, что может быть следствием неэффектив-
ного сгущения отходов флотации, высокой влажности
гравитационных отходов или их малого количества, то
необходимо или дробить крупные отходы, или добавлять
в смесь - негашеную известь. Смешивание дробленой
крупной породы с отходами флотации уменьшает влаж-
ность смеси, а добавки негашеной извести в количестве
1-10 кг/т твердого (в зависимости от степени сгущения
отходов флотации) снижают влажность смеси и значи-
тельно повышают ее прочность.
Подготовленная таким образом смесь отходов впол-
не пригодна для транспортирования ее автосамосвала-
ми в плоские отвалы или в балки, отработанные карьеры
и другие неиспользуемые территории. Засыпанные пло-
щади могут покрываться слоем чернозема и подвергать-
ся рекультивации.
Количество отходов углеобогащения, находящихся
в отвалах, исчисляется десятками миллионов тонн. При-
чем отвалы прошлых лет - это в основном терриконы,
расположенные вблизи, а иногда и внутри населенных
пунктов, являются источниками пылеобразования и га-
зообразования (при самовозгорании) и занимают зна-
чительные площади земли, которая может быть исполь-
зована под застройку. Практически осуществимы следу-
ющие технологические схемы приведения площадей, за-
(правочник Коксохимика. Том J
Глава 19. Экологическая характеристика углеобогатительного производства
345
нимаемых терриконами, в первозданное состояние или
подготовка этих площадей под застройку:
разработка терриконов с вывозом породы для ис-
пользования в качестве закладочного материала
или заполнения свободных емкостей на карьерах;
тушение и преобразование формы терриконов, озе-
ленение, застройка зоны вредного влияния;
планировка породной массы на свободной площа-
ди, прилегающей к террикону, пробивка свай в на-
сыпном грунте;
планировка породы в пределах зоны вредного вли-
яния с предварительным возведением подземных
частей зданий и сооружений;
планировка породной массы с одновременным
уплотнением и химическим закреплением ее по
специальной технологии.
Восстановление первозданного ландшафта и за-
стройка по указанным схемам с учетом конкретных усло-
вий позволят рационально использовать значительные
площади.
Бункеры породы
и промпродукта
Склад
концентратов
ГЛАВА 20
ОПРОБОВАНИЕ И КОНТРОЛЬ
20.1. Общие сведения и определения
Одним из важнейших подразделений углеобогати-
тельной фабрики является отдел технического контроля
(ОТК), осуществляющий контроль количества и качества
исходного сырья и продуктов обогащения.
Количественному контролю подвергаются рядо-
вые угли, поступающие на фабрику, товарные продукты,
отгружаемые потребителям, а при необходимости и не-
которые промежуточные продукты технологического
процесса. Наиболее надежным способом контроля ко-
личества является взвешивание всего контролируемого
материала. Для этой цели используют железнодорожные
и конвейерные весоизмерительные системы.
Качественный контроль осуществляют в основном
опробованием исходных, отгружаемых и промежуточ-
ных продуктов.
Опробование - это процесс получения характери-
стик опробуемого массива путем выделения части масси-
ва (пробы), подготовки ее к анализу и измерению контро-
лируемых показателей.
Опробование рядовых углей производят с целью
определения их качественных показателей, необходи-
мых для расчета с поставщиками, и исследования углей
как объекта обогащения. Определяют следующие пока-
затели качества углей: зольность, массовые доли влаги,
минеральных примесей серы, ситовый и фракционный
составы.
Опробование конечных продуктов обогащения
производят для установления соответствия качества их
техническим условиям и расчета с потребителями.
Контроль качества промежуточных продуктов на
обогатительных фабриках производится с целью налад-
ки, управления технологическим процессом и обеспече-
ния выпуска продукции требуемого качества.
Ниже даны некоторые термины и определения эле-
ментов опробования и контроля.
Опробуемая масса (массив) - это масса угля либо
продуктов обогащения, для которых определяют какую-
либо характеристику, чаще всего массовую долю компо-
нентов (влаги, классов крупности).
Партия - это масса топлива, произведенная и от-
груженная потребителям за определенный промежу-
ток времени по одному сертификату, среднее качество
которой характеризуется одной объединенной пробой.
Понятие партии обычно соответствует понятию опро-
буемого массива.
Проба - выделяемая часть опробуемого массива,
предназначенная для оценки его контролируемых пока-
зателей с погрешностью не более допустимой.
Точечная проба - это масса топлива, отобранная из
одного места однократным движением устройства для
отбора проб.
Объединенная проба включает требуемое число
точечных проб, отобранных непосредственно от партии
продукта, и характеризующая его среднее качество.
Лабораторную пробу получают в результате обра-
ботки объединенной пробы до крупности 0 - 3 (0 - 10) мм,
она предназначена для лабораторных испытаний и под-
готовки аналитических проб.
Аналитическая проба - это усредненная, сокращен-
ная и измельченная проба, полученная обработкой объе-
диненной или лабораторной пробы и предназначенная
для проведения анализов.
Технологическая проба - проба, предназначенная
для выполнения каких-либо технологических операций
с целью получения продуктов обогащения. Достаточная
масса технологической пробы зависит от характеристик
обогатительных аппаратов и вида технологических ис-
пытаний и может быть как небольшой, так и очень боль-
шой -до сотен тонн.
Сокращение пробы - это уменьшение массы пробы
без изменения ее характерных свойств.
Минимальная масса пробы - это масса пробы, отра-
жающая контролируемые свойства массива с погрешно-
стью, не больше допустимой.
Начальная масса пробы - масса фактически отби-
раемой от массива пробы.
Достаточная масса пробы - масса пробы, достаточ-
ная для выполнения необходимых измерений, анализов
или исследований.
Подготовка (обработка) пробы - изменение влаж-
ности, крупности и массы отобранной от массива пробы
с целью уменьшения начальной массы пробы до доста-
точной. Погрешность подготовки пробы не должна пре-
вышать допустимую.
Измерение, анализ характеристик пробы - это пере-
вод физически представляемой пробой характеристики
в числовую меру.
Контроль технологического процесса - оценка со-
стояния процесса путем сопоставления определенной
опробованием величины с заданным, допустимым либо
экстремальным значением этой величины.
Схема опробования на фабрике зависит от приня-
той технологии обогащения, компоновки оборудования,
способов доставки рядовых углей и схем погрузки товар-
ных продуктов обогащения. Структурная схема размеще-
ния точек контроля качества, выработанная в результате
опыта работы фабрик, представлена в табл. 20.1.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 20. Опробование и контроль
347
ГОП на отбор ^подготовку проб Показатели, подлежащие опробованию Периодичность опробования ТИэетстюсыеза • т ju и|ш шчшш ш
Рядовойутсль/посту лающий 10742 Зольность От каждой партии при ; ^йщейтраяйзо-
из шахт : • Влажность поступлении угля в ж,-д. вагонах":
Содержание серы От сменной или суточной выдачи
19Т6 Содержание минеральных при передаче угля конвейерами
примесей и мелочи или вагонетками
7 ? - 2093 Гранулометрический состав •; Один раз в квартал
..4790 ,иф^йНьгй«й«ав отк
Шихтарядовых у гле й перед юга Зояйе^л?:^. . . . Ежесменно {при автоматическом ОТК
классификацией (из потока) Впажйоеть . контроле -непрерывно) ~
Ляжелосредное обогащение: . 10742 Плотностьсуспензиииа " Нёпрерывноспомощью / , Оператор й .
тяжел осредная суспензия входе и выходе сепаратора -: автоматйческихплотнрмерр^'
^концентрат Зольность Ак Оператор,;йуЖ;У:У
золомера - -
. Концентрат и отходы 1W . Фракционный состав Каждыйчас '
отсадочных машин (из потока» . Зольность
Концентрат; 10742 ; Зольность Каждые 1-2 часа для контроля; ОТК 13 у
Влажность . .... от каждой партии для расчета с .,
. * г Со^р^ние серЫ л '< потребителем . .-у.
Общйртходы, направляемые; ; 10742 фракционный состав Ежесменно ОТК' '
Зольность
Нйщфьжжтсткийо^ат
;: 7 ИЙСОДН^ПуЛЙа^Л^^^^: аетоматияе^отшотшмера^ - - -
концентрат. \
отходы -СПр1^ЬЮдаОМер37Т Й й; У
Сгущение: — Расход. . . /: Hertpepbitwo с помощью:
исходная пульпа — Плотность . расходомера и плотномера отк '-7 - ' '
оборотная вода ;; — Содержание твердого, г/л 1-* 2 раза в час . - .. -
Сушка: ... 107-42 Влажность - Непрерывно с помощью Оператор сушки
Концентрат Влажность влагомера либо каждый час . .
Конденсат потребителю ... ОТК ' ?
* Зольность г
Содержание серы •- Кавд>1еТ^2члля7 --
- предварительного контроля,
ЛромпродуктйбТребителю:, ' - Влажность: от каждой партии для расчета
Зольность с потребителем ж
Таблица 20.1.
Структурная схема
опробования на
углеобогатительной
фабрике
20.2. Элементы теоретических основ
опробования
Отбор проб, отражающих средние качественные по-
казатели опробуемого материала, может быть осущест-
влен сплошным или выборочным опробованием.
При сплошном отборе проб от всего опробуемо-
го материала путем постепенного представительного
сокращения отбирается небольшая его часть - проба,
в которой с определенной допустимой погрешностью
сохраняются исследуемые свойства исходного материа-
ла. В данном случае представительность проб зависит от
их массы. Этот метод отбора проб применим при неболь-
шой массе материала, а также при сокращении первона-
чальной массы отобранных и измельченных проб (при их
обработке).
В основе теории метода сплошного отбора проб
лежит взаимосвязь между массой пробы и размером ча-
стиц опробуемого материала, выраженная эмпирической
формулой Г. О. Чечетта: М = kd2, где М- масса пробы, кг;
d - размер максимальных кусков опробуемого материа-
ла; к- коэффициент, зависящий от неоднородности опро-
Огравочник Коксохимика. Том 1
буемого материала, содержания и ценности полезного
компонента в нем.
При опробовании больших масс рядовых углей
и продуктов их обогащения метод сплошного отбора ма-
териала практически неприменим. В этом случае исполь-
зуют метод выборочного отбора проб, заключающийся
в том, что от опробуемого угля отбирают точечные про-
бы, равномерно распределенные по всей опробуемой
массе и в совокупности составляющие объединенную
пробу, в которой с допустимой погрешностью сохранены
средние свойства опробуемого угля.
Равномерное распределение точечных проб по всей
массе опробуемого угля достигается путем их отбора по
определенной схеме (при отборе из неподвижного слоя)
или через равные промежутки времени (при отборе из
потока). Этот метод отбора проб является основным при
опробовании угля и продуктов его обогащения.
Метод выборочного опробования имеет два пара-
метра, от которых зависит представительность проб: чис-
ло точечных проб и минимальная их масса.
Добываемые угли характеризуются неоднородно-
стью по вещественному составу, поэтому качество углей
348
Раздел 2. Обогащение углей
можно характеризовать только со статистических пози-
ций. Согласно математической статистике средняя по-
грешность ц пробы зависит от генеральной дисперсии о2,
характеризующей неоднородность определенного пока-
зателя качества, числа точечных проб (единичных выбо-
рок) М на которое условно разбит опробуемый материал,
и числа точечных проб (единичных выборок) п, попавших
в объединенную пробу.
Эта зависимость может быть представлена форму-
Значение (1-—) очень близко к единице, так как
N
объединенная проба представляет незначительную часть
опробуемого материала, поэтому среднюю погрешность
можно рассчитать из выражения:
Согласно математической статистике для малой вы-
борки, которая подчиняется распределению Стьюдента,
предельную погрешность (А) можно оценить довери-
тельным интервалом (/ц), т. е А=/ц,. Здесь t - коэффици-
ент Стьюдента, значение которого зависит от принятой
доверительной вероятности Р (табл. 20.2).
Таблица 20.2.
Зависимость доверительной
вероятности (Р)
от коэффициента (t)
р 0.079 0,3829 0,6827 0,7699 0,8385
i 0,1 0/5 го 1,2 1/4
P 0,8664. 0,9281 0,9545 0,9907 0,9973
Г 1,5 sWfi:
В практических работах и технических исследова-
ниях обычно принимают доверительную вероятность
Р=0,95, что соответствует коэффициенту Стьюдента
/=2,0.
Необходимое число точечных проб можно рассчи-
тать, если известно дисперсия (о2) и задаться предельной
погрешностью опробования (А) по формуле:
Характеристикой неоднородности является дис-
персия, представляющая собой рассеяние анализируе-
мого признака от среднего его значения в исследуемом
материале.
При числе проб более 30 генеральная совокупность
приближается к выборочной, тогда выборочную диспер-
сию (S’2) можно получить экспериментально на основа-
нии обработки отобранных точечных проб из материала
(не менее 30 проб) и расчета его по формуле:
где S2- выборочная дисперсия;
п - число точечных проб, взятых из выборки для
анализа;
х - значение показателя в каждой /-ой точечной
пробе;
х - среднеарифметическое значение показателя.
Для оценки неоднородности материала по любому
показателю удобнее использовать показатель - средне-
квадратичное отклонение 5 (корень квадратный из дис-
персии), которое выражается в тех же единицах, что
и анализируемый признак.
Найденное расчетное значение отклонения исполь-
зуют для определения необходимого числа точечных
проб, подлежащих отбору в объединенные пробы для
данного сырья.
Для оценки относительной неоднородности по раз-
личным показателям качества используют коэффициент
вариации (V), выраженный в %:
Г=100^--
X
Исследованиями института «УкрНИИуглеобогаще-
ние» установлена корреляционная связь между основ-
ными показателями качества углей и продуктов обогаще-
ния с их неоднородностью S' (табл. 20.3)
Наиболее вариабельным показателем является
зольность рядовых углей и промпродукта, содержащего
зерна >25 мм (коэффициент вариации 16,5%), поэтому
нормы числа точечных проб, рассчитанные исходя из
неоднородности по зольности рядовых углей, обеспечи-
вают необходимую точность опробования по другим по-
казателям, а также измельченных углей. Неоднородность
по зольности обогащенных концентратов, малозольных
сортовых углей ниже неоднородности по зольности ря-
довых углей и промпродуктов и она практически посто-
янна независимо от уровня средней зольности, что объ-
ясняется отсутствием породных фракций в концентратах
и равномерным распределением остаточной зольности
в горючем веществе.
Вторым важным параметром опробования является
минимально допустимая масса точечных проб, опреде-
ляемая из выражения:
т = kd,
где т - минимальная масса точечной пробы;
d - размер максимального куска, мм;
к - коэффициент пропорциональности, кг/мм.
Коэффициент к зависит от крупности опробуемо-
го материала и может быть рассчитан по эмпирическим
формулам:
£<100 = 0,0 5 3 5(1 -e“°’44W) - для крупности 100 мм
и менее,
оо = 0,00012^+0,04 -для крупности более
100 мм.
Здесь е- основание натурального логарифма.
20.3. Правила и нормы отбора проб
Наиболее полно практические рекомендации по
организации опробования и контроля на углеобогати-
тельной фабрике разработаны сотрудниками института
«УкрНИИуглеобогащение», ниже использованы материа-
лы, изложенные в [30,53].
Основное требование к отбираемой пробе - ее
представительность. Для выполнения этого условия
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 20. Опробование и контроль
349
Показатель Формула Среднеезначение коэффициента Вариации
Зольность, %: рядовых углей,промпродукта, отходов концентрата 5 г сортовых углей,' " проб рядовыхуглей/промпродукта, отходов, измельченных до крупности менее, мм 25 13 3 0,2 0,2 (усредненного) »А . Г—' чО лА/.т <~Ч £ 'I |, Г 1 чЗ/ 'З- ю гп" сТ г- UO СП О' о© СП <4 8 О О* .О "О- о* оГ 1 1 1 :Г 1 1 о> г-' о! о" "Ф тг сП С'Г II II II II II II II II 16,5 5,9 •; . 10,1 ' 4 16,5 15,6 133 .Л 9,7 - 3-5 •
Массовая доля влаги, %; в рядовых углях, продуктах обогащения и сортировки в пробах, измельченных до крупности <3мм ^=030707+0,07 11,6 73
Массовая доля серы, %: В рядовых углях, продуктах обогащения и рассортировки впробах, измельченных до крупности <ЗММ J Ss=0,\\5S^ Ss=0,07S^ 13,6 8,7
Выход, %: А - г< , ; летучих веществ классов крупности 5, = 0,0^+|,3 ' . 3,6 12,2 * ' ;;
Таблица 20.3.
Основные расчетные
формулы неоднородности
углей
необходимо обеспечить равную вероятность попадания
в нее любой части опробуемого материала. Это обяза-
тельное требование можно обеспечивать различными
способами.
Пробы углей и продуктов обогащения на углеобога-
тительных фабриках в основном отбирают из устройств,
транспортирующих материал непрерывно и прерыв-
но. Непрерывно транспортируют материал ленточные,
скребковые конвейеры, элеваторы, желоба и т. д. Устрой-
ствами для прерывной транспортировки материала
являются железнодорожные вагоны, вагонетки, скипы,
автомашины и пр.
Применяются различные способы отбора: из по-
тока материала, транспортируемого конвейерами; на
перепаде потока материала при его перегрузке с одного
транспортного устройства на другое; из транспортных
сосудов.
Институтом «УкрНИИуглеобогащение» обобщены
основные правила отбора и обработки проб.
Правила при отборе проб из потока:
пересечение пробоотборным приспособлением
всего потока материала;
обеспечение одинаковой вероятности отбора
в пробу любой частицы или куска опробуемого ма-
териала;
обеспечение отбора точечной пробы не ниже уста-
новленной минимальной массы, а также попадания
в пробу максимальных кусков опробуемого мате-
риала;
отбор в пробу числа точечных проб, определенных
в зависимости от неоднородности материала и тре-
буемой точности опробования; равномерный по
времени отбор точечных проб.
Основные правила отбора проб из транспорт-
ных сосудов:
одинаковая вероятность попадания в пробу всех
частей опробуемого материала, находящегося
в неподвижном состоянии;
обеспечение отбора точечных проб, масса которых,
в совокупности образующая объединенную пробу,
должна быть не менее массы, установленной для
данной крупности;
выбор мест отбора точечных проб, исключающих
возможные систематические погрешности, возни-
кающие в результате сегрегации;
обеспечение отбора в объединенную пробу числа
точечных проб в зависимости от неоднородности
угля и требуемой точности опробования.
Основные правила обработки проб:
обработке должна подвергаться вся объединенная
проба;
потери пробы в процессе обработки не допускаются;
методы и схемы обработки объединенных проб
должны обеспечивать получение готовой пробы
с заданной точностью, отображающей изучаемые
характеристики;
масса промежуточной или готовой пробы, получае-
мой в результате сокращения, должна быть не менее
массы, установленной для данной крупности.
(правочник Коксохимика. Том 1
350
Раздел 2. Обогащение углей
Нормы отбора товарных, контрольных и других
видов проб регламентируются ГОСТ 10742-71, согласно
которому объединенные пробы отбираются от каждой
партии топлива. При этом нормируются: число точечных
проб в зависимости от вида топлива, массы опробуемой
партии, допустимой погрешности процесса опробова-
ния; масса точечных проб в зависимости от крупности
опробуемого топлива.
Основным показателем, на котором базируются
основные нормы опробования, принята погрешность
опробования (отбора, обработки и анализа проб) при
определении зольности или массовой доли влаги, кото-
рая при доверительной вероятности Р - 95 % не превы-
шает следующих значений:
Базовая
погрешность
опробования
Зольность до 20 % ±10 % (отн.)
Массовая доля рабочей влаги более 20 % ± 2 % (абс.)
Низшая теплота сгорания, МДж/кг:
<12,56 ±0,63 МДж/кг
> 12.56 ± 0,84 МДж/кг
Базовая погрешность опробования применяется во
всех случаях опробования, если договором о поставке
топлива или задачами исследования не предусматрива-
ются другие нормативы погрешностей.
Число точечных проб (п'), отбираемых в объединен-
ную пробу при определении зольности, массовой доли
влаги и удельной теплоты сгорания, с погрешностью, не
превышающей базовой, в зависимости от вида топлива.
Для обогащенных продуктов каменных углей и антра-
цитов (концентрат, продукты сортировки) с массой пар-
тии 1000 т минимальное число точечных проб - 16, для
необогащенных-32.
При отборе объединенных проб от партий массой
более 1000 т для каменных углей и антрацитов число то-
чечных проб вычисляется по формуле:
_ Z К
Щ у с’
где М, - масса партии, т;
С= 1000т для каменных углей и антрацитов.
Для партий топлива массой до 500 т в объединен-
ную пробу отбирают 16, а из партии топлива, состоящей
из одного железнодорожного вагона, - 8 точечных проб
независимо от вида топлива.
В случаях если необходимо произвести опробование
с большей или меньшей погрешностью, чем базовая, чис-
ло точечных проб может быть вычислено по формулам:
„ ,До „ К
п = п —у п? =п . ----L,
д; V с
где п"-число точечных проб при требуемой погрешно-
сти для массы партий каменного угля и антраци-
та до 1000 т;
До- базовая погрешность;
Л, - требуемая погрешность опробования;
п2 - число точечных проб при требуемой погрешно-
сти опробования.
Масса точечных проб, отбираемых в объединенную
пробу, определяется из выражения:
т = 0,062),
где т - минимальная масса точечной пробы, кг;
D - размер максимальных кусков, мм.
За размер максимальных кусков рядового топлива
условно принимается размер отверстия сита, на котором
при просеивании по ГОСТ 2093-82 надрешетный продукт
составляет не более 5 %. За размер максимальных кусков
сортового топлива принимают верхний предел крупно-
сти данного сорта.
Число точечных проб для определения зольности
и массовой доли влаги партий каменных углей и антра-
цитов массой до 1000 т приведено ниже.
Обогащен- Необогащен-
ный ный
Число точечных проб при
отборе проб из:
конвейеров или падаю-
щих потоков 16 32
вагонов и барж 24 48
штабелей 32 64
Число точечных проб для определения
массовой доли влаги
Необогащенный, обогащенный сухой,
обогащенный рассортированный уголь 16
Обогащенная мелочь 32
При сокращении дробленых в процессе обработки
проб методом сплошного опробования (квартование, по-
стадийное деление с помощью делителей и т. д.) пользу-
ются нормами минимальной массы проб.
Минимальная масса проб после сокращения, кг
Размер максимальных кусков Обогащен- Необогащен-
после дробления пробы, мм: ный уголь ный уголь
25 (20) 5 40
13(10) 1,5 10
5(3) 0,6 2
1,4(1) 0,15 0,6
от 0,2 до 0 0,085 0,085
При сокращении проб методом выборочного отбо-
ра из потока дробленой пробы нормы отбора проб в за-
висимости от неоднородности дробленых проб и допу-
стимой погрешности обработки (So6p) и анализа (А) число
точечных проб рассчитывается по следующей формуле:
J2s2o6p
п°б д ’
где /- критерий Стьюдента (табл. 20.2).
Массу точечных проб в зависимости от крупно-
сти кусков определяют по вышеизложенной методике
(п.20.2).
Справочник Коксохимика. 'Jom 2.
Глава 20. Опробование и контроль
351
20.4. Методы отбора проб
Отбор проб из потоков, ж.д. вагонов, вагонеток, ав-
томобилей и других транспортных средств производится
в соответствии с ГОСТ 10742-71.
Отбор объединенных проб производят от каждой
партии топлива. При регулярных поставках допускается
по согласованию сторон периодическое опробование
партий топлива.
Отбор проб должен производиться механизирован-
ным способом с применением соответствующих пробо-
отборников. Если невозможен механизированный отбор,
допускается отбор проб вручную.
Отбор проб из потока. Из потока пробы отбирают
при погрузке или разгрузке вагонов, судов, автомашин
и других транспортных средств, а также при транспор-
тировании топлива конвейерами непосредственно по-
требителям.
Отбор проб производят механизированным спосо-
бом с применением имеющихся в наличии пробоотбор-
ников и приспособлений, удовлетворяющих следующим
требованиям: ширина раскрытия отбирающего устрой-
ства пробоотборника должна превышать размер мак-
симальных кусков опробуемого топлива не менее чем
в 2,5 раза при отборе проб на перепадах потока, не ме-
нее чем в 2 раза - при отборе проб с конвейерных лент,
во всех случаях ширина раскрытия должна быть не менее
50 мм; вместимость ковшовых отбирающих устройств
должна быть такой, чтобы при отборе исключалось их
переполнение; отбирающее устройство должно полно-
стью освобождаться от материала пробы после оконча-
ния отбора; отбирающие устройства должны за один или
несколько пересечений отобрать в объединенную пробу
точечные пробы по всему поперечному сечению.
Отбор проб из потока вручную допускается при ско-
рости ленты конвейера не более 1 м/с. Точечные пробы
объединенной пробы отбирают через равные интервалы
времени.
Интервал времени t (мин) отбора точечных проб
определяется из выражения:
г=б(Д
Qn
где М - масса опробуемой партии топлива, т;
Q - производительность опробуемого потока, т/ч;
п -число точечных проб.
При отборе проб из потока мощностью более 600 т/ч
допускается деление его на части. При этом отбор точеч-
ных проб производится поочередно из каждой части по-
тока с постоянными интервалами времени.
При отборе проб с поверхности движущегося кон-
вейера точечные пробы должны отбираться по всей
мощности потока перпендикулярно или под углом к его
оси так, чтобы отбирающее приспособление не создава-
ло подпора движущемуся топливу.
Отбор проб с поверхности остановленного конвейе-
ра производится, главным образом, для проверки всех
способов отбора проб. Точечные пробы отбирают с по-
мощью приспособления (рамы), погружаемого в массу то-
плива до транспортирующей поверхности, перпендику-
лярно направлению движения потока. В точечную пробу
включают все топливо, попавшее внутрь приспособления,
и отдельные крупные куски, попавшие под правую сторо-
ну приспособления (по направлению движения потока).
Отбор проб из ж. д. вагонов, вагонеток, автомашин
производят в тех случаях, когда невозможно отобрать
пробы из потока. Отбор точечных проб производится из
определенных точек, равномерно расположенных на по-
верхности объекта. Для отбора проб могут применяться
грейферные и буровые пробоотборники, а также про-
мышленные грейферные установки.
Буровой пробоотборник для отбора проб из по-
груженного в транспортные сосуды топлива должен от-
бирать точечные пробы на глубину не менее 3/4 высоты
погруженного топлива, а грейферный - не менее 0,4 м от
поверхности погруженного слоя.
Промышленная грейферная установка должна
иметь ширину раскрытия челюстей грейфера не менее
половины ширины вагона, автомашины или автоприце-
па, а ширину челюстей не менее чем в 2,5 раза больше
размера максимальных кусков опробуемого топлива.
Допускается отбор точечных проб вручную. Схемы
отбора точечных проб из транспортных сосудов приве-
дены на рис. 20.1 и 20.2. При отборе проб промышленны-
ми грейферными установками из каждого вагона отбира-
ют точечную пробу - грейфер.
При этом необходимо соблюдать указанную ниже
последовательность в выполнении отдельных операций:
расположение точек в вагоне намечают в соответ-
ствии со схемой (рис. 20.2 а);
отбор точечных проб в каждой точке производят
погружением грейфера в топливо не менее чем на
0,4 м при полном раскрытии его челюстей;
отобранная грейфером точечная проба разгружа-
ется в накопительную емкость, из которой равно-
мерным потоком поступает в механический пробо-
отборник;
от каждой точечной пробы топлива, отобранной
грейфером, механический пробоотборник должен
отбирать не менее трех точечных проб.
а/
1 4 7. .10 13
2 5 ; и 14 О
3 6 - £. 15
j
1 м А А А А Lw
1
Я = (£-2)/4; С = В/4
Справочник Коксохимика. Том 1
Рис.20.1.
Схема отбора точечных проб
из ж.д. вагонов (а), вагонеток
и грузовых автомобилей (б)
352
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 20.3.
Схема отбора точечных
проб на открытых складах
Рис 20.2.
Схема отбора проб с
помощью грейферов из
ж.д. вагонов (а), вагонеток
и грузовых автомобилей (6)
При крупности топлива не более 25 мм отбор точеч-
ных проб допускается проводить зондированием.
При отборе проб вручную от топлива крупностью
до 100 мм топливо отбирают в один прием, а от топлива
крупностью более 10,0 мм допускается набирать точеч-
ные пробы в два-три приема, обеспечив при этом требуе-
мую массу точечной пробы.
Отбор проб угля, находящегося на складе. Качество
топлива, направляемого на склад и поднимаемого со
склада, определяют путем опробования (отбора, подго-
товки и анализа проб) или измерения показателей каче-
ства приборами в потоках топлива, вагонах, вагонетках,
автомобилях и т. п.
В зависимости от способов подачи топлива на склад
и отгрузки топлива со склада отбор проб может произ-
водиться из потоков или транспортных средств (вагонов,
вагонеток, автомобилей и т. д.).
Отбор проб должен производиться в соответствии с
требованиями, предусмотренными ГОСТ 10742-71.
При отборе проб из потока от складируемого то-
плива, когда заранее неизвестна ориентировочная мас-
са топлива, направляемого на склад, интервал времени,
через который должны отбираться точечные пробы, для
каменных углей вычисляют по формуле:
где п - число точечных проб;
Q - производительность опробуемого потока, (т/ч).
В этом случае все точечные пробы, отобранные за
сутки или смену, рассматриваются как объединенная
проба, которая подвергается обработке и анализу.
Для отбора проб должны применяться пробоотбор-
ники, отвечающие требованиям ГОСТ 10742-71.
В тех случаях, когда невозможно произвести отбор
проб от складируемого топлива методами, предусмо-
тренными ГОСТ 10742-71 или ГОСТ 11223-88, допускается
отбор проб непосредственно из складов топлива.
Результаты определения качества по пробам, ото-
бранным со склада, не могут использоваться при расче-
тах за качество топлива.
Объединенные пробы отбирают от разных слоев
топлива, находящегося на складе. Для этого по мере за-
грузки склада, но не более чем через каждые 4 м высоты
поверхность топлива разравнивают и ей придают форму
прямоугольника. От каждого слоя отбирают объединен-
ную пробу, которую подвергают обработке и анализу.
Масса и минимальное число точечных проб, отби-
раемых в объединенную пробу от каждого слоя, опреде-
ляются, как указано в п. 20.3.
Подлежащие отбору точечные пробы равномерно
распределяют по всей поверхности опробуемого слоя
топлива на складе (рис. 20.3). Для этого измеряют длину
и ширину верхнего основания слоя и вычисляют его пло-
щадь (S). Условно разбивают всю поверхность опробуе-
мого слоя на одинаковые по площади прямоугольники,
число которых должно быть не менее минимального чис-
ла точечных проб, подлежащих отбору в объединенную
пробу от слоя топлива.
/ и b - длина и ширина склада; h - высота слоя топлива,
от которого отбирается проба
При этом число отрезков /; и ih, на которое условно
разбивается каждая из сторон верхнего основания слоя
топлива, определяется по формулам:
Длины сторон прямоугольников А;и kh определяют
из выражений:
, I , b
к,=- и kh=—.
'/ >ь
Отбор точечных проб производится в центре каж-
дого прямоугольника со дна лунок, выкопанных на глу-
бину не менее 0,4 м. Топливо берут без выбора, включая
в точечную пробу уголь (сланец), сростки и породу.
Подготовку лабораторных и аналитических проб
проводят по ГОСТ 10742-71 с использованием машин по
ГОСТ 13812-78.
При контроле складируемого или поднимаемого
со склада топлива определяют следующие показатели
качества:
массовую долю общей влаги (%) в рабочем со-
стоянии топлива по ГОСТ 11014-2001;
Q?ipaик Кокюхимика. Jom 1
Глава 20. Опробование и контроль
353
зольность Ad (%) по ГОСТ 11055-78;
низшую теплоту сгорания Q'. (МДж/кг) - по ГОСТ
147-95 (для энергетических углей, расчеты за каче-
ство которых ведутся по этому показателю);
массовую долю общей серы Sf по ГОСТ 2059-95 (для
углей, предназначенных для коксования).
20.5. Обработка проб
Обработка проб включает последовательные опе-
рации дробления, сокращения, измельчения и деления
пробы с целью ее подготовки до состояния, пригодного
для выполнения соответствующего исследования.
Объединенные пробы обрабатывают по мере отбо-
ра отдельных точечных проб либо после окончания от-
бора всех точечных проб, составляющих объединенную
пробу.
Операции обработки проб производят механизиро-
ванным способом. При этом используют следующее обо-
рудование:
проборазделочные машины для обработки объе-
диненных проб, обеспечивающие приготовление
не менее двух лабораторных проб;
проборазделочные машины для обработки объеди-
ненных проб, обеспечивающие одновременное
приготовление одной лабораторной и не менее
двух аналитических проб;
проборазделочные машины для обработки лабо-
раторных проб, обеспечивающие приготовление
не менее двух аналитических проб;
дробилки для дробления объединенных проб;
мельницы для измельчения лабораторных проб;
делители и сократители для сокращения первона-
чальной массы проб и деления сокращенной части
пробы на требуемое число экземпляров;
механические устройства и набор сит для рассева
проб;
противни для подсушивания, сокращения и деления
проб;
шкафы сушильные с терморегулятором, обеспечи-
вающие устойчивую температуру нагрева в преде-
лах: от 35 до 55 °C и от 105 до 135 °C.
Допускается обработка проб вручную небольших по
массе проб флотационного концентрата, шлама и других
продуктов.
Обработку пробы производят в две стадии (в три -
только для углей крупностью более 150 мм).
Обработка проб в две стадии производится сле-
дующим образом. Объединенная проба измельчается до
крупности от 0 до 3 мм или от 0 до 10 мм. Сократителем
выделяется часть, масса которой должна быть не менее
указанной в п. 20.3.
Сокращенная часть с помощью делителя делится на
требуемое число экземпляров лабораторной пробы.
Справочник Коксохимика. Трм 1
Для определения показателей качества может быть
использован любой экземпляр лабораторной пробы.
При необходимости определения массовой доли
общей влаги двухступенчатым методом максимальный
размер зерна пробы не должен превышать 20 мм, а масса
пробы в килограммах должна быть кратной 0,1 размера
максимального зерна в миллиметрах, но не менее 500 г.
Для проведения общего анализа (определение золь-
ности, массовой доли серы, теплоты сгорания и других
показателей) пробу измельчают до крупности 0,2 - 0 мм,
для определения показателей коксуемости - до крупно-
сти от 0 до 1,6 мм.
Измельченную пробу перемешивают и делителем
сокращают до массы, указанной в п. 20.3.
При отсутствии делителя допускается сокращать
аналитическую пробу с помощью крестовины, делитель-
ной решетки или путем набора порций из различных мест,
равномерно расположенных по всему объему пробы.
Лабораторные и аналитические пробы помещают
в банки, предварительно взвешенные вместе с крышка-
ми, материалом для опечатывания и двумя этикетками,
и снова взвешивают. На этикетках указывают номер про-
бы, дату отбора и обработки пробы, наименования пробы
и предприятия, массу тары и массу брутто лабораторной
или аналитической пробы, вид продукции, марку и сорт
топлива, массу партии топлива, от которой отобрана про-
ба, фамилию (подпись) лица, ответственного за отбор
и обработку пробы.
Одну этикетку вкладывают в банку с пробой, а вто-
рую прикрепляют на наружной поверхности банки, пос-
ле чего ее плотно закрывают и опечатывают, если пробы
не подвергают немедленному анализу.
20.6. Текущий контроль технологических
процессов
Текущий технологический контроль на обогати-
тельных фабриках занимает важное место в управлении
технологическими процессами с целью поддержания
рациональных режимов обогащения, обеспечивающих
выпуск конечных продуктов требуемого качества при
минимально возможных потерях с отходами.
Управление процессами должно базироваться на
совершенной системе простого, надежного, оператив-
ного и достаточно точного контроля качества угля в про-
цессе производства. Контроль показателей, характери-
зующих эффективность процессов обогащения, является
необходимым элементом в цепи обратной связи систем
автоматического управления. При большой погрешности
измерений практически невозможно бороться за высо-
кое качество продукции, так как информация о качестве
недостаточно представительна. Поэтому необходимо
максимально использовать имеющиеся средства изме-
рения показателей качества. Предпочтение должно от-
даваться контролю путем прямого измерения с помощью
автоматических приборов и устройств. На рис. 20.4 по-
казана примерная схема текущего контроля параметров
типичной схемы обогащения каменных углей.
354
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 20.4.
Примерная схема контроля
параметров на ЦОФ
(г) IV
В оборот
В отходо-
хранилище
Отходы
В оборот
/ - определение расчетных показателей;
II - экспресс-контроль засорения продуктов;
III - определение зольности;
IV - определение содержания твердого;
V - определение плотности суспензии;
VI - автоматическое определение зольно-
сти, влажности
1 - вагоноопрокидыватель; 2 - бункера; 3 - грохот вибрационный; 4- сепаратор тяжелосредный;
5 - дробилка молотковая; 6 - отсадочная машина; 7 - элеватор; 8 - багер-зумпф; 9 - центрифуга;
10- пирамидальный отстойник; 11 - радиальный отстойник; 12 - аппарат кондиционирования пульпы;
13 - флотационная машина; 14 - вакуум-фильтр;!5 - барабанная сушилка; 16- отвал (террикон)
Таблица 20.4.
Параметры
проборазделочных
машин
20.7. Оборудование для отбора
и обработки проб
Установки, предназначенные для механической об-
работки проб и выполняющие несколько операций, в том
числе дробление, сокращение, перемешивание, сушку
проб, с выдачей измельченной пробы небольшой массы,
называют проборазделочными машинами.
Проборазделочные машины работают при исходной
влажности углей не более 17-18%.
Схема проборазделочной установки МПЛ-300
для подготовки лабораторных проб представлена на
рис. 20.5. Вся схема смонтирована в одном корпусе. Про-
бу отбирают ковшовым пробоотбирателем и направляют
в бункер 2. Исходная проба угля крупностью до 300 мм
подается ленточным питателем в молотковую дробилку 3
и дробится до 25 мм, затем с помощью наклонного мно-
гоковшового сократителя 4 сокращается. Сокращенная
проба поступает в бункер 5, затем во второй молотковой
дробилке б дробится до крупности 3 мм и сокращается
сократителем 7 до массы лабораторной пробы 8. Остатки
пробы удаляются конвейером 9.
В машинах МПА и МЛА, подготавливающих аналити-
ческие навески, производится подсушка проб при темпе-
ратуре 115± 10 °C.
Характеристика проборазделочных машин пред-
ставлена в табл. 20.4.
Пробоотборники. На предприятиях угольной про-
мышленности для отбора объединенных проб наиболь-
шее распространение получили: скреперные пробоот-
борники типа ПС (табл. 20.5), маятниковые конструкции
УкрНИИуглеобогащения (ПМ), используемые для отбора
проб с ленточных конвейеров; ковшовые пробоотбор-
ники ПК, используемые для отбора проб на перепадах
потоков.
Тип Крупность пробы, мм Производительность, т/ч Крупность навески, мм
МПЛ-300 300 15 0-3
МЛЛ-150 150 2 0-3
МЛА-3 <3 0,005-0,007 <0,2
МПА-150 150 2 <0,2 (и 0,3)
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 20. Опробование и контроль
355
1 - пробоотборник; 2,5 - бункер;
3,6 — дробилка молотковая; 4 - сократитель ковшовый;
7 - сократитель; 8 - проба лабораторная; 9 - конвейер
В некоторых случаях для отбора проб мелкого угля
на перепадах потоков используются пробоотборники
с отсекающей планкой, с перемещающимся желобом и др.
Для отбора проб из железнодорожных вагонов на ряде
предприятий применяются установки типа ОВ, ГМУ и др.
Пробоотборник ковшовый ПК (рис. 20.6) представ-
ляет собой цепной конвейер, состоящий из рамы, при-
вода, ведущих и ведомых звездочек, бесконечных цепей
с укрепленным на них рабочим органом - ковшом и стан-
ции управления. Принцип действия ковшового пробоот-
борника заключается в отсекании через определенные
промежутки времени полоски материала (точечной про-
бы) с помощью открытого сверху ковша, закрепленного
между двумя параллельными цепями. Ковш, двигаясь на
верхней ветви цепей перпендикулярно падающему пото-
ку, заполняется опробуемым топливом. От пробы топли-
ва ковш освобождается при переходе с верхней ветви на
нижнюю.
Широкое распространение получили маятниковые
пробоотборники ПМ конструкции института «УкрНИИ-
углеобогащение». Пробоотборники выпускаются с гидро-
приводом и электроприводом (рис. 20.7), предназначены
для отбора объединенных проб непосредственно с же-
лобчатых конвейерных лент без их выполаживания. Он
представляет собой сварную конструкцию, состоящую
из рамы, маятниковой штанги, приводов дугового и вер-
тикального перемещения, скреперного ковша и станции
управления. Принцип действия маятникового пробоот-
борника заключается в сгребании через определенные
промежутки времени с ленты конвейера точечной про-
бы с помощью открытого спереди и снизу скреперного
ковша. При рабочем ходе ковш находится в нижнем по-
ложении; с помощью привода дугового перемещения он
сгребает полоску топлива, двигаясь по траектории, соот-
ветствующей радиусу кривизны ленты конвейера. При
обратном ходе приводом вертикального перемещения
ковш поднимается вверх и над потоком топлива возвра-
щается в исходное положение. Пробоотборник работает
в автоматическом режиме.
На многих ЦОФ применяется пробоотборник с от-
секающей планкой (рис. 20.8). Он представляет собой
сварную конструкцию, состоящую из рамы, вала, рыча-
гов, отсекающей планки, муфты Болотова, пружин, при-
водной звездочки и амортизатора. Принцип действия
пробоотборника заключается в мгновенном высекании
и выбрасывании за пределы потока в приемник точеч-
ной пробы. В движение пробоотборник приводится от
вала барабана конвейера через муфту Болотова, что не
требует отдельного индивидуального привода. Возврат
отсекающей планки в исходное положение производит-
ся с помощью пружин. Техническая характеристика при-
ведена ниже.
Производительность опробуемого потока, т/ч до 900
Максимальная крупность опробуемого угля, мм 100
Максимальная массовая доля влаги, % 12
Число точечных проб, отбираемых за 1 ч 3-10
Масса точечных проб, кг 4-6
Масса, т 0,85
Рис. 20.5.
Схема проборазделочной
установки
Параметры ПК1-8 ПК1-1О ПК1-12.5 ПК2-8 ПК2-10 ПК2-12.5
Производительность опробуемого потока, т/ч: горизонтальных пробоотборников наклонных 525 400 1030 730 1350 1000 525 400 1030 730 1350 1000
Максимальная крупность опробуемого угля, мм 150 150 150 300 300 300
Максимальная массовая доля влаги, % 18 18 18 18 18 18
Мощность электродвигателя, кВт 10,4 10,4 10,4 12 12 12
Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 3400 3300 650 4000 3500 650 5250 3750 650 3720 3300 1200 4950 3500 1200 6350 3750 1200
Масса, т 2,9 2,95 3 3,6 3,65 3,7
Изготовитель Краснолучский машиностроительный завод, Луганская обл.
Таблица 20.5.
Технические параметры
ковшовых пробоотборников
типа ПК
Сфавочник Коксохимика. Трм 1
356
Раздел 2. Обогащение углей
Рис. 20.6.
Пробоотборник
ковшовой (ПК)
1 - рома; 2 - конвейер; 3 - ковш пробоотборника; 4 - цепь; 5,6- привод с редуктором; 7 - приводной вал;
8,13- ведущие звездочки; 9 - механизм переключения скорости; 10- направляющие; 11 - натяжное устройство;
12,14-ведомые звездочки
Справочник Коксохимика' Том 1
Глава 20. Опробование и контроль
357
1 - рама конвейера; 2 - опора пробоотборника; 3 -лента конвейера; 4 - ковш; 5 - кожух; 6 - привод ковша; 7 - шток;
8 - рычажный механизм; 9 - привод дугового перемещения; 10- ограждающие щиты; 11 - желоб для пробы
Рис. 20.8.
Пробоотборник
с отсекающей планкой
1 - контргруз; 2 - пружина; 3,6- рычаги; 4 - приводная звездочка; 5 - амортизатор; 7- вал; 8 - отсекающая планка;
9 - муфта Болотова; 10 - рама
(jipJBOMIIIIK Jv'bi1 ’ '•14111 Т11'1 1
ГЛАВА 2 1
ХАРАКТЕРИСТИКА ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ СРЕДЫ
В УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ЦЕХАХ
Таблица 21.1.
Предельно допустимые
концентрации пыли
(содержащей SiO2) в рабочей
зоне производственных
помещений обогатительных
фабрик
Производственная среда - пространство, где уста-
новлено оборудование и производится его эксплуатация
и техническое обслуживание, характеризуется рядом по-
казателей, влияющих на здоровье работников и во мно-
гом определяющих культуру труда.
К этим показателям относятся состав и температура
воздуха, производственный шум и вибрация, освещен-
ность рабочих мест, радиоактивный фон и прочее.
Состав и температура воздуха. В производ-
ственных помещениях состав воздуха значительно из-
меняется вследствие выделения в атмосферу вредных
паров и газов, влаги и значительного количества пыли.
Чтобы состав воздуха не оказывал негативного влияния
на здоровье человека, санитарные нормы требуют соот-
ветствия состава воздуха в рабочих помещениях составу
атмосферного (с небольшими предельно допустимыми
отклонениями).
Наиболее благоприятный для дыхания человека
является следующий состав воздуха (по объему): азот -
78,08 %, кислород - 20,95 %, инертные газы - 0,93 %; угле-
кислый газ - 0,03 %, прочие газы - 0,01 % [51].
А оптимальными параметрами воздуха для дыхания
человека принято считать: относительная влажность воз-
духа - 40-60%; температура - 20-30 °C, атмосферное
давление - 73,4 - 126,7 кПа (550 - 950 мм рт. ст.).
Углеобогатительное производство практически не
использует жидкие химические соединения с вредными
испарениями, газообразный состав воздуха может изме-
ниться за счет появления в нем оксида углерода (СО). Это
газ без цвета, запаха и вкуса, весьма сильный яд, наличие
его в воздухе трудно контролировать. Источник образо-
вания оксида углерода на ЦОФ - топочные устройства
сушильных и котельных установок, где осуществлено
неполное сгорание топлива.
Различают три степени острого отравления окисью
углерода: слабое - при его содержании по объему 0,05 %
(шум в ушах, головокружение, головная боль); сильное -
при содержании 0,1 % (потеря способности двигаться,
потеря сознания) и смертельное - при концентрации СО
0,4 - 0,5 % (потеря сознания, смерть наступает после не-
скольких вдохов).
Основным мероприятием по снижению его кон-
центрации в воздухе - обеспечение разрежения на всем
протяжении пылегазового тракта сушильной установки,
создаваемого дымососом.
Вторым опасным компонентом воздуха является
пыль, источником ее образования являются мельчайшие
частицы, содержащиеся в перерабатываемом продукте.
Различают первичную и вторичную пыль. К первич-
ной, или основной, относится пыль, образующаяся и вы-
деляющаяся при работе технологического и транспорт-
ного оборудования, а ко вторичной - пыль, осевшая на
оборудование и строительные конструкции и переходя-
щая во взвешенное состояние при ее уборке.
По степени воздействия на человека различают ак-
тивные пыли, (ядовитые, силикозные) и нейтральные.
К активным относят токсичные пыли, содержащие сви-
нец, мышьяк, ртуть. Пыль, содержащая соединения крем-
ния, вызывает уплотнение легочной ткани и способствует
профессиональному заболеванию - пневмокониозу.
Нейтральная пыль приводит только к загрязнению
кожи человека и легочных путей, которые со временем
очищаются.
Различают промышленную пыль на рабочих местах
и в выбросах в атмосферу. В первом случае допускается
ее минимальное содержание с тем, чтобы создать здоро-
вые условия работы обслуживающего персонала и рабо-
ты механизмов.
Предельно допустимая концентрация (ПДК) пыли
в воздухе на рабочих местах устанавливается по Санитар-
ным нормам. Она зависит от вида пыли (табл. 21.1).
Пылеобразующий материал Содержание свободного кристаллического кремния (SiO2),% лдк, мг/м3
Порода >70 1
Порода 10-70 2
Силикаты >10 4
Барит, апатит, фосфорит <10 6
Цемент, глина 0 6
Уголь . > 10 2
Уголь <10 4
Уголь 0 10
Кокс, известняк 17-4,5 6
Очистка воздуха от пыли, газов или паров и поддер-
жание нормального температурного режима - это важ-
ные задачи промышленной вентиляции.
В зависимости от способов приведения в движение
воздуха в рабочих помещениях различают естественную
и механическую (принудительную) вентиляцию. При
механической вентиляции можно изменить параметры
воздуха - нагреть или охладить, увлажнить или осушить,
а удаляемый из помещения воздух - очистить от пыли.
К тому же принудительная вентиляция позволяет рас-
пределять воздух в необходимых количествах по рабо-
чим местам.
Механическая вентиляция может быть вытяжной,
приточной и приточно-вытяжной.
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 21. Характеристика производственной среды в углеобогатительных цехах
359
Кроме централизованной механической вентиля-
ции, на ЦОФ применяют и местную, которая предназна-
чена для отсоса загрязненного воздуха непосредственно
у источника образования вредных примесей.
Для осуществления мероприятий по борьбе с вред-
ными примесями на каждой углеобогатительной фабрике
должна функционировать пылевентиляционная служба.
При выбрасывании в атмосферу из производствен-
ного помещения смеси газов с пылью нужно иметь в виду,
что смесь должна отвечать определенным предельно до-
пустимым концентрациям пыли на выбросе (ПДВ), регу-
лируемым стандартами. При расчете ПДВ исходят из до-
пустимых норм загрязнения приземного слоя атмосферы
(ПДК), т. е. предельно допустимых концентраций вредных
примесей в воздухе населенных мест.
Промышленная пыль, помимо негативного влия-
ния на здоровье человека, определяет и взрываемость
пылевоздушной смеси. Взрываемость зависит от вида
пыли, крупности ее частиц, концентрации в воздухе, на-
личия кислорода в смеси, температуры воспламенения
(детонации) и других факторов. Наиболее опасна по
взрываемости угольная пыль, ее концентрация в возду-
хе существенно влияет на взрываемость. Так, при кон-
центрации угольной пыли 112 г/м3, когда пыль сгорает
при полном расходе кислорода воздуха, интенсивность
взрыва максимальна. Считается опасной концентрация
угольной пыли от 112 до 500 г/м3. При концентрации
1500 - 2000 г/м3 угольная пыль не взрывается [51 ].
Крупность частиц существенно влияет на взры-
ваемость пыли, так как с уменьшением размеров частиц
возрастает их удельная поверхность, т. е. поверхность со-
прикосновения пыли с воздухом. Наиболее взрывоопас-
на пыль с частицами крупностью 70- 100 мкм.
Взрываемость угольной пыли увеличивается с уве-
личением выхода летучих веществ. Угли, содержащие
более 15 % летучих веществ, являются взрывоопасными.
Особо опасные по взрыву угли с выходом летучих ве-
ществ более 35 %. Угольная пыль зольностью более 60 %
по взрыву не опасна, то же относится к влажной пыли, ко-
торая не может подняться в воздух.
Взрывоопасность пыли характеризуется коэффици-
ентом ее взрываемости [51]:
v _ 100(Г+S/)
Al — 9
где Vr - выход летучих веществ, %;
Srt - содержание летучей серы в пыли, %;
(NV)'- нелетучий остаток рабочей массы твердо-
го, %;
Wtr - гигроскопическая влажность пыли, %;
Аг - зольность рабочей массы,%.
Группы взрываемости пыли в зависимости от коэф-
фициента ^приведены в табл.21.2. При концентрации
> 1500 г/м3 и < 30 г/м3 угольная пыль не взрывается. Чем
меньше крупность пыли, тем при меньшей ее концен-
трации может произойти взрыв. Угольная пыль круп-
ностью 120-150 мкм и буроугольная пыль крупностью
170 - 200 мкм не взрывоопасны.
Справочник Коксохимика. г[Ьм 1
Класс взрываемости пыли Группа .• а;
Не опасная по взрыву V; ‘ 0-10
Маловзрывоопасная i , 0-25 ;
Средневзрывооласная II
Повышенная взрывоопасность III ' :35'-Ж£
Особо взрывоопасная IV 50-80 -
Таблица 21.2.
Группы взрываемости
пыли в зависимости
от коэффициента
взрываемости Кь
Для борьбы с пылью на обогатительных фабриках
разрабатывают комплекс мер, направленных на снижение
концентрации пыли в производственных помещениях.
Комплекс предусматривает: герметизацию пыля-
щего оборудования; уменьшение высоты перепада по-
токов; изоляцию помещений повышенной запыленности;
уборку пыли, осевшей на полу, оборудовании, металло-
конструкциях; приточную вентиляцию и гидрообеспы-
ливание мест интенсивного пылеобразования. Для этих
целей также предусматривают изменение технологии
обогащения и усовершенствование конструкций обору-
дования. К дополнительным мерам, снижающим вредное
воздействие пыли, относят обеспечение работающих
индивидуальными средствами защиты и пылеизоляцию
рабочих мест с подачей к ним свежего воздуха.
В зависимости от периода года и физической слож-
ности выполняемых работ на рабочих местах следует
поддерживать определенные метеорологические усло-
вия (табл. 21.3).
Производственный шум и вибрация на рабочих
местах. Работа некоторых видов оборудования углеобо-
гатительных фабрик (дробилок, грохотов, воздуходувок,
ленточных и скребковых конвейеров и др.) сопровожда-
ется сильным шумом. Кроме того, значительное количе-
ство шума на фабриках создается при падении угля и по-
роды, при перегрузках и многими другими причинами.
Такое шумообразование может привести к превышению
предельно допустимой громкости шума в производ-
ственных помещениях, что определяет известную произ-
водственную вредность.
Кроме того, на углеобогатительных фабриках име-
ется довольно значительное количество источников
вибрации. К ним, в первую очередь, относятся грохоты,
вертикальные и особенно горизонтальные центрифуги,
а также другое оборудование, работающее на больших
оборотах и имеющее некоторую динамическую неурав-
новешенность.
Оборудование, установленное на междуэтажных
перекрытиях зданий, вызывает значительные вибрации
перекрытий, что отражается на работе соседних машин
и механизмов и на здоровье обслуживающего персонала.
Существующими нормативами предусматривает-
ся предельно допустимый уровень звука, равный 85 дБ.
Уровень звукового давления на частотах 63,125,250,500,
1000, 2000,4000, 8000 Гц не должен превышать соответ-
ственно 99,92,86,83,80,78,76,74 дБ.
Борьба с вредным воздействием шума на организм
производится мероприятиями общего характера и меро-
приятиями индивидуальной защиты рабочих, которые
сводятся к применению индивидуальных противошумо-
вых защитных приспособлений и средств.
360
Раздел 2. Обогащение углей
Таблица 213.
Нормы метеорологических
условий в рабочей зоне
производственных
помещений
Период года Категория работ Температура, °C Относительная влажность, % Скорость движения воздуха, м/с, не более
Холодный и переходный (температура <10 °C) 1-легкая 19-25 75 0,2
II а - средней тяжести 17-23 75 0,3
II б - средней тяжести 15-21 75 0,4
111-тяжелая 13-19 75 0,5
Теплый с избытками явного тепла (температура >10 °C) 1 - легкая Не более чем на 3 ° (5 °) выше средней температуры воздуха < 55 (при 28 °C) 0,2-0,5
<60 (при 27 °C) 0,2-0,5
II а - средней тяжести < 65 (при 26 °C) 0,2-0,5
<70 (при 25 X) 0,2-0,7
II6 -средней тяжести < 75 (при 24 °C и ниже) 0,3-0,7
III - тяжелая <65 (при 26 °C) 0,5-1
<70 (при 25 °£) 0,5-1
<75 (при 24 °C и ниже) 0,5-1
Основные мероприятия общего характера: замена
шумных машин или отдельных их узлов бесшумными;
звукоизоляция источников шумообразования и отдель-
ных процессов, при которых возникает резкий шум; ав-
томатизация и механизация производственных процес-
сов, а также дистанционное управление, благодаря чему
рабочий может следить за работой машин и механизмов,
находясь вне радиуса действия шума.
Основные меры борьбы с вибрациями: установка
оборудования, являющегося источником вибрации, на
специальные фундаменты и виброизоляторы; приме-
нение динамических гасителей колебаний; изменение
жесткости крепления оборудования к фундаменту для
уменьшения амплитуды колебаний; устранение дина-
мической неуравновешенности быстровращающихся
частей машин посредством статической и динамической
балансировки.
Производственное освещение. Освещение про-
изводственных помещений, соответствующее нормам
санитарии, - необходимое условие безопасной работы
и соблюдения требований системы охраны труда на про-
изводстве.
Величина освещенности рабочего места определя-
ется в зависимости от величины рассматриваемых пред-
метов, от расстояния предметов до глаз, от коэффици-
ента отражения света поверхностями, контраста между
обрабатываемыми деталями и общим фоном.
При наличии в помещении опасных в отношении
травматизма частей оборудования освещенность долж-
на быть больше, чем при отсутствии таковых.
Освещенность подсобных помещений и проходов
связана с освещенностью рабочего места - их освещен-
ность не должна резко отличаться.
Для нормальной работы глаза освещенность долж-
на быть практически неизменной, в пределах рабочей
площадки освещенность должна быть примерно одина-
ковой, равномерной. Если освещенность и выше нормы,
но рабочая площадка освещена неравномерно, это вы-
зывает утомление глаз.
Производственное освещение подразделяется на
естественное и искусственное. Искусственное освеще-
ние в свою очередь классифицируется на: рабочее - обе-
спечение надлежащих условий видения при нормальной
работе осветительных приборов; аварийное для времен-
ного продолжения работы и аварийное для эвакуации
работающих.
Обогатительное производство по зрительным усло-
виям относится к разряду малой точности и грубым. Для
этих разрядов установлены нормы освещенности, приве-
денные в табл. 21.4.
Таблица 21.4.
Нормы освещенности для
помещений обогатительных
фабрик
Характеристика работы Контраст объекта с фоном Фон Наименьшая освещенность, лк
при люминесцентных лампах при лампах накаливания
комбинирован- ное освещение однообщее освещение комбинирован- ное освещение одно общее освещение
Малой точности Малый Темный 150 150 < - : 100 50
Малый Светлый 150 150 150 50
Средний Темный 150 Д 150 150 50
Средний Светлый 100 100 100 30
Большей Темный 100 г 100 100 30
Большой . Светлый 100 100 100 30
Грубая Независимое! коэффициента отражения, фона и контраста объекта L с фоном too 100 100 30
(Ъравочник Кэксохимика. Том 1
Библиография к разделу 2
1. Аронов С. Г., Скляр М. Г., Тютюнников Ю. Б. Комплексная хи-
мико-технологическая переработка углей - К.: Техника, 1968-
263 с.
2. Акопов М. Г., Благов И. С, Бунин Г. М. Гравитационные и специ-
альные методы обогащения мелких классов углей - М.: Нед-
ра, 1975.- 246 с.
3. Бедрань Н. Г. Обогащение углей - М.: Недра, 1978- 224 с.
4. Бедрань Н. Г. Машины для обогащения полезных ископае-
мых- М.: Недра, 1980 - 416 с.
5. Благов И. С, Борц М. А., Вахрамеев Б. И., Тресков Е. Г. Обо-
ротное водоснабжение углеобогатительных фабрик- М.:
Недра-1980.
6. Борц М. А., Гупало Ю. П. Обезвоживание хвостов флотации
угольных шламов.- М.: Недра, 1972.
7. Борц М. А., Бочков Ю. П., Зарубин Л. С. Шнековые осадитель-
ные центрифуги для угольной промышленности - М.: Недра,
1970.
8. Брук О. Л. Фильтрование угольных суспензий- М.: Недра,
1978.
9. Булава Ю. И., Полулях А. Д. Гидрогрохочение и обесшламли-
вание при обогащении углей-Днепропетровск: Полиграфист,
2000.-175 с.
10. Бутовецкий В. С. Охрана природы при обогащении углей. Спра-
вочное пособие - М.: Недра, 1991.- 231 с.
11. Гаркушин Ю. К., Смирнов В. В. Надежность и эффектиность обо-
рудования углеобогатительных фабрик-Днепропетровск: По-
лиграфист, 1999 -182 с.
12. Глущенко И. М. Химическая технология горючих ископае-
мых- К.: Вища школа, 1985.-447 с.
13. Глущенко И. М., Литманович И. М., Мельничук А. Ю. Повыше-
ние эффективности использования коксующихся углей - М.:
Недра, 1987.-142 с.
14. Грязнов Н. С. Основы теории коксования - М.: Металлургия,
1976.-312 с.
15 .Елишевич А.Т. Работнику обогатительной фабрики: Справ,
пособие: Горн, дело- 2-е изд., перераб. и доп - Донбасс,
1987.-128 с.
16. Голицын М. В., Голицын А. М. Коксующиеся угли России и мира /
Под. ред. В.С.Череповского: Справочник - М.: Недра, 1996-
239 с.
17. Долина Л. Ф. Сточные воды предприятий горной промышлен-
ности и методы их очистки: Справочное пособие - Днепропе-
тровск: МЭЛ Приднепровья, 2000 - 43 с.
18. Дигуров Н. Г. и др. Проектирование и расчет аппаратов тех-
нологии горючих ископаемых: Учебное пособие для вузов-
М.: Химия, 1993.- 285 с.
19. Дугин Е. В., Касьянов В. Д. Проектирование новых обогати-
тельных фабрик - В кн.: Обогащение углей в СССР. М.: Недра,
1973,- 199 с.
20. Жаров Ю. Н. Ценные и токсичные элементы в товарных углях
России: Справочник - М.: Недра, 1996 - 238 с.
21. Жовтюк Г. В., Золотко А. А., Коткин А. М. Прогрессивная техни-
ка и технология углеобогащения - К.: Технка, 1988 - 128 с.
Справочник Коксохимика. Том 1
22. Защита атмосферы от промышленных загрязнений / Под ред.
С. Калверта, Г. Инглунда: Справочник в 2-х частях; пер. с англ-
М.: Металлургия, 1988 - Т. 1.- 760 с; т. 2 - 712 с.
23. Зашквара В. Т„ Дюканов А. Г. Подготовка углей к коксованию-
М.: Металлургия, 1981 - 260 с.
24. Жидко А. С. Совершенствование и оптимизация технологии
подготовки углей для коксования - Челябинск: Металлургия,
1989.- 189 с.
25. Защита окружающей среды на коксохимических предприя-
тиях / А. Н. Пыриков, С. К. Васнин, Б. Н. Баранбаев - М.: Интер-
мет - инжиниринг, 2000 -176 с.
26. Кауфман А. А., Харлампович Г. Д.Технология коксохимическо-
го производства. Учебное пособие- Екатеринбург: ВУХИН-
НКА, 2005.- 288 с.
27. Касаточкин В. И., Ларина Д. К. Строение и свойства природ-
ных углей - М.: Недра, 1975 -158 с.
28. Крапчин И. Л. Эффективность использования углей - М.: Нед-
ра, 1976.- 240 с.
29. Каталог оборудования, выпускаемого эксперименталь-
ной базой института «УкрНИИуглеобогащение».- Луганск:
УкрНИИУглеобогащение, 2000 - 6 с.
30. Кипнис Ш.Ш. Технический контроль на углеобогатительных
фабриках. -М.: Недра, 1976. - 288 с.
31. Лукьянченко В. М., Торанец А. Ф. Центрифуги - М.: Химия, 1988.
32 Мениович Б. И., Пинчук С. И., Дюканов А. Г. Повышение эф-
фективности процесса слоевого коксования- К.: Техыка,
1985.-230 с.
33. МузычукВ.Д., Глущенко И. М. К вопросу петрографической
обогатимости и значение ее для улучшения коксуемости
углей Карагандинского бассейна - Обогащение угля и пере-
работка топлив, 1971.-Т. 26, вып. 1, с. 10-21.
34. Н1ктн I. М., Сергеев П. В., Бшецький В. С. Селективна флоку-
ЛЯЦ1Я вупльних шлам)в латексами - Донецьк: ДонДТУ, Схщний
видавничий Д1М, 2001 - 152 с.
35. Оборудование для обогащения углей / И. С. Благов, А. М. Кот-
кин, И. Е. Черевко и др.; Под общ. ред. Б. Ф. Братченко - М.:
Недра, 1979.-335 с.
Зб. Папушин Ю.Л., Бшецький В. С. Основи автоматизацп прни-
чого виробництва - Донецьк:Схщний видавничий д!м,2007-
168 с.
37. Пиккат-Ордынский Г. А., Острый В. А. Технология флотацион-
ного обогащения углей - М.: Недра, 1972 - 196 с.
38. Предельно допустимые концентрации вредных веществ
в воздухе и воде - М.: Химия, 1975 - 455 с.
39. Перов В. А., Андреев Е. Е., Биленко Л. Ф. Дробление, измель-
чение и грохочение полезных ископаемых - М.: Недра, 1990-
301 с.
40. Певзнер М. Е., Костовецкий В. П. Экология горного производ-
ства- М.: Недра, 1990 - 235 с.
41. Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик - М.:
Недра, 1970.
42. Равич Б. М., Окладников В. П., ЛыгачВ. Н. Комплексное ис-
пользование сырья и отходов - М.: Химия, 1988 - 288 с.
362
Раздел 2. Обогащение углей
43. Русьянова Н. Д. УглехимияМ.: Наука, 2000 - 289 с.
44. Скляр М. Г. Физико-химические основы спекания углей - М.:
Металлургия, 1984- 201 с.
45. Справочник по обогащению руд / Ю. И. Азбель, А. И. Акатов,
И. Н. Архангельская и др - М.: Недра, 1983.-381 с.
46. Справочник по обогащению углей / Под ред. И. С. Благова,
А. М. Коткина, Л. С. Зарубина - 2-е изд - М.: Недра, 1984- 614 с.
47. Справочник коксохимика / Под ред. А. К. Шелкова - М.: Ме-
таллургия, 1964 - Т. 1490 с.
48. Справочник (кадастр) физических свойств торных пород /
Под ред. Н. В. Мельникова и др - М.: Недра, 1975.
49. Справочник по химии и технологии твердых горючих ископа-
емых / Под ред. А. Н. Чистякова - СПб.: СПГТИ, 1996 - 363 с.
50. Стефаненко В. Т. Очистка от пыли, газов и воздуха на коксохи-
мических предприятиях - М.: Металлургия, 1991 - 72 с.
51. Технолопчн1 регламенти вуглезбагачувальних фабрик: До-
вщково-1нформац|йний поабник / О. Д. Полулях - Днтропе-
тровськ: Нацюнальний прничийужверситет, 2002-855 с.
52. Технологическая оценка минерального сырья. Методы ис-
следования: Справочник / Под. ред. П. Е. Остапенко.- М.: Нед-
ра, 1990- 264 с.
53. Техника и технология обогащения углей / Под ред. В. А. Чанту-
рия, А. Р. Молявко - М.: Наука, 1995 - 622 с.
54. Филиппов В. М., Скляр П.Т., Кипнис Ш. Ш. Справочник мастера
ОТК угольного предприятия - М.: Недра, 1987 - 296 с.
55. Фоменко Т. Г., Бутовецкий В. С., Погарцева Е. М. Технология
обогащения углей: Справочное пособие- 2-е изд., перераб.
и доп.- М.: Недра, 1985- 367 с.
56. Фоменко Т. Г., Благов И. С., Коткин А. М., Бутовецкий В. С. Шла-
мы, их улавливание и обезвоживание - М.: Недра, 1968.
57. Фоменко Т. Г., Кондратенко А. Ф. Отходы флотации и их свой-
ства- М.: Недра, 1977.
58. Филоненко Ю. Я., Филоненко В. Ю. Основы промышленной
экологии. Учебное пособие - Липецк: ЛГТУ, 2000 - 99 с.
59. Чистяков А. Н. Технология коксохимического производства
в задачах и вопросах: Учебник для вузов - М.: Металлургия,
1994.- 296 с.
60. Шатоха И. 3., Боклан Б. В., Мениович Б. О. Усреднение углей
и качество доменного кокса - Киев:Техн(ка, 1983 - 103 с.
61. Шпирт М. Я. Безотходная технология. Утилизация отходов до-
бычи и переработки твердых горючих ископаемых / Под ред.
Б. Н. Ласкорина.- М.: Недра, 1986.
62. Шпирт М. Я., Рубан В. А., Иткин Ю. В. Рациональное исполь-
зование отходов добычи и обогащения углей - М.: Недра,
1990.- 224 с.
63. Юровский А. 3. Минеральные компоненты твердых горючих
искапаемых. М.: Недра, 1968 - 215 с.
Справочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 22
ПРИЕМ И РАЗГРУЗКА УГЛЕЙ
22.1. Общие положения
Современное крупное коксохимическое произ-
водство потребляет ежесуточно 10-30 тыс. т углей для
коксования. Уголь поступает в угле подготовительный
цех в вагонах грузоподъемностью 60 - 93 т в составе же-
лезнодорожных маршрутов до 3000 т в каждом. На завод
поступают угли и угольные концентраты различных ма-
рок, которые объединяются в шахтогруппы по близким
технологическим свойствам, а именно: по выходу лету-
чих веществ (Иг), толщине пластического слоя (у), золь-
ности С4С), сернистости (Sc). Количество шахтогрупп, как
правило, более 10 и поэтому прием больших масс угля
и объединение их в шахтогруппы - ответственное звено
производственного процесса. Вагоны от железнодорож-
ной станции принимают в транспортном цехе, при этом
цех получает сопроводительные документы, в которых
указывается номер вагона, масса угля в нем, дата и стан-
ция отгрузки, наименование шахты-отправителя или обо-
гатительной фабрики, технологическая группа угля и по-
казатели технического анализа.
Угли и угольные концентраты поступают на заводы
неравномерно, особенно по отдельным маркам и шахто-
группам. Это вызывает необходимость создавать запас
на угольных складах для различных марок и иметь повы-
шенные мощности разгрузочного и транспортирующе-
го оборудования в углеприеме, а также требует полной
механизации и автоматизации всех операций по приему
и разгрузке углей.
22.2. Схемы углеприема
В зависимости от производительности завода, рас-
стояния его от шахт или углеобогатительных фабрик - по-
ставщиков угля и типа транспорта прием углей на коксо-
химическом заводе производится по различным схемам
(рис. 22.1).
При доставке углей железнодорожным транспортом
на завод, расположенный вдали от шахт-поставщиков или
обогатительных фабрик, часто применяется схема «А». На
заводах, расположенных недалеко от шахт-поставщиков,
склады для хранения углей могут быть сравнительно
небольшой емкости открытого или закрытого типа. В по-
следнем случае может быть применена схема углеприе-
ма «Б» или «В».
Разгруженный на углеприемном устройстве уголь
направляется в отделение предварительного дробления
и после дробления до размера кусков не более 100 мм
поступает на закрытый склад угля или идет непосред-
ственно в производство для дальнейшей подготовки
к коксованию. Когда закрытый склад угля совмещается
с дозировочным отделением углеподготовительного
цеха, углеприем организуют по схеме «В».
Справочник Коксохимика. Том 1
Если коксохимический завод находится непосред-
ственно у шахты, уголь отдельных марок и шахтогрупп
принимают непосредственно в бункера дозировочного
отделения углеподготовительного цеха (схема «Г»).
Перед приемкой угля в производство его подвер-
гают предварительному дроблению, чтобы обеспечить
более точную дозировку отдельных компонентов при
выдаче из бункеров и составления шихты. Уголь подают
из бункеров шахты ленточным конвейером, элеватором
или с помощью подвесной канатной дороги.
Когда углеподготовительный цех снабжается толь-
ко обогащенными углями, прием осуществляется по схе-
ме «Д».
Обогащенные угольные концентраты разгружаются
вагоноопрокидывателем и из его бункеров конвейером
подаются на закрытый или открытый склад угля и в дози-
ровочное отделение. Сдозированная обогащенная шихта
направляется на окончательное измельчение. Предвари-
тельное измельчение при этом, как правило, отсутствует.
По схеме «Е» уголь принимают на заводах, где имеет-
ся углеобогатительная фабрика. Рядовые угли разгружа-
ются вагоноопрокидывателем и конвейером направля-
ются на предварительное дробление, где получают класс
углей 0-100 мм, который и направляется на УОФ в бунке-
ра закрытого склада углеобогатительной фабрики, а от-
туда направляется в бункера концентрата на усреднение.
После бункеров концентрата обогащенная шихта подает-
ся на окончательное измельчение и в производство.
22.3. Размораживание углей перед
разгрузкой
Для разогрева смерзшихся углей или других сыпу-
чих материалов в железнодорожных вагонах применяют-
ся конвективные гаражи размораживания и разморажи-
вающие устройства (тепляки) типа «Инфрасиб» с электро-
нагревателями.
КОНВЕКТИВНЫЕ ГАРАЖИ ДЛЯ РАЗМОРАЖИВАНИЯ
В конвективных гаражах по размораживанию гру-
зов разогрев смерзшихся материалов происходит путем
передачи тепла от теплоносителя - дымовых газов, го-
рячего воздуха к разогреваемым поверхностям вагона
и груза. Гаражи размораживания представляют собой
здание, выполненное, как правило, из кирпичной кладки
или сборного железобетона, состоящее из секций разо-
грева и машинного отделения. В секциях разогрева про-
исходит размораживание вагонов с грузом, машинное от-
деление служит для размещения топочных, нагревающих
и дутьевых агрегатов, вспомогательного оборудования.
В зависимости от места положения гаража на заводской
площадке, схемы подъездных путей предприятия, марш-
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 22.1.
Схемы углеприемов
Схема «А»: 1 - вагоноопрокидыватель, 2 -углеприемные бункера, 3 - отделение предварительного дробления,
4 - открытый склад угля;
Схема «Б»: 1 - углеприем, 2 - отделение предварительного дробления, 3 - склад угля закрытого типа;
Схема «В»; 1 -углеприем, 2 - отделение предварительного дробления, 3 - закрытый склад угля и дозировочное
отделение;
Схема «Г» (на заводе, расположенном возле шахты): 1 - бункера для угля на шахте, 2 - углеприем, 3 - бункера
углеподготовительного цеха;
Схема «Д»: 1 - вагоноопрокидыватель, 2 - закрытый склад угля, 3 - дробильное отделение;
Схема «Е»: 7 - углеприем, 2 - отделение предварительного дробления, 3 - склад угля, 4 - бункера концентрата
рутов следования вагонов на выгрузку секции разогрева
могут быть тупиковыми или проходными.
Разогрев грузов продолжается в течение примерно
двух часов после вывода вагонов из секции за счет теп-
ла, аккумулированного верхними слоями груза и тарой
вагона, поэтому вблизи гаража размораживания должны
быть уложены специальные выставочные пути. Протя-
женность этих путей и время отстоя на них выбирается
в зависимости от общей схемы путевого развития.
Секция разогрева представляет собой изолирован-
ную камеру внутренними размерами 6x5 (й)м в попе-
речном сечении. Наружные стены секции и перекрытие
выполняются с утеплением. По оси секции прокладыва-
ется железнодорожный путь. Укладка пути производится
на железобетонные шпалы с общей бетонной подушкой.
В бетонном основании выполняются лотки, расположен-
ные вдоль секции по обе стороны от железнодорожного
пути. Лотки предназначены для сбора и отвода воды из
систем охлаждения вагонов и от растаявшего при разо-
греве снега.
По торцам, или с одной стороны, секция снабжает-
ся распашными, раскрывающимися в наружную сторону
рамочник Том 1
Глава 22. Прием и разгрузка углей
367
утепленными воротами. Открывание и закрытие ворот
осуществляется посредством электромеханического
привода. Длина секции определяется количеством по-
лувагонов, подаваемых на разогрев. При партии в 15 по-
лувагонов длина секции -216 м. Гараж может состоять из
двух и более секций.
По обе стороны внутри секции вдоль стен проклады-
ваются коллекторы теплоносителя с патрубками-соплами,
располагающимися на расстоянии 2 - 2,5 м друг от друга.
Коллекторы располагаются как снизу, с направлени-
ем струй теплоносителя под днище и люки полувагонов,
так и сверху, что исключает прямое попадание теплоно-
сителя на тормозные устройства вагонов.
Во всех конвективных гаражах теплоноситель от
смесительных камер топок нагнетающими устройства-
ми по специальным газоходам подается в коллекторы
секций разогрева. В целях повышения КПД гаража и эко-
номии топлива отработанный теплоноситель из секции
разогрева засасывается обратно в смесительную камеру,
где им разбавляются свежие дымовые газы.
Разогрев смерзшихся углей в гаражах разморажи-
вания производится дымовыми газами, получаемыми от
сжигания в топках газа коксового, природного, доменно-
го или их смесей. В топки газ подается через газовые фа-
кельные горелки низкого давления. Горелки могут быть
инжекционными и с принудительной подачей воздуха.
Каждая топка оборудуется таким количеством газовых
горелок, чтобы общая их производительность обеспе-
чивала нормальное горение в объеме камеры сгорания
топки с температурой в топке 800 - 900 °C, а температуру
теплоносителя в смесительной камере перед дымососа-
ми 200 - 250 °C. Коэффициент избытка воздуха, подавае-
мого на горение газа в топке, составляет 1,1 -1,3. Количе-
ство топок на секцию, как правило, две.
Топки применяют как прямоугольные, примыка-
ющие к машинному отделению, так и цилиндрические,
футерованные огнеупорами, располагаемые внутри ма-
шинного отделения. К каждой топке подводящий газо-
провод оснащается комплектом автоматически отклю-
чающей и регулирующей арматуры и отсекающим клапа-
ном, отключающим подачу газа при падении давления.
Машинно-топочные помещения располагаются как
внизу, рядом с секциями (рис. 22.2), так и над секциями,
сверху (рис. 22.3). В варианте над секциями сокращаются
площадь постройки и длина газоходов.
В машинном отделении гаража размораживания
устанавливаются пульты управления оборудованием
гаража, на которые выносятся показания контрольно-
измерительных приборов. В процессе эксплуатации кон-
тролируются следующие параметры:
Рис. 22.2.
Гзраж размораживания
с размещением машинно-
топочного помещения рядом
с секциями гаража
368
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 22.3. Гараж
размораживания
с размещением машинно-
топочного помещения над
секциями гаража
А-А
давление отопительного газа до и после регулятора;
расход отопительного газа;
температура в топке и в смесительной камере;
температура в секциях разогрева вагонов;
температура тормозных устройств вагона;
температура теплоносителя;
температура воды в системе водяного охлаждения
тормозных устройств.
Существенное значение для увеличения пропуск-
ной способности конвективных гаражей разморажива-
ния имеет температура теплоносителя. Максимальное
значение температуры теплоносителя в секции разогре-
ва 130 °C, которая определяется и ограничивается воз-
можностью повреждения тормозных устройств, окраски
и буксовых узлов вагонов.
Допустимая температура нагрева указанных эле-
ментов не должна превышать, °C:
тормозные устройства (рабочая камера, уско-
ритель экстренного торможения, воздухорас-
пределитель, тормозной цилиндр, приборы
грузового авторежима, регулятор рычажной
передачи) 55
соединительные рукава 70
подшипники скольжения и качения 80
При повышении температуры перед дымососом бо-
лее 200 °C или выше 130 °C в секциях открывается шибер
растопочной трубы и к продуктам горения добавляется
холодный воздух. При понижении температуры включа-
ют рециркуляцию продуктов горения.
При условии поддержания в секции разогрева ва-
гонов температуры до +130 °C и скорости теплоносителя
на выходе из сопел 20 - 25 м/с необходима защита от-
ветственных узлов вагона, т. е. устройство специальной
системы водяного или воздушного охлаждения. Водяная
система охлаждения тормозных устройств состоит из
трубопроводов с форсунками, подающими воду на ука-
занные элементы вагонов, насосной станции, водосбра-
сывающих лотков и отстойника.
Система воздушного охлаждения применяется при
подаче теплоносителя в верхнюю часть секции и пред-
усматривается только для охлаждения тормозной маги-
страли вагонов путем подачи в нее сжатого холодного
воздуха с давлением не менее 0,3 и не более 0,65 МПа.
Подача воздуха производится непрерывно в тече-
ние всего цикла разогрева. Выход воздуха из магистрали
(TipjHO'llIIIK Ji)'! J
Глава 22. Прием и разгрузка углей
369
предусмотрен через калиброванное отверстие в голов-
ке, подсоединенной к тормозному рукаву последнего
вагона. В зависимости от температуры охлаждающего
воздуха подбирается диаметр отверстия в головке на вы-
пуске воздуха.
РАЗМОРАЖИВАЮЩЕЕ УСТРОЙСТВО
С ЭЛЕКТРОНАГРЕВАТЕЛЯМИ
Размораживающее устройство на инфракрасном из-
лучении «Инфрасиб» является разогревающим комплек-
сом нового поколения. В предлагаемом разморажива-
ющем устройстве вместо применяемых в настоящее
время теплоносителей (пар, горячий воздух, дымовые
газы) используются электронагреватели с температурой
на поверхности до 700 °C.
«Инфрасиб» не относится к теплякам, классифици-
рованным в ГОСТ 22235-76, так как не имеет теплоизоли-
рованного гаража и утепленных ворот. Тип - проходной.
Укрытие устройства служит защитой от атмосферных воз-
действий (снег, ветер).
Размораживающее устройство «Инфрасиб», соору-
жается в пристройке к зданию вагоноопрокидывателя
и представляет собой укрытие общей длиной до 60 м,
в котором расположены нагреватели с обеих сторон
в две нитки.
РАЗМОРАЖИВАЮЩЕЕ УСТРОЙСТВО
Существует 3 варианта размораживающих устройств.
1-й вариант: размораживающие устройства, при-
мыкающие к зданию вагоноопрокидывателей, с двумя
роторами, состоят из крытого ангара с комплексом про-
тивопожарных устройств, с ограждениями самих элек-
тронагревателей, установленных внутри здания вдоль
путей надвига.
Здание распределительного устройства - одно на
два устройства, расположенного внутри ангара.
2-й вариант: размораживающее устройство к каж-
дому разгрузочному устройству представляет собой
укрытие. Длина укрытия зависит от количества установ-
ленных электронагревателей.
Здание распределительного устройства - одно на
два устройства с 2-4 трансформаторами по 1000кВт
каждый.
3-й вариант: то же, что и вариант 2, только без кры-
ши, т. е. укрытие с навесами над нагревателями.
Во всех вариантах троллеи вагонотолкателей заве-
дены внутрь устройств, навесы в 3 - м варианте распола-
гаются над троллеями.
Различие сооружений не влияет на процесс разо-
грева вагонов, изменяется только строительная часть
самого укрытия и зависит от погодных условий конкрет-
ного региона.
Размораживающее устройство состоит из двух зон:
зоны разогрева вагонов и зоны без нагревателей. В зоне
разогрева находятся все нагреватели. В зоне без нагре-
вателей тепло от металлических деталей вагонов про-
должает передаваться углю. Благодаря расположению
устройства в непосредственной близости от вагоноопро-
кидывателя, разогретые вагоны подаются на разгрузку
Справочник Коксохимика. Том 1
1859-2789,6
220
50 ± 1
216-324
60-84
6
без дополнительных маневровых работ. Упрощается экс-
плуатация размораживающего устройства, улучшаются
условия труда и культура производства, снижаются мате-
риальные затраты.
По сравнению с традиционными тепляками затраты
на энергоносители для разогрева вагонов с углем сниже-
ны в 5 -10 раз в зависимости от количества разгружаемо-
го в зимнее время угля.
ТЕХНИЧЕСКИЕ ДАННЫЕ РАЗМОРАЖИВАЮЩЕГО
УСТРОЙСТВА (ЭЛЕКТРОНАГРЕВАТЕЛЯ)
Источник теплового обмена электронагревателя -
электронагревательные элементы, собираемые на месте
эксплуатации, соединяются последовательно по 6 шт.
в группы. Группы электронагревателя подключаются
к источнику питания. Электронагревательные элемен-
ты располагаются с двух сторон разогреваемых вагонов
с углем.
Потребляемая мощность, кВт
Напряжение питания, В
Частота переменного тока, Гц
Количество электронагревательных
элементов, шт.
Размеры рабочего пространства
тепляка, м:
длина
ширина
Количество вагонов, нагреваемых одно-
временно (не более), шт. з - 5
Максимально допустимое время непре-
рывного нагревания вагонов
(не более), мин 50
22.4. Типы и конструкции углеприемных
устройств
Наибольшее распространение для механизирован-
ной разгрузки вагонов с углем на коксохимических заво-
дах получил роторный стационарный вагоноопрокиды-
ватель типа ВРС 93-110 и значительно реже для решения
тех же задач механизации разгрузки, но в определенных
условиях применяются: вагоноопрокидыватель боковой
стационарный (ВБС-93У) и передвижной вагоноопроки-
дыватель башенного типа.
На заводах малой производительности применяет-
ся разгрузка вагонов с углем на углеприемных ямах (бун-
керах) вручную или с применением грейферных кранов
и других устройств.
Установка стационарных роторных вагоноопрокиды-
вателей (одинарного и сдвоенного) показана на рис. 22.4,
22.5. При разгрузке угля прибывшая на завод партия ва-
гонов, рассортированных по шахтогруппам, выставляется
на железнодорожные пути перед вагоноопрокидывате-
лем. Оператор вагоноопрокидывателя, получив разре-
шение на разгрузку подготовленных вагонов, дает сигнал
о подаче вагона в ротор вагоноопрокидывателя. Подача
вагона производится с помощью вагонотолкателя, тепло-
воза, канатным или другим маневровым устройством.
370
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 22.5.
Установка сдвоенного
роторного вагоно-
опрокидывателя
Рис. 22.4.
Роторный
вагоноопрокидыватель
+13.000
±0.000
8300 4700
----------------1----------
(jipai’O'iiiiiK Коксохимика. ]ом 1
Глава 22. Прием и разгрузка углей
371
Разгруженный из вагонов уголь поступает, как пра-
вило, в два бункера емкостью по 60- 120 т каждый. Из
этих бункеров при помощи питателей уголь выдается на
конвейеры, которыми транспортируется на открытый
склад угля или в отделение предварительного дробления
и далее в бункера дозировочного отделения.
Стационарный роторный вагоноопрокидыва-
тель устанавливается обычно в здании, как показано
на рис. 22.4, 22.5, которое в некоторых случаях может
быть заменено навесом, подобным сооружаемому над
углеприемными ямами. Для разгрузки отдельных ваго-
нов вручную целесообразно у вагоноопрокидывателя
сооружать углеприемные ямы (бункера) со специально
подведенными к ним железнодорожными путями в еди-
ном здании с одинарным или сдвоенным вагоноопроки-
дывателем (рис. 22.5).
При разгрузке углей влажностью выше 6-7% или
угольных концентратов мокрого обогащения на днище и
стенках разгруженных вагонов остается некоторое коли-
чество угля. При зачистке вручную производительность
вагоноопрокидывателя резко снижается, поэтому ваго-
ноопрокидыватели типа ВРС снабжены специальными
виброустройствами, обеспечивающими очистку вагонов
от остатков угля.
Передвижной подъемно-поворотный вагоноопро-
кидыватель перемещается по специальным путям вдоль
траншеи, в которую высыпается уголь из вагонов. Вагон
подается на платформу вагоноопрокидывателя и спу-
скается с нее через наклонные съезды, расположенные
с обеих сторон. Вагоноопрокидыватель передвижной,
подъемно-поворотный компонуется совместно с откры-
тым складом угля и углеприемными ямами.
Разгруженный в траншеи уголь забирается грейфе-
ром углеперегружателя склада угля и укладывается в шта-
беля, откуда затем забирается в производство. Емкость
траншеи рассчитана так, чтобы с одного места стоянки
вагоноопрокидывателя можно было разгрузить 5 - 7 ва-
гонов, после чего передвинуть его или одновременно за-
бирать уголь, не допуская накопления его в траншее.
При применении передвижного вагоноопрокиды-
вателя обязательна перегрузка всего угля при помощи
перегружателей, установка в целом получается очень
громоздкой и, кроме того, дорогой по капитальным затра-
там и по эксплуатационным расходам, в связи с чем пере-
движной вагоноопрокидыватель применяется редко.
Вагоноопрокидыватель боковой стационарный
ВБС-93 имеет меньшее заглубление по сравнению с ро-
торным, что позволяет решить проблему строительства
вагоноопрокидывателя в сложных геологических усло-
виях с высоким уровнем грунтовых вод. Меньшее заглуб-
ление вагоноопрокидывателя ВБС-93 уменьшает затраты
на капитальное строительство конвейерных трактов
и вагоноопрокидывателя.
В зимнее время влажный уголь, особенно угольные
концентраты, находясь в пути больше 10 часов, а иногда
и несколько суток, смерзается в верхней части, образуя
корку толщиной 100-300 мм, уголь примерзает также
к боковым стенкам вагона, а наиболее влажная часть угля
примерзает к днищу вагонов.
При небольшом промерзании во время разгрузки
на вагоноопрокидывателе уголь высыпается, но на дни-
ще и боковых стенках, несмотря на действие вибраторов,
остается много угля, который требует зачистки вручную.
Для полной очистки промерзших вагонов их подвергают
предварительному нагреву для оттаивания в специаль-
ных гаражах размораживания конвективного типа или
с разогревом инфракрасным излучением.
В гаражах размораживания в течение 2-4 часов
(а иногда до 10 часов) происходит прогревание угля по
всей поверхности вагона, он оттаивает у стен и днища ва-
гона, разгрузка его становится возможной и практически
полной.
Рис.22.6.
Схема углеприема
с передвижным
подъемно-поворотным
вагоноопрокидывателем
1 - вагоноопрокидыватель; 2 - траншея; 3 - путь для погрузки угля со склада в железнодорожные вагоны;
4 - мостовой перегружатель; 5-углеприемные бункера
GtpjBd'itiHK Коксохимика Тим 1
372
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
На решетки бункеров вагоноопрокидывателя из
вагона после размораживания часто высыпаются глы-
бы смерзшегося угля и для их разрушения применяют
дробильно-фрезерные машины (ДФМ).
Машина дробильно-фрезерная предназначена для
дробления крупных кусков угля и сопутствующей углю
породы, смерзшихся глыб и разборки завалов угля на
решетках приемных бункеров разгрузочных устройств
с роторными вагоноопрокидывателями типа ВРС-93,
ВРС-134, а также разгрузочных устройств с боковыми ва-
гоноопрокидывателями типа ВБС-93.
Машина способна дробить куски угля размерами до
1000 мм по высоте. Дробление кусков угля производит-
ся зубьями вращающейся фрезы при движении машины,
а образуемые при фрезеровании мелкие куски угля про-
валиваются через ячейки решетки (300 х 300 мм) в бункер.
Дробильно-фрезерная машина устанавливается
на площадке перед бункерами между опорами вагоно-
опрокидывателя. Ход машины производится перпенди-
кулярно продольной оси ротора вагоноопрокидывателя.
На каждый бункер устанавливается по одной машине.
22.5. Расчет углеприема
Производительность конвейерного тракта для вы-
дачи из бункеров вагоноопрокидывателя рассчитывает-
ся с учетом его производительности. При этом следует
иметь в виду, что при круглосуточном рабочем состоя-
нии углеприема, чистое рабочее время оборудования,
с учетом непроизводительных потерь времени, должно
составлять 16-17,5 часа/сутки.
Производительность вагоноопрокидывателя и трак-
та выдачи угля из бункеров можно принимать по данным
табл. 22.1.
Таблица 22.1.
Производительность
вагоноопрокидывателя
Тип вагоно- опрокидывателя Число опроки- дываний в час Производительность
т/ч т/сутки
BPQU5 (смехани- Б) 93 т -War 15-20 ''1050 1625 16800-18375 26050 - 28500
ВБС-93 (с механи- ческой зачисткой и с ДФМ при раз- грузке вагонов А) 60т Б) 93 т 12-20 12-20 960 1500 15 360-16800* 23 800-26000
‘ Меньшее число соответствует 16 часам работы углеприема в сут-
ки, а большее - 17,5 часа.
22.6. Оборудование углеприема
ВАГОНООПРОКИДЫВАТЕЛИ
В зависимости от типа разгружаемых вагонов они
бывают с торцовым и боковым опрокидыванием. В связи
с отсутствием вагонов с откидными стенками торцовые
вагоноопрокидыватели не применяются. Для боковой
разгрузки вагонов применяются два вида вагоноопроки-
дывателей:
а) роторные, стационарные;
6) подъемно-поворотные стационарные и пере-
движные.
Ранее на коксохимических заводах наибольшее
применение имел круговой стационарный вагоноопро-
кидыватель с канатной системой приводов. Этот тип ва-
гоноопрокидывателя изготовлялся Днепропетровским
заводом металлургического оборудования (ДЗМО, ОАО
«Днепротяжмаш» с 2008 г.).
Вагоноопрокидыватель состоит из ротора, опира-
ющегося бандажами на две пары роликовых опор,
привода для его вращения и механизма зажима. Вну-
три ротора имеется подвижная платформа, на которой
устанавливается вагон. Во время опрокидывания вагон
удерживается на платформе специальными зажимами
с системой канатов.
Техническая характеристика роторного вагоно-
опрокидывателя с канатным приводом:
Диаметр по кругу катания, мм 8140
Длина платформы, мм 17000
Расстояние между осями бандажей, мм 15 800
Максимальный вес груженого вагона, т 150
Скорость вращения ротора, об/мин 1,4
Расчетное число опрокидываний в час 30
Практическое число опрокидываний в час
с учетом времени подачи и выдачи вагонов:
при однократном опрокидывании 15-20
при двукратном опрокидывании 12-13
Максимальный угол поворота ротора, град 176
Мощность электродвигателя, кВт 100
Общая длина приводных и зажимных
канатов, м 200
Вес вагоноопрокидывателя, т
140
Позже выпускались роторные стационарные ваго-
ноопрокидыватели улучшенной конструкции (ДЗМО) без
механизма зажима с канатной системой.
Техническая характеристика роторного вагоноопро-
кидывателя ДЗМО без канатного привода:
Диаметр по кругу катания, мм 7300
Длина платформы, мм 17 000
Расстояние между осями бандажей, мм 7670
Максимальный вес груженого вагона, т 150
Скорость вращения ротора, об/мин 1,4
Расчетное число опрокидывания в час 30
Рабочий круг поворота ротора, град 170-175
Мощность электродвигателя, кВт 2 х 36 = 72
Вес вагоноопрокидывателя, т 103
Тип разгружаемых вагонов - полувагоны грузоподъ-
емностью 60 и 93 т.
В сравнении с ранее описанным этот тип вагоно-
опрокидывателя характеризовался простотой конструк-
(рравочник Коксохимика. Том 1
Глава 22. Прием и разгрузка углей
373
ции, меньшим весом и меньшей мощностью электродви-
гателей.Вагоноопрокидыватель состоит из двух роторов,
опирающихся бандажами на две пары роликоопор каж-
дый, платформы с двумя люльками и механизма опроки-
дывания.
Ротор состоит из двух дисков, соединенных между
собой балками. На каждом диске ротора имеется бан-
даж. На верхних продольных балках и дисках приварены
упоры, на которые ложится вагон при опрокидывании.
К упорам, в местах прилегания вагона, прикреплена ре-
зина для предохранения вагона от вмятин и поломок при
опрокидывании.
Люльки представляют собой рамную сварную кон-
струкцию, в верхней части которой приварены продоль-
ные швелера, в них вмонтированы четыре привалочных
бруса, которые снабжены пружинными амортизаторами.
На концах верхних продольных швеллеров люльки
крепятся на болтах цапфы, ролики которых катятся по па-
зам диска ротора при перемещении платформы с люль-
кой. Платформа подвешена на восьми рычагах к люль-
кам, по платформе уложены рельсы. Вращение ротора
осуществляется двумя приводами, соединенными между
собой.
Для улучшения высыпания материала из вагона на
привалочных брусьях люлек укреплены два вибратора.
Вибраторы включаются командоаппаратом в момент
остановки роторов в опрокинутом состоянии вагона.
В настоящее время роторные стационарные вагоно-
опрокидыватели ВРС для различных железнодорожных
вагонов изготавливаются на ОАО «Днепротяжмаш», ком-
пания ТТК представительство «Зуевского энергомеха-
нического завода», ОАО «Ормето-ЮУМЗ», ООО «Энерго-
машстрой» и др. Их краткие технические характеристики
приведены в табл. 22.2.
Техническая характеристика передвижного
подъемно-поворотного вагонооп рокиды вателя
башенного типа
Общая длина с наклонными съездами, мм 51 082
Ширина по осям путей передвижения, мм 7010
Ширина колеи путей передвижения, мм 610
Грузоподъемность, т 135
Расчетная производительность опрокидываний 30
в час
Практическая производительность, с учетом 20
времени на подачу и выдачу вагонов, опрокиды-
ваний в час
Скорость передвижения, м/мин 25
Установленная мощность электродвигателей, кВт 537
Общий вес вагоноопрокидывателя, т 633
Общая длина грузовых канатов 700
диаметром 31 мм, м
Общая длина канатов зажимного механизма, м 480
Передвижной вагоноопрокидыватель башенного
типа в сравнении с круговым стационарным отличает-
ся большим расходом электроэнергии, громоздкостью
конструкции и большим весом. Капитальные затраты на
углеприем с передвижным вагоноопрокидывателем зна-
чительно выше, чем при установке стационарного круго-
вого вагоноопрокидывателя.
Основные узлы передвижного вагоноопрокидыва-
теля: остов, люлька с передвижной платформой и меха-
низмом зажима, машинная будка, в которой помещены
привод подъема люльки и другие устройства, механизм
передвижения вагоноопрокидывателя, электротолка-
тель и наклонные съезды.
Остов вагоноопрокидывателя покоится на четырех-
осных тележках и перемещается по двум двухниточным
путям с шириной колеи 610 мм. Каждая тележка имеет
свой электропривод мощностью 20,6 кВт. Люлька ваго-
ноопрокидывателя, представляющая собой массивную
конструкцию Г-образной формы, подвешена на цапфах
к главным колоннам остова вагоноопрокидывателя. По-
ворот люльки на 160° одновременно с ее подъемом осу-
ществляется подъемной машиной и канатами, удержива-
ющими люльку, которые проходят через систему блоков
и закреплены на барабанах подъемной машины.
Для облегчения подъема и опускания люлька снаб-
жена двумя малыми и двумя большими противовесами.
На ней находится платформа для приема разгружаемых
вагонов и установки их в необходимое положение при
опрокидывании. Вагон подается на платформу и спускает-
ся с нее через наклонные съезды, расположенные с обеих
сторон вагоноопрокидывателя. Съезды имеют ползуны,
вяоз-по ;
Грузоподъемность разгружа емыхполу вагонов, т 134 J 125 ... .
Говорит ротора, град
Время выгрузки, с 7 -
Колея дорожного пути, мм
Суммарная мощность электродвигателей, кВт 166 ’ " -Й’" 166 Г
Напряжение, В / частота,Гц 380/50 380/50 " 380/50 ?
Температура окружающейсреды, °C -45/+6Q -45/т-бО ? -
Параметры толувагонрв,разгружаемых на .вагоноогфоки^^тед^^^ _ (высота/ длина nocw' 4350 / 20 000/3350 4000 / 20 000/3350 " 3247/13920/ЗШ
Габдритныеразм^^^ 22 770 /9634/9038 20500/963479038 7Ш/9634Ж38
Общая масса, т • 225 215
Таблица 22.2.
Краткие технические
характеристики роторных
вагоноопрокидывателей
Справочник Коксохимика’ Том J
374
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
опирающиеся на рельсы. Уклон съездов 0,008, они шар-
нирно прикреплены к поперечным балкам остова ваго-
ноопрокидывателя и передвигаются вместе с ним.
Платформа вместе с разгружаемым вагоном пере-
мещается на катках к привалочной стороне при подъеме
люльки и повороте ее на 10 -12°, после чего вагон зажи-
мается крюками механизма зажима.
Для торможения и установки разгружаемого вагона
платформа вагоноопрокидывателя снабжена устройством
с тормозными колодками, приводимыми в действие пнев-
моприводом. Управление пневмоприводом осуществля-
ется из кабины машиниста, а для получения сжатого воз-
духа в машинной будке установлен компрессор.
На вагоноопрокидыватель вагоны подаются элек-
тротолкателем, который перемещается рядом с основ-
ным железнодорожным путем по колее шириной 1250 мм.
Толкатель имеет специальное устройство в виде хобота,
которым захватывается вагон.
Кабина машиниста расположена в передней верх-
ней части остова вагоноопрокидывателя, и из окон ее
видны подача вагонов и все движения вагоноопрокиды-
вателя.
Вагоноопрокидыватель боковой стационарный
ВБС-93 (рис. 22.7) для полувагонов грузоподъемностью
93 т предназначен для выгрузки сыпучих материалов
в приемные бункера из полувагонов путем опрокидыва-
ния (вращения) платформы с люльками и полувагоном
вокруг горизонтальной оси центрального вала, установ-
ленного на подшипнике опоры.
Техническая характеристика и условия эксплуатации
вагоноопрокидывателя ВБС-93
Угол поворота, град 165
Время разгрузки полувагона (пря- 63...75
мой и обратный ход), с
Параметры разгружаемых полува-
гонов:
грузоподъемность, т До 93
высота от головки рельсов, мм 3364...3830
ширина, мм 3130...3546
длина по осям автосцепок, мм 13920
Габаритные размеры вагоноопроки-
дывателя:
длина х ширина х высота, мм 25 660 х 9 200 х 9 400
Род тока Переменный
Напряжение, В 380
Частота, Гц 50
Срок службы до капремонта, лет 5
Климатическое исполнение У2
Масса без контргрузов, т не более 220
Вагоноопрокидыватель состоит из узлов механиз-
мов и металлоконструкций, в состав входят:
центральный вал, состоящий из двух последова-
тельно установленных друг за другом валов;
две крайние и две средние опоры;
зубчатая муфта;
два зубчатых венца;
балка с фермами;
две емкости контргруза;
платформа с люльками;
два привода с шестернями.
Половины центрального вала располагаются на од-
ной общей теоретической оси и установлены каждая на
свои подшипниковые опоры. Для обеспечения передачи
крутящих моментов обоими валами и их синхронной ра-
боты они соединены между собой зубчатой муфтой.
На каждой половине центрального вала жестко
закреплены по две L-образные опоры (средние и край-
ние), в нижней части соединенные между собой балка-
ми, нижней рамой и верхней привалочной балкой. На
L-образных опорах крепятся контргрузы, которые служат
для уменьшения крутящего момента на валу привода.
L-образные опоры, кроме того, для повышения жестко-
сти конструкции и более равномерного распределения
нагрузок в этих опорах соединены между собой фермами
в единую жесткую конструкцию.
Каждая из двух люлек представляет собой сборную
конструкцию, состоящую из двух рам (верхней и нижней).
Верхняя рама является привалочной стенкой, к ко-
торой крепятся резиновые плиты для смягчения ударов
во время привалки полувагона.
На нижней раме устанавливается платформа.
С торцов каждая верхняя рама имеет цапфы, ролики
которых перекатываются по направляющим L-образных
опор в процессе опрокидывания.
Люлька в нижней части подвешена на двух тягах
к трубчатым балкам, соединяющим L-образные опоры.
Для плавного перемещения люлек в начале опрокиды-
вания для смягчения удара при возврате их в исходное
положение люльки опираются на пружинные буфера
в нижней раме вагоноопрокидывателя.
Две люльки соединены между собой промежуточ-
ной балкой.
Платформа представляет собой сварную рамную
металлоконструкцию с уложенными на ней рельсами.
Платформа соединена с люльками восемью рычагами.
Для совмещения рельсов платформы с сопряженными
железнодорожными путями по краям платформы уста-
новлены боковые упоры.
Для обеспечения плавного поперечного перемеще-
ния платформы с полувагоном в начале опрокидывания
и для смягчения удара при возврате в исходное положе-
ние между платформой и люльками установлены пру-
жинные буфера.
Основными механизмами вагоноопрокидывателя
являются два привода опрокидывания, устанавливаемые
на фундаменте с наружной стороны каждой из крайних
опор. Каждый привод имеет шестерню, которая входит
в зацепление с зубчатым венцом, закрепленным на край-
ней опоре.
Для предотвращения просыпания материала во
время разгрузки вагона на люльках шарнирно установле-
ны отбойные щиты, перемещающиеся совместно с люль-
ками.
Проем между люльками в вагоноопрокидывателе
закрыт резинотканевым листом.
(Ъравочник Коксохимика, ^рм 1
Глава 22. Прием и разгрузка углей
375
Вид. A
Рис.22.7.
Вагоноопрокидыватель
боковой стационарный
ВБС-93
376
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Фиксация вагоноопрокидывателя в исходном по-
ложении при отключенных приводах и расторможенных
тормозах (при ремонте) производится стопорением с по-
мощью стопорных пальцев на фундаменте.
Вагоноопрокидыватель работает следующим обра-
зом:
предназначенные для разгрузки полувагоны пода-
ются к вагоноопрокидывателю толкателем и по од-
ному устанавливаются на его платформе. Установка
полувагона на платформе производится машини-
стом вагоноопрокидывателя визуально на равных
расстояниях от крайних опор;
после установки полувагона и получения разреше-
ния от своего помощника машинист вагоноопроки-
дывателя поворотом рукоятки командоконтроллера
включает электродвигатели приводов опрокидыва-
ния. В начальный момент опрокидывания платфор-
ма с полувагоном перемещается под действием
собственной массы и пружинных буферов в сторону
привалочной стенки и люльки до полного прилега-
ния кузова полувагона к стенке - происходит боко-
вая привалка;
боковая привалка заканчивается при повороте цен-
трального вала в интервале углов 10... 15е;
при дальнейшем опрокидывании происходит пере-
мещение люлек с платформой и полувагоном до со-
прикосновения верхней обвязки кузова с упорами.
Происходит верхняя привалка вагона;
верхняя привалка заканчивается при повороте цен-
трального вала в интервале углов:
для 63 т полувагона - 81°
для 93 т полувагона - 56°
дальнейший поворот до угла 165° происходит с по-
лувагоном, опирающимся на упоры. При этом плат-
форма под действием собственной массы прижима-
ется к колесам полувагона;
после разгрузки полувагона электродвигатели при-
вода включаются на обратный ход и платформа с
люльками и полувагоном в обратном порядке воз-
вращаются в исходное положение;
после возврата с исходное положение порожний
полувагон выталкивается из вагоноопрокидывате-
ля, а на его место устанавливается следующий гру-
женый полувагон;
в случае неполного опорожнения полувагона опе-
рация опрокидывания повторяется.
МАНЕВРОВЫЕ УСТРОЙСТВА И ВАГОНОТОЛКАТЕЛИ
ДЛЯ ПОДТЯГИВАНИЯ ВАГОНОВ И УСТАНОВКИ ИХ
В ВАГОНООПРОКИДЫВАТЕЛЕ
Для подачи груженых вагонов в вагоноопрокиды-
ватель применяются: электровоз или вагонотолкатель
(рис. 22.8), тележка-толкатель (рис. 22.9), шпиль, однока-
натная маневровая лебедка или реверсивная маневро-
вая лебедка.
Пользоваться тепловозом для подачи вагонов в ва-
гоноопрокидыватель нецелесообразно, так как это связа-
но с большими эксплуатационными расходами; при этом
затрудняется возможность быстрой и точной установки
вагонов на платформу вагоноопрокидывателя. Электро-
возом можно быстрее, точнее и с меньшим обслужива-
ющим персоналом устанавливать вагоны, но в этом слу-
чае необходима прокладка троллей, что связано с допол-
нительными капитальными затратами.
На рис. 22.9 показана специальная электротележка
ДЗМО (ОАО «Днепротяжмаш») для подачи груженых ваго-
нов в вагоноопрокидыватель.
Конструкции всех типов тележек электровагонотол-
кателей идентичны и отличаются друг от друга только
габаритными размерами, весом и типами установленных
электродвигателей.
Рис. 22.8.
Вагонотолкатель Т-20
2
10020
1 - рама; 2 - кабина; 3 - короба с балластом; 4 - токосъемник
(иравочник Коксохимика. Том 2
Техническая характеристика вагонотолкателей
1-й тип Т-16 Т-20 Т-22
Максимальное усилие толкателя, т 10,5 16 20 22
Скорость толкания, м/сек 0,5 0,5 0,6 0,6
Скорость обратного хода, м/сек 1,0 1,0 1,2 1,2
Мощность электродвигателя, кВт 30 45 70 76
Число электродвигателей 2 2 2 2
Вес (без балласта), т 20,5 29,85 30 32
Вес (с балластом), т 40,5 63,06 80 80
Колея, мм 1524 1524 1524 1524
Электровагонотолкатель представляет собой элек-
трическую самоходную платформу, состоящую из сле-
дующих узлов: двух приводных осей с приводами, рамы,
двух кузовов для балласта, кабины для размещения пу-
сковой электроаппаратуры и автосцепки.
Работа тележки-толкателя и управление ею осу-
ществляется следующим образом: состав груженых ва-
гонов (в количестве 10-23 шт.) устанавливается на пути
перед вагоноопрокидывателем с помощью тепловоза.
Остальная партия вагонов оттягивается тепловозом за
стрелочный перевод прямого пути с тупиком длиной
не менее 25 м, где стоит электровагонотолкатель. Вдоль
прямого пути и тупика устанавливаются опоры, на кото-
рые крепятся троллеи.
Тележка выходит из тупика, подходит к составу и по-
степенно подает вагон в вагоноопрокидыватель.
При отсутствии в вагоноопрокидывателе специаль-
ного механизма выталкивания порожних вагонов к теле-
жке прицепляется обычная железнодорожная платфор-
ма, которая позволяет выталкивать последний вагон из
вагоноопрокидывателя без захода электротележки в ро-
тор вагоноопрокидывателя.
(рравочник Коксохимика. Том 1
Управление тележкой осуществляется с поста управ-
ления вагоноопрокидывателя. Электротележка блокиру-
ется с вагоноопрокидывателем таким образом, что при
работе последнего движение тележки по направлению к
нему невозможно.
Техническая характеристика
тележки-толкателя ДЗМО
Максимальное тяговое усилие лебедки, кг 3700
Скорость движения каната вперед-назад, м/сек 0,5
Ориентировочный вес состава, подаваемого
тележкой, т 310
Максимальный ход тележки, м 95
Мощность мотора лебедки, кВт 16
Тележка-толкатель ДЗМО состоит из лебедки, соб-
ственно тележки и канатно-блочной системы.
Лебедка размещается в углублении под железнодо-
рожным полотном, которое должно быть надежно защи-
щено от снега, воды и пр.
Основным узлом тележки является сварная рама,
установленная на четырех катках. Рельсы тележки уло-
378
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
жены между рельсами главного пути на общих шпалах.
В раме вмонтирована рычажная система - четыре вы-
движных рычага, имеющие на концах по два ролика,
которые служат для толкания вагона. Когда рычаги вы-
двинуты, ролики ложатся на рельсы и одна пара давит
на реборды колес, а другая лежит свободно на рельсах
в некотором расстоянии от колес вагона.
Канатно-блочная система состоит из натяжного бло-
ка с натяжным и пружинным устройствами и конечным
выключателем, который отключает лебедку при ее пере-
грузке.
Через блоки проходит бесконечный канат, закреп-
ленный на барабане тележки, оба конца каната прикре-
плены к тележке.
Управление лебедкой тележки производится дис-
танционно с пульта оператора вагоноопрокидывателя.
При включении лебедки вперед канат наматывает-
ся на барабан и перемещает тягу тележки, причем одна
пара рычагов 4 поворачивается до встречи с парой колес
вагона. При дальнейшем движении упирающиеся в коле-
са рычаги 4 расходятся и полностью раскрывают рычаги
с другой стороны колес вагона.
В этот момент колесная пара оказывается захвачен-
ной с обеих сторон двумя парами рычагов. Дальнейшим
движением тележки вперед вагоны подаются в вагоно-
опрокидыватель. При движении в обратную сторону ва-
гоны отводятся от вагоноопрокидывателя.
Для складывания рычагов отключается специаль-
ный замок с помощью рукоятки, после чего, при движе-
нии назад, рычаги складываются под действием пружин
и тележка свободно перемещается между вагонами.
Для подачи груженых вагонов на платформу пе-
редвижного вагоноопрокидывателя применяют
электровоз-толкатель.
Устройство и схема работы электровоза-толкателя
представлены на рис. 22.10.
Техническая характеристика
электровоза-толкателя
Тяговое усилие, т 15,0
Длина пути перемещения толкателя, м 60
Скорость перемещения толкателя, м/сек 1,0
Число электродвигателей, шт. 2
Мощность электродвигателя, кВт 80
Диаметр тягового каната, мм 34,5
Электровоз перемещается по специальному пути,
проложенному вдоль основного железнодорожного по-
лотна; путь электровоза имеет подъем к вагоноопроки-
дывателю.
Передвижение электровоза осуществляется ка-
натным приводом, причем один конец каната прикреп-
лен к вагоноопрокидывателю, а другой - к лебедке на
электровозе, которая навивает канат и подтягивает элек-
тровоз к вагоноопрокидывателю. Обратное движение
электровоза по наклонному пути производится при вы-
ключенном моторе под действием собственного веса.
Для передвижения вагонов электровоз-толкатель
оборудован специальным поворотным рычагом.
Электровозы-толкатели применяются сравнительно
редко из-за сложности их конструкции, ограниченности
радиуса действия, необходимости оборудования специ-
альных путей передвижения толкателя и невозможности
торможения устанавливаемых вагонов.
Для подачи вагонов на платформу стационарного
вагоноопрокидывателя применяются также маневровые
устройства.
На рис. 22.11 показано устройство для подачи ваго-
нов к вагоноопрокидывателю маневровой лебедкой.
Передвигаемые вагоны захватываются крюками,
укрепленными на концах двух захватывающих канатов.
Другие концы канатов прикреплены к маневровому ка-
нату на расстоянии 7,5 м один от другого.
Один захватывающий канат служит для передвиже-
ния, а другой - для остановки вагона, когда движение ма-
неврового каната прекращается, а вагон по инерции еще
передвигается.
Недостатки этого маневрового устройства: относи-
тельно большая длина маневровых канатов вследствие
наличия холостой ветви, подцепка крюков к передвигае-
мым вагонам вручную, сравнительно ограниченное ко-
личество вагонов, обслуживаемых устройством (при ле-
бедке с тяговым усилием в 12000 кг и каната диаметром
34,5 мм число вагонов грузоподъемностью 60 т, подтяги-
ваемых канатом, не превышает 18).
ПИТАТЕЛИ
Для выдачи угля из бункеров углеприема применя-
ются ленточные, качающиеся (одинарные или сдвоен-
ные) и вибрационные питатели.
На рис. 22.12 показан ленточный питатель с шири-
ной ленты 1400 мм, представляющий собой конвейер
небольшой длины со сравнительно малой скоростью
ленты и более частым, чем обычно, расположением ро-
ликов на рабочей ветви. В зависимости от требуемой
производительности углеприема ленточные питатели
могут быть с разной шириной лент.
К недостаткам ленточных питателей следует отнести
быстрый износ резиновой ленты вследствие сравнитель-
но большой нагрузки угля, лежащего над питателем.
Техническая характеристика
ленточного питателя
Производительность:
при скорости ленты 0,4 м/сек, т/ч 300
при скорости ленты 0,8 м/сек, т/ч 600
Мощность мотора:
при производительности 300 т/ч, кВт 10
при производительности 600 т/ч, кВт 15
Вес питателя, кг 3800
Ширина и высота слоя угля на ленте питателя фор-
мируется шибером в загрузочном устройстве.
Производительность ленточного питателя рассчи-
тывается по формуле:
Справочник Коксохимика. Том 1
Справочник Коксохимика. Том 1
1 - тележка толкателя; 2 - поворотный рычаг;
3 - канатный привод; 4 - кабина машиниста;
5 - вагоноопрокидыватель; 6 - хобот; 7 - толкатель
Глава 22. Прием и разгрузка углей __________________________________________379
1500
150000
(рравочник
1200
1 - вагоноопрокидыватель; 2 - вагоны с углем;
3 - маневровая лебедка; 4 - натяжное устройство; 5 - захват
380 Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Глава 22. Прием и разгрузка углей
381
1070
1610 616
Рис. 22.12.
Ленточный питатель
4025
________2130
Справочник Коксохимика Том 1
382
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Q = 3600-B-h-v-yf т ч.
где В - ширина слоя угля, м;
h - высота слоя угля, м;
v - скорость движения ленты, м/сек;
г - насыпной вес материала, т/м3;
/ - коэффициент разрыхления (обычно принимается
0,7-0,8).
На рис. 22.13 показан качающийся одинарный пи-
татель, предназначенный для выдачи угля из бункеров,
расположенных отдельно от вагоноопрокидывателя.
Техническая характеристика
качающегося питателя
Производительность, т/ч 60 - 230
Ход днища, мм 50-200
Число оборотов кривошипа, об/мин 48
Мощность двигателя, кВт 7
Вес без электродвигателя и редуктора, кг 2200
Питатель состоит из неподвижного короба, прикреп-
ленного к воронке бункера и подвижного днища, опи-
рающегося на катки. Кривошипно-шатунный механизм
привода передает поступательно-возвратное движение
днищу. Весь привод состоит из кривошипно-шатунного
механизма, редуктора и электродвигателя, частота вра-
щения которого регулируется частотным преобразова-
телем. Питатели этой конструкции имеют ограниченную
производительность.
Для выдачи угля из бункеров применяются также
сдвоенные качающиеся питатели повышенной произ-
водительности; устройство такого питателя показано на
рис. 22.14.
Техническая характеристика сдвоенного
качающегося питателя
Производительность, т/ч 250- 1000
Ширина слоя угля, мм 1170
Максимальная высота слоя угля, мм 760
Число качаний коробов 77,5
Угол наклона коробов, град 9
Ход лотка, мм 30-152
Эксцентриситет, мм 15-76
Мощность двигателя, кВт 20
Питатель состоит из двух коробов, расположенных
один напротив другого и соединенных шарниром, под-
вешенным на качающейся тяге, второй конец каждого
короба опирается на подвижные катки.
Привод питателя один, общий для обоих коробов,
действует через кривошипно-шатунный механизм. Недо-
статок сдвоенных питателей - неравномерность выдачи
угля, когда неравномерна загрузка бункера, из которого
выдается уголь.
Производительность качающихся питателей рас-
считывается по формуле:
Q = вО'В-11-S-n-y-f т/ч,
где В - ширина слоя материала (расстояние между бор-
тами питающей воронки), м;
h - высота слоя материала, м;
S - ход короба питателя, м;
п - число ходов в минуту;
г - насыпной вес угля, т/м3;
f - коэффициент разрыхления (обычно принимается
0,75-0,9).
Глава 22. Прием и разгрузка углей
383
384
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
При конструктивных расчетах питателей для опре-
деления мощности двигателя следует учитывать не толь-
ко вес материала на лотке питателя, но и давление мате-
риала, находящегося в бункере. Эту величину рассчиты-
вают по весу столба угля над выпускным отверстием по
формуле:
7 = 2-В-Л-у,
где у - давление на лоток питателя, т;
В - ширина слоя материала (выпускного отверстия), м;
F - площадь выпускного отверстия, м2;
г - насыпной вес материала, т/м3.
Техническая характеристика
электровибрационного питателя
Производительность, т/ч 480-800
Число электромагнитов, шт 2
Частота колебаний, колеб./мин 3000
Крупность угля, мм до 250
Вес питателя, кг 3500
Принцип работы электровибрационного питателя
заключается в следующем: лотку питателя сообщается
пульсирующее движение от электромагнитного вибрато-
ра; если вибрационные усилия направлены под углом к
днищу питателя, материал, слегка подбрасываясь, пере-
двигается по лотку. Скорость подачи материала питате-
лем определяется числом пульсаций, амплитудой коле-
баний и углом наклона днища лотка питателя.
Основное преимущество электромагнитных лот-
ковых питателей - простота их конструкции: отсутствие
механического привода, быстроизнашивающихся меха-
нических деталей и возможность автоматического регу-
лирования производительности.
Питатель подвешивается к бункеру на четырех тягах,
укрепленных к корпусам электромагнитов. Тяги имеют
пружинные амортизаторы, помещенные в специальные
стаканы.
Производительность питателя регулируется ам-
плитудой качания, которая изменяется в зависимости от
напряжения постоянного тока, подаваемого на катушки
электромагнитов.
ДРОБИЛЬНО-ФРЕЗЕРНАЯ МАШИНА
ДФМ-11М, изготавливаемая на ОАО «Ормето-
ЮУМЗ», - представляет собой самоходный агрегат, пере-
двигающийся по рельсовому пути, и состоит из рамы,
механизмов дробления и передвижения. Дробление угля
производится зубьями вращающейся фрезы при дви-
жении машины. Фреза на раме относительно передних
колес закреплена консольно, что позволяет увеличить
зону дробления. В раме машины имеются два отсека для
укладки балласта.
Рама машины - металлическая сварная конструк-
ция. Состоит из двух щек - правой и левой, которые
между собой соединены горизонтальными и вертикаль-
ными листами, образуя ограждение фрезы, отсеки для
размещения механизмов привода фрезы и механизма
передвижения.
В щеках рамы выполнены отверстия для выхода
ведущих шестерен приводов фрезы. В передние вырезы
щек вварены бобышки, в которые устанавливаются опор-
ные подшипники фрезы.
К вертикальному листу ограждения фрезы закреп-
лен фартук, изготовляемый из жесткой резины и предна-
значенный для предотвращения выброса угля зубьями
фрезы.
В днище рамы выполнены отверстия для болтов
крепления корпусов подшипников валов колес, электро-
двигателей и редукторов, в диафрагмах рамы вырезаны
отверстия для прокладки кабелей к электродвигателям
механизмов.
Рис. 22.15.
Электровибрационный
питатель
Справочник Коксохимика. Уом 1
Глава 22. Прием и разгрузка углей
385
Механизм передвижения выполнен напольным,
цевочно-реечного типа и предназначен для осуществле-
ния подачи фрезы в процессе дробления и откатки маши-
ны в зону исходного положения при совершении ею рабо-
чего хода. Передвижение машины производится на четы-
рех колесах по рельсовому пути, проложенному по краям
бункеров над решеткой. Приводными являются только
задние колеса, на валах которых на шпонках установлены
цевочные колеса, входящие в зацепление с зубьями реек,
закрепленных на продольных связях решетки.
Состав машины. Машина ДФМ-11М состо-
ит из сборочных единиц, указанных в табл. 22.3 и на
рис. 22.16. Технические характеристики машины приве-
дены в табл. 22.4.
№ п/п Наименование узла Количество, шт.
1 Рама 1
2 Механизм передвижения 1
3 Установка фрезы 1
4 Привод фрезы 2
5 Механизм подвода гибкого кабеля 1
6 Рейка зубчатая 2
7 Упор 2
Таблица 22.3.
Сборочные узлы дробильно-
фрезерной машины ДФМ-11М
№п/п Наименование параметров Величины
1 Габаритные размеры, мм
длина 3500
ширина 6000
высота 910
2 Колея, мм 5720
3 База, мм 2000
4 Активная зона дробления, мм 5560
5 Диаметр фрезы, мм 850
6 Частота вращения, об/мин 300
7 Скорость передвижения, м/мин 8,75
8 Скорость подачи (теоретич.), мм/об 32,5
9 Продолжительность рабочего цикла (без пробуксовки муфты), мин 1/2
10 Расчетное усилие тяги, кгс 8600
11 Размер кусков дробимого материала (max), мм доЮОО
12 Прочность (на сжатие) дробимого материала кгс/см2 до 450
13 Предохранительное звено в кинематической цепи привода фрезы Муфта центробежная фрикционная предельного момента
14 Род тока Переменный, трехфазный
15 Напряжение, В 380
16 Установленная мощность, кВт 165
17 Двигатель привода фрезы:
количество, шт. 2
тип В280 М-8 (ВР 280 М-8)
мощность, кВт 75
частота вращения ротора, об/мин 740
18 Механизм передвижения:
тип привода Цевочно-реечный
приводные колеса Задние
количество приводов, Шт. , 2
количество приводных колес, шт 2
диаметр колеса, мм 450
диаметр делительной окружности цевочного колеса, мм 450
шаг зубчатой рейки, мм 117
19 Двигатель привода колес:
тип MTKF-311-8
мощность, кВт 7,5
частота вращения ротора, об/мин 670
20 Редуктор привода колес:
тип Ц2У-250-40
передаточное число 40
21 Масса, кг 24300
Таблица 22.4.
Технические данные машины
ДФМ-11М
(правочник Коксохимика. 'Jom 1
386
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 22.16.
Дробильно-фрезерная
машина
425
0009
Глава 22. Прием и разгрузка углей
387
Цевочно-реечный механизм передвижения обе-
спечивает постоянство силы тяги (подачи) машины
85-600кгс независимо от состояния рельсового пути
(обмазывания рельсов и колес глинистыми включениями
или же обмерзания от влаги, выделившейся при размо-
раживании в тепляке).
Фреза предназначена для дробления угля и сопут-
ствующей углю породы. Дробление производится зубья-
ми вращающейся фрезы при движении машины. Зубья на
барабане фрезы размещены по принципу четырехзаход-
ного винта и выполнены быстросъемной конструкции,
включающей резец, устанавливаемый в отверстие кулака,
приваренного к барабану. Торцовой плоскостью хвосто-
вика резец опирается в упор, также приваренный к бара-
бану. От выпадания резец крепится пружинным разрез-
ным кольцом, устанавливаемым в проточку хвостовика.
Головная часть резца выполнена конусной и имеет от-
верстие, в которое впаян керн из твердого сплава. Для
обеспечения равномерного износа головной части ось
резца к образующей окружности барабана развернута на
угол 4°. В результате при дроблении угля составляющая
от силы резания поворачивает резец вокруг его оси. Так
и происходит самозатачивание головки резца и обеспе-
чивается равномерный его износ.
Продолжительность времени на замену одного рез-
ца не превышает трех минут.
Вместо быстросъемных зубьев (при их отсутствии)
может быть применены стационарно привариваемые
к барабану зубья с наплавкой граней главного переднего
и заднего углов твердым сплавом Т-520 или Т-620.
Диаметр фрезы по концам зубьев 850 мм.
Барабан фрезы выполнен из трех толстостенных
царг диаметром 700 мм, сваренных между собой. В от-
верстия крайних царг диаметром 460 мм установлены
цапфы, закрепленные болтами М30. Болты от раскручи-
вания зафиксированы планками. На шейки цапф уста-
новлены опорные роликовые сферические подшипники
№3630. Уплотнение подшипников на цапфах произво-
дится резиновыми манжетами и осевыми лабиринтами.
Для удобства сборки, осмотра состояния затяжки бол-
товых соединений, съема намотавшейся на шейки цапф
проволоки и установки фрезы на раму машины, а также
для увеличения длины фрезы (активной зоны дробления)
опорные подшипники закрыты обечайками, которые име-
ют диаметральный разъем. Обечайки болтами закрепле-
ны на концах царг. Для предохранения болтов от среза на
обечайках установлены разгрузочные шпонки сечением
30x70 мм.
Фреза корпусами подшипников устанавливается
в бобышки щек рамы и крепится к ним через фланец
болтами М30. Корпуса опорных подшипников фрезы со
стороны концов цапф имеют центрирующие бортики для
установки корпусов редукторов. На шлицевые концы
цапф устанавливаются ведомые зубчатые колеса редук-
тора. Смазка опорных подшипников фрезы осуществля-
ется масляным туманом, образуемым при вращении зуб-
чатых колес редуктора.
Работа машины.На каждом приемном бункере
устанавливается по одной машине. При опрокидывании
Справочник Коксохимика- Том 1
полувагона с углем дробильно-фрезерные машины нахо-
дятся в исходном (крайнем заднем) положении.
Управление машинами дистанционное, произво-
дится с пульта помощником машиниста вагоноопроки-
дывателя и возможно только в том случае, если ключи
безопасности на пультах управления вагоноопрокидыва-
телем и ДФМ вставлены в свои гнезда и повернуты на 90°,
а вагоноопрокидыватель находится в исходном положе-
нии. Машинист вагоноопрокидывателя со своего пульта
может только отключать машины.
При завале решеток бункеров углем помощник ма-
шиниста вагоноопрокидывателя с пульта управления
включает двигатели привода фрезы машин, при этом
загораются на пультах лампы красного цвета и после на-
бора фрезами полного числа оборотов (определяется по
равномерному шуму в редукторах машин или по устой-
чивому положению стрелки амперметра нагрузки двига-
телей (по току холостого хода) включает двигатели пере-
движения и загораются лампы белого цвета. Машины
движутся вперед, дробя зубьями вращающейся фрезы
крупные куски угля, образуемая при этом мелкая фрак-
ция проваливается через ячейки решеток в бункер.
При подходе любой машины к крайнему рабочему
положению срабатывает путевой выключатель, пере-
ключая двигатели передвижения на обратное враще-
ние и машина возвращается в исходное положение,
при достижении которого срабатывает другой путевой
выключатель, отключая двигатели передвижения, ДФМ
останавливается, лампы белого цвета на пультах гаснут
и загораются лампы зеленого цвета, сигнализируя ма-
шинисту о возможности опрокидывания очередного по-
лувагона. Помощник машиниста вагоноопрокидывателя
может возвращать машины в исходное положение с лю-
бого пройденного ими расстояния. Машинист вагоно-
опрокидывателя, имея дублирующий пульт, может толь-
ко отключать любую из них при длительном превышении
(на 25 - 30%) номинального тока, потребляемого двига-
телями привода фрезы и механизма передвижения.
Библиография
1. Волченко И. Г., Швейский Я. Г., Тыркин А. И. Опыт работы теп-
ляка по размораживанию смерзшихся грузов // Кокс и Хи-
мия.-1956.- №5.- С.16.
2. Волков Ю. М., Скляр М. Г. О классификации углей // Кокс и Хи-
мия.-I960.- №2.-С. 2-3.
3. Нейман С. Л., Вийгородский М. А. Маневровые работы по
обслуживанию вагоноопрокидывателей И Кокс и Химия-
1961.- №2.- С. 10.
4. Зашквара В. Г., Ввозный Г. Ф., Байдалинов П. А. Смерзаемость
углей и их разгрузка // Кокс и Химия - 1966 - № 1 - С. 1 - 3.
5. Шестаков В. А., Кузнецов А. А., Иоффе Н. Л. и др. Применение
бурорыхлительной машины для разгрузки углей И Кокс и Хи-
мия.-1970.- № 6.-С. 14.
6. Бродский Э. В., Бабицин С. М., Федоров А. П. Повышение эф-
фективности конвективных гаражей размораживания // Кокс
и Химия -1990 - № 3 - С. 4 - 6.
7. Никитин И. Н. Улучшение работы гаражей размораживателей
на коксохимическом заводе // Кокс и Химия - 1995 - № 1-
С.2-4.
388 Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
8. Давыдов Я. С. Состояние и перспективы развития угольной сырьевой базы коксования России // Кокс и Химия- 1998- №1.- С.6-10. 10. Бандурин Ю. В., Найденов С. Г. Опыт замены вагоноопрокиды- вателя и углеперегружателя в условиях поступления значи- тельного количества углей // Кокс и Химия - 2005 - № 9,- С. 6. 11. Справочник коксохимика. Том 1 / Под. ред. А. К. Шелакова. М.:
9. Гайниева Г. Р., Горбачев В. П., Пьянков Б. Ф. и др. Расширение угольной сырьевой базы коксохимического производства // Кокс и Химия - 1998 - № 4 - С. 2 - 3. «Металлургия», Москва, 1964. 12. Кауфман А. А., Харлампович Г. Д. Технология коксохимическо- го производства - Екатеринбург, 2005 - С. 30 - 55.
ГЛАВА 23
СКЛАДИРОВАНИЕ УГЛЕЙ
23.1. Общие положения
Бесперебойная работа коксохимического пред-
приятия возможна при наличии достаточного запаса
углей на складе на случай каких-либо задержек в их до-
ставке (ремонт шахт, аварии, стихийные бедствия и т. д.).
Угольные склады используются в настоящее время
для усреднения углей различных технологических групп.
Таким образом, угольные склады выполняют не
только складские функции (хранение запасов), но и тех-
нологические функции (усреднение качества углей).
Важнейшей характеристикой качества кокса являет-
ся постоянство его свойств по всем показателям. Достига-
ется постоянство качества кокса постоянством качества
углей, из которых состоит каждый компонент шихты.
Процесс выравнивания качества углей внутри шах-
тогруппы называется усреднением.
Таким образом, для получения шихты постоянного
качества необходимо осуществлять тщательное усред-
нение поступающих на коксохимическое предприятие
углей.
Такое усреднение и выполняется на складах угля.
Принцип усреднения угля заключается в послойной
укладке его в штабеле или бункере и заборе из штабеля
или бункера вразрез уложенным слоям.
Храниться угли на коксохимических предприятиях
могут как на открытых складах в штабелях под открытым
небом, так и в закрытых складах бункерного типа.
При расчете вместимости угольных складов необ-
ходимо исходить из суточной потребности предприятия
в углях для коксования и расстояния от поставщиков угля
до коксохимического завода.
Нормативные неснижаемые запасы угля на складах
предусматриваются «Правилами технической эксплуата-
ции коксохимических предприятий» (ПТЭ) и приведены
в табл. 23.1.
Расстояниелотр^игелейот поставщика углей/км J;Нормативный мпасуглеи на
Дп150
От151дОЗОО
От 301 до 1000
От 1001 до 2000 8...10 \
Свьаие2000 10...14
При хранении углей на складах во всех случаях про-
исходит взаимодействие углей с кислородом воздуха
и их окисление, что ухудшает технологические качества
углей. Для предупреждения окисления угли должны хра-
ниться на складе не дольше допустимых сроков и обнов-
ляться строго по графику.
Справочник Коксохимика. Том 1
В табл. 23.2. приведены предельные допустимые
сроки хранения углей на складах, установленные ПТЭ.
УгольнЫйбассейн^вид^ марка углей Летний период Зимнийнериед
:;Л .Г £ •n © S неоткрытых складах ; наз^рЬггых
Обогащенные угли всех бассейнов, всех марок 60 ’ 30 90 45
Рядовыеугли и отсевы: Доневдг^Жуанецкогб, Львовско-Волынского бассейнов (кроме газовых идлшхопламенных) 80 - 40 ? ^100 50
всехмарсж^рагаядинскогб и Печорского бассейнов WR w
Длиннолламенные угли Донецкого бассейна и газовые угли Западного Донбасса 40 20 60 . 30
Таблица 23.2.
Предельные допустимые
сроки хранения углей на
складах
Срок хранения угля исчисляется от даты закладки по-
ловины штабеля. Срок хранения смеси углей разных марок
определяется по марке с минимальным сроком хранения.
Угли, лежащие на складе дольше установленного норма-
тивного срока, могут быть использованы для коксования
только после специального исследования их качества.
Летний период включает время с 1 мая по 1 октября,
а зимний период - с 1 октября по 1 мая.
Предельные сроки хранения полностью распро-
страняются на хранение углей как в штабелях открытых
складов, так и в емкостях (бункерах) закрытых складов.
Сроки хранения углей, поступающих из стран даль-
него зарубежья, устанавливаются по данным поставщика
данной марки угля. «Правила технической эксплуатации
коксохимических предприятий» устанавливают норма-
тивные естественные потери угля от распыления в пути
следования, при перегрузках на складах и других опе-
рациях, которые составляют: при транспортировании на
расстояние до 750 км - 0,7 %, от 751 км до 1500 км - 0,8 %,
свыше 1500 км - 0,9 %.
Технико-экономические расчеты показывают, что
при вместимости до 100 тыс тонн угля закрытые склады
дешевле открытых, а при большей вместимости дешев-
ле открытые склады. Поэтому при выборе типа склада
должны быть учтены экономические показатели. При
этом следует учитывать, что для защиты окружающей
природной среды следует отдавать предпочтение закры-
тым складам угля.
Таблица 23.1.
Нормы запасов угля на
складах
390
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис.23.1.
Схемы расположения слоев
угля при загрузке (а, б) и при
опорожнении (в)
23.2. Закрытые склады угля
Закрытые склады угля представляют собой один
или два ряда железобетонных бункеров с выпускными
воронками.
Конфигурация бункеров и форма выпускных воро-
нок могут быть весьма разнообразны. Сами бункера мо-
гут иметь круглую, квадратную или прямоугольную фор-
му в поперечном сечении. Выпускная воронка бункеров
может быть конической или пирамидальной. Коническая
воронка может быть симметричной или асимметричной
относительно оси бункера, иметь одно или два выпуск-
ных отверстия.
Один ряд бункеров закрытого склада угля пред-
усматривается в том случае, если схема подготовки ших-
ты к коксованию принята ДШ - «Дробление шихты». Два
ряда бункеров принимаются в том случае, когда схема
подготовки шихты принята ГДК - «Групповое дробление
компонентов». На коксохимических заводах распростра-
нены закрытые склады угля с железобетонными бунке-
рами круглого сечения и с симметричной конической
выпускной воронкой. Диаметр выпускного отверстия со-
ставляет 10ОО. ..1200 мм.
Двухрядные склады закрытого типа, разработан-
ные Гипрококсом, состоят из секций, выполненных из 4-х
цилиндрических железобетонных бункеров диаметром
12 м. Вместимость одного бункера составляет 2500 т.
Для свободного схода материала из бункера важны-
ми факторами являются углы наклона стенок конической
вороньи, а также материал самой воронки.
Рекомендуемые углы наклона стенок конических
железобетонных и металлических воронок бункеров
приведены в табл. 23.3.
Таблица 23.3.
Углы наклона стенок
конических воронок бункеров
Характеристика угля УГол наклона в градусах
металличе- ские воронки железобетон- ные воронки
Рядовой и дробленый уголь классово - 80 и 0 - 50мм 50-55 55-60
Измельченный уголь и шихта с влажностью до б % 55-60 . 60-65
Измельченный уголь и шихта с влажностью выше 6 % 60
Внутренние поверхности воронок железобетонных
бункеров футеруются металлическими листами из нержа-
веющей стали для лучшего схода материала.
Для расчета теоретической вместимости закрытого
склада угля насыпную массу рядовых, предварительно
дробленных или обогащенных углей следует принимать
0,85 т/м3, угол естественного откоса материала в состоя-
нии покоя принимается 35 °.
Закрытый склад угля одновременно совмещает
функции хранения запаса угля и его дозирования, т. е.
при сооружении закрытого склада угля отпадает необхо-
димость в дозировочном отделении.
Преимущество закрытых складов по сравнению
с открытыми - их компактность, совмещение функций
хранения и дозирования, защита угля от ветра и атмос-
ферных осадков, возможность полной механизации и ав-
томатизации процесса дозирования угля, меньшие по-
тери угля при хранении, меньший уровень загрязнения
окружающей природной среды.
К недостаткам закрытых складов угля следует отне-
сти их ограниченную вместимость, высокую стоимость,
трудность ликвидации очагов самовозгорания угля, бо-
лее низкую эффективность усреднения угля в бункерах по
сравнению с усреднением в штабелях открытых складов.
При усреднении углей в бункерах закрытого склада
необходимо учитывать характер движения угля при опо-
рожнении после его заполнения. На рис. 23.1 показано
расположение слоев угля в бункере при его точечном
заполнении по оси при помощи разгрузочной тележки
(рис. а); при помощи передвижного конвейера (рис. б).
а - загрузка точечная разгрузочной тележкой;
б-загрузка точечная передвижным конвейером;
в - опорожнение бункера
В случае точечной загрузки (рис. а, б) при опорожне-
нии бункера (рис. в) уголь движется вразрез уложенным
слоям, чем достигается его усреднение.
Усреднение угля практически не происходит при
одновременном заполнении и опорожнении бункера.
Бункера закрытого склада закрепляются за углями
определенных шахтогрупп. Смешение углей различных
шахтогрупп в одном бункере запрещается.
Бункера должны полностью освобождаться от угля
и зачищаться не реже одного раза в год. Полное осво-
бождение бункера от угля обязательно также при замене
в нем угля одной шахтогруппы на другую.
Для усреднения угля в процессе выдачи из бункеров
склада каждая шахтогруппа (марка) должна выдаваться
не меньше чем из двух бункеров.
Исключение составляют компоненты, участие кото-
рых в шихте не превышает 5 %. Эти марки угля могут вы-
даваться из одного бункера.
При расчете вместимости закрытого склада угля
необходимо учитывать количество марок (шахтогрупп)
углей в шихте, их процентное соотношение в шихте, су-
точную потребность предприятия в шихте, расстояние
от поставщиков углей и условия поставки угля. Следует
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 23. Складирование углей
также принимать во внимание, что два бункера будут на-
ходиться на плановой зачистке и ремонте.
Зависание угля в воронках бункеров создает серьез-
ные затруднения в эксплуатации закрытых складов.
При прекращении истечения материала из бункера
для ликвидации зависания угля в воронках предусматри-
вается пневмообрушение сжатым воздухом.
К каждой воронке закрытого склада угля на четырех
уровнях подводится сжатый воздух. При зависании угля
в воронке от датчика наличия материала на дозаторе ав-
томатически подается сжатый воздух поочередно на каж-
дый уровень, начиная с нижнего, первого уровня.
Если зависание не устранено после подачи воздуха
в четвертый, самый верхний уровень, то выдача материа-
ла из всех бункеров прекращается и тракт подачи мате-
риала из закрытого склада угля останавливается.
Для пневмообрушения используется сжатый воздух
воздухосборников, устанавливаемых у закрытого склада
угля.
Теоретический расход сжатого воздуха - 20 м3 в час
на 1 бункер, давление воздуха - 0,6 МПа (6 кг/см2).
На усреднение угля в бункерах отрицательно влияет
сегрегация, т. е. расслоение угля по крупности.
Сегрегация проявляется в том, что крупные куски
угля скатываются к стенкам бункера, а в центре бункера
остаются тяжелые пластинчатые куски и мелкий уголь.
На каждом бункере в месте перехода цилиндриче-
ской части в коническую по окружности в 3 - 4-х точках
устанавливаются датчики для постоянного контроля тем-
пературы угля.
Самовозгорание угля происходит при температуре
50-60 °C.
При достижении температуры угля выше 50 °C необ-
ходимо производить его разгрузку и очистку бункера.
При разгрузке загоревшегося угля запрещается
включать пневмоообрушение.
Следует отметить трудность ликвидации в бункерах
закрытых складов очагов самовозгорания угля, ибо из-
влечь из бункера часть угля, в котором образовался очаг
самовозгорания, не представляется возможным и прихо-
дится опорожнять весь бункер.
Кроме этого, в результате самовозгорания угля
крупные куски спекаются и затрудняют выход материала
из выпускного отверстия.
Подача угля на закрытый склад осуществляется ста-
ционарными ленточными конвейерами.
Распределение угля по бункерам склада может осу-
ществляться передвижной разгрузочной тележкой или
передвижным (катучим) реверсивным ленточным кон-
вейером.
Проемы в перекрытиях бункеров закрытого скла-
да угля для приема материала должны перекрываться
металлическими решётками с размером ячеек не более
250 x250 мм.
В перекрытии каждого бункера закрытого склада
угля должен предусматриваться люк с крышкой для воз-
можности спуска в бункер человека для производства за-
чистки бункера от остатков угля и для ремонтных работ.
Для предотвращения взрыва при самовозгорании
угля к своду каждого бункера закрытого склада угля под-
водится пар.
(Ъравочник Коксохимика. Том
Для помещений верха (над бункерами) и низа (под
бункерами) закрытого со всех сторон стенами склада
угля необходимо применять электрооборудование во
взрывозащищенном исполнении.
При отсутствии такого электрооборудования допу-
скается во взрывоопасных зонах класса 22 по ПУЭ, к ко-
торым относится верх и низ закрытого склада угля, при-
менять электрооборудование общего назначения (без
взрывозащиты), но имеющее степень защиты оболочки
от проникновения пыли IP54.
Распределительные устройства (РУ), трансформатор-
ные подстанции (ТП), преобразовательные подстанции
(ПП) запрещается располагать над и под помещениями со
взрывоопасными зонами, к которым относятся техноло-
гические помещения верха и низа закрытого склада угля.
После сооружения закрытого склада угля при его
сдаче в эксплуатацию, во избежание возникновения
недопустимого крена склада, необходимо произвести
предварительное обжатие грунта основания равномер-
ной первоначальной загрузкой бункеров, соблюдая сле-
дующий порядок.
Первоначальная загрузка емкостей производится в
три очереди равномерно по всем бункерам, причем за-
грузка при каждой очереди производится на 1/3 часть
высоты бункера. Весь процесс первичной загрузки бун-
керов производится в течение одного месяца. В это вре-
мя ведется ежедневное наблюдение за осадкой и состоя-
нием бункеров. По окончании загрузки в течение еще
одного месяца продолжаются наблюдения. Первичная
выгрузка бункеров производится в порядке, обратном
первичной загрузке.
На рис. 23.2 и 23.3 представлен закрытый склад угля
с загрузкой бункеров стационарными ленточными кон-
вейерами с разгрузочными тележками.
На рис. 23.4 и 23.5 представлен закрытый склад угля
с загрузкой бункеров катучими (передвижными) ленточ-
ными конвейерами.
23.3. Открытые склады угля
Открытые склады угля широко распространены на
коксохимических предприятиях и имеют разные схемы и
различное оборудование.
Все многообразие открытых складов можно разде-
лить на несколько типов:
1. С мостовыми грейферными перегружателями
(эстакадно-траншейные, одногалерейные, двух-
галерейные, с передвижным вагоноопрокидыва-
телем).
2. С мостовыми грейферными кранами.
3. С железнодорожными грейферными кранами или
грейферными кранами на гусеничном ходу.
4. Бескрановые механизированные склады.
5. С укладчиками-заборщиками роторными (УЗР).
6. С укладчиками (стаккер) и заборщиками (реклай-
мер).
392
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 23.2.
Закрытый склад угля.
Загрузка бункеров
стационарными
ленточными конвейерами
с разгрузочными тележками
Рис. 23.3.
Закрытый склад угля.
Загрузка бункеров
стационарными
ленточными конвейерами
с разгрузочными тележками.
Технологическая схема
1 - стационарный ленточный конвейер; 2 - тележка разгрузочная; 3 - клапан на два положения;
4 - дозатор непрерывного действия
(__?l Jl.li'OH I I И К ОХИ М И KJ У()М ]
Глава 23. Складирование углей
393
Рис. 23.4.
Закрытый склад угля.
Загрузка бункеров
передвижными ленточными
конвейерами.
Технологическая схема
1 - стационарный ленточный конвейер; 2 - стационарный реверсивный ленточный конвейер;
3 - передвижной реверсивный ленточный конвейер; 4 - дозатор непрерывного действия
1-1
Рис. 23.5.
Закрытый склад угля.
Загрузка бункеров
передвижными ленточными
конвейерами
Справочник К'к^^имика Том 1
394
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
На эстакадно-траншейном складе с мостовым грей-
ферным перегружателем (рис. 23.6) разгрузка угля из
вагонов производится вручную на эстакаде, расположен-
ной над траншеей по всей длине. Эстакада может распо-
лагаться посредине пролета мостового перегружателя,
под консолью или сбоку пролета. Штабеля угля формиру-
ются грейфером мостового перегружателя. Выдача угля
со склада осуществляется грейфером в железнодорож-
ные вагоны.
На эстакадно-траншейном складе могут исполь-
зоваться трансферкары для подачи материала на склад
и выдачи со склада (рис. 23.6 в).
Прибывающий на предприятие уголь разгружа-
ется на стационарном вагоноопрокидывателе и пода-
ется в бункера склада. Из бункеров уголь загружается
в трансферкары, которые разгружают его в траншеи по
фронту склада. Из траншей уголь грейфером мостового
перегружателя забирается для формирования основно-
го штабеля.
Из основного штабеля грейфером перегружателя
уголь подается в трансферкары, которые разгружают
уголь в углеприемные ямы и далее в производство.
Эстакадно-траншейные склады весьма громоздки,
дороги и малопроизводительны, требуют большого шта-
та обслуживающего персонала. На новых производствах
склады такого типа не сооружаются.
На одногалерейном складе с мостовым грейферным
перегружателем (рис. 23.7) через стационарный ленточ-
ный конвейер с разгрузочной тележкой, расположенной
на эстакаде, уголь подается на передвижной штабелер,
Рис. 23.6.
Эстакадно-траншейный
склад с мостовым
грейферным перегружателем
80000
а)
1 - первичный штабель; 2 - основной штабель
а - эстакада посередине пролета перегружателя; б - эстакада под консолью; в - эстакада сбоку пролета перегружателя
Справочник Кркс0Х1,',ик‘1 Тпм 1
.оягсйГ)
1 - конвейер с барабанной разгрузочной тележкой; 2 - поворотно-передвижной штабелер; 3 - первичный штабель;
4 - основной штабель; 5 - передвижной бункер с конвейером
*
О
3
Глава 23. Складирование углей 395
396
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
который формирует первичный штабель. Из первичного
штабеля грейфером мостового перегружателя формиру-
ется основной штабель угля.
Выдача угля со склада происходит грейфером через
передвижной бункер и конвейер вдоль склада.
Двухгалерейный склад с мостовым грейферным
перегружателем (рис. 23.8) имеет две нитки конвейеров
вдоль склада. Один конвейер 1, расположенный на эста-
каде, через разгрузочные тележки выдает уголь в первич-
ный штабель 2. Под первичным штабелем в подземной
галерее находится конвейер 5, через который уголь со
склада подается непосредственно в углеподготовитель-
ный цех. Загрузка этого конвейера осуществляется или
прямо с первичного штабеля, или из основного штабеля
при помощи грейфера мостового перегружателя.
Склад угля с передвижным вагоноопрокидыва-
телем. Поступающий на склад уголь из железнодорож-
ных вагонов разгружается в траншею вдоль склада пере-
движным вагоноопрокидывателем. Из траншеи уголь
грейфером мостового перегружателя подается в основ-
ной штабель.
Выдача со склада осуществляется в железнодорож-
ные вагоны.
Несмотря на простоту приема угля и его выдачи,
такой склад характеризует высокая стоимость передвиж-
ного вагоноопрокидывателя и грейферного мостового
перегружателя.
На рис. 23.9 показан двухгалерейный склад с мо-
стовым грейферным краном. Склады такого типа имеют
ограниченную вместимость при высокой стоимости,
производительность их по выдаче ограничена произво-
дительностью мостового крана.
Для коксохимических предприятий с небольшой
производительностью углеподготовительного цеха при-
меняются открытые склады с железнодорожными грей-
ферными кранами или грейферными кранами на гусе-
ничном ходу (рис. 23.10).
Подача угля на такие склады осуществляется кон-
вейером с барабанной разгрузочной тележкой, выдача
со склада производится в железнодорожные вагоны
грейферным краном (железнодорожным или на гусенич-
ном ходу).
На рис. 23.11 показан открытый бескрановый ме-
ханизированный склад, загрузка штабелей которого и
выдача из штабелей в производство осуществляется лен-
точными стационарными конвейерами.
На эстакаде вдоль склада расположен конвейер с
барабанной разгрузочной тележкой 2, которая подает
уголь в штабеля.
Со склада большая часть угля выдается самотеком че-
рез бункера с затворами 4 или посредством передвижного
питателя на конвейеры, расположенные в подземной га-
лерее. Часть угля подгребается к бункерам бульдозером.
Несмотря на то, что конструкция склада сравнитель-
но проста, такой склад имеет ряд недостатков: при хране-
нии нескольких марок углей теряется большая емкость
склада, сложно удалять очаги самовозгорания, проис-
ходит сегрегация углей при закладке в штабель.
Открытые склады угля с укладчиками-заборщиками
роторными (рис. 23.12) или с укладчиками и заборщика-
ми (рис. 23.13) являются современными технологически-
ми решениями по хранению угля на открытых складах.
Использование укладчиков-заборщиков роторных
(УЗР) дает целый ряд неоспоримых преимуществ по
сравнению с другими схемами приема и выдачи угля со
склада.
1. Применение УЗР (или укладчика и заборщика) по-
зволяет упростить процесс укладки угля в штабель
и сделать его непрерывным.
2. Обеспечить усреднение материала при укладке его в
штабель способом «дорожек» и при его заборе.
3. Обеспечить большую производительность при вы-
даче угля со склада и сделать выдачу непрерывной.
4. Уменьшить количество выбросов пыли в атмосферу
за счет уменьшения количества перегрузок угля при
закладке в штабель и при выдаче со штабеля.
5. Обеспечить возможность полной механизации
погрузочно-разгрузочных работ.
6. Снизить эксплуатационные затраты, включая расход
электроэнергии.
Если по условиям компоновки открытого склада на
площадке коксохимического предприятия прием угля на
склад и выдача со склада могут находиться на противо-
положных торцевых сторонах склада, то склад выпол-
няется с укладчиками-заборщиками роторными (УЗР)
(рис. 23.12). Если по условиям компоновки прием угля
и его выдачу требуется осуществлять с одной стороны
склада, то склад оснащается укладчиками и заборщика-
ми с роторным колесом (рис. 23.13).
Принцип работы открытого склада угля с УЗР сле-
дующий.
Вдоль склада располагается открытый конвейер,
над которым по рельсам передвигается УЗР. Через бара-
банную разгрузочную тележку материал передается на
конвейер, расположенный на поворотной стреле, и да-
лее выгружается в штабель.
Забор материала из штабеля осуществляется ротор-
ным колесом, расположенным в конце стрелы.
Перед операцией «забор материала» ленточный
конвейер, расположенный на стреле, реверсируется
и, принимая уголь от роторного колеса, через желоб вы-
дает его на конвейер, расположенный вдоль склада, и да-
лее в производство.
Укладчик представляет собой УЗР, но без роторного
колеса.
Заборщик - УЗР без разгрузочной тележки.
Максимальный размер кусков материала, обрабаты-
ваемых УЗР, до 400 мм.
Глубина промерзания штабеля при заборе материа-
ла - не более 200 мм.
Для районов, где в зимнее время температура возду-
ха может понижаться до -20 °C, для открытых конвейеров
вдоль склада угля необходимо предусматривать частот-
ное регулирование числа оборотов электродвигателя
привода конвейера в пределах 1:10 к номинальному чис-
лу оборотов. Соответственно в этих же пределах уменьша-
ется скорость движения ленты конвейера вдоль склада.
Справочник Коксохимика. ТОм 1
£
14200
Глава 23. Складирование углей
1 - конвейер с барабанной разгрузочной тележкой; 2 - первичный штабель; 3 - основной штабель;
4 - бункер с затвором; 5 - конвейер ленточный стационарный
w
КО
398
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 23.9.
Двухгалерейный склад
с мостовым грейферным
краном
1 - конвейер с барабанной разгрузочной тележкой; 2 - первичный штабель; 3 - основной штабель;
4 - бункер с затвором; 5 - конвейер ленточный стационарный
1 - конвейер с барабанной разгрузочной тележкой; 2 - первичный штабель; 3 - основной штабель;
4 - железнодорожный грейферный кран
(правочипк Коксохимика [ом 1
Глава 23. Складирование углей
399
Рис 23.11.
Открытый бескрановый
механизированный склад
1 - перегрузочный узел; 2 - конвейер с барабанной разгрузочной тележкой; 3 - штабель;
4 - бункер с затвором; 5 - конвейеры выдачи угля со склада
Рис. 23.12.
Открытый склад угля
с укладчиками-заборщиками
роторными (УЗР)
Подача углей
на склад
1 - перегрузочные узлы; 2 - конвейерные галереи и тоннели; 3 - конвейеры вдоль склада;
4 - рельсовые пути УЗР; 5 - укладчик-заборщик роторный
400
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 23.13.
Открытый склад
угля с укладчиками
и заборщиками
1 - перегрузочные узлы; 2 - приводные узлы конвейера; 3 - натяжные узлы конвейера; 4-укладчик;
5 - заборщик; 6 - конвейеры вдоль склада; 7 - рельсовые пути; 8 - штабеля
Для исключения обледенения оборудования и лен-
ты конвейера в зимний период при неработающем от-
крытом складе с УЗР ленточный конвейер работает на
пониженной холостой скорости ленты по сравнению
с номинальной рабочей скоростью в так называемом
«ползучем» режиме. Это позволяет исключить обледене-
ние оборудования и ленты и облегчить перевод (запуск)
конвейера на прием или выдачу материала. При подаче
или выдаче материала со склада скорость ленты конвей-
ера переключается на рабочий режим.
Наилучшим основанием для закладки штабелей яв-
ляется естественный грунт, расчищенный и уплотненный
дорожными катками с подсыпкой в процессе уплотнения
слоя котельного шлака или штыба толщиной 100... 150 мм.
При организации штабеля на площадке существующего
склада территория под штабель должна быть полностью
очищена от ранее лежавшего угля с оставлением после
зачистки угольной подушки толщиной не менее 200 мм.
Если открытый склад угля располагается на песча-
ных грунтах, которые практически не поддаются уплотне-
нию, необходимо выполнить шлакоглинистое покрытие.
На шлаковых отвалах не следует устраивать площад-
ки под штабеля, т. к. через пористый шлак к основанию
штабеля интенсивно поступает воздух.
К твердым покрытиям (асфальт, бетон) уголь при-
легает неплотно и в штабель легко проникает воздух, что
вызывает преждевременное окисление угля.
Максимальная температура в штабелях коксующих-
ся углей должна быть не более 50.. .60 °C. При повышении
этой температуры во избежание самовозгорания угля не-
обходимо штабель разбирать и принимать меры к сниже-
нию температуры.
Станочник Kokloxmmuk.i Гом 1
Глава 23. Складирование углей
Наиболее интенсивно подъем температуры проис-
ходит в штабелях марок Д и Г и наименее - в штабелях
марок ОС и Т.
Для своевременного предупреждения самовозго-
рания угля в штабелях необходимо регулярно контроли-
ровать температуру.
Для повышения устойчивости углей к окислению
и предупреждения окисления следует соблюдать сле-
дующие положения:
1. Не допускать установки подпорных стенок, так как
около них происходит усадка угля и между стенкой
и штабелем образуются каналы, по которым цирку-
лирует воздух.
2. Избегать закладки угля в штабеля для длительного
хранения в летние жаркие и дождливые дни, т. к.
влага способствует ускоренному окислению углей,
их нагреву и самовозгоранию.
3. Искусственно уплотнять слои материала катками
или другими механическими устройствами. Уплот-
нение необходимо начинать для штабеля высотой
8м- после закладки слоя угля на уровне 3...4 м от
основания; для штабеля высотой более 8м- после
закладки слоя угля на высоте 5 м от основания.
Уплотнение штабелей целесообразно производить
при закладке на длительный срок хранения. Опера-
тивные штабеля уплотнять не следует.
4. Устранять гребни и неровности, которые увеличива-
ют наружную поверхность штабеля.
После укладки наружные поверхности штабеля, осо-
бенно в нижней части, где скапливаются более круп-
ные куски, необходимо подсыпать мелким углем.
5. Максимально уменьшать расслоение угля по круп-
ности, т.е. подачу угля в штабель производить не
в одной точке, а по всей площади штабеля последо-
вательно и небольшими порциями.
6. Для длительного хранения применять специальные
защитные покрытия такие, как суспензии глины и из-
вести, растворы мыла, ароматические масла и др.
Для каждой технологической группы угля на складе
должно быть не менее двух штабелей: один из них - для
складирования вновь поступающего угля, второй - для
забора угля в производство.
Длительность закладки штабеля не должна пре-
вышать половины предельного срока хранения данной
марки угля.
Вместимость каждого штабеля должна быть про-
порциональна доле участия данной шахтогруппы
в шихте.
Располагать штабеля предпочтительно длинной
стороной параллельно направлению преобладающих ве-
тров или торцевой (наименьшей) стороной - к югу. Меж-
ду штабелями углей различных шахтогрупп должен быть
разрыв по подошве не менее 1 м. Штабеля одинаковых
шахтогрупп могут закладываться впритык по подошве.
Для подсчета теоретической полной емкости (вме-
стимости) открытого склада следует принимать: угол
естественного откоса угольного штабеля 40°, плотность
насыпной массы угля -0,8...0,9т/м3.
Нормативный запас угля на складе, или оперативная
емкость склада, составляет 50...60% от полной теорети-
ческой емкости склада.
Усреднение углей является важнейшей технологи-
ческой операцией при подготовке углей к коксованию.
Сущность процесса усреднения заключается в том, что
уголь укладывается в основной штабель тонкими гори-
зонтальными слоями на всей площади штабеля, а при
подъеме его забирают вертикально по всей высоте
укладки вразрез уложенным слоям.
Естественно, что чем больше углей будет усреднено
на открытом складе, тем более постоянным будет каче-
ство угля внутри шахтогруппы.
Эффективность усреднения в основных штабелях
зависит от правильной укладки угля и его забора из
штабеля.
Укладка материала в штабель возможна двумя спосо-
бами: способ «Шеврон» и способ «Дорожек» (рис. 23.14).
Как видно, требованию процесса усреднения углей
отвечает укладка штабеля способом «Дорожек». Для пре-
дотвращения сегрегации при закладке штабеля загрузка
материала должна осуществляться с минимальной высо-
ты над верхним уровнем штабеля.
В составе шихт для коксования участвуют угли мно-
гих шахт. Нередко для них не хватает имеющихся на за-
воде площадей складов или бункеров дозировочных от-
делений.
В этих условиях для получения шихты постоянного
качества угли отдельных марок приходится объединять
в шахтогруппы, куда входят угли примерно одинаковые
по спекаемости и техническому анализу.
Основными показателями для правильного объеди-
нения углей в шахтогруппы в порядке убывания этих по-
казателей являются:
1. Спекаемость углей. В одну шахтогруппу объединя-
ются угли с одинаковой величиной «у» и близкими
пластометрическими кривыми.
2. Сернистость угля. Группировку по сернистости про-
водят после группировки по спекаемости. В одну
шахтогруппу включают угли, близкие по содержа-
нию серы.
Способ «Дорожек»
Способ «Шеврон»
Рис. 23.14.
Укладка материала в
штабель
Справочник Коксохимика. Том 1
402
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
3. Зольность углей. После распределения по спекаемо-
сти и сернистости каждую группу делят на подгруп-
пы, исходя из примерно одинаковой зольности.
4. Влажность углей. Желательно, чтобы в каждой шах-
тогруппе находились угли с близкими значениями
влажности.
23.4. Оборудование закрытых складов угля
КОНВЕЙЕРЫ ЛЕНТОЧНЫЕ КАТУЧИЕ
(ПЕРЕДВИЖНЫЕ)
Конвейеры ленточные катучие (передвижные) пред-
назначены для транспортирования материала только
в горизонтальном направлении и применяются для за-
грузки материала в бункера закрытых складов угля и до-
зировочных отделений.
Конвейер представляет собой самоходную транс-
портирующую машину непрерывного действия, переме-
щающуюся по рельсовому пути.
Конвейер состоит из сварных горизонтальных рам,
на которых установлено оборудование (барабаны, роли-
коопоры верхние и нижние, электропривод и натяжное
устройство, колпаки, воронки). Рамы опираются на хо-
довые колеса. Конвейеры передвигаются по железнодо-
рожным рельсам вдоль бункеров.
Конвейеры катучие могут работать как в откатном
режиме, так и в челноковом. В откатном режиме разгруз-
ка материала происходит при стационарном положении
конвейера, его передвижение в другое место происходит
по мере загрузки бункеров склада.
В челноковом режиме разгрузка материала происхо-
дит при возвратно поступательном движении конвейера.
В обоих случаях конвейеры могут работать с ревер-
сом ленты, причем реверс должен производиться при не-
загруженной ленте.
Если реверс ленты конвейера производится под на-
грузкой, т. е. при наличии на ленте транспортируемого
материала, конвейер должен обеспечивать двойную про-
изводительность по сравнению с требуемой при данной
скорости ленты.
Катучие конвейеры должны устанавливаться при
соблюдении следующих условий:
должно исключаться воздействие атмосферных
осадков и солнечной радиации;
проход между двумя параллельно расположенными
конвейерами должен быть не менее 1 м;
место установки конвейера (конвейеров) должно
быть ограждено по всему периметру ограждением
высотой не менее 1 м от уровня пола;
двери для входа на огражденный участок с катучи-
ми конвейерами должны иметь блокировку с меха-
низмами привода ленты и передвижения, которая
обеспечивает отключение упомянутых приводов
при открывании двери.
Вдоль трассы передвижения конвейера за ограж-
дением должны быть установлены кнопки «стоп» через
каждые 30 м.
Выбор типа катучего конвейера производится в за-
висимости от требуемой производительности, характера
транспортируемого материала и его насыпной плот-
ности, длины конвейера и наличия материала на ленте
в момент ее реверса. Ширина ленты катучего конвейера
может быть от 800 м до 2000 мм. Для легких и средних
условий работы применяются катучие конвейеры с ши-
риной ленты В = 800... 1400 мм, для тяжелых условий ра-
боты - с шириной ленты В = 1600 мм и В = 2000 мм.
Конвейеры ленточные катучие состоят из следу-
ющих основных узлов: станция приводная, станция на-
тяжная, секции средней части, электрооборудование с
токопроводящими устройствами, конвейерная лента.
Приводная станция состоит из рамы, приводного
барабана с приводом, механизма передвижения, колпа-
ка с воронкой, скребка, линейки выключающей, огражде-
ний, штанги токоподвода.
В зависимости от расположения механизма приво-
да ленты конвейера приводная станция имеет левое или
правое исполнение.
Расположение привода определяется по направле-
нию хода ленты при набегании ее рабочей ветви на при-
водной барабан.
В зависимости от длины конвейера приводная стан-
ция оснащена одним (при длине конвейера до 30 м) или
двумя (при длине конвейера свыше 30 м) механизмами
передвижения.
В зависимости от транспортируемого материала и
технологической схемы загрузки конвейера приводная
станция может комплектоваться одним из трех видов
колпаков над приводным барабаном: глухим, глухим фу-
терованным или проходным.
Натяжная станция состоит из следующих основных
узлов: рама, барабан неприводной, скребок, колпак с во-
ронкой, механизм передвижения (только для конвейе-
ров длиной свыше 50 - 60 м), ограждения.
Привод передвижения устанавливается на натяж-
ной станции только при длине конвейера свыше 60 м.
Исключение составляют конвейеры с шириной ленты
В = 1200 мм и В = 1400 мм и с диаметром приводного ба-
рабана 1000 мм, которые имеют механизм передвижения
на натяжной станции, начиная с длины свыше 50 м.
Натяжение ленты конвейеров с шириной ленты
В-800...1400 мм осуществляется винтовыми натяжка-
ми, а конвейеров с шириной ленты В = 1600, 2000 мм -
винтовыми или лебедочными.
Натяжная станция, как и приводная, комплектуется
тремя типами колпаков: глухим, глухим футерованным и
проходным.
Для конвейеров с шириной ленты В = 800... 1400 мм
средняя часть конвейера комплектуется секциями дли-
ной 3 м и 4 м, которые шарнирно соединяются с привод-
ной и натяжной станциями.
Таким образом, длина конвейера, начиная с мини-
мальной длины, может быть кратной 1 м. Минимальная
длина конвейера составляет 8,225 м, максимальная дли-
на -100,74 м.
Для конвейеров с шириной ленты В = 1600 мм мини-
мальная длина составляет 14 м или 25 м в зависимости от
типа конвейера, а максимальная длина - 42 м или 129 м.
(рравочник Коксохимика- Том 1
Глава 23. Складирование углей
Для конвейеров с шириной ленты В = 2000 мм мини-
мальная и максимальная длина в зависимости от типа кон-
вейера составляет: 17 м и 29 м; 29 м и 61 м; 36 м и 129 м.
Длина средней секции для конвейеров с шириной
ленты В = 1600 мм, 2000 мм составляет 4 м.
Токопитание конвейеров всех типоразмеров осу-
ществляется посредством электрокабелей, подвешивае-
мых к монорельсу через каретки для гибкого кабеля.
Во избежание передачи на электрокабели токопод-
вода растягивающей нагрузки, могущей возникнуть при
передвижении конвейера, кабели через зажимы крепят-
ся с провисанием к предохранительному тросику, под-
вешенному вдоль монорельса к кареткам. Тросик одним
концом закреплен к штанге токоподвода, а другим к кон-
цевой обойме.
На рис. 23.15 показан конвейер ленточный катучий
с шириной ленты В = 1400 мм с левым расположением
привода.
В табл. 23.4 приведены основные технические дан-
ные конвейеров ленточных катучих.
При работе конвейеров обеспечиваются следующие
электроблокировки:
автоматическое отключение электродвигателя при-
вода ленты конвейера при сходе ленты на сторону,
при проскальзывании ленты на приводном бараба-
не или при ее обрыве;
автоматическое отключение токопитания конвейе-
ра при срабатывании аварийных тросиковых вы-
ключающих устройств и открытия дверей в ограж-
дениях конвейера;
автоматическое отключение электродвигателей
приводов механизмов передвижения конвейеров
при срабатывании конечных выключателей в местах
разгрузки конвейера и выключателей ограничения
его крайних положений;
невозможность повторного включения токопита-
ния конвейера после его отключения аварийным
устройством выключающим канатным. Повторное
включение может быть произведено только после
ликвидации аварийной ситуации;
автоматическая подача перед запуском конвейера
светового и звукового сигнала.
ТЕЛЕЖКИ БАРАБАННЫЕ РАЗГРУЗОЧНЫЕ
Тележки барабанные разгрузочные предназначены
для разгрузки перемещаемого ленточным конвейером
материала в любом требуемом месте горизонтального
участка стационарного ленточного конвейера.
Выбор тележек и их заказ производятся одновре-
менно с согласованием конвейера по его опросному
листу.
Тележки для конвейеров с шириной ленты В = 800...
1400 мм полностью механизированы и имеют возмож-
ность работы в автоматическом режиме при любом усло-
вии их использования: при заданных остановках, в чел-
ночном режиме и при реверсе движения.
Тележка (рис. 23.16) состоит из следующих основных
узлов: рама, наклонная часть с роликоопорами, два не-
приводных оборотных барабана, механизмы передвиже-
ния, разгрузочная воронка, электрооборудование с токо-
подводящими устройствами, лестница с площадкой.
Тележки перемещаются вдоль конвейера по рель-
совому пути, который укладывается на опорные кон-
струкции стационарного ленточного конвейера парал-
лельно продольной оси конвейера. Торможение теле-
Ширина ленты, мм Диаметр приводного барабана, мм Производительность, м3/ч Скорость ленты, м/с Длина конвейера, м Масса конвейера, кг наименьшая/ . наибольшая I Электре привод ленты, кВт (двигатели привод механизма передвижения Скорость конвейера, м/с i Тип рельса | I 1ея рельсов, MM
кВт на ед. кол., шт. ! о t
800 500 195...615 1,0...3,15 8,225...70,045 6370/17340 12...21 3,2 1,2 1 03 i pi8 ;
630 245...490 1,25...2,5 9,9...99,90 9550/29140 ^16-31,5 4,25 1,2,3 | P24 j 1350 !
800 195...490 1,0...2,5 39,765.. .99,945 2090/33080 20...45 8,5 ’ 2,3 Р ; i
1000 500 300...945 1,0...3,15 8,225...50,045 6870/16100 12.-26,5 3,2 i 1,2 \ : i p18 5 '
630 375...750 1,25-. 2,5 9,90...99,90 10180/31770 _ 19. ..40 j i 4,25 И, 2,3 1 I i 1550 E ' E i E
800 300.-750 1,0...2,5 19,766...99,945 17210/37060 26,5.-45 8,5 .1,2,3
1200 630 550...1100 1,25...2,5 9,336.-60,156 10790/22640 16-40 4,25 ; f 8,5 | ; 1,2 1 1,2,3 0,3 j § J j i 1750 •
800 440...1100 1,0...2,5 10,945...99,945 15940/41010 20.-45
1000 440-.1385 1,0...3,15 50,740400,740 31800/46000 _40-J5 8,5 J L.?. : i i P24 I i
1400 630 750... 1500 1,25...2,5 9,36...50,156 11770/24740 19...40 4,25 I > 1,2 i
800 600...1500 1,0...2,5 10,945... 99,945 17400/52750 26,5.-55 8,5__ ; 8,5 1 1,2,3 1 i 3 I ; 1950 ;
1000 800... 1890 1,0...3,15 50,74.-100,74 37020/56500 40...90 i з Цз j
1600 800 1250..2000 1,6...2,5 14...25 19700/36500 18,5.-150 ’ 3,2 4,2Л 2,4 j 0,325 _ C 2300
2000 800 2000...3150 1,6...2,5 17...29 35000/47000 i ~ 80100 30...150 5 41 4 J 0,33 | P43 2300 2800 ;
1250 3150 2,5 36 150... 180 4,5
Таблица23.4.
Основные технические
данные катучих конвейеров
(правочник Коксохимика- Том 1
3030 I И 1670
1 - станция приводная; 2 - станция натяжная; 3 - секция средней части; 4 - штанга токоподвода; 5 - каретка для гибкого кабеля; 6 - лента конвейерная; 7 - колпак;
8 - монорельс; 9 - электрокабель; 10- тросик; 11 - концевая обойма; 12 - роликоопора верхняя желобчатая
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Глава 23. Складирование углей
Рис. 23.16.
Тележки барабанные
разгрузочные
[
i
К/2
а)
б)
1 - рама; 2 - барабан оборотный; 3 - воронка разгрузочная; 4-лестница с площадкой; 5 - привод передвижения;
6 - рельсозахват; 7- шибер; 8-ходовые колеса; 9 - штанга токоподвода; 10- каретка для гибкого кабеля;
11 - концевая обойма; 12 - кабель; 13 - тросик; 14 - монорельс; 15 - роликоопоры желобчатые
а) исполнение тележки с разгрузкой на две стороны или вперед;
б) исполнение тележки с разгрузкой на сторону (правую) или вперед
(правочник Коксохимика. Том 1
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
жек - принудительное колодочным тормозом для ленты
В = 1600 мм или рельсозахватом (для лент с шириной
ленты В = 800 ... 1400 мм).
Рельсы перед ходовыми колесами очищаются щет-
ками.
Тележки могут иметь правое или левое расположе-
ние привода передвижения (если смотреть по направле-
нию движения ленты конвейера).
Воронки для разгрузки материала могут быть сле-
дующих исполнений:
1) трехрукавная с разгрузкой на две стороны или впе-
ред;
2) двухрукавная с разгрузкой на две стороны;
3) двухрукавная односторонняя правая с разгрузкой
на одну сторону (правую) или вперед;
4) двухрукавная односторонняя левая с разгрузкой на
одну сторону (левую) или вперед;
5) однорукавная правая с разгрузкой на одну сторону
(правую);
6) однорукавная левая с разгрузкой на одну сторону
(левую).
Левая или правая сторона разгрузки определяется
по направлению движения ленты конвейера.
Воронки для разгрузки на стороны или вперед снаб-
жены шиберными устройствами, приводимыми в движе-
ние исполнительными механизмами.
При разгрузке абразивных материалов воронки фу-
теруются сменными броневыми листами.
Скорость передвижения тележек составляет 0,3 м/сек.
Электропитание и управление тележки осуществля-
ется при помощи гибкого кабеля.
Остановка тележки в заданных точках осуществляет-
ся конечными выключателями. Для аварийной остановки
тележки в крайних положениях устанавливаются конеч-
ные выключатели и механические упоры на рельсах.
Технические данные тележек барабанных разгру-
зочных приведены в табл. 23.5.
ВОЗДУХОСБОРНИК V= Юм3
Воздухосборник предназначен для приема, аккуму-
лирования и подачи сжатого воздуха в систему пневмо-
обрушения угля в бункерах закрытого склада угля или до-
зировочного отделения. Воздухосборник устанавливает-
ся на открытой площадке рядом с бункерами закрытого
склада угля или дозировочного отделения.
Воздухосборник (рис. 23.17) представляет собой
цилиндрическую емкость на лапах, оборудованную па-
трубками, предохранительным клапаном, приборами и
арматурой.
Технические данные воздухосборника
Рабочая среда сжатый воздух
Номинальная вместимость, м3 10
Рабочее давление избыточное, МПа 0,785 (8 кгс/см2)
Расчетное давление, МПа 0,795 (8,1 кгс/см2)
Давление гидравлических испытаний, не менее, МПа 1,11 (11,3 кгс/см2)
Избыточное давление, при котором дол- жен открываться предохранительный клапан, не более, МПа 0,88 (9 кгс/см2)
Масса, не более, кг 2050
Таблица 23.5.
Техническая
характеристика
тележек барабанных
разгрузочных
Ширина ленты конвейера, мм Наибольшее натяжение ленты конвейера, Н Диаметр оборотного барабана, DyMM Размеры, мм Колея рельсов, мм Тип рельса Масса, кг* наибольшая наименьшая
Н Н, L К В М (не менее)
800 20000 500 1350 1980 4940 2420 400 1400 1350 Р18 4380 3300
50400 800 1700 2500 6300 2450 Р24 7530 6020
1000 i 30000 630 1550 2300 5500 2720 450 1600 1550 Р18 5180 3770
84000 i 1000 .1900 2835 7070 2750 i Р24 9110 7200
1200 48000 800 1750 2690 6400 3160 _ i 550 1800 1750 Р24 10250 7550
114000 1250 2350 3525 8850 3260 13150 10090
1400 i 56000 800 1950 2940 6850 3640 650 2000 1950 12000 8930
103000 1250 2450 | 3675 8900 17940 13710
* В числителе указана наибольшая масса тележки с футерованной воронкой и роликоопорами желобчатыми тяжелого типа, в знаменателе -
наименьшая масса тележки с нефутерованной воронкой и роликоопорами желобчатыми нормального типа.
Справочник Коксохимика. г[ом 1
Глава 23. Складирование углей
407
7 - патрубок подвода воздуха;
2 - патрубок выхода воздуха; 3 - предохранительный
клапан; 4 - слив конденсата; 5 - манометр; 6 - люк
235. Оборудование открытых складов угля
УКЛАДЧИКИ-ЗАБОРЩИКИ РОТОРНЫЕ (УЗР)
Промышленностью выпускаются УЗР в широком ди-
апазоне производительностей и габаритных размеров.
Производительность
Насыпная масса материала
Ширина ленты конвейера склада
Длина пути перемещения
Колея рельсового пути
Подвод электропитания
от 600 до 4500 т/ч
0,8... 2,8т/м3
до 2000 мм
до 800 м
до 8 м
гибким кабелем
Производительность по укладке
Производительность по забору
Насыпная плотность материала
Крупность материала
Высота штабеля от основания
Ширина штабеля
Длина пути перемещения машины
Колея рельсового пути
Конвейер ленточный вдоль склада:
ширина ленты
скорость ленты
Вылет стрелы
Скорость подъема и опускания стрелы
Конвейер ленточный стрелы:
ширина ленты
скорость ленты
Угол наклона стрелы
Угол поворота стрелы
Ротор:
диаметр
частота вращения
число ковшей
емкость ковшей
Скорость передвижения УЗР
Установленная и расчетная потребляе-
мая мощность
Ветер предельного состояния
Сейсмичность по международной
шкале
Подвод электропитания
Подвод электропитания цепей блокиро-
вок и связи
Ниже приведены характеристики укладчика-забор-
щика роторного, применяемого Гипрококсом в новых
проектах открытых складов угля (рис. 23.18).
Справочник Коксохимика- Трм 1
Подвод электропитания машины
Питание приводов УЗР, сигнализации,
отопления и освещения
Тип рельсов
На ходовых тележках установлены противоугонные
захваты для удержания машины при ураганном ветре
1200 м3/ч Рис. 23.7 7.
(1000 т/ч) Воздухосборник V= 10 м3
1500 м3/ч
(1200 т/ч)
0,8 т/м3
до 400 мм
16м
45,5 м
до 800 м
8м
1400 мм
2,16 м/с
40 м
4 м/мин
1400 мм
3,0 м/с
±12°
±100°
5600 мм
4... 9 об/мин
8
400 дм3
6... 20 м/мин
не более 320
кВА
не более 33 м/с
не более 7 бал-
лов
кабельный,
через барабан
с независимым
приводом
кабельный,
через барабан
с независимым
приводом
6000 В, 50 Гц
380 В и 220 В
1Р65
408 Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Глава 23. Складирование углей
409
+24,000
Рис. 23.19.
Укладчик
одностреловой
поворотный
410
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 23.20.
Заборщик роторный
Справочник Коксохимика Том 1
Глава 23. Складирование углей
411
Основные характеристики укладчиков
одностреловых поворотных
(рис. 23.19).
Производительность, т/ч
Насыпная масса материала, т/м3
Крупность материала, мм
Ширина ленты конвейера склада, мм
Длина пути перемещения, м
Угол поворота стрелы в плане, градус
Угол наклона стрелы, градус
Колея рельсового пути, м
Подвод тока
1000... 4500
0,8... 2,8
до 400
до 2000
до 800
±100
±17
ДО 8
гибким кабелем
Открытый склад угля
Основные характеристики заборщиков роторных
(рис. 23.20)
Производительность, т/ч
Насыпная масса материала, т/м3
Крупность материала, мм
Ширина ленты конвейера склада, мм
Длина пути перемещения, м
Угол поворота стрелы в плане, градус
Угол наклона стрелы, градус
Колея рельсового пути, м
Подвод тока
600... 4500
0,8... 2,8
до 400
до 2000
до 800
±100
±12
ДО 8
гибким кабелем
Библиография
1. Байдалинов П. А. Усреднение углей и выбор типа склада для
коксохимических заводов // Кокс и Химия - 1957 - № 2- С. 7.
2. Чалый Г. Я. Устройство для дистанционного определения уров-
ня шихты в хранилищах // Кокс и Химия - 1957 - № 8- С. 12.
3. Зашквара В. Г., Сапожников Я. Ю. Усреднение углей и выбор
типа угольных складов для коксохимических заводов // Кокс
и Химия - 1957 - № 12 - С. 12.
4. Лазовский И. М., Богоявленский В. В., Фельдбрин М. Г. Усредне-
ние углей и выбор типа угольного склада для современного
коксохимического завода // Кокс и Химия - 1958 - № 9 - С. 6.
5. Донде М. В., Кагасов В. М„ Кривоусов А. А. Усреднение углей
на угольном складе // Кокс и Химия - 1959 - № 9- С. 10.
6. Жердев М. П. Автоматизация пневмообрушения угля в бунке-
рах // Кокс и Химия - 1960 - № 6,- С. 12.
7. Иванов Е.Б., Кушниров В.Ф. Длительное хранение угля // Кокс
и Химия - 1961.- № 7 - С.З
8. Мордухович Р. В., Цоглин М. Э. Об угольных складах коксохи-
мических предприятий // Кокс и Химия - 1962 - № 1.- С. 15.
9. Леонов А. С., Белинский С. Б., Щербина В. М. и др. О сроках
хранения углей // Кокс и Химия - 1962 - № 12 - С. 12.
10. Бабин П. П. Закрытый склад угля для коксохимического пред-
приятия // Кокс и Химия - 1964 - № 7 - С. 2.
11. Лазовский И. М., Шатоха И. 3., Авдеев Ю. Е. Усреднение углей
в бункерах закрытого склада И Кокс и Химия - 1967 - № 9 - С. 3.
12. Мучник Д. А., Фартушная Р. М. Рациональная степень усред-
нения углей в напольных штабелях угольного склада // Кокс
и Химия-1967.-№12.-С. 1.
13. Шатоха И. 3., Кушниров В. Ф., Фомин А. П., Иваницкий В. Г. Ем-
кость склада для хранения и усреднения углей // Кокс и Хи-
мия.-1972.- №8.-С.З.
14. Шатоха И. 3., Сычёв П. Л., Счастливый А. Н. и др. Предупре-
ждение зависания углей в бункерах // Кокс и Химия - 1976-
№11.- С.З.
15. Шатоха И. 3., Мениович Б. И., Иваницкий В. Г. Проблемы скла-
дирования углей и усреднения угольной шихты на коксохи-
мическом производстве // Кокс и Химия - 1984 - № 6 - С. 4.
16. Морозов О. С., Копелиович Л. В., Беляев Е. В. и др. Расчет вмести-
мости угольного склада // Кокс и Химия - 1989 - № 4 - С. 4 - 9.
(Справочник коксохимика. Том!
ГЛАВА 24
ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ УГЛЕЙ
24.1. Общие положения
Дробление и измельчение углей - обязательная
технологическая операция при подготовке углей к кок-
сованию.
Термин дробление и измельчение применяется для
процессов, связанных с уменьшением крупности частиц
материалов.
Дроблением называется технологический процесс,
когда частицы материала доводятся до крупности более
5 мм, измельчением, когда получается материал с части-
цами крупностью менее 5 мм.
В углеподготовительном цехе коксохимических
предприятий может проводиться как предварительное
дробление углей, так и обязательное окончательное из-
мельчение углей или шихты.
Предварительное дробление угля осуществляется,
как правило, до крупности кусков 80... 100 мм в зависи-
мости от характеристики углей.
Цель предварительного дробления - сделать уголь
более равномерным по крупности для улучшения про-
цесса дозирования при составлении шихты, а также для
повышения производительности молотковых дробилок
при окончательном измельчении углей.
Для производств с большой производительностью
отделение предварительного дробления оснащается
барабанными дробилками, в которых наряду с дробле-
нием угля одновременно удаляются посторонние пред-
меты, такие, как крупные куски породы, доски, бетон,
различные детали добывающих и транспортирующих
устройств.
Попадание этих предметов на тракт углеподгото-
вительного цеха может вызвать забивку желобов, порез
конвейерных лент, разрушение молотковых дробилок.
В связи с механизацией добычи углей содержание
крупных классов в углях, используемых для коксования,
значительно уменьшилось. Поэтому на некоторых коксо-
химических заводах предварительное дробление углей
не применяется.
Дробильное
отделение
При отсутствии отделения предварительного дроб-
ления с барабанными дробилками, углеподготовитель-
ный цех имеет в своем составе, как правило, отделение
удаления инородных предметов, в котором на цилиндри-
ческом грохоте удаляются те же посторонние предметы,
что и на барабанной дробилке.
Цель окончательного измельчения - обеспечить
в каждом наименьшем объеме угольной загрузки при-
сутствие всех компонентов шихты.
24.2. Предварительное дробление углей
Предварительное дробление углей обычно осу-
ществляется в отделениях предварительного дробления
в барабанных или на двухвалковых зубчатых дробилках.
Для заводов с большой производительностью отделение
предварительного дробления оснащается барабанными
дробилками.
Барабанные дробилки имеют высокую производи-
тельность, отличаются простотой в обслуживании.
На рис. 24.1 представлено отделение предваритель-
ного дробления, оснащенное барабанной дробилкой
ДБ-28.
На заводах с небольшой производительностью
углеподготовительного цеха предварительное дробле-
ние углей может производиться на двухвалковой зубча-
той дробилке.
На рис. 24.2 показано отделение предварительного
дробления угля, оборудованное двухвалковой зубчатой
дробилкой.
24.3. Удаление инородных предметов
Крупные инородные предметы могут удаляться из
потока угля на барабанных дробилках в отделении пред-
варительного дробления или на цилиндрическом грохоте
в отделении удаления инородных предметов. Отделение
удаления инородных предметов располагается на тракте
после вагоноопрокидывателя или углеприемных ям.
Для удаления из потока угля ферромагнитных пред-
метов используются железоотделители.
Устанавливаются железоотделители, как правило,
на тракте подачи угля в молотковые дробилки или в от-
делении окончательного измельчения.
Чаще всего применяются железоотделители подвес-
ные саморазгружающиеся типа ПС, устанавливаемые над
ленточным конвейером.
Кроме того, могут использоваться железоотделите-
ли подвесные типа П или железоотделители барабанные
типа 111, устанавливаемые вместо приводных барабанов
ленточных конвейеров.
Отделение удаления инородных предметов, оснащен-
ное цилиндрическим грохотом, представлено на рис. 24.3.
Справочник }СОКСОХИм11 ка Том 1
Глава 24. Дробление и измельчение углей
413
Рис. 24.1.
Отделение
предварительного
дробления с дробилкой
барабанной ДБ-28
1 - конвейер ленточный; 2 - дробилка барабанная; 3 - сито стационарное;
4 - желоб для посторонних предметов; 5 - ящик
Рис. 24.2.
Отделение
предварительного
дробления с дробилкой
двухвалковой зубчатой
1 - конвейер ленточный; 2 - железоотделитель; 3 - дробилка двухвалковая зубчатая; 4 - клапан;
5 - сито стационарное; б - желоб для металла; 7 - ящик
Рис. 24.3.
Отделение удаления
инородных предметов
1 - конвейер ленточный; 2 - грохот цилиндрический; 3 - желоб для инородных предметов
(прав0ЧИИК Коксохимика- Том 1
414
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Конвейер
ленточный
24.4. Окончательное измельчение углей
или шихты
Окончательное измельчение шихты до крупности
зерен 0...3 мм производится для получения однородной
смеси углей и создания наилучших условий их взаимо-
действия при получении кокса заданного качества.
Помол показывает, до каких размеров измельчена
основная масса угля или шихты.
Степень помола (степень измельчения) определя-
ет долю в % определенного класса крупности в общей
массе шихты. В настоящее время степень измельчения
шихты и ее гранулометрический состав характеризуют-
ся содержанием классов О...О,25 мм; 0...0,5 мм; 0...3 мм;
выше 6 мм.
Степень измельчения в каждом конкретном случае
зависит от свойств угля. Основной принцип рациональ-
ной степени измельчения заключается в том, что при
снижении верхнего предела крупности углей необходи-
мо добиваться образования минимального количества
тонких классов крупностью 0.. .0,5 мм.
Исследования показали, что крупные зерна жирных
и коксующихся углей хорошо спекаются. В то же время
спекаемость мелких фракций этих углей ухудшается, что
не способствует улучшению качества получаемого кокса.
Коксование крупных зерен газовых углей и марки
ОС не обеспечивает однородной структуры кокса.
Показатели степени помола шихты колеблются на
разных коксохимических заводах в широких пределах: от
70% до 93% класса крупности 0...3 мм.
Для каждой шихты оптимальный уровень помола
определяется опытным путем.
Чем выше спекаемость шихты, тем меньше может
быть уровень ее измельчения. На производствах, рабо-
тающих на донецких углях, спекаемость которых выше,
уровень измельчения шихт ниже, чем на заводах, где кок-
суются кузнецкие и карагандинские угли.
Очень тонкое измельчение углей и шихты не реко-
мендуется по следующим причинам:
1. Снижается насыпная масса шихты и, следователь-
но, производительность коксовых печей. Так, при
увеличении содержания в шихте класса крупностью
0.. .3 мм с 80 % до 90 % насыпная масса шихты умень-
шается на 1,5 - 2,0%.
2. Ухудшаются условия труда в углеподготовительном
цехе из-за значительного пылеобразования.
3. Повышается расход электроэнергии дробильных
установок и снижается их производительность.
Так, при увеличении содержания класса крупности
0...3 мм с 88% до 92,4% производительность молотко-
вых дробилок снижается на 40 %, а расход электроэнер-
гии увеличивается в 2 раза.
Для уменьшения переизмельчения мелких классов
угля и шихты и уменьшения расхода электроэнергии пе-
ред молотковыми дробилками предусматривается отсев
мелких классов угля (крупностью менее 6 мм).
Отсев осуществляется на стационарных ситах, уста-
навливаемых в желобах перед дробилками.
На рис. 24.4 приведено отделение окончательно-
го измельчения (схема измельчения - ГДК - групповое
дробление компонентов).
На рис. 24.5 приведено отделение окончательного
измельчения по схеме ДШ - дробление шихты.
В отделении окончательного измельчения дробил-
ки комплектуются взрывозащищенными электродвига-
телями.
При отсутствии взрывозащищенных электродви-
гателей, соответствующих классу взрывоопасной зоны,
а также категории и группе взрывоопасных смесей, допу-
скается применение электродвигателей общего назначе-
ния при соблюдении следующих требований:
а) электродвигатели должны устанавливаться в по-
мещениях, изолированных от помещений с взры-
воопасными зонами глухой несгораемой стеной,
с пределом огнестойкости 0,75 ч; помещения долж-
ны иметь отдельный вход (выход) и в них должно
обеспечиваться избыточное давление воздуха;
6) передача механической энергии от двигателей к ап-
паратам должна осуществляться с помощью вала,
пропущенного через стену с устройством в ней
сальникового или другого надежного уплотнения.
Конвейеры, расположенные непосредственно под
дробилками, должны быть оборудованы пылезащитны-
ми укрытиями по всей их длине.
24.5.Оборудование отделений предваритель-
ного дробления, удаления инородных
предметов, окончательного измельчения
углей и шихты
БАРАБАННЫЕ ДРОБИЛКИ
Барабанные дробилки (рис. 24.6) состоят из литых
крестовин с ситами, образующими поверхность бараба-
на. Диаметр отверстий сит устанавливается в зависимо-
сти от требуемой крупности дробленого материала - от
50 мм до 150 мм.
Внутри барабана имеются полки. Барабан находится
внутри кожуха с приемными и выдающими желобами.
При вращении барабана поток угля разделяется:
мелкие частицы, меньше отверстий сит, просеиваются,
Справочник Коксохимика. 'pjM 1
Глава 24. Дробление и измельчение углей
415
Рис. 24.4.
Отделение
окончательного измельчения
(схема измельчения - ГДК -
групповое дробление
компонентов)
1 - конвейер ленточный; 2 - железоотделитель; 3 - дробилка молотковая; 4 - клапан;
5 - сито стационарное; 6 -желоб для металла; 7- ящик
Рис. 24.5.
Отделение
окончательного
измельчения
(схема измельчения -ДШ -
дробление шихты)
1 - конвейер ленточный; 2 - железоотделитель; 3 - дробилка молотковая; 4 - клапан разрезной; 5 - клапан;
6 - сито стационарное; 7 - желоб для металла; 8 - ящик
Справочник Коксохимика. Трм 1
416
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
1 - желоб загрузочный; 2 - кожух; 3 - барабан; 4 - желоб отходов; 5 - рама с катками;
6 - привод; 7 - патрубок аспирации
крупные захватываются полками, поднимаются и сбрасы-
ваются, при этом происходит их дробление.
Крупные посторонние предметы, продвигаясь по
длине барабана, выводятся через желоб на конвейер и
далее в бункер отходов.
Недостатки барабанных дробилок - большие габа-
ритные размеры, частичные потери угля с отходами.
Перед барабанными дробилками устанавливается
стационарный колосниковый грохот для отсева мелких
классов угля. Это позволяет избежать переизмельчения
материала и уменьшить нагрузку на барабанную дро-
билку.
Техническая характеристика дробилки
барабанной ДБ-28
Дробилка
роторная Производительность по исходному материалу
при диаметре отверстий, т/ч
50 мм 240
100 мм 300
150 мм 400
Крупность исходного материала, не более, мм 800
Внутренний диаметр барабана, мм 2800
Рабочая длина барабана, мм 4500
Число оборотов барабана, об/мин 15,4
Мощность электродвигателя, кВт 75
Масса, не более, кг 35 000
ДРОБИЛКИ ДВУХВАЛКОВЫЕ ЗУБЧАТЫЕ
На коксохимических заводах с небольшой произ-
водительностью углеподготовительного цеха предвари-
тельное дробление углей может производиться на двух-
валковых зубчатых дробилках.
Преимущество этих дробилок - компактность,
небольшие габаритные размеры и масса. Недостаток
этих дробилок - небольшая производительность.
Один из валков зубчатой дробилки установлен на
опорах, имеющих возможность перемещаться, что по-
зволяет при попадании недробимых предметов отодви-
гаться валку. При прохождении постороннего предмета
валок за счет пружины возвращается на прежнее место.
Зазор между валками регулируется в зависимости от
требуемой крупности дробленого материала. Перед
валковыми зубчатыми дробилками устанавливается
стационарный колосниковый грохот для отсева мелких
классов угля.
Справочник Коксохимика Дом Т
Глава 24. Дробление и измельчение углей
417
На рис. 24.7 показана дробилка двухвалковая зубча- Длина валков, мм 900 1200
тая ДДЗЭ-9х9. Номинальная частота враще-
На рис. 24.8 представлена дробилка двухвалковая ния валков, об/мин 42 40
зубчатая СМД-175А (ДДЗЭ-15x12). Наибольший размер куска
загружаемого материала, мм 360 900
Техническая характеристика дробилок Размер дробленого
двухвалковых зубчатых материала, мм 40...100 100
ДДЗЭ-9х9 СМД-175А Электродвигатель:
(ДДЗЭ-15x12) мощность, кВт 45 55
частота вращения, об/мин 1500 1000
Производительность, т/ч 60... 120 до 150 количество, шт. 1 2
Диаметр валков, мм 900 1500 Масса, кг 13300 31400
Подача
материала
Рис.24.7.
Дробилка двухвалковая
зубчатая ДДЗЭ-9х 9
990+210
3590
1000
/ - рама с подшипниками; 2 - барабан с зубьями; 3 - кожух; 4 - шпиндель; 5 - электродвигатель;
6 - редуктор; 7 - ограждение
Справочник Коксохимика. Том 1
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 24.8.
Дробилка двухвалковая
зубчатая СМД-175А
(ДДЗЭ-15Х12)
Подача
материала
1540... 1690
4950
/ - рама с подшипниками; 2 - барабан с зубьями; 3 - кожух; 4 - шпиндель; 5 - редуктор;
6 - электродвигатель; 7 - ограждение
ГРОХОТ ЦИЛИНДРИЧЕСКИЙ
Грохот цилиндрический ГЦЛ-3-1 (рис. 24.9) предна-
значен для предварительного грохочения угля с целью
удаления посторонних (инородных) предметов из потока
угля (щепа, доски, порода, бетон, металл и др.).
На раме установлен барабан с углом наклона 8° к го-
ризонту. Барабан опирается на гладкие катки, при враще-
нии которых от привода за счет фрикционного сцепления
вращается барабан. Внутри барабана находится спираль-
ная просеивающая поверхность из колосниковых реше-
ток со щелями между витками спирали.
Расстояние между соседними спиралями определя-
ет щель просеивающей поверхности.
Уголь через загрузочный желоб поступает на вра-
щающуюся просеивающую поверхность и благодаря углу
наклона барабана и спиралям решеток перемещается
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 24. Дробление и измельчение углей
419
Рис 24.9.
Грохот цилиндрический
ГЦЛ-3-1
1 - рама; 2 - барабан; 3 - каток; 4 - электродвигатель; 5 - редуктор; б - загрузочный желоб;
7-желоб для отвода посторонних предметов; 8 - кожух; 9 - патрубки для подключения аспирационной системы;
10 - желоб для подрешётного угля
в сторону разгрузки. При этом уголь поднимается витка-
ми спирали на некоторую высоту, откуда соскальзывает
вниз, позволяя мелким фракциям угля просеиваться
сквозь решетку. Подрешетный уголь уходит через желоб,
а надрешетный продукт (крупные посторонние предме-
ты) отводится через желоб для посторонних предметов.
Привод грохота состоит из электродвигателя, редуктора,
валов и ведущих катков.
Вращающийся барабан полностью закрыт кожухом,
состоящим из нескольких секций.
В верхней части кожуха предусмотрены патрубки
для подключения аспирационной системы.
Техническая характеристика грохота
цилиндрического ГЦЛ-3-1
Производительность по исходному
материалу, т/ч 1000
Скорость вращения барабана,
рад/сек (об/мин) 0,97(9,2)
Ширина щели между витками
спирали, мм 100,150,200
Угол наклона барабана, град 8±1
Рабочая длина барабана, мм 2840
Внутренний диаметр барабана, мм 1702
420
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Размер исходных кусков угля,
не более, мм 400x500x500
Мощность электродвигателя, не более, кВт 10
Масса, не более, кг 9500
ЖЕЛЕЗООТДЕЛИТЕЛИ
Железоотделители подвесные саморазгружающие-
ся (рис. 24.10) предназначены для извлечения и удале-
ния ферромагнитных предметов из угля,-перемещаемого
ленточным конвейером.
Железоотделители рассчитаны для работы в про-
должительном режиме.
На барабаны надета разгрузочная лента. Натяжение
ленты осуществляяется перемещением натяжного бара-
бана по пазам в раме. Вращение на приводной барабан
передается от электродвигателя через клиноременную
и цепную передачи. Температура обмоток железоотдели-
теля не превышает 130°C.
Ферромагнитные предметы, находящиеся в зоне
действия магнитного поля, притягиваются к разгрузоч-
ной ленте, которая уносит их за пределы электромагнита,
где происходит их разгрузка в желоб для металла.
Железоотделитель может устанавливаться: 1) над
лентой конвейера поперек направления ее движения;
2) над разгрузочной воронкой приводного барабана кон-
вейера в месте разгрузки материала с ленты конвейера
вдоль оси конвейера.
Для исключения пылевыделений в помещение раз-
грузочная воронка ленточного конвейера сверху закры-
та кожухом, что не позволяет устанавливать железоотде-
литель над разгрузочной воронкой.
Рис. 24.10.
Железоотделитель
подвесной
саморазгружающийся
ПС 120М(ПС160М)
1 - рама; 2 - барабан верхний; 3 - привод; 4 - барабан натяжной; 5 - лента разгрузочная; б - электромагнит;
7 - барабан приводной; 8 - участок желоба из немагнитного материала
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 24. Дробление и измельчение углей
421
Техническая характеристика железоотделителей
подвесных саморазгружающихся типа ПС
ПС-120М ПС-160М
Ширина ленты конвейера, мм 1000; 1200 1400; 1600
Масса извлекаемых ферромаг- нитных предметов, кг 0,1...40 0,1...40
Глубина зоны извлечения при установке железоотделителя над лентой конвейера при ско- рости ленты не более 2,5 м/с, мм 400 450
Глубина зоны извлечения при установке железоотделителя над разгрузочной воронкой вдоль конвейера при скорости ленты не более 4,5 м/с, мм 500 550
Напряжение сети постоянного тока, В 220 220
Потребляемая мощность обмот- кой возбуждения, кВт 3,4 ±0,4 4,5 ±0,4
Номинальная мощность элек- тродвигателя привода, кВт 3,0 5,5
Масса, не более, кг 5300 8690
В железоотделителе электромагнитном подвесном
(рис. 24.11) предусмотрена регулировка угла между по-
люсными наконечниками. Максимальный угол - не более
30°. Благодаря регулировке угла выбирается оптималь-
ное распределение магнитных сил, действующих на фер-
ромагнитные предметы. При движении материала через
магнитное поле железоотделителя ферромагнитные
предметы притягиваются к полюсным наконечникам.
Разгрузка происходит после отключения железоотдели-
теля от источника постоянного тока.
Железоотделитель может устанавливаться: 1) над
лентой конвейера как на горизонтальном, так и на на-
клонном участках; 2) над разгрузочной воронкой привод-
ного барабана конвейера в месте разгрузки материала с
ленты конвейера.
В связи с тем, что разгрузочная воронка ленточного
конвейера сверху закрыта кожухом с целью исключения
пылевыделений в рабочее помещение, в углеподготови-
тельном цехе железоотделители типа «П» устанавливают-
ся только над лентой конвейера.
Техническая характеристика железоотделителей
подвесных типа П
П100М П160М
Ширина ленты конвейера, мм 650; 800; 1200; 1400;
Масса извлекаемых ферромаг- 1000 1600
нитных предметов, кг Глубина зоны извлечения при установке железоотделителя над лентой конвейера при ско- рости ленты не более 0,1...35 0,1...35
2,5 м/с, мм Глубина зоны извлечения при установке железоотделителя над разгрузочной воронкой вдоль конвейера при скорости 180 210
ленты не более 4,5 м/с, мм 230 250
Рис. 24.11.
Железоотделитель
электромагнитный
подвесной
П 100М(П 160 М)
1 - полюсная скоба; 2 - катушка; 3 - сектор; 4 - полюсные магниты
Справочник Коксохимика. Том 1
422
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Напряжение сети постоянного
тока, В 110 110
Потребляемая мощность обмот-
кой возбуждения, кВт 1,8 ± 0,3 2,8 ± 0,4
Масса, не более, кг 1050 1820
Железоотделитель барабанный типа Ш (рис. 24.12)
совмещает в себе функции приводного барабана ленточ-
ного конвейера и железоотделителя.
Железоотделитель состоит из барабана с подшипни-
ками и валом, электромагнитной системы внутри бараба-
на, токораспределительной коробки.
При пропускании тока через обмотку возбуждения
железоотделителя на его поверхности образуется магнит-
ное поле. В процессе движения ленты конвейера немаг-
нитный материал (в нашем случае уголь), находящийся на
ленте, разгружается обычным путем в желоб, а ферромаг-
нитные предметы, находящиеся в транспортируемом ма-
териале, притягиваются к поверхности ленты и уносятся
под барабан, где разгружаются в желоб для металла.
Конструктивной особенностью барабанного желе-
зоотделителя является один выходной конец вала, т.к. на
другом конце располагается токораспределительная ко-
робка.Таким образом, приводной барабан конвейера мо-
жет иметь только один рабочий привод, без резервного,
что является недостатком этого типа железоотделителя.
Следует иметь в виду, что из потока материала не из-
влекаются немагнитные и слабомагнитные предметы: не-
магнитный чугун, хромоникелевые стали и т. д.
Техническая характеристика железоотделителей барабанных типа «Ш»
Ш65-63М Ш100-80М Ш140-100М
Ширина ленты конвейера, мм 650 800; 1000 1200;1400
Диаметр барабана, мм 630 800 1000
Крутящий момент на валу приводного барабана, не более, Н • м 3900 9000 20 000
Длина барабана, мм 750 1150 1600
Масса извлекаемых ферромагнитных предметов, кг 0,1...35 0,1...35 0,1...35
Глубина зоны извлечения, мм 220 300 350
Скорость движения ленты конвейера, не более, м/с 2,5 2,5 2,5
Напряжение сети постоянного тока, В ПО 110 220
Потребляемая мощность обмоткой возбуждения, кВт 1,7 ±0,2 3 ± 0,3 4,5 ± 0,3
Масса, не более, кг 825 2320 4270
Рис 24.12.
Железоотделитель
барабанный типа «Ш»
1 - железоотделитель; 2 - лента конвейерная; 3 - отклоняющий барабан; 4 - желоб для угля;
5 - желоб для металла; 6 - участок желоба из немагнитного материала
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 24. Дробление и измельчение углей
423
ДРОБИЛКИ МОЛОТКОВЫЕ
Основным видом оборудования, применяемого для
окончательного измельчения углей и шихты, являются
молотковые реверсивные дробилки.
Молотковая реверсивная дробилка (рис. 24.13) со-
стоит из следующих основных узлов: корпуса, ротора,
решеток колосниковых, механизмов регулирования по-
ложения колосниковых решеток, плит дробильных, плит
поворотных, электродвигателя.
Корпус дробилки внутри футерован плитами из из-
носоустойчивого материала. Ротор дробилки собран из
отдельных дисков. Между дисками на осях шарнирно
подвешены молотки. Количество молотков и схемы их
подвески определяется в каждом конкретном случае в
зависимости от требуемой степени помола и качества
углей, а так же из условия исключения дисбаланса вра-
щающихся молотков.
Колосниковая решетка состоит из двух одинаковых
секций и охватывает полуокружность ротора. Решетка
снабжена пружинными амортизаторами, исключающими
ее вибрацию.
При помощи эксцентриков регулируется зазор меж-
ду вращающимися молотками и колосниковой решеткой.
В верхней части обе секции дробилки имеют пово-
ротные плиты, одна из них в поднятом положении слу-
жит для образования разгрузочного окна, через которое
выбрасывается измельченный продукт, а другая в опу-
щенном положении является продолжением дробиль-
ной плиты.
При реверсе дробилки необходимо изменить по-
ложение обеих плит. Для этого предусмотрен винтовой
механизм.
Привод дробилки осуществляется от электродвига-
теля, соединенного с валом ротора зубчатой муфтой.
Реверс дробилки позволяет увеличить срок службы
молотков и колосников.
Рабочая поверхность молотков может быть восста-
новлена путем наплавки износоустойчивого сплава.
Нагрев подшипников вала ротора контролируется
и не должен превышать +70 °C. При достижении темпе-
ратуры подшипников + 85 °C дробилка должна останав-
ливаться.
В боковых стенках корпуса дробилки предусмотре-
ны люки для осмотра и ремонта колосниковых решеток
и для проведения замены молотков ротора.
Дробилка рассчитана на непрерывную работу.
Дробилка устанавливается на фундамент, изолиро-
ванный от строительных конструкций отделения окон-
чательного измельчения во избежание передачи на них
вибраций дробилки.
Измельчение угля в дробилке основано на принци-
пе удара. Уголь поступает сверху на вращающийся ротор
с молотками. Молотки отбрасывают куски угля на дро-
бильные плиты. Мелкие частицы материала через отвер-
стия колосниковых решеток удаляются из дробилок.
Степень измельчения (помол) угля регулируется из-
менением зазора между молотками и колосниковой ре-
шеткой. Для более тонкого помола зазор уменьшают. При
необходимости уменьшения степени измельчения зазор
увеличивают.
Справочник Коксохимика. Трм 1
Дробилка молотковая
СМ-170В
Производительность дробилки зависит от необхо-
димой степени измельчения, твердости угля, его влаж-
ности и других факторов: числа рядов молотков, равно-
мерности подачи исходного материала, конструкции
молотков, скорости вращения ротора.
На рис. 24.13 показан поперечный разрез молотко-
вой дробилки.
Ниже приведена техническая характеристика мо-
лотковых реверсивных дробилок.
ДМРЭ 14,5x13 ДМ 1500 XI500
Производительность, т/ч 150...300 275...500
Размер загружаемого куска, не более, мм 100 120
Крупность материала после измельчения, мм 0...3 0...3
Содержание класса крупности 0...3 мм в измельченном про- дукте, не менее, % 75 75
Номинальный диаметр ротора, мм 1450 1500
Длина размольной ча- сти ротора, мм 1300 1500
Частота вращения ро- тора, с-1 16,6 16,6
Электродвигатель:
мощность, кВт 630 630
число оборотов, об/мин 1000 1000
напряжение питания, В 6000 или 3000 6000 или 3000
Масса дробилки без электрооборудова- ния, т 18,0 21,6
Масса электродвига- теля, т 4,5 4,5
424
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 24.13.
Дробилка молотковая
реверсивная
1 - загрузочное отверстие; 2 - плита дробильная; 3 - плита поворотная; 4 - корпус; 5 - люк; 6 - механизм регулирования
положения колосниковых решеток; 7 - решетки колосниковые; 8 - ротор
РОТОРНАЯ ДРОБИЛКА УДАРНОГО ДЕЙСТВИЯ
В настоящее время получают распространение
роторные дробилки ударно-отражательного действия.
Особенностью их является отсутствие колосниковых ре-
шеток, а измельчение происходит в результате удара об
отражательные плиты.
Основными отличиями дробилок ударного действия
от молотковых дробилок являются: жесткое закрепление
бил на роторе и наличие отражательных плит.
Уголь подается к вращающемуся ротору по на-
клонной плоскости. Удары бил разрушают куски угля и
направляют их на отражательную плиту, при ударе о ко-
торую происходит также измельчение угля. Кроме того,
частицы соударяются между собой и с потоком посту-
пающего материала. При этом происходит самоизмель-
чение материала.
Библиография
1. Аронов С. Г., Кулясов В. А. О дроблении и измельчении углей //
Кокс и Химия - 1955 - № 2- С.5.
2. Новая угледробильная и смесительная установка на коксовом
заводе в Мариендорфе // Кокс и Химия - 1956 - № 3 - С. 23.
3. Зашквара В. Г. К вопросу о дроблении и измельчении углей //
Кокс и Химия - 1956 - № 7 - С. 3.
4. Грязнов Н. С., Лазовский И. М.( Фельдбрин М. Г. Основной
принцип подготовки углей дроблением для коксования //
Кокс и Химия - 1956 - № 8 - С. 3.
5. Аронов С. Г. и Моисеева X. М. Петрографическая сепарация
и раздельное дробление донецких углей и шихт И Кокс и Хи-
мия.-1957.- № 8.- С.З.
6. Тумаркин Л. А. Измельчение углей для коксования // Кокс
и Химия - 1957 - № 8 - С. 7.
7. Чернышев М. К., Смолянкин М. И. Пути повышения произво-
дительности молотковых дробилок // Кокс и Химия - 1957-
№12.-С. 16.
8. Аронов С. Г., Светлорусова Л. П. Влияние степени измельче-
ния углей и шихты при коксовании // Кокс и Химия - 1958-
№1.-С.7-12.
9. Баутин И. Г., Кушниров В. Ф. Конструктивные особенности мо-
лотковой дробилки и режим ее работы при дроблении твер-
дых углей // Кокс и Химия - 1958- № 8 - С. 12.
10. Кушниров В. Ф. Оптимальная степень измельчения углей для
коксования // Кокс и Химия - 1959 - № 2 - С. 3.
11. Зашквара В. Г, Синиченко С. Е. Рациональные схемы дробле-
ния обогащенных донецких углей // Кокс и Химия - 1960-
№11.-С. 15.
Справочник Коксохимика "[ом 1
Глава 24. Дробление и измельчение углей
425
12. Донде М. В., Фомин А. П. Влияние конструкции молотковых
дробилок и режима их работы на измельчение шихты // Кокс
и Химия - 1961 - №4-С. 12.
13. Хесин А. М. Применение принципа вибраций в молотковых
дробилках // Кокс и Химия - 1961- № 7 - С. 14.
14. Кроль В. Л. Раздельное дробление угольных компонентов
шихты // Кокс и Химия - 1961.- № 11.- С. 9.
15. Вербицкая О. В., Путько Ю. С, Сысков К. И. Дробление углей
для коксования // Кокс и Химия - 1961.- № 11.- С. 18.
16. Друй Г. Н., Жидко А. С„ Сахненко В. Ф. и др. О повышении эф-
фективности дробления // Кокс и Химия - 1962 - № 6 - С. 6.
17. Кушниров В. Ф., Иванов Е. Б. Использование преимуществ
схемы ДК для улучшения качества кокса // Кокс и Химия-
1962.-№12.-С. 3.
18. Кудела Власти мил, Харват Владимир. Раздельное дробление
углей // Кокс и Химия - 1962 - № 12 - С. 12.
19. Кушниров В. Ф., Чекан Н. Т. Влияние окружной скорости рото-
ра молотковой дробилки на степень измельчения углей и ее
производительность // Кокс и Химия - 1963 - № 12 - С. 11.
20. Симонов Н. Ф., Брагин В. С. Промышленные испытания мо-
лотковой дробилки 1500х 1500х 1500мм И Кокс и Химия-
1963.- №12- С. 8.
21. Харьковский С. Е. Рациональное питание молотковых дроби-
лок // Кокс и Химия -1964 - № 5 - С. 9.
22. Копелиович Л. В., Захарьева М. А., Иванов Н. К. Влияние из-
носа рабочих граней молотков дробилок на гранулометриче-
ский состав шихты // Кокс и Химия -1964 - № 5 - С. 10.
23. Кузнецов Е. Г., Ковалевская М. М., Эйдельман Е. Я. Влияние
раздельного дробления углей на качество кокса // Кокс и Хи-
мия.-1965.-№5.-С. 2.
24. Мениович Б. И. Раздельное дробление компонентов обога-
щенной шихты и его влияние на качество кокса // Кокс и Хи-
мия,-1965.- №12.- С. 4.
25. Фомин А. П., Грязнов Н. С., Лазовский И. М. и др. Метод про-
гноза оптимальной степени измельчения угольных шихт для
коксования // Кокс и Химия - 1968 - № 4 - С. 1.
26. Педан А. А., Чернышев М. К., Дюканов А. Г. и др. Влияние сте-
пени измельчения газовых углей и шихты на качество кокса
// Кокс и Химия.- 1969.- №11.- С. 8.
27. Фомин А. П., Шатоха И. 3., Лазовский И. М. и др. Установле-
ние оптимального дробления угольной шихты Западно-
Сибирского металлургического завода // Кокс и Химия-
1969.-№12,- С. 4.
28. Раков В. В Дробление угольных концентратов // Кокс и Хи-
мия.-1970,- № 6.-С. 9.
29. Беккер Е. Я., Шейхет А. М., Прядко М. М. и др. О совершенство-
вании контроля измельчения углей перед коксованием И
Кокс и Химия.- 1972.- № 3.-С.9.
30. Златин Л. Е„ Ишутина Л. М., Кузеванова А. В. и др. Оптималь-
ное измельчение и насыпная масса угольной шихты // Кокс
и Химия - 1972 - № 5 - С. 6.
31. Пьянков Е. А. Отсев мелких классов углей перед молотковы-
ми дробилками // Кокс и Химия - 1973 - № 10.
32. Фомин А. П., Шатоха И. 3., Пикула Л. И. и др. Совершенствова-
ние технологии дробления угольной шихты // Кокс и Химия-
1974.- №4.- С. 6.
33. Зашквара В. Г., Дюканов А. Г., Попельник Б.Н. и др. Рациональ-
ные методы измельчения углей перед коксованием // Кокс
и Химия.-1974.- №10.-С. 5.
34. Филоненко Ю. Д., Середкин А. Е., Гаврилова Н. А. и др. О вы-
боре оптимальной степени измельчения шихты // Кокс и Хи-
мия.-1978.- №4.-С. 11.
35. Иваницкий В. Г., Щеголев С. В., Соловьев Г. Д. и др. Отсев мел-
ких классов углей перед дроблением при их подготовке к
коксованию // Кокс и Химия - 1978 - № 4 - С. 12.
36. Симонов Н. Ф., Сазонов В. Ф., Григорович А. А. Определение
влажности шихты в потоке И Кокс и Химия -1982 - № 1.- С. 7.
37. Гайниева Г. R, Порошин Б. К., Бабасев И. Н. Совершенствова-
ние способа дробления компонентов угольной шихты // Кокс
и Химия.—1982,— № 3.-С.6,
38. Хархардин П. П., Дюканов А. Г., Берлин М. Я. и др. Совершен-
ствование техники и технологии подготовки углей и шихт
к коксованию способом их рационального измельчения И
Кокс и Химия.- 1982.- № 12,- С. 23.
39. Антонов А. В., Загоруйко С. И., Воробьев С. Е. и др. Совершен-
ствование схемы окончательного дробления угольной ших-
ты // Кокс и Химия - 1983 - № 3 - С. 6.
40. Гайниева Г. R, Бабасев И. Н. Совершенствование способа из-
мельчения шихты для коксования // Кокс и Химия - 1990-
№4.- С.5-6.
41. Сухоруков В. И. Об эффективности способов подготовки
угольных шихт к коксованию // Кокс и Химия - 1999 - № 8-
С.3-8.
42. Ворсина Д. В., Махортова Л. А., Мальцев Н. А. О совершенство-
вании подготовки шихты для коксования // Кокс и Химия-
2000.-№5.- С. 5-7.
Справочник Коксохимика- Том 1
ГЛАВА 25
ДОЗИРОВАНИЕ И СМЕШЕНИЕ УГЛЕЙ
25.1. Общие положения
Угольная шихта, составленная для производства
основного продукта коксохимии - доменного кокса,
должна иметь оптимальную коксуемость для обеспе-
чения необходимой прочности и гранулометрического
состава кокса. Кроме того, иметь заданные зольность
и сернистость, а также обеспечить легкость выдачи кок-
сового пирога из печей, допустимое давление на стенки
коксовых печей при коксовании.
Угольная шихта представляет собой смесь отдель-
ных углей или шахтогрупп, различающихся между собой
по технологическим свойствам: по зольности и серни-
стости, выходу летучих, спекаемости и другим показате-
лям. От точности и постоянства дозирования отдельных
компонентов шихты по заданному составу зависит каче-
ство и постоянство свойств кокса, поэтому составление
шихты является весьма ответственной технологической
операцией.
Для стабилизации показателей качества кокса важ-
но обеспечить постоянство качества поступающих углей
и шахтогрупп по зольности, сернистости, влажности, вы-
ходу летучих, для чего в составе каждой шахтогруппы
необходимо усреднение углей на всех этапах переработ-
ки - от шахты до готовой шихты.
На угольных шахтах для обеспечения усреднения
и постоянства качества отгружаемых углей применяются
мероприятия по организации режима работы лав с уче-
том качественной характеристики углей на различных
участках, а также раздельную выдачу, смешение и усред-
нение углей в погрузочных бункерах или складах.
На коксохимических заводах усреднение углей на
открытых угольных складах осуществляется в процессе
укладки штабеля в зависимости от типа склада.
В одногалерейных складах укладку угля в первич-
ный штабель целесообразно производить не в одну точ-
ку, а по всему фронту первичного штабеля с непрерыв-
ным перемещением стрелы транспортера штабелера без
передвижения последнего.
В двухгалерейных складах первичный штабель
следует укладывать при непрерывном челночном дви-
жении разгрузочной тележки конвейера, а не в отдель-
ные точки через окна галереи, так как, по исследовани-
ям УХИНа, усреднение угля в этом случае происходит
лучше. В основных штабелях уголь укладывают слоями
толщиной 150 - 200 мм, постепенно открывая заполнен-
ный углем грейфер при движении грейферной тележки
мостового перегружателя; если мостовой перегружа-
тель оборудован конвейером, то уголь разгружают с его
помощью при непрерывном движении разгрузочной
тележки.
Большой эффект усреднения достигается на складе
траншейного типа, а также на складе, оборудованном
передвижным вагоноопрокидывателем.
На складе траншейного типа уголь разгружают
в траншею по всей ширине основного штабеля; из тран-
шеи уголь равномерно укладывается грейфером мосто-
вого перегружателя в основной штабель.
На механизированном складе с передвижным ваго-
ноопрокидывателем уголь укладывается в основной шта-
бель таким же образом.
Хорошее усреднение углей на складе траншейного
типа и на складе с передвижным вагоноопрокидыва-
телем достигается за счет большого числа перевалок
и большой емкости основных штабелей. Эксплуатацион-
ные расходы на этих складах более высокие, чем на двух-
галерейном и одногалерейном складах.
В закрытых складах или дозировочных отделениях
бункера являются весьма распространенными устрой-
ствами для усреднения сыпучих материалов, однако
эффективность усреднения в бункерах меньше, чем
в основных штабелях механизированных складов, из-за
меньшего объема бункеров по сравнению с объемом
штабелей.
Эффективность усреднения материала в бункерах за-
висит от способа их заполнения и режима опорожнения.
Исследованиями УХИНа по усреднению обога-
щенных углей установлено, что наилучшее усреднение
в одном бункере получается при загрузке в него угля без
перемещения разгрузочной тележки и при разгрузке
угля из бункера после полного его заполнения. Наихуд-
шее усреднение в одном бункере происходит при загруз-
ке угля с одновременным опорожнением бункера.
При последующей догрузке бункеров углем после
опорожнения до конусной части эффективность усред-
нения становится меньше. Для устранения этого недо-
статка в производственных условиях необходимо перед
догрузкой бункеров свежим углем производить обруше-
ние оставшегося в бункерах угля.
При усреднении рядовых углей, имеющих разную
зольность по классам, необходимо учитывать влияние
сегрегации.
По данным УХИНа, меньшая сегрегация наблюдает-
ся в бункере с асимметрично расположенным выходным
отверстием.
С увеличением количества одновременно рабо-
тающих бункеров степень усреднения угля возрастает,
причем во всех случаях для углей, ранее усредненных на
складе, в большей мере, чем для поступивших в бункер
вновь прибывших углей. Поэтому для достижения лучшей
эффективности усреднения углей в бункерах при одной
и той же общей их емкости количество бункеров должно
быть возможно большим за счет уменьшения емкости
каждого бункера. Как правило, Гипрококс принимает ем-
кость одного бункера 800 - 2500 т. На заводах, где произ-
водится прием угля через углеприемные бункера, выдачу
его целесообразно производить одновременно питателя-
ми через возможно большее количество бункеров.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 25. Дозирование и смешение углей
427
Для достижения постоянства качества угля в тече-
ние продолжительного времени целесообразно загру-
жать в дозировочные бункера уголь, предварительно
усредненный на складе в основных штабелях большой
емкости.
В закрытых складах колебания важнейших показате-
лей качества шихты больше примерно в 1,5 раза в случае
усреднения шихты только в них. При этом на характер за-
полнения и истечения угля из бункера оказывает влияние
крупность, влажность, количество и характер выпускных
отверстий; как правило, щель лучше, чем круглое отвер-
стие. В цилиндрических бункерах механизм истечения
стесненный, что приводит к созданию и развитию за-
стойных зон, где уголь уплотняется и слеживается. В ре-
зультате образуется значительное количество зависшего
угля, составляющего иногда до 50 % полезной емкости
бункера, чем снижается эффективность усреднения. Для
исключения зависания и слеживания углей применяется
пневмообрушение в воронках бункеров воздухом с дав-
лением воздуха в сети не менее 0,1 МПа.
Раздельный прием углей в бункера закрытого скла-
да, поступающих с разных обогатительных фабрик, даже
если угли принадлежат к одной технологической группе,
позволяет снизить колебания качества угольной шихты
в 2 раза.
Заметное распространение в США, Англии и дру-
гих странах получили специальные смесительно-ус ред-
нительные установки, куда уголь подается равномерны-
ми слоями передвигающейся вдоль штабеля разгрузоч-
ной машиной, оборудованной разгрузочными ленточ-
ными конвейерами. Уголь со склада забирается специ-
альной роторной машиной - укладчиком-заборщиком
роторным (УЗР). Оснащение открытых складов аналогич-
ными машинами позволяет значительно увеличить эф-
фективность усреднения и производительность склада
(до 1000-1500 т/ч).
Важной операцией при подготовке углей является
извлечение инородных предметов (металл, бетон, дере-
во), которые могут попадать в уголь при добыче и транс-
портировке. Для получения кокса постоянного качества
и однородной структуры после дозирования необхо-
димо производить тщательное смешение компонентов
угольной шихты. Смешение шихты осуществляется при
перегрузке ее с одного конвейера на другой, при транс-
портировании, в дробильных аппаратах, а также в специ-
альных смесительных машинах и устройствах.
При дозировке отдельные компоненты, входящие
в состав шихты, ложатся на сборном конвейере один
на другой слоями. В связи с этим должно быть уделено
особое внимание правильному разделению шихты со
сборных конвейеров на два или более потока для рас-
пределения по дробилкам для окончательного дробле-
ния, в смесительные машины и бункера угольных башен.
Разделение потока шихты необходимо производить по
ширине конвейера, а не по толщине слоя угля на ленте,
поскольку в последнем случае в каждом из двух потоков
будет шихта разного состава.
Для обеспечения одинакового состава шихты при
делении потока по ширине необходимо обращать внима-
ние на правильное расположение отдельных компонен-
тов шихты по сечению ленты при загрузке конвейеров,
(правочник Коксохимика. Том
В углеподготовительных цехах, работающих по схе-
ме ДШ, предварительно дробленная шихта перемешива-
ется в результате перегрузок с конвейера на конвейер
и в дробильных агрегатах для окончательного измельче-
ния - как правило, молотковых дробилках.
Перегрузка шихты с конвейера на конвейер при
взаимном расположении их под углом 90° обеспечи-
вает лучшее смешение шихты, чем при расположении
конвейеров на одной оси. Для лучшего смешения ших-
ты рекомендуется располагать молотки на осях ротора
в шахматном порядке по специальным схемам подвеса
в зависимости от требуемой степени помола.
В углеподготовительных цехах, работающих по схе-
мам ДК и ГДК, для необходимого смешения шихты обяза-
тельно устанавливаются смесительные машины.
25.2. Типы и конструктивное исполнение
дозировочных отделений
Дозировочные отделения современных коксохи-
мических заводов представляют собой сооружения двух
видов:
собственно дозировочные отделения, предусматри-
ваемые только для дозирования шихты в комплексе
с открытыми складами. В этом случае количество
бункеров определяется исходя из количества компо-
нентов, а объем - из минимального необходимого;
второй вид дозировочного отделения - примене-
ние закрытых складов угля, где совмещаются функ-
ции хранения и дозирования. В этом случае объем
и количество бункеров определяется необходимым
нормативным запасом.
На рис. 25.1 приведены схематическое изображение
и размеры бункеров, применяемых в углеподготовитель-
ных цехах.
Диаметр выпускных отверстий цилиндрических
бункеров целесообразно принимать не менее 0,9 - 1,0 м.
В бункерах прямоугольного сечения выпускные от-
верстия следует делать возможно большей площади,
особенно в бункерах значительной емкости и большой
высоты. Целесообразно применять бункера с нескольки-
ми выпускными отверстиями.
В бункерах с асимметричными воронками (рис.
25.1 Д) со смещением оси бункера на 750 - 800 мм обес-
печивается лучший сход угля и шихты.
Конструкция и соотношение размеров хранилищ
существенно влияют на степень зависания и сегрегации
угля и шихты в бункерах. Круглая форма сечения бункеров
наиболее удобна с точки зрения их строительства, а также
для эксплуатации; в таких бункерах меньше зависает уголь
и шихта. В бункерах круглого сечения целесообразно де-
лать конические воронки; рекомендуемые углы наклона
поверхностей воронок приведены в табл. 25.1
В пирамидальных воронках угол наклона ребра, об-
разованного двумя смежными, стенками не должен пре-
вышать значений, указанных в табл. 25.1.
Для уменьшения зависания угля переход в бункерах
от вертикальных стен к наклонным должен быть плавным.
Необходимо тщательно сглаживать внутренние поверх-
ности воронок, не допуская неровностей и выступов.
428
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 25.1.
Типы и размеры
бункеров, применяемых
в углеподготовительных
цехах (размеры указаны
в метрах)
Д
3
Таблица 25.1.
Углы наклона воронок
Характеристика угля Угол^аклоналрад
металлические воронки железобетонные воронки
Рядовой и дробленый уголь классов 0-80и0-50мм, с влажностью не выше ^7% 50-55 55-60
Измельченный уголь и шихтас влажностью:
до 6% - :.. 55-60 60-65
выше6% •' 60 70
Шихта для трамбования с влажностью 10-12 % 7 70-75 75
В проектах дозировочных отделений Гипрококса
применяются бункера цилиндрической формы с раз-
мерами, показанными на рис. 25.1 Б. Емкость подобного
бункера 800-900 т.
Для закрытых складов, служащих одновременно до-
зировочным отделением, Гипрококс применяет бункера
цилиндрической формы с металлическими воронками
(рис.25.1 Г), емкость такого бункера 2500 т.
На рис. 25.2 показано дозировочное отделение, со-
стоящее из 14 бункеров круглого сечения, расположенных
в два ряда, диаметр каждого 10 м, воронки металлические,
общая емкость 10 600 т. Подача угля в бункера осуществля-
ется, как правило, двумя ленточными конвейерами произ-
водительностью 600 т/ч каждый или одним ленточным
конвейером производительностью 800 -1000 т/ч.
Распределение угля по бункерам производится пе-
редвижными барабанными сбрасывающими тележками.
Справочник Крксохимика. Дом 1
Глава 25» Дозирование и смешение углей
429
Рис. 25.2.
Дозировочное отделение
с разгрузочной тележкой
из 14 бункеров
1 - конвейеры на дозировочное отделение; 2 - конвейеры над бункерами;
3 - передвижная барабанная разгрузочная тележка; 4 - автодозаторы;
5 - сборные конвейеры; 6 - бункера
Выдача и дозирование угля осуществляется автодозато-
рами. Дозировочное отделение может быть использова-
но для углеподготовки по схемам ДШ, ГДК.
Техническая характеристика и оборудование
бункеров
Производительность по загрузке
бункеров, т/ч 600- 1200
Производительность по выдаче из бункеров, т/ч 500-600
Общая емкость бункеров, т 10 600
Число ленточных конвейеров с барабанны- ми разгрузочными тележками 2
Число сборных ленточных конвейеров для шихты 2
Число ленточных автодозаторов, шт. 14
Производительность автодозаторов (регулируемая), т/ч 10-100
Установленная мощность электродвигате- лей, кВт 350
Вес технологического оборудования и металлоконструкций, т 285
В отдельных случаях распределение угля по бун-
керам дозировочного отделения может осуществляться
катучими реверсивными конвейерами, как показано на
рис. 25.3.
25.3. Расчет емкости бункеров дозировочного
отделения
При определении необходимой емкости бункеров
возможны следующие варианты работы углеподготовки:
1. Прибывающий на завод уголь круглосуточно при-
нимают в бункера дозировочного отделения или за-
крытого склада угля.
В этом случае хранилища дозировочного отделения
служат для приема прибывающего угля с учетом не-
равномерности его прибытия и для обеспечения до-
зировки.
Общая емкость бункеров (Уоби{) при таком режиме
может быть определена по уравнению:
^=е(2Л-0,8),
где Q - суточный расход углей всех марок, т;
к - коэффициент неравномерности прибытия
угля на завод.
Для заводов, расположенных на территории уголь-
ных бассейнов к = 1,35, для заводов Приднепровья -
1,65, для восточных заводов, расположенных на
большом расстоянии от шахт (свыше 1000 км), -1,80.
2. Прибывающий на завод уголь принимается на от-
крытый склад и лишь частично направляется в бун-
кера дозировочного отделения.
Необходимая минимальная емкость бункеров до-
зировочных отделений в этом случае может быть
определена следующими соотношениями.
При подаче угля в бункера из открытого склада и ча-
стично из прибытия в течение:
Дозировочное
отделение.
Низ
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
430
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 25.3.
Дозировочное отделение
с загрузкой угля по бункерам
катучими реверсивными
конвейерами
1 - конвейер на дозировочное отделение; 2 - катучий ленточный конвейер; 3 - автодозаторы;
4 - сборный конвейер; 5 - бункера
а) одной смены (8ч) - У<)6 = 0,92 +
б) двух смен -^ч = 0,550+ V;
в) трех смен-Г ((= 0,20+ Г;
где Q - суточный расход углей различных марок, т;
И - запас емкости, предусматриваемый для
работы дозировочного отделения в случае
непредвиденного перерыва в подаче угля
в бункера, т.
При трехсменной подаче угля в бункера дози-
ровочного отделения запас емкости (И) должен
обеспечить шестичасовую остановку для профи-
лактических осмотров и ремонтов оборудования,
т.е. И = g/24-6 = 0,250, при двухсменной по-
даче - ^ = 2/24-4 = 0,172 и при односменной -
Г = 2/24-2 = 0,082-
При выборе количества бункеров дозировочного
отделения исходят из числа компонентов, входящих в со-
став шихты с учетом характеристики угольного бассей-
на, технологической группировки углей и возможного
количества компонентов шихты в будущем при исполь-
зовании различных углей бассейна; следует учитывать
необходимость усреднения углей и предусматривать
2 резервных бункера для обеспечения чистки бункеров
и ремонта дозирующих устройств.
25.4. Оборудование дозировочных
отделений
ТАРЕЛЬЧАТЫЕ ИЛИ ДИСКОВЫЕ
ПИТАТЕЛИ
Тарельчатые или дисковые питатели ранее часто
применялись в дозировочных отделениях углеподгото-
вок в качестве дозирующего устройства компонентов
шихты, предварительно дробленных до 50 - 80 мм, реже
дисковые питатели применяются для дозирования окон-
чательно измельченных углей и шихты.
ЛЕНТОЧНЫЕ ДОЗИРОВОЧНЫЕ ПИТАТЕЛИ
С РУЧНЫМ РЕГУЛИРОВАНИЕМ
На рис. 25.4 показан ленточный дозировочный пи-
татель, применяемый для дозирования измельченных
углей и шихты.
Предварительное регулирование подачи угля на
питатель производится реечным шибером 1, а для более
точной дозировки применяется секторный затвор 2.
Ленточный дозировочный питатель 3 снабжается
устройством для автоматического выключения всех до-
зировочных питателей, если нарушается выдача задан-
ного количества угля.
Для выключения служит поплавковое устройство
4 в виде разрезной лопатки, один конец которой лежит
на поверхности выдаваемого слоя угля, а другой жестко
укреплен на валике 5. Заданное положение поплавково-
го устройства 4 можно регулировать, вращая сегмент б,
жестко укрепленный на валике 5 при уменьшении уров-
ня угла на дозировочном питателе поплавки опускаются,
поворачивая валик с вилкой 7; последняя, нажимая на
кнопку выключателя, выключает двигатели дозировоч-
ных питателей. Реже применялись ртутные выключатели,
автоматически действующие и сблокированные с по-
плавковым устройством 4.
Скорость ленты питателя выбирается в пределах
0,1 - 0,35 м/сек. Производительность питателя может до-
стигать 300 т/ч.
Ленточные питатели обеспечивают более точную
дозировку, чем тарельчатые.
К недостаткам ленточных дозировочных питате-
лей следует отнести сравнительно быстрый износ
ленты. В настоящее время в связи с вводом в действие
АСУТП углеподготовительных цехов эти дозаторы
не применяются.
(прав°чник Коксохимика. Том 1
Глава 25. Дозирование и смешение углей
431
Рис. 25.4.
Ленточный дозировочный
питатель
1 - шибер; 2 - секторный затвор; 3 - дозировочный питатель; 4 - поплавковое устройство;
5 - валик; 6 - сегмент; 7 - вилка
ЛЕНТОЧНЫЕ АВТОМАТИЧЕСКИЕ ДОЗАТОРЫ
ТИПАЛДА
Ленточные автоматические дозаторы предназначе-
ны для непрерывного дозирования различных сыпучих
материалов.
Ленточные автодозаторы (рис. 25.5) более совер-
шенны, так как регулирование их производительности
осуществляется электрическим автоматом; это повышает
надежность работы и точность дозирования, а также по-
зволяет осуществлять дистанционную настройку произ-
водительности с помощью малоканальной бесконтактной
телемеханической системы. Действие автодозатора этого
типа рассмотрим на примере работы автодозатора типа
ЛДА-100, которое основано на следующем принципе: вес
дозируемого материала, который подается на весоизме-
ритель 1, передается системой рычагов на весовое коро-
мысло, перемещение которого вызывает соответствую-
щее перемещение плунжера индукционного датчика,
чем нарушается равновесное состояние индукционного
моста прибора ЭПИД-05. Вследствие этого стрела прибо-
ра отклоняется от первоначального положения на вели-
чину, пропорциональную изменению нагрузки на ленту,
а имеющееся в приборе контактное устройство включает
исполнительный механизм потенциал-регулятора. По-
следний изменяет величину напряжения постоянного
тока на катушках вибродвигателя 2, что соответственно
уменьшает или увеличивает амплитуду вибраций лотко-
вого питателя 3, а следовательно, и производительность
вибропитателя.
(лравочник Коксохимика. Том 1
Изменение производительности происходит до тех
пор, пока вес материала на ленте конвейера не станет
равным заданному. В течение всего времени работы до-
затора с заданной производительностью горит сигналь-
ная лампочка, расположенная в шкафу управления.
Прибор имеет показывающую стрелку, стрелку за-
дания, устройство для диаграммной записи и счетчик
суммарного веса прошедшего материала.
На корпусе уравновешивающего механизма (в стен-
ке весового шкафа) имеется дублирующая шкала произ-
водительности дозатора.
Техническая характеристика автодозатора
типа ЛДА-100Т
Максимальная производительность дозатора по
углю, Т/ч 100
Точность регулирования, % 2
Частота тока в сети, гц 59
Число колебаний в секунду 59
Двойная максимальная амплитуда вибраций, мм -| 4
Автодозаторы типа ЛДА бывают трех типоразмеров,
соответственно применяемым конвейерным лентам ши-
риной 500,800 и 1000 мм (табл. 25.2).
Каждый типоразмер имеет две модификации по
максимальной производительности в зависимости от до-
зируемого материала, отличающиеся только значением
шкал и данными уравновешивающей пружины.
432
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 25.5.
Ленточный
автоматический
дозатор типаЛДА-ЮОТ
- весоизмеритель; 2 - вибродвигатель; 3 - лотковый питатель
(рравочник Коксохимика. Том 1
Глава 25. Дозирование и смешение углей
433
Марка авто- дозатора Ширина ленты весового конвейера, мм Доз^фуемый материал Насыпной вес, т/м5 Максимальная ; ^©производительность, т/ч Наибольшее значение шкалы прибора, т/ч Габаритные размеры вибропитателя, мм / Весвесоизмеритель/кг - Вес вибропитатейя, кг Суммарная потребляемая мощность, квт
длина / ширина высота
ЛДА-32Т 500 Известняк 1,5 32 32. 4500 /1135 1290 560 640 1,5
ЛДА-25Т 800 Доломит 0,5 . IS, . 4500 ’ Д4Й / : 4350 7 610 ; 64о ' < 1,5
ЛДА-60Т 800 Коксовая мелочь 0,5 60 60 4500 1435 1350 - 610:- й;/
ЛДА-100Т 1000 Уголь, шихта 0,85 100 100 4500 1635 1425 600 1300 ’ • '.2Д
ЛДА-130Т 1000 Агломерационная шихта 1,1-1,4 130 160 4500 1635 1425 600 1300 2,0
Таблица 25.2.
Типовые размеры
автодозаторов
типаЛДА
Вибропитатели дозаторов могут быть двух типораз-
меров - с шириной лотка 850 и 500 мм.
Электродвигатели приводов конвейеров всех доза-
торов имеют мощность 0,8 кВт.
Каждый дозатор снабжен шкафом управления с пу-
сковой и регулирующей аппаратурой.
ЛЕНТОЧНЫЕ ДОЗАТОРЫ НЕПРЕРЫВНОГО ДЕЙСТВИЯ,
ОДНОАГРЕГАТНЫЕ, МОДЕЛИ 4273ДН,
ПРОИЗВОДСТВА ОАО ТЯЖЕЛОГО ВЕСОСТРОЕНИЯ
«ТОЧМАШ», г. ОДЕССА
Ленточные дозаторы непрерывного действия одес-
ского завода «Точмаш» для разгрузки шихты из бункеров
дозировочных отделений нашли широкое применение
на коксохимических предприятиях России и Украины,
так как одними из первых на территории СССР освоили
их выпуск.
Дозаторы непрерывного действия модели 4273ДН
предназначены для непрерывного автоматического ве-
сового дозирования сыпучих материалов. В зависимости
от характеристики дозируемого материала дозаторы вы-
пускают разного исполнения от «0» до «д».
Принцип действия основан на автоматическом
поддержании заданной весовой производительности
путем измерения нагрузки от материала на ленте весо-
вого транспортера и регулирования скорости движе-
ния ленты.
Конструктивно-унифицированный ряд включает 40
типоразмеров дозаторов.
Дозаторы, приведенные в табл. 25.3 и на рис. 25.6
(исполнение «0»), предназначены для хорошо сыпучих
самодвижущихся зернистых и мелкокусковых материа-
лов, наиболее часто применяются в дозировочных отде-
лениях коксохимических производств.
Дозаторы исполнения «0» предназначены для экс-
плуатации во взрывоопасных и пожароопасных зонах
класса не ниже В-lla и П-П.
В состав дозатора непрерывного действия входят
следующие основные устройства и аппаратура: весовой
транспортер ТВЛ1 с приводом, контрольные подвески,
борта и ограждающие кожухи, формирующая воронка,
датчик уровня материала, электрооборудование.
Транспортер ТВЛ1 предназначен для транспортиро-
вания сыпучих материалов и преобразования величин
нагрузки, создаваемой потоком материала и скорости
ленты в электрический сигнал.
Производительность транспортера регулируется
изменением скорости движения ленты.
Формирующая воронка предназначена для накоп-
ления и формирования дозируемого материала.
Датчик уровня материала предназначен для выдачи
сигнала о наличии материала в формирующей воронке.
Электрооборудование дозатора предназначено для
обеспечения автоматического регулирования произво-
дительности дозатора и учета суммарной массы выдан-
ного дозатором материала.
Рис. 25.6.
Конструктивно-габаритный
чертеж дозаторов
непрерывного действия
модели 4273ДН
исполнение«О»
(jipaBO4**MK Коксохимика. Том 1
434
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
В состав электрооборудования входят: привод
с устройством регулирования частоты вращения, преоб-
разователь сигнала силоизмерительного тензорезистор-
ного датчика в унифицированный сигнал постоянного
тока, задатчик производительности, прибор мгновенной
производительности, счетчик учета суммарной массы
выданного дозатором материала и аппаратура регулиро-
вания производительности дозатора.
Технические данные
Принцип действия дозатора
Принцип взвешивания
Способ регулирования производительности
Исполнения, основные параметры и размеры
Класс точности по ГОСТ 24.619-81
Наименьший предел производительности (НмПП), % от НПП
Предел допускаемой погрешности дозирования, % от НПП
Допускаемая погрешность учета суммарной массы выданного
дозатором материала, % от измеряемой массы
Режим управления
Управление производительностью дозатора в автоматическом
системном режиме
Выходной сигнал о мгновенной производительности дозатора
Род питания тока
Напряжение, В
Напряжение, В
Частота, Гц
Непрерывного действия
электромеханический
Регулированием скорости ленты
См. табл. 25.3
1
20
±1
±1
Автоматический автономный и системный,
ручной
От внешнего унифицированного сигнала по-
стоянного тока (0 - 5) мА
Унифицированный сигнал постоянного тока
(0-5) мА
Переменный
380 трехфазный
220 однофазный
50
Таблица 25.3.
Исполнение«0»
(дозаторы для хорошо
сыпучих самодвижущихся
зернистых и мелкокусковых
материалов)
Обозначение Наибольшая объемная произ- водительность, м3/ч Наибольший предел произ- водительности (НПП), т/ч Потребляе- мая мощ- ность, КВТ Габариты, мм Масса, кг
А Б В । г i д ! Е
4273ДН32-16-0 4273ДН50-25-0 32 50 16 25 1,0 550 4130 i 1500 ; f Е Е । ; : е 1100 2710 I ? i i i 5 S 2000
4273ДН80 - 40 - 0 4273ДН80-100-0 4273ДН126 - 63 -0 4273ДН126-160 -0 80 80 126 126 40 100 63 160 2,5
4273ДН200 -100 - 0 4273ДН200- 250-0 4273ДН320-160-0 4273ДН320-400-0 200 200 320 320 100 250 160 400 350 4400 1 Е 1700 Е I ! | 1375 ! 2965 E i 2500
4273ДН500-250-0 4273ДН500-630-0 4273ДН800 - 400 -0 500 500 800 250 630 400 3,3 565 4620 i I 2100 | I i I i 1625 i 3035 k 5 3300
4273ДН800-1000-0 800 1000 6,6
^граг.очник Крисохкмика. ’£см 1
Глава 25. Дозирование и смешение углей
435
ДОЗАТОРЫ НЕПРЕРЫВНОГО ДЕЙСТВИЯ ДН422
Дозаторы непрерывного действия ДН422 имеют не-
прерывное автоматическое весовое дозирование и учет
перемещаемой массы в зонах класса не ниже В-Ila соглас-
но ПУЭ. Управление производительностью в автоматиче-
ском автономном режиме от микропроцессорного весо-
вого контроллера и в автоматическом системном режиме
по интерфейсу RS484.
Состав дозатора: весовой транспортер со встроен-
ным грузоприемным весовым устройством, преобразо-
ватель частоты, датчик скорости ленты, датчики бокового
схода ленты, датчик метки, микропроцессорный весовой
контроллер и аппаратура управления, шкаф управления,
кнопочный пост местного (наладочного) управления.
Ленточный автодозатор
ДН126-63-0
Технические характеристики дозатора ДН422
Наибольший предел производительности (НПП), т/ч 1 - 400 для материалов с объемной массой от 0,5 до 3 т/м3
Наименьший предел производительности 10 % от НПП
Пределы допускаемой погрешности дозирования ±0,5% НПП
Пределы допускаемой погрешности измерения суммар- ной массы, % от измеренной массы + о Q НПП (наибольший предел производительности) Q ЗАД (заданная производительность)
Вид системы измерения и регулирования производительности микропроцессорный
Отсчетное устройство цифровое табло весового контроллера
Режимы индикации текущая производительность, расход материала, нагрузка на датчик веса, скорость ленты, заданная производитель- ность и доза
Тип транспортера ленточный с регулируемой скоростью по частоте трехфаз- ного асинхронного короткозамкнутого двигателя
Диапазон регулирования 1:10
Напряжение питания 380/220 В, 50 Гц
Режимы управления автоматический (автономный и системный), местный (наладочный)
Ширина ленты, мм (зависит от типоразмера) от 500 до 1600
Габаритные размеры, мм (зависят от типоразмера) длина - 2390; ширина от 580 до 1850; высота (исп.0) - 750 - 1050, (исп. 1) - 950 - 1250, (исп. 2)- 1400-1700
Условия эксплуатации
механическая часть дозатора от -10 до + 45 °C
степень защиты оболочек электрооборудования IP54
аппаратура измерения и управления от+10 до +35 °C
ДОЗАТОР ВЕСОВОЙ ЛЕНТОЧНЫЙ НЕПРЕРЫВНОГО
ДЕЙСТВИЯ ДВЛ-16Н-1200-3000-1 ПРОИЗВОДСТВА
ЗАО «СИБТЕНЗОПРИБОР»
Дозатор весовой ленточный непрерывного дейст-
вия ДВЛ-16Н-1200-3000-1 (в дальнейшем дозатор) с наи-
большим пределом производительности 160 т/ч предна-
значен для автоматического оперативного учета и авто-
матического поддержания с допускаемой погрешностью
заданной величины расхода массы сыпучего материала
в технологическом потоке металлургической, цементной,
горнорудной и других отраслей промышленности.
Дозатор является комплектующим оборудованием
в системах управления технологическими процессами,
а также может применяться самостоятельно.
Технические данные.
1. Основные параметры:
Наибольший предел производительности -160 т/ч.
Наименьший предел производительности - 16 т/ч.
2. Регулирование производительности аналоговое
путем изменения скорости движения конвейерной
ленты и толщины слоя дозируемого материала.
Справочник Коксохимика. 'Jom 1
436
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Таблица 25.4.
Масса контрольных
грузов для дозатора
ДВЛ-16Н-1200-3000-1
3. Режимы управления:
местный (наладочный);
дистанционный, автоматический;
системный.
4. Система управления обеспечивает:
фиксацию значений суммарной массы выданного
дозатором материала;
показания в цифровой форме по вызову значений
заданной производительности, мгновенного зна-
чения массы материала на участке взвешивания
дозатора и скорости конвейерной ленты;
вывод данных в АСУ, ЭВМ, прекращение работы
дозатора, выдачу выходных сигналов на блоки-
ровку смежного оборудования или включение
сигнализации при перегрузке.
5. Отсчетное устройство, показания которого при-
няты для оценки допускаемой погрешности изме-
рения суммарной массы - счетчик суммирующего
устройства.
6. Весоизмерительный преобразователь - тензорези-
сторный.
7. Габаритные установочные размеры и масса должны
соответствовать конструкторской документации.
8. Потребляемая мощность - не более 3,0 кВт.
9. Конвейерная лента должна соответствовать ГОСТ
20-85.
Техническая характеристика.
1. Электрическое питание:
электродвигатель приводного барабана фирмы
INTERROLL от преобразователя частоты HITACHI -
трехфазный переменный ток 380В, 50 Гц;
система управления - однофазный переменный
ток 220 В, 50Гц.
2. Предел допускаемой погрешности от наибольшего
предела производительности - ± 1 %.
3. Дозатор должен подвергаться дополнительной
юстировке (настройке) при изменении значения
температуры, соответствующей предшествующей
юстировке (настройке), более чем на ± 10 °C.
4. При дозировке сыпучих материалов с различными
физико-механическими свойствами дозатор дол-
жен подвергаться дополнительной юстировке (на-
стройке).
5. Исходные данные, вводимые в систему управления,
при калибровке дозатора:
диаметр колеса датчика скорости, мм 79,6
количество импульсов на 1 оборот ко-
леса 500
расстояние от участка взвешивания до
сброса материала, мм 950
длина участка взвешивания, мм 720
длина эффективного участка взвешива-
ния, мм 360
диаметр обводного барабана, мм 320
диаметр приводного барабана, мм 336
масса контрольных грузов указана в та-
блице 25.4
длина ленты, мм 7300
калибровка весов НПВ, кг 50
Произво- дительность, т/ч Погонная на- грузка, кг/м Скорость лен- ты, м/с Частота, Гц Масса кон- трольного груза, кг
160 160 0,2778 43,4 40
80 80 0,2778 43,4 20
16 32 0,1388 21,7 8
Состав дозатора.
1. В состав дозатора входят: весовой конвейер и систе-
ма управления.
2. Перечень основных составных частей и их коли-
чество:
конвейер весовой 1
в том числе
грузоприемное устройство 1
датчик схода ленты 2
датчик проскальзывания 1
датчик скорости 1
пост местного управления 1
барабан приводной фирмы INTERROLL 1
барабан обводной 1
воронка формирующая 1
система управления 1
принтер струйный HP 610 1
системный блок 1
мышье ковриком 1
клавиатура 1
Устройство и принцип действия.
Принцип действия дозатора основан на непрерыв-
ном взвешивании дозируемого материала с помощью
грузоприемного устройства, встроенного в весовой кон-
вейер, и обеспечении постоянства производительности
изменением скорости движения конвейерной ленты.
Производительность дозатора определяется по формуле
2=3,6-vq,
где Q- производительность дозатора, т/ч;
v - скорость ленты конвейера, м/с;
q - линейная плотность (погонная нагрузка), кг/м.
Дозатор (рис. 25.7) состоит из весового конвейера,
формирующей воронки и системы управления. Весовой
конвейер смонтирован на продольных и поперечных
балках, установленных на опорные стойки.
Поперечные балки служат для укрепления при-
водного барабана и обводного барабана, на барабаны
установлена конвейерная лента, натяжение которой осу-
ществляется винтовыми натяжными устройствами.
СЬравочник Коксохимика. Том 1
Глава 25. Дозирование и смешение углей
437
Рис. 25.7.
Дозатор весовой ленточный
непрерывного действия
ДВЛ-16Н-1200-3000-1
1 - приводной барабан; 2 - обводной барабан; 3 - натяжное устройство;
4 - формирующая воронка;5-лента конвейерная; 6 - маховик
На продольных балках установлены грузоприемное
устройство, ролики несущие, поддерживающие конвей-
ерную ленту, соединительная коробка, пост местного
управления, датчик числа оборотов ленты, два датчика
схода ленты, датчик скорости, датчик проскальзывания.
При значительном боковом уходе конвейерной лен-
ты срабатывают через систему рычагов датчики схода
ленты и дозатор останавливается.
На каждой продольной балке установлены кнопки
аварийной остановки дозатора.
Управление дозатором в автоматическом режиме
осуществляется с помощью системы управления.
Дозируемый материал из расходного бункера пода-
ется в формирующую воронку. Толщина слоя материала,
выходящего из формирующей воронки, регулируется
вручную с помощью шиберной заслонки, поднимаемой и
опускаемой с помощью маховичка и контролируется по
шкале.
Для обеспечения центровки конвейерной ленты
установлены дефлекторные (отбойные ролики).
MULTIDOS - НЕПРЕРЫВНЫЕ ЛЕНТОЧНЫЕ ДОЗАТОРЫ
ФИРМЫ ШЕНК (SCHENCK)
Непрерывные ленточные дозаторы фирмы ШЕНК
предназначены для непрерывного дозирования сыпучих
материалов. Прочная конструкция делает его пригодным
для тяжелых промышленных условий эксплуатации в ме-
таллургической, горнодобывающей, угольной, цемент-
ной, химической и пищевой отраслях.
(рравочник Коксохимика. Трм 1
Варианты исполнения дозаторов, ориентирован-
ные в каждом случае на конкретное применение, и вы-
сокое качество дозаторов ШЕНК обеспечивают эконо-
мичное решение даже для сложных задач подачи мате-
риала. Высокоточная электроника измерения, контроля
и управления предоставляет большие возможности при
непрерывном дозировании. Исполнение MechaTronic
дает возможность легкого интегрирования в любую авто-
матизированную систему управления производством.
Данная система предназначена также для поддержа-
ния процентного содержания определенной марки угля в
готовой шихте с высокой постоянной точностью и вклю-
чает в себя систему управления дозированием на базе
ПЛК и комплекс непрерывных ленточных дозаторов.
Принцип работы.
Непрерывный дозатор Multidos является дозиру-
ющей системой как для непрерывного дозирования, так
и для порционного дозирования сыпучих материалов.
Он состоит из следующих компонентов:
ленточный конвейер;
двигатель с датчиком скорости для измерения ско-
рости ленты;
приемный питатель, например бункер с регулиров-
кой высоты слоя подачи;
интегрированные конвейерные весы и электроника
измерения и контроля.
438
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Для функционирования и обеспечения точности
непрерывного дозирования важнейшее значение имеет
узел конвейерных весов.
В непрерывных дозаторах «Шенк» применяются од-
нороликовые конвейерные весы. Однороликовая опора
установлена на двух герметично закрытых датчиках типа
DMS, изготовленных из нержавеющей стали. Весовая
электроника измеряет результирующую силу тяжести G
материала, расположенного на ленте между двумя смеж-
ными несущими роликоопорами. Нагрузка на ленту q -
это результат соотношения силы G и расстояния между
двумя роликоопорами, то есть длине весового участка L.
Расчет производительности осуществляется путем умно-
жения величины q на скорость ленты. Интегрирование
производительности по времени дает суммарное коли-
чество материала, прошедшего через дозатор, влияние
ленты учитывается при помощи компенсации влияния
ленты (BIC).
Технические характеристики дозаторов «Шенк» ука-
заны в табл. 25.5.
25.5. Типы смесительных отделений
и конструкций смесительных
машин
Для смешения шихты, направляемой на угольные
башни, применяют компактные и высокопроизводитель-
ные смесительные машины. Смесительную машину уста-
навливают, как правило, в перегрузочных узлах, на пере-
грузке шихты с конвейера на конвейер или же на верху
угольной башни; лучше устанавливать на верху угольной
башни, так как в этом случае сегрегация шихты сокраща-
ется до минимума.
На коксохимических предприятиях применяются
следующие типы смесительных машин: лопастные, та-
рельчатые, бичевые, машины дезинтеграторного типа
и машины организованного смешения шихты конструк-
ции Гипрококса.
Лопастная смесительная машина имеет 2 парал-
лельно расположенных вала, на которые жестко насаже-
ны диски-лопасти, вращение лопастей осуществляется от
Таблица 25.5.
Технические
характеристики
дозаторов фирмы
Шенк (Schenck)
Точность (относительно текущей производительности) От ± 0,25 до 0,5 %
Скорость подачи Макс. 0,5 м/с
Температура материала (максимальная) 80 °C при стандартном, 130 °C и 170 °C при специальном исполнении
Ширина ленты, мм 650 800 1000 1200 1400
Макс, производительность:
объемная, м3/ч 70 150 . 250 350 450
гравиметрическая, т/ч (при у 1,5 т/м3) 100 220 350 500 700
Рис. 25.8.
Дозатор фирмы Шенк
(Schenck)
Таблица 25.6.
Размерные характеристики
дозаторов
фирмы Шенк (Schenck)
Расстояние между осями А, мм Ширина ленты, мм
«50 800 1000 1200 1400
А 1500 2000 2700 3500 4000 5000 6000 7000 8000
В 1183 1183 1583 2213 2713 3713 4713 5713 6713 ,
С 430 930 1230 1400 1400 1400 1400 1400 1400
0 2312 2812 3512 4312 4812 5812 6812 7812 . 8812
Е 1030 1230 1430 1630 1830
F 1300 1500 1700 1900 2100
О 350 500 700 900 1100
(правочник Коксохимика. 'Том 1
Глава 25. Дозирование и смешение углей
439
Рис. 25.9.
Машина
для организованного
смешения угольной шихты
РАЗРЕЗ А-А
3157
1 - барабан; 2 - привод; 3 - корпус
Справочник Коксохимика. Jom 1
440
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
привода конвейера в противоположные стороны. Недо-
статки смесительной машины лопастного типа: лопатки
часто забиваются посторонними предметами (ветошью,
проволокой и т.д.) и шихтой, эффективность работы ма-
шины снижается при влажной шихте.
Тарельчатая смесительная машина состоит из та-
релки, укрепленной на вертикальном валу, который че-
рез шестеренную передачу связан с приводом. Угольная
шихта, поступающая на тарелку, центробежной силой
сбрасывается слоями в нижний желоб, в котором проис-
ходит окончательное смешение. Преимущества этой сме-
сительной машины: ее малые габариты по высоте и про-
стота конструкции, полностью исключается забивание
машины шихтой и посторонними предметами. Недоста-
ток этой машины - сравнительно низкая эффективность
смешения.
Отличительным элементом бичевой смесительной
машины являются три ряда бичей различной длины, на-
саженных на вертикальном валу. Недостатки бичевой
машины аналогичны лопастной, кроме того, она имеет
большие габариты и меньшую эффективность, чем та-
рельчатая машина.
Наиболее эффективными и высокопроизводитель-
ными являются смесительные машины дезинтеграторно-
го типа конструкции Гипрококса, имеющие одну враща-
ющуюся корзину с четырьмя рядами бичей и одну жестко
закрепленную нижнюю полукорзину с тремя рядами
бичей, а также корпус с загрузочными и разгрузочными
окнами и смотровыми люками.
Недостатками смесительных машин дезинтегратор-
ного типа является снижение ее производительности на
влажной шихте и ее значительные габариты.
Смесительная машина организованного смешения
(рис. 25.9) предназначена для перемешивания измель-
ченной угольной шихты с целью повышения степени ее
однородности по составу компонентов. Машина устанав-
ливается в смесительном отделении, как правило, 2 шт.
(рабочая и резервная). Конструктивно машина состоит
из следующих узлов:
1 - два вращающихся навстречу друг другу бараба-
на с лопатками;
2-два привода;
3 - корпус с загрузочными и разгрузочными окнами
и смотровыми люками.
Техническая характеристика
Производительность, т/ч 1200
Класс крупности угольной шихты, мм 0-3
Влажность шихты, не более, % 9
Объемная масса шихты, т/м3 0,7
Диаметр смесительного барабана (без учета
лопаток), мм 422
Полезная длина смесительного барабана, мм 1100
Частота вращения смесительного барабана,
не более, об/мин 750
Потребляемая мощность, не более, кВт 110
Масса, кг 4090
Библиография
1. Новиков В. Е. Влияние влажности и ситового состава угля на
производительность автодозаторов И Кокс и Химия - 1961-
№11- С.1.
2. Фартушная Р. М. Об эффективности работы смесительной ма-
шины большой производительности // Кокс и Химия - 1964-
№11,- С. 7.
3. Беличенко А. Г., Еленский Ф. 3., Чернышов Ю. А. Увеличение
точности дозирования шихты // Кокс и Химия - 1965 - № 9-
С.17.
4. Зашквара В. Г. К оценке степени смешения угольной шихты И
Кокс и Химия.- 1966 - № 2С. 12.
5. Диденко В. Е., Левин С. Т., Обуховский Я. М. К решению некото-
рых задач теории и практики измельчения и смешения углей
перед коксованием // Кокс и Химия - 1967 - № 8 - С. 1.
6. Фрумкин В. М. К вопросу о повышении стабильности дозиро-
вания угля // Кокс и Химия - 1969- № 1 - С. 3.
7. Горовой Ю. Г. Автоматическое регулирование производи-
тельности вибродозаторов ЛДА-100// Кокс и Химия - 1969-
№ 8.-С. 6.
8. Шатоха И. 3., Мюллер И. П., Раскина Э. Г. Исследование эффек-
тивности усреднения углей // Кокс и Химия - 1971- № 7 - С. 5.
9. Поляков И. И., Ефимов С. П., Кривошеин В. Т. и др. Машина
для организованного смешения угольной шихты // Кокс и Хи-
мия.-1971,- № 7-С. 7.
10. Шатоха И. 3., Щеголев С. В. Устранение свободообразований и
зависаний углей в бункерах // Кокс и Химия - 1975 - № 4 - С. 3.
11. Симонов Н. Ф„ Сазонов В. Ф., Григорович А. А. Определение
влажности шихты в потоке И Кокс и Химия - 1982 - № 1.- С. 7.
12. Справочник коксохимика. Том 1 / Под. ред.. А. К. Шелакова-
М.: «Металлургия», 1964.
Справочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 26
ХРАНЕНИЕ ГОТОВОЙ ШИХТЫ
26.1. Общие положения
Подготовленная для коксования в углеподготови-
тельном цехе угольная шихта хранится в специальных
технологических сооружениях - угольных башнях.
Угольная башня представляет собой уникальное
сооружение бункерного или силосного типа, состоящее
из нескольких отсеков, предназначенных для угольной
шихты. Угольная башня располагается в коксовом цехе
и размещается, как правило, в середине блока коксовых
батарей.
Угольная башня предназначена для приема, загруз-
ки в отсеки и хранения готовой угольной шихты, а также
для заполнения бункеров углезагрузочного вагона.
Режим загрузки коксовых печей не должен зависеть
от режима работы углеподготовительного цеха, поэтому
в угольных башнях создается запас угольной шихты. Раз-
мер запаса зависит от нескольких факторов и рассчиты-
вается с учетом конкретных условий коксохимического
предприятия.
26.2. Конструктивные особенности
угольных башен
Первые угольные башни на отечественных коксохи-
мических заводах начали сооружаться в XX веке и строи-
лись одновременно с коксовыми печами, объединенны-
ми в коксовые батареи.
Анализируя пройденный этап проектирования,
строительства и эксплуатации угольных башен можно
сделать вывод о том, что каждому периоду свойствен-
ны свои отличительные черты, характеризующие облик
и конструкцию сооружения и отвечающие условиям вре-
мени и возможностям.
Так, угольные башни, построенные до 1915 года,
характеризуются мощными бутовыми стенами и тяжело-
весными конструкциями.
В период становления коксохимической промыш-
ленности (30-е годы) угольные башни строились из моно-
литного железобетона.
В результате многолетнего отечественного и зару-
бежного опыта, а также в силу сложившихся тенденций
емкости для шихты проектировались и строились в виде
высокого сооружения с верхней отметкой надбункерной
части около 50 м от уровня земли при размерах в плане
в зависимости от длины камеры коксования и ее емко-
сти, с большими нагрузками от шихты, оборудования
и опирающегося на верх угольной башни конвейерного
моста.
Бункера, из которых загружается углезагрузочный
вагон, по условиям эксплуатации печей должны иметь за-
пас шихты, достаточный для работы печей в течение двух
смен. В соответствии с требованиями ПТЭ для обеспече-
ния надежного и быстрого заполнения бункеров углеза-
(Ъравочник Коксохимика. г]рм 1
грузочного вагона и обеспечения высокого показателя
насыпной массы шихты угольная башня должна быть за-
полнена не менее чем на 2/3 ее высоты.
Эти требования приводят к тому, что вместимость
секций угольной башни должна составлять 2500 - 6000 т
в зависимости от емкости камеры коксования и количе-
ства печей в коксовых батареях, загружаемых из этой
башни.
Для сокращения сроков возведения угольных башен
и снижения их материалоемкости в период восстановле-
ния промышленности Донбасса после оккупации были
построены стальные, футерованые кирпичом башни на
Енакиевском и Запорожском коксохимических заводах.
Техническое решение угольной башни в монолитном
железобетоне с применением подвижной опалубки было
реализовано Гипрококсом в типовом проекте для коксо-
вых батарей с печами емкостью 21,6 м3 в 1954 -1955 гг.
В свое время для ускорения строительства была
разработана конструкция угольной башни в сборном же-
лезобетоне с выносными силосами. Однако это решение
не отвечало технологическим требованиям по хранению
и загрузке угольной шихты в углезагрузочные вагоны.
Поэтому в конце 50-х годов Гипрококсом был разработан
проект, по которому стены, колонны, балки рассекателей,
ригели рам запроектированы монолитными в скользя-
щей опалубке, а остальные конструкции (за исключением
конструкций, расположенных выше отметки перекрытий
верха надбункерных помещений) в отличие от прежних
решений приняты в сборном железобетоне.
Угольная башня с загрузкой
шихты элеватором.
1920-е годы
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис 26.1.
Угольная башня с раздачей
стационарными
конвейерами с плужковыми
сбрасывателями
1 - приходящий конвейер; 2 - реверсивный конвейер; 3 - сбрасыватель плужковый;
4 - клапан разрезной; 5 - клапан перекидной
Угольная башня
круглого сечения
По такому техническому решению были запроекти-
рованы Гипрококсом, построены и успешно эксплуати-
руются все угольные башни на коксохимических пред-
приятиях, возведенных после 1960 года.
Объемно-планировочные решения угольных башен
и их габаритные размеры должны обеспечивать возмож-
ность рациональной компоновки с коксовыми батареями
и с учетом взаимного расположения с коксовыми маши-
нами (коксовыталкивателями, двересъемными машина-
ми, углезагрузочными и тушильными вагонами).
Как правило, угольные башни проектируются пря-
моугольными в плане.
Габариты угольных башен принимаются по горизон-
тали - кратными 0,3 м, по вертикали - кратными 0,6 м.
Свободные от технологического оборудования
основного назначения пространство нижней зоны уголь-
ной башни используются для размещения электропун-
ктов, вентиляционных установок, помещения для КИПиА
и АСУТП, служебно-бытовых помещений коксового бло-
ка. В подземной части угольной башни, как правило,
размещают коммуникационные тоннели для прокладки
инженерных сетей и коммуникаций.
Внутренние габариты в сквозной части угольной
башни должны обеспечивать наличие:
требуемых правилами безопасности зазоров между
строительными конструкциями и габаритом углеза-
грузочной машины по высоте, но не менее 0,1 м;
V*!’ L11'1' ” К'1 к> ' " 1 |Х| 11 р'м i
Глава 26. Хранение готовой шихты
443
проходов с обеих сторон углезагрузочного вагона
шириной не менее 0,8 м и высотой не менее 2,0 м.
Размеры надбункерной части угольной башни долж-
ны обеспечивать возможность размещения оборудо-
вания, предназначенного для приема и распределения
шихты по секциям емкостной части. При этом между обо-
рудованием и строительными конструкциями должны
предусматриваться проходы шириной не менее 0,8 м.
При расчете угольных башен и их элементов учиты-
ваются следующие нагрузки:
собственный вес конструкций;
нагрузки от стационарного оборудования и углеза-
грузочного вагона;
давление шихты;
ветровая нагрузка;
давление грунта;
давление от примыкающих конструкций (конвей-
ерной галереи приходящего конвейера, обслужи-
вающих площадок с машинной и коксовой сторон,
нагрузки от подводимых и отводимых инженерных
коммуникаций и электрокабельных сетей);
нагрузки и воздействия от обвалившейся массы
угольной шихты при включении системы пневмати-
ческого обрушения зависших объемов углей.
В случае необходимости учитываются особые на-
грузки и воздействия (сейсмические, влияние подземных
горных выработок и т. п.).
26.3. Верх угольной башни (надбункерное
помещение)
Верхние (надбункерные) помещения угольной баш-
ни предназначены для размещения в них стационарного
технологического оборудования для приема и распреде-
ления по секциям емкостной части угольной шихты и, как
правило, относится к углеподготовительному цеху. Поме-
щение работает в режиме подготовки и подачи шихты на
верх угольной башни, распределения ее по секциям.
Технологическое оборудование состоит из стацио-
нарных и передвижных ленточных конвейеров, жело-
бов и течек, шиберов и плужковых сбрасывателей для
распределения потоков угольной шихты по секциям
емкостной части угольной башни. Помещения оборуду-
ются подъемно-транспортными устройствами и венти-
ляционно-отопительными системами для обслуживания
технологического оборудования. В помещении преду-
сматриваются средства мокрой уборки, противопожар-
ный водопровод и охранная пожарная сигнализация.
Технологическое оборудование должно обеспечи-
вать равномерное распределение и загрузку емкостной
части с максимальным исключением воздействия эффек-
та сегрегации угольной шихты по крупности.
Рис. 26.2.
Двухсекционная угольная
башня со стационарным
реверсивным конвейером
(правочник К'’к^’^чмика Том 1
444
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 26.3.
Угольная башня с раздачей
шихты желобами
и клапанами
Типовая угольная башня
объемом 3200 м3
При двухсекционной угольной башне распределе-
ние шихты по секциям осуществляется стационарным
реверсивным ленточным конвейером (рис. 26.2) или кла-
панами (рис. 26.3).
Если количество отсеков 4 и более при симметрич-
ном их расположении относительно приходящего кон-
вейера, распределение шихты по отсекам осуществляют
одним или двумя катучими реверсивными ленточными
конвейерами (рис. 26.4). При несимметричном располо-
жении отсеков относительно приходящего конвейера
распределение шихты по отсекам осуществляется с по-
мощью плужковых сбрасывателей и стационарных ре-
версивных ленточных конвейеров (рис. 26.1).
Углы наклона желобов для обычной шихты преду-
сматриваются не менее 60°, а для шихты при технологии
трамбования - не менее 65°. Желоба должны быть зафу-
терованы нержавеющей сталью.
26.4. Емкостная (бункерная) часть угольной
башни
Для обеспечения устойчивой, стабильной работы
коксового и углеподготовительного цехов емкость уголь-
ной башни должна обеспечивать запас шихты для работы
в проектном режиме не менее 2-3 смен и состоять из
нескольких секций (как минимум 2 секции).
Деление угольной башни на секции продиктова-
но необходимостью проведения регулярных осмотров
и ремонтов внутренних поверхностей стен, рассекателей
Справочник Коксохимика. ^[Ьм 2
Глава 26. Хранение готовой шихты
445
Рис. 26.4.
4-секционная угольная башня
с катучими конвейерами
и затворов, а также для периодической (по мере необхо-
димости) зачистки зависшей и прилипшей к стенкам ем-
кости угольной шихты.
Секции угольной башни оборудуются специальны-
ми устройствами для пневматического обрушивания за-
висшей угольной шихты. Рассекатели, расположенные
в нижней части угольной башни, и наклонные поверхно-
сти емкостной части перед затворами облицовываются
и футеруются специальными материалами, снижающими
или полностью исключающими адгезию угольной шихты
и исключающими сводообразование и зависание уголь-
ной шихты в этой зоне.
Очистка секций угольной башни от зависшей уголь-
ной шихты и ремонт, при необходимости, производятся
периодически в соответствии с планом производства ра-
бот по зачистке отсека угольной башни, утверждаемым
Угольная башня для
технологии с трамбованием
шихты перед коксованием
Справочник К0ксохимика. Том "J
446
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
главным инженером коксохимического предприятия. Ра-
боты, выполняемые при зачистке отсека угольной башни,
относятся к категории повышенной опасности.
265. Подбункерное помещение угольной
башни
В проеме угольной башни на уровне верха печей
располагаются углезагрузочные вагоны, затворы уголь-
ной башни, устройства для обогрева затворов угольной
башни, система дистанционного управления устройства-
ми пневмообрушивания угольной шихты, весоизмери-
тельные устройства массы шихты, загружаемой в углеза-
грузочный вагон.
В подбункерных помещениях, расположенных ниже
отметки верха печей, размещаются вентиляционные
установки, электропункты, помещения КИПиА и АСУТП,
различные служебно-бытовые помещения, устройства
управления кантовочным механизмом и т. п.
26.6. Варианты конструкции угольных
башен
Для коксовых батарей с печами традиционного сло-
евого коксования с насыпным способом загрузки соору-
жаются угольные башни двухсекционные с размещением
бункерной части в створе продольной оси коксового
блока. Башня сооружается, как правило, для двух батарей
или двух блоков коксовых печей с размерами бункерной
части в плане 24х 14 или 12x12 метров и высотой бун-
керной части 36 - 47 м в зависимости от размеров камер
коксования и количества коксовых печей в батареях.
Отличительной особенностью угольной баш-
ни для коксования трамбованной шихты (Алчевский
КХЗ) с устройством для трамбования на загрузочно-
выталкивающей машине является размещение бун-
керной части над путями ТЗВМ и размером в плане
12 x20,34 м (рис. 26.5).
Рис. 26.5.
Угольная башня для
коксования с трамбованием
12,86 t 14,0
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 26. Хранение готовой шихты
447
Для варианта с подачей шихты на ТЗВМ конвейером
(завод в Диллингене, Германия) угольная башня (бункера)
размещается за пределами коксового блока.
Имеется вариант формирования угольного пирога
на стационарной установке, которая может размещаться
как под угольной башней по оси батарей (завод «Радлин»,
Польша), так и за пределами коксового блока, в непо-
средственной близости к ТЗВМ.
Угольные башни для различных типоразмеров пе-
чей изображены на рис. 26.1; 26.2; 26.3; 26.4; 26.5.
26.7. Требования по технике безопасности,
охране труда и пожарной
безопасности
В соответствии с требованиями правил по охране
труда, технике безопасности и пожарных норм из надъ-
емкостной части (верха) угольной башни предусматрива-
ется не менее двух выходов. При этом допускается пред-
усматривать лестничную клетку за пределами башни.
В качестве второго эвакуационного выхода допускается
использовать конвейерную галерею для подачи шихты
(при площади помещений до 300 м2), которая должна вы-
полняться из несгораемых материалов и отвечать требо-
ваниям, предъявляемым к путям эвакуации.
Лестница до уровня верха коксовой батареи вы-
полнена из железобетонных ступеней по стальным ко-
соурам, а выше - из стали с уклоном маршей 1:1. Кроме
того, должны предусматриваться лестница для выхода на
кровлю и ограждение кровли по ГОСТ 25772.
В угольных башнях предусматривается грузопасса-
жирский лифт до верха надъемкостной части, а для подъ-
ема от уровня планировки крупногабаритных изделий
и оборудования, используемых при ремонтных работах,
устроен выносной монорельс с электроталью, обеспечи-
вающий подъем оборудования с нулевой отметки.
Для обеспечения пожарной безопасности в поме-
щениях угольных башен предусматривается пожарно-
питьевой водопровод и охранная пожарная сигнали-
зация, а для грозозащиты на кровлях устанавливаются
молниеприемники.
При реконструкции угольных башен и строитель-
стве новых электропункт выносят из надбункерных про-
изводственных помещений в отдельно стоящее помеще-
ние в соответствии с требованиями правил взрывопожа-
робезопасности (категория Б и ПУЭ - B-lla).
Библиография
1. Чернышев М. К. Автоматизация работы реверсивных транс-
портеров на угольных башнях // Кокс и Химия1960 - № 12-
С.17.
2. Праздникова В. А. Разделение шихты на два потока и влияние
этого на ее качество // Кокс и Химия - 1961- № 9- С. 9.
3. Подорожанский М. И. Об уменьшении емкости угольной баш-
ни // Кокс и Химия.- 1963 - № 1.- С. 14.
4. Кулишенко А. 3., Харитонов А. С., Грудин И. А. Емкостной дат-
чик для измерения влажности шихты в потоке // Кокс и Хи-
мия.-1962.- №9- С. 16.
5. Шатоха И. 3., Лазовский И. М. Оценка степени смешения (одно-
родности) угольной шихты // Кокс и Химия - 1965 - № 2 - С.1.
6. Сагайда И. М., Мельничук А. Ю., Глущенко И. М. Определение
оптимального состава шихты // Кокс и Химия - 1967 - № 12-
С.11.
7. Бочаров Н. Г. К вопросу о влажности шихты // Кокс и Химия-
1968.-№ 1.-С19.
8. Митрофанов Н. И. Обогрев затворов угольных башен // Кокс
и Химия-1971-№4,-С. 57.
9. Морозов О. С., Беляев Е. В., Балабанова 3. П. Влияние способа
подготовки угольной шихты на качество кокса // Кокс и Хи-
мия.-1972.- №11-С. 7.
10. Шатоха И. 3., Щеголев С. В. Устранение свободообразований и
зависаний углей в бункерах // Кокс и Химия - 1975 - № 4 - С. 3.
11. Шатоха И. 3., Сычёв П. Л., Счастливый А. Н. и др. Предупреж-
дение зависания углей в бункерах // Кокс и Химия - 1976-
№11.- С.З.
12. Справочник коксохимика. Том 1 / Под. ред. А. К. Шелкова - М.:
«Металлургия», 1964.
Справочник Коксохимика. Трм 1
ГЛАВА 27
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ УГЛЕПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ
ЦЕХОВ
27.1. Общие положения
Углеподготовительный цех является первым звеном
в технологической цепочке коксохимического предприя-
тия и предназначен для подготовки углей к коксованию.
Схему углеподготовительного цеха и технологию
подготовки углей к коксованию устанавливают для каж-
дого предприятия индивидуально в зависимости от вида
поступающих углей (рядовые или обогащенные), на-
меченных к переработке, их технологических свойств,
а также от технологии получения кокса и его требуемого
качества.
Рациональная подготовка углей к коксованию яв-
ляется важным фактором улучшения качества кокса,
расширения сырьевой базы коксования и повышения
экономической эффективности коксохимического про-
изводства.
При применении для коксования рядовых углей
в схему углеподготовки вводят обогащение на углеобо-
гатительной фабрике.
При всех условиях подготовка углей к коксованию
состоит из следующих операций:
прием, разгрузка, предварительное дробление
и складирование углей;
дозирование компонентов шихты;
окончательное измельчение шихты или отдельно ее
компонентов;
смешение компонентов шихты;
подача шихты на угольную башню коксовой батареи.
Основная задача углеподготовки - приготовление
угольной шихты заданного качества из углей, предназна-
ченных для коксования.
Технологическая схема подготовки углей определя-
ется в зависимости от характеристик используемых для
коксования углей и требуемого качества кокса.
При выборе схемы подготовки углей учитывают
коксуемость, зольность, петрографический состав углей
и свойства петрографических компонентов, а также ме-
ханическую прочность углей и их ситовый состав.
На коксохимических заводах, где производится до-
менный и литейный кокс, большое внимание уделяется
усреднению, точному дозированию компонентов шихты,
требуемому измельчению и смешению.
На коксогазохимических заводах, производящих
кокс из газовых углей для бытовых и энерготехнических
потребителей, выбирается упрощенная схема подготов-
ки углей.
Углеобогатительная
фабрика.
Общий вид
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 27. Технологические схемы углеподготовительных цехов
449
27.2. Схемы подготовки углей к коксованию
Все применяемые на практике технологические схе-
мы подготовки углей к коксованию можно разделить на
три вида или способа, которые определяются местополо-
жением отделения окончательного дробления:
1) недифференцированное (простое или обычное)
измельчение;
2) дифференцированное измельчение;
3) избирательное измельчение.
К недифференцированному измельчению относится
схема ДШ - дробление шихты. По этой схеме шихта со-
ставляется из предварительно дробленных компонентов
крупностью до 80... 100 мм с последующим окончатель-
ным дроблением всей шихты в одних агрегатах до задан-
ной степени измельчения.
По схеме ДШ можно работать как на обогащенных,
так и на рядовых углях и иметь в своем составе углеобо-
гатительную фабрику.
По этой схеме в бункера дозировочного отделения
(закрытого склада угля) поступает уголь отдельных ма-
рок или шахтогрупп, затем составляется шихта и измель-
чается до крупности 0...3 мм.
Схемы ДШ с открытым складом угля и с закрытым
складом угля представлены на рис. 27.1.
Схема ДШ технологически очень проста и компакт-
на, требует меньших капитальных затрат на дробильные
устройства, облегчает обслуживание дробилок, совмеща-
ет в одном агрегате процесс измельчения и смешения.
Основным недостатком схемы ДШ является то, что
совместное дробление углей различной твердости и дро-
бимости приводит к переизмельчению легкодробимых
углей марок Ж и К с образованием большого количества
мелких классов (крупностью менее 0,5 мм), что приво-
дит к уменьшению насыпной массы шихты. В то же время
в крупных классах содержатся главным образом газовые
угли, что ухудшает процесс спекаемое™ шихты.
При дифференцированном измельчении каждая
марка угля или некоторые из них дробятся до разной
степени измельчения, отличной от общего уровня из-
мельчения.
В основе дифференцированного измельчения лежит
положение: для лучшего спекания слабоспекающихся
компонентов шихты они должны измельчаться тоньше,
а хорошо спекающиеся компоненты - крупнее.
Рис.27.1.
Подготовка углей
к коксованию по схеме ДШ
а) б)
а)-с открытым складом угля; 6)-с закрытым складом угля
Справочник Крксохимика. Трм 1
450
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
При правильном выборе гранулометрического со-
става шихты можно существенно повысить ее насыпную
массу.
Схемы дифференцированного измельчения компо-
нентов шихты можно разделить на следующие виды:
1) схема ДК (дробление компонентов);
2) схема ГДК (групповое дробление компонентов);
3) смешанная схема ДК - ГДК.
Схема ДК (рис. 27.2) предусматривает, что каждый
компонент шихты дробится отдельно на закрепленной за
этим компонентом дробилке. В соответствии с его проч-
ностью устанавливается и режим дробления.
Преимущества схемы ДК:
обеспечивается заданное измельчение каждого
компонента шихты;
уменьшается сегрегация угля по крупности в бунке-
рах дозировочного отделения и угольной башне.
Недостатки схемы ДК:
невозможность ее применения на предприятиях
с углеобогатительными фабриками, т. к. на фабрике
обогащается шихта, а не отдельные ее компоненты;
установка дробильного оборудования повышенной
производительности из-за прямой связи его с угле-
приемом;
работа отделения окончательного дробления кру-
глосуточно (в три смены);
увеличенный штат обслуживающего персонала;
затруднение выдачи измельченного до крупности
0...3 мм угля из бункеров дозировочного отделения
(закрытого склада угля) из-за его зависания;
дополнительные капитальные затраты на дробиль-
ные устройства для каждой марки угля;
обязательное наличие смесительного отделения
для смешивания сдозированной шихты.
Схема ГДК (групповое дробление компонентов)
предусматривает совместное измельчение однотипных
по твердости углей: отдельно легкодробимых и отдельно
труднодробимых. Схема ГДК представлена на рис. 27.3.
При схеме ГДК дозировочное отделение или закры-
тый склад угля состоят из двух рядов бункеров. Один ряд
заполняется легкодробимыми марками углей, не тре-
бующими тонкого измельчения; другой ряд заполняется
Рис. 27.2.
Подготовка углей
к коксованию по схеме ДК
а) б)
в)
а)-с открытым складом угля; б) - с закрытым складом угля; в) - схема измельчения и дозирования
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 27. Технологические схемы углеподготовительных цехов
451
Дозирование углей
Измельчение углей
Смешение шихты
Шихта на уголную
башню
труднодробимыми марками углей, требующими тонкого
измельчения.
Сдозированный уголь из каждого ряда бункеров
подается конвейерным транспортом на закрепленную за
данной группой углей дробилку.
Схема ГДК позволяет несколько укрупнить легкодро-
бимые марки углей (К и Ж), уменьшить содержание класса
менее 0,5 мм в шихте и увеличить ее насыпную массу.
Смешанные схемы ДК - ГДК (дробление компонен-
тов - групповое дробление компонентов) представлены
на рис. 27.4.
По этой технологии отдельно по схеме ДК дробятся
одна или две наиболее прочные и труднодробимые мар-
ки угля, а мягкие и легкодробимые марки угля составля-
ют одну группу и дробятся совместно на одной дробилке
по схеме ГДК.
Метод избирательного измельчения шихты реко-
мендуется применять для петрографически неоднород-
ных углей.
Метод избирательного измельчения заключается
в том, что угольная шихта дробится в две стадии: пред-
варительное дробление до крупности 60% содержания
класса 0...3 мм, затем мелкие классы угля выделяются,
а оставшиеся крупные классы идут на окончательное из-
мельчение, причем крупные классы все время отсеива-
ются и возвращаются в цикл окончательного дробления.
Подробное описание метода избирательного из-
мельчения угольной шихты приведено в главе 30 настоя-
щего тома.
Рис. 27.3.
Подготовка углей
к коксованию по схеме ГДК
Дозирование
Измельчение
Смешение
Рис. 27.4.
Подготовка углей
к коксованию по смешанной
схеме ДК-ГДК
Шихта на угольную
башню
Шихта на угольную
башню
Библиография
1. Лазовский И. М., Забродский М. П., Капельзон И. Г. О рацио-
нальной схеме углеподготовительного цеха на современном
коксохимическом заводе // Кокс и Химия - 1956- № 2 - С. 8.
2. Горловой Г. П. Опытно-промышленное коксование шихты
с мазутом // Кокс и Химия1960 - № 12 - С.11.
3. Паршин В. Д., Кауфман С. Р. Обмасливание каменноугольной
шихты мазутом И Кокс и Химия - 1960- № 12 - С. 13.
4. Пьянков Е. А. Некоторые замечания к проектированию угле-
подготовительных цехов коксохимических заводов // Кокс
и Химия.-1961- № 2- С.1.
5. Кулешов П. Я., Голубчик А. Л., Ситало М. В. и др. Новая схема
подготовки шихты для коксования И Кокс и Химия - 1961 -
№ 3.-С.5.
6. Обуховский Я. М. Улучшение технологии подготовки углей
для коксования И Кокс и Химия - 1961№ 4 - С. 6.
Справочник Коксохимика. Том 1
7. Мордухович Р. В. Комплексная механизация и автоматиза-
ция углеподготовительных цехов // Кокс и Химия.- 1961-
№5.-С. 16.
8. Петренко В. Г., Семисалова В. Н. Коксование угольных шихт
с добавками нефтяных остатков и каменноугольной смолы //
Кокс и Химия - 1961.- № 6- С. 1.
9. Поляков И. И. Автоматизация и механизация в углеподгото-
вительных цехах // Кокс и Химия -1961.- № 10 - С. 2.
10. Шемерянкин Б. В., Холопцев В. П., Лукин П. Г. и др. Коксование
угольной шихты укрупненного измельчения // Кокс и Химия-
1962.- № 7.-С.З.
11. Кушниров В. Ф. Выбор рациональной технологической схе-
мы для подготовки обогащенных донецких углей к коксова-
нию // Кокс и Химия - 1964.- № 1.- С. 8.
12. Поляков И. И. Технические решения при проектировании
углеподготовительных цехов коксохимических заводов //
Кокс и Химия - 1971.- № 12 - С. 18.
452
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
13. Ларионов Ю. А., Лагоша В. А., Дойлов В. Е. и др. О гибкости
схемы углеподготовительного цеха // Кокс и Химия - 1972-
№12.-С. 16.
14. Литманович И. М., Белицкий А. Н., Пластовец И. X. и др. Опыт
внедрения новой схемы подготовки шихты к коксованию //
Кокс и Химия - 1976 - № 3- С. 4.
15. Мирошниченко А. М., Штромберг Б. И., Пухальская В. А. и др.
Опытно-промышленное коксование шихт с участием 50 % га-
зовых углей // Кокс и Химия - 1976 - № 8,- С. 3.
16. Диденко В. Е., Гадяцкий В. Г., Аронов С. Г. и др. Пластификация
тощих углей для возможного использования их в шихтах для
коксования // Кокс и Химия - 1977,- № 6 - С. 3.
17. Дюканов А. Г., Зашквара В. Г., Антимонова Л. Ф. Технология
подготовки шихт из донецких углей // Кокс и Химия - 1977-
№10.-С. 5.
18. Хархардин П. П., Дюканов А. Г., Берлин М. Я. и др. Совершен-
ствование техники и технологии подготовки углей и шихт
к коксованию способом их рационального измельчения //
Кокс и Химия - 1982- № 12- С. 23.
19. Ананьев Н. А., Турченкова Д. М. Совершенствование техники
и технологии подготовки шихты к коксованию // Кокс и Хи-
мия.-1985.- №11.- С. 6.
20. Станкевич А. С., Смелянский А. 3., Беркутов Н. А. и др. Рацио-
нальное распределение углей и оптимизация состава шихт
для коксования // Кокс и Химия - 2003 - № 9 - С. 8 - 16.
21. Дроздник И. Д., Дюканов А. Г., Тарасенко Н. И. Особенности
подготовки угольной шихты для коксования в условиях из-
меняющейся сырьевой базы // Кокс и Химия - 2003 - №11-
С.5-7.
22. Каплан А. В., Никишичев Д. Б., Каплан В. Е. и др. Моделиро-
вание оптимального состава шихты для коксования // Кокс
и Химия.-2006.-№ 6.- С. 12-14.
23. Горбач Д. А., Карякина Е. А., Яблочкин Н. В. и др. Внедрение
новой схемы подготовки угольной шихты к коксованию на
коксохимическом производстве ОАО НКМК// Кокс и Химия-
2006.- №8.- С. 6-10.
ГЛАВА 28
ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ОТБОРА И ПОДГОТОВКИ ПРОБ
28.1. Пробоотборники для угля и шихты
Для подготовки лабораторных проб, используе-
мых для определения качественных показателей углей
и шихты, используются машины проборазделочные типа
МПЛ-150м1.
В проборазделочной машине обрабатывается
объединенная проба, отобранная от каждой партии ма-
териала. Объединенная проба, накапливаемая перед
проборазделочной машиной, состоит из единичных то-
чечных проб, отбираемых пробоотборниками из потока
материала в местах его перепада или непосредственно
с конвейерной ленты через установленные равные ин-
тервалы времени.
Пробоотборники могут быть нескольких типов:
пробоотборники ковшовые (наклонные или гори-
зонтальные);
пробоотборники маятниковые;
пробоотборники автоматические.
Для отбора проб угля применяются пробоотборни-
ки ковшовые (наклонные или горизонтальные) и маятни-
ковые, а для отбора проб шихты - маятниковые и авто-
матические.
Масса единичных (точечных) проб, отбираемых
в объединенную пробу, должна быть не менее
т = 0fi6D, кг,
где т - минимальная масса единичной пробы, кг;
D - размер максимальных кусков материала, мм.
Интервал времени, через который должны отби-
раться единичные пробы из потока, вычисляется по фор-
муле:
60-М
t =-----, мин,
Qn
где t - интервал времени, мин;
М - масса опробуемой партии угля, т;
Q - производительность опробуемого потока, т/ч;
п - количество единичных (точечных) проб, которое
необходимо отобрать в объединенную пробу.
Количество единичных проб (/?), отбираемых в объе-
диненную пробу от партии обогащенного угля массой до
1000т,составляет/? = 16 шт. (согласно ГОСТ 10742-71).
При отборе проб от партии обогащенного угля бо-
лее 1000 т количество единичных проб Ц) вычисляется
по формуле:
К
П] N С ’
Справочник Коксохимика. Том 1
где /7 = 16 - количество единичных проб, отбираемых
от партии угля массой до 1000 т;
Mj - масса партии угля, т;
С= 1000 т.
ПРОБООТБОРНИКИ КОВШОВЫЕ НАКЛОННЫЕ
И ГОРИЗОНТАЛЬНЫЕ
Пробоотборники ковшовые предназначены для от-
бора единичных (точечных) проб угля.
Пробоотборник ковшовый наклонный устанавлива-
ется в месте перепада потока угля у приводного барабана
стационарного ленточного конвейера. Пробоотборник
ковшовый горизонтальный устанавливается в желобе,
передающем материал с одного конвейера на другой.
Конструкция, размеры и техническая характеристи-
ка пробоотборников ковшовых зависит от компоновоч-
ных решений технологических трактов, от ширины ленты
конвейеров, от производительности трактов.
Пробоотборники ковшовые состоят из следующих
основных узлов:
1) привод с рамой;
2) вал приводной;
3) устройство натяжное;
4) цепь с ковшом;
5) направляющая цепи;
6) конечный выключатель;
7) кожух;
8) ограждения.
Привод пробоотборника состоит из электродви-
гателя, редуктора и тормоза, которые устанавливаются
на раме. Привод может располагаться справа или слева
относительно приводного барабана конвейера, если
смотреть по ходу движения ленты конвейера. Вращение
электродвигателя через редуктор передается на привод-
ной вал, на котором расположены две приводные звез-
дочки цепной передачи. Натяжение цепной передачи
осуществляется натяжными устройствами путем переме-
щения натяжных звездочек. Между двумя ветвями цеп-
ной передачи установлен ковш, предназначенный для
отбора единичных проб материала.
Ширина раскрытия ковша пробоотборника должна
превышать размер максимальных кусков отбираемого
материала не менее чем в 2,5 раза. Емкость ковша должна
быть такой, чтобы при отборе единичной пробы исклю-
чалось его переполнение.
454
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Длина ковша должна быть такой, чтобы при пересе-
чении потока материала отбиралась проба по всему по-
перечному сечению потока.
В исходном положении перед отбором пробы ковш
пробоотборника находится в верхней части на привод-
ных звездочках.
При включении пробоотборника ковш после натяж-
ной звездочки пересекает поток материала, отбирая еди-
ничную пробу, и сбрасывает ее в желоб для отобранных
проб. После этого ковш останавливается при помощи ко-
нечного выключателя и тормоза. Пробоотборник готов
к следующему циклу отбора пробы.
Звездочки пробоотборника находятся снаружи же-
лоба, охватывающего приводной барабан (для наклон-
ного пробоотборника). Полуоси ковша перемещаются по
специальному кольцевому вырезу в желобе.
На рис. 28.1 представлен пробоотборник ковшовый
наклонный для ширины ленты конвейера £=1200 мм.
На рис. 28.2 показан пробоотборник ковшовый го-
ризонтальный.
ПРОБООТБОРНИКИ МАЯТНИКОВЫЕ
Пробоотборники маятниковые предназначены для
отбора единичных (точечных) проб угля крупностью до
300 мм и угольной шихты крупностью 0...3 мм непосред-
ственно с ленты стационарного конвейера.
Пробоотборники маятниковые выпускаются трех
типов: ПММ-12, ПММ-16 и ПММ-20. Тип пробоотборника
определяется шириной ленты конвейера (от 1000 мм до
2000 мм). Все типоразмеры пробоотборников имеют оди-
наковую конструкцию и состоят из следующих основных
частей: рамы, желоба, привода, кривошипа, штанги, коро-
мысла, ковша, конечного выключателя, рычага, укрытий.
На сварной раме устанавливается привод, крепятся
к раме желоб и опора кривошипа. Рама пробоотборника
приваривается к секциям конвейера при монтаже. Привод
состоит из электродвигателя и червячного редуктора.
Ковш представляет собой сварную конструкцию,
нижняя кромка которого футерована резиной.
Укрытия и ограждения выполнены съемными.
Пробоотборники устанавливаются в зонах взрыво-
опасности не выше В-Ia при условии размещения шкафа
управления в отдельном, невзрывоопасном помещении.
Пробоотборник может работать в автоматическом
и в ручном режиме (при наладочных и ремонтных ра-
ботах).
Пробоотборник может устанавливаться как на гори-
зонтальных, так и на наклонных участках конвейера.
В автоматическом режиме пробоотборник может
включаться только при работающем конвейере и на-
личии материала на нем. Время между циклами отбора
проб устанавливается требованиями технологического
процесса и колеблется в пределах от 18 с до 100 мин.
Остановка ковша в исходном положении после цик-
ла отбора и выгрузки пробы осуществляется конечным
выключателем.
В случае аварийной остановки ковша над лентой
конвейера накапливающийся материал замкнет элек-
трод контактного датчика (датчика уровня) и с некоторой
задержкой времени включается звуковая и световая сиг-
нализация «авария».
Задержка времени необходима для защиты элек-
трической схемы пробоотборника от ложных аварийных
сигналов при прохождении крупных кусков угля, которые
могут случайно коснуться электрода контактного датчика.
Пробоотборник маятниковый показан на рис. 28.3.
Техническая характеристика пробоотборников маятниковых
ПММ-12 ПММ-16 ПММ-20
Производительность потока, из которого отбирается проба, т/ч 1100 2000 4000
Ширина ленты конвейера, мм 1000,1200 1400,1600 2000
Крупность отбираемого материала, мм, не более 300
Влажность материала, %, не более 18
Ширина раскрытия зёва ковша пробоотборника, мм 100, 200,300,400,600
Скорость движения ковша пробоотборника, м/с, не менее 1,5 ±0,5 2,5 ±0,7 3±1
Угол наклона боковых роликов желобчатых роликоопор, град 30
Интервал между отборами проб (циклами), с 18...6000
Номинальная мощность электродвигателя, кВт 3,0 7,5 11,0
Габаритные размеры, мм, не более:
длина 1900 2500 3100
ширина 1400 1500 1700
высота 1900 2200 2800
Масса со шкафом управления, кг 1035± 105 1460± 140 1730 ± 170
(рРавочник Коксохимика. Том 1
Глава 28. Оборудование для отбора и подготовки проб
455
Рис. 28.1.
Пробоотборник ковшовый
наклонный.
Ширина ленты конвейера
1200 мм, правое
расположение привода
1 - привод; 2 - рама привода; 3 - вал приводной; 4 - ковш; 5 - цепь; 6 - устройство натяжное; 7 - направляющая цепи;
8 - конечный выключатель; 9 - кожух; 10- ограждение; 11 -желоб для отобранных проб; 12-желоб для основного потока;
13 - приводной барабан конвейера; 14 - опора приводного барабана
(рРавочник Коксохимика. Том 1
456
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис, 28.2.
Пробоотборник ковшовый
горизонтальный
1 - привод; 2 - рама привода; 3 - вал приводной; 4 - ковш; 5 - цепь; 6 - устройство натяжное; 7 - конечный выключатель;
8 - кожух; 9 - желоб для отобранных проб; 10 - желоб для основного потока
ПРОБООТБОРНИКИ АВТОМАТИЧЕСКИЕ
Пробоотборник автоматический предназначен
для отбора единичных (точечных) проб угольной шихты
крупностью 0...3 мм.
Пробоотборник автоматический устанавливается
в месте перепада потока материала у приводного бара-
бана стационарного ленточного конвейера.
Пробоотборники устанавливаются в желобах кон-
вейеров с шириной ленты В = 10ОО мм, 1200 мм, 1400 мм.
Конструкция и размеры пробоотборников зависят
от ширины ленты конвейера, диаметра приводного ба-
рабана конвейера, а также производительности потока
материала.
Пробоотборник автоматический состоит из следу-
ющих основных узлов (рис. 28.4.):
1) механизм исполнительный электрический од-
нооборотный МЭО-1600/25-0,25И-92К;
2) рычаг привода с роликом;
3) рычаг отсекателя;
4) вал с двумя рычагами и отсекателем;
5) рычаги тяги;
6) тяги с пружинами;
7) рычаг линейки;
8) конечный выключатель;
9) рама привода;
10) буфер -2 шт.
11) желоб для основного потока шихты;
12) желоб для отобранных проб.
В исходном юложении перед отбором отсекатель
проб под действием пружин тяги находится вне потока
материала. При этом рычаг привода с роликом располо-
жен в верхнем вертикальном положении.
Цикл отбора пробы происходит следующим обра-
зом.
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 28. Оборудование для отбора и подготовки проб
457
Рис.28.3.
Пробоотборник
маятниковый
1 - рама; 2 - желоб для проб; 3 - привод; 4 - коромысло; 5 - кривошип; 6 - штанга; 7 - рычаг; 8 - ковш;
9-конечный выключатель; 10-укрытие; 11 -лента конвейера
При включении механизма электрического испол-
нительного начинает поворачиваться рычаг привода
с роликом, ролик нажимает на рычаг отсекателя, закреп-
ленного на валу.
Вал поворачивается вместе с рычагами и отсека-
телем. Отсекатель занимает положение под потоком
материала. В момент соскальзывания ролика с рычага
отсекателя пружины резко возвращают отсекатель в ис-
ходное положение, при этом отсекатель пересекает по-
ток материала и захватывает из него порцию материала,
выбрасывая его в приемный желоб.
Схема отбора пробы представлена на рис. 28.5, ки-
нематическая схема пробоотборника автоматического
показана на рис. 28.6.
Для остановки МЭО после одного цикла отбора про-
бы предусмотрен рычаг линейки и конечный выключа-
тель, устанавливаемый на кронштейне, который крепит-
ся на желобе (кожухе) приводного барабана конвейера.
Для уменьшения динамических нагрузок при рез-
ком выбрасывании пробы на внутренних стенках желоба
(кожуха) установлены буфера, фиксирующие рычаги от-
секателя в исходном положении.
Включение механизма МЭО может осуществляться
оператором цеха с пульта управления или автоматиче-
ски через заданные промежутки времени. При этом не-
(правочник Коксохимика. Том 1
обходимо выполнить блокировочные связи, при которых
пробоотборник может быть включен только при рабо-
тающем конвейере (движении ленты) и наличии на ленте
конвейера материала.
Техническая характеристика пробоотборников
автоматических
Ширина ленты конвейера, мм
Привод:
тип
степень защиты оболочки
напряжение, В
частота, Гц
номинальный крутящий мо-
мент на выходном валу, Н • м
номинальное время полного
хода выходного вала, с
потребляемая мощность
в номинальном режиме,
не более, Вт
Подключение механизма
Масса механизма, кг
1000 1200 1400
МЭО-1600/25-0,25И-92К
IP54
380
50
1600
25
490
Через штепсельный
разъем
135
(правочник Коксохимика. Том 1
1 - механизм исполнительный электрический однооборотный; 2 - рычаг привода с роликом; 3 - рычаг отсекателя; 4-вал с рычагами и отсекателем; 5 - рычаг тяги;
6 - тяги с пружинами; 7 - рычаг линейки; 8 - конечный выключатель; 9 - рама привода; 10 - буфер; 11 - желоб для основного потока шихты;
12 - желоб для отобранных проб
45$ Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Глава 28. Оборудование для отбора и подготовки проб
459
R200
Поток материала
Момент соскальзывания
рычага отсекателя
с ролика привода
Исходное положение
рычага отсекателя
Исходное положение
ролика привода
Исходное положение
отсекателя
Рис. 28.5.
Схема отбора пробы
Момент захвата
роликом привода
рычага отсекателя
Барабан конвейера
Рис. 28.6.
Кинематическая схема
пробоотборника
автоматического
1 - вал; 2 - рычаг отсекателя; 3 - отсекатель; 4 - буфер; 5 - рычаг тяги; 6 - пружина тяги;
7 - рычаг линейки; 8 - конечный выключатель
Д - исходное положение ролика рычага привода; Б - момент захвата роликом привода рычага отсекателя;
В - момент соскальзывания рычага отсекателя с ролика привода
(рравочник Коксохимика. Том 1
460
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
28.2. Машина проборазделочная
МПЛ-150М1
Машина проборазделочная предназначена для об-
работки первичных проб каменного угля крупностью до
150 мм для приготовления лабораторных проб.
В углеподготовительном цехе коксохимического
предприятия машина МПЛ-150М1 устанавливается на
трактах после приема прибывающих на производство
углей, после открытого склада угля до дозировочного от-
деления, шихтоподачи после отделения окончательного
измельчения до верха угольной башни.
Первичная проба требуемой массы из угля круп-
ностью не более 150 мм формируется из разовых проб
в емкости перед проборазделочной машиной. Разовые
пробы угля отбираются из потока материала на перепаде
с конвейера на конвейер. Отбор проб осуществляется:
1) угля - пробоотборниками ковшовыми горизон-
тальными или наклонными;
2) шихты - пробоотборниками автоматическими с от-
сечной планкой.
Основными узлами проборазделочной машины яв-
ляются: питатель ленточный; дробилка молотковая; со-
кратитель ковшовый; делитель-сократитель; рама; желоб
для удаления отходов.
Первичная проба питателем подается в молотковую
дробилку, где дробится до крупности 0 - 3 мм. Под молот-
ковой дробилкой установлен горизонтальный цепной
сократитель, ковш которого пересекает поток дробленой
пробы при выгрузке ее из дробилки. Отобранные порции
подаются на делитель-сократитель, который делит лабо-
раторную пробу на три части. Остаток дробленой пробы
удаляется.
Электрооборудование, установленное на раме ма-
шины, имеет взрывобезопасное исполнение и позволяет
эксплуатацию машины в зонах класса В-11а по ПУЭ.
Электрошкаф управления машиной устанавливает-
ся в отдельном помещении, защищенном от попадания
пыли.
Питатель ленточный предназначен для равномер-
ной подачи первичной пробы в молотковую дробилку.
Предусмотрена возможность регулирования произво-
дительности питателя (при влажном материале произ-
водительность устанавливается минимальная, при сухом
материале - максимальная). Регулирование подачи мате-
риала осуществляется шибером за счет изменения рас-
стояния между лентой питателя и шибером.
Дробилка молотковая производит измельчение ма-
териала до крупности лабораторной пробы размером
0...3 мм. Ротор дробилки представляет собой набор дис-
ков на валу и молотков, закрепленных в дисках на осях.
Между молотками и футеровочными плитами устанавли-
вается номинальный зазор 3 мм.
Измельченный в дробилке материал просыпается
через щели колосниковой решётки в цепной ковшовый
сократитель, который отбирает часть материала закреп-
ленными на цепи ковшами.
Отобранная ковшами проба подается на делитель-
сократитель, который формирует три лабораторные про-
бы, массой не менее 0,5 кг каждая.
Регулирование общего количества отбираемой
пробы после молотковой дробилки осуществляется уста-
новкой разного количества ковшей сократителя и зевом
ковшей.
Поперечный разрез машины проборазделочной
представлен на рис. 28.7.
Предусмотрено два режима работы машины: авто-
матический и местный. Основной режим работы - авто-
матический. Местный режим применяется только при
проведении ремонтных и наладочных работ.
В автоматическом режиме работы пуск машины
происходит от реле счета импульсов включений пробо-
отборника для отбора разовой пробы.
Число разовых проб для получения первичной про-
бы, обрабатываемой в машине, устанавливается приме-
нительно к каждому конкретному случаю.
Перед пуском машины предусмотрена подача пред-
варительного звукового сигнала, если машина работает в
автоматическом режиме. Длительность звукового сигна-
ла составляет 5... 7 сек.
Работа машины в местном режиме (ручное управле-
ние) осуществляется кнопкой «ПУСК».
Масса исходной пробы угля может быть подсчитана
по формуле:
СЛ„.Г ----------> кг,
исх 3,6K-cosa
где Qucx - масса исходной пробы, кг;
Q - производительность потока, кг/с;
В - ширина ковша пробоотборника, м;
п - количество отобранных порций пробы;
V - скорость движения ковша пробоотборника, м/с;
а - угол наклона траектории движения ковша
пробоотборника к горизонту, град.
Техническая характеристика машины
проборазделочной МПЛ-150 М1
Производительность, т/ч, не менее 2,2
Крупность исходного материала, мм, не более 150
Влажность исходного материала, %, не более 18
Крупность выдаваемого продукта для проб, мм 0.. .3
Количество выдаваемых машиной проб, шт. 3
Масса одной выдаваемой пробы, кг, не менее 0,5
Мощность установленных электродвигателей, кВт:
питатель ленточный 0,6
дробилка молотковая 10
делитель-сократитель 0,6
Масса машины проборазделочной, кг 1800
Справочник Крксохимика. Том 1
Глава 28. Оборудование для отбора и подготовки проб
461
1770
Рис. 28.7.
Машина проборазделочная
МПЛ-150М1
1 - питатель ленточный; 2 - дробилка молотковая; 3 - сократитель ковшовый;
4 - рама; 5 - желоб для отходов; 6 - шибер
ГЛАВА 29
СИСТЕМЫ САНИТАРНО-ТЕХНИЧЕСКОГО И ЭКОЛОГИЧЕСКОГО
НАЗНАЧЕНИЯ В УГЛЕПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ЦЕХАХ
29.1. Аспирационные системы
Углеподготовительный цех представляет собой
группу отдельно стоящих зданий и сооружений, соеди-
ненных между собой галереями или мостами конвейе-
ров. Уголь, поступающий на коксохимические заводы
в железнодорожных вагонах, разгружается вагоноопро-
кидывателями, подвергается в углеподготовительном
цехе дроблению, складированию, обогащению, дози-
ровке при составлении шихты, измельчению, смешению
и транспортировке шихты в угольные башни.
Производственные помещения сооружений цеха
характеризуются индивидуальными особенностями
технологических процессов и санитарных условий. При
разгрузке угля, его дроблении и транспортировании
готовой шихты в рабочую зону помещений выделяются
угольная пыль и тепло от технологического оборудова-
ния. В табл. 29.1 представлен перечень оборудования,
являющегося источником выделения пыли, от которого
требуется устройство местных отсосов систем аспирации
и вентиляции, а также осуществление мероприятий по
борьбе с производственными вредностями [1].
Таблица 29.1.
Мероприятия по борьбе
с выделяющимися
вредностями в
производственных
помещениях
углеподготовительного цеха
Наименование помещений. Технологическое оборудование Основные выделяющиеся вредные вещества Мероприятия по борьбе с производственными вредностями
1 2 3
Вагоноопрокидыватель;
Надземная часть, ротор Угольная пыль АслирацияотукрыТия ротора. Механический приток воздуха в пост управления. Мокрая уборка при положительных температурах
Бункерные помещения: ленточные питатели, конвейеры Аспирация от укрытия питателя и мест перегрузки угля или гидрообеспыливание. Механический приток воздуха по объему вытяжки. Блажная или вакуумная уборка помещений
Углеприемные ямы, подбункерные помещения: ленточные питатели, конвейеры
Отделение предварительного дробления: колосниковый грохот, барабанные дробилки, конвейеры II It
Отделение удаления инородных предметов: конвейеры II Аспирация отукрытия мест.перегрузки угля или гидрообесшливание,Естественная вытяжка из бункера м силосов: Механический приток воздуха по объему вытяжки. Гидроуборка или вакуумная уборка помещений от осевшей пыли или вакуумная уборка
Закрытый склад угля, дозировочное отделение: надбункерные помещения: барабанная сбрасывающая тележка или катучий реверсивный конвейер, конвейеры; подбункерные помещения: конвейеры, дозаторы
Отделение окончательного дробления: молотковые дробилки, конвейеры ' II Гидрообеспыливание роторов дробилок при запуске. Аспирация от укрытий местперегрузки угля. Механический приток воздуха по объему вытяжки. Уборка помещений
Смесительное отделение: смесительные машины, конвейеры н Аспирацияотукрытий мест перегрузки угля, гидрообеспыливание. Механический приток воздуха по объему вытяжки.Уборка помещений
Перегрузочныеузлы,конвейеры II —-11
Конвейерные тоннели и галереи - н Механическая вентиляция подземных тоннелей. Естественная вентиляция галерей. Уборка помещений
(правочник Коксохимика. Трм J
Глава 29. Системы санитарно-технического и экологического назначения в углеподготовительных цехах
463
1 1 1 1 5
Угольная башня (верх):
Реверсивный или катучий конвейер Угольная пыль Аспирация от укрытий мест перегрузки угля или гидрообеспыливание. Естественная вытяжка из бункеров. Механический приток воздуха по объему вытяжки. Уборка помещений
Загрузка бункеров раздаточным жёлобом и Естественная вентиляция помещения и естественная вытяжка из бункеров. Уборка помещений
Окончание табл. 29.1
В местах перегрузки угля с конвейера на конвейер
следует устанавливать желоба с минимальным по рас-
четной производительности сечением и соединять их
герметично с укрытием верхнего и нижнего конвейера.
Местные отсосы систем аспирации являются неотъемле-
мой частью технологического укрытия.
Конвейеры, предназначенные для транспортировки
нагретых углей укрываются по всей длине и оборудуются
местными отсосами для механической или естественной
вентиляции.
Для предотвращения выделения пыли при работе
молотковых дробилок предусматривается устройство
гидрообеспыливания в кожухе головки конвейера, за-
гружающего дробилку.
При последовательном и близком расположении
двух или более технологических агрегатов, выделяющих
при работе пыль (как, например, конвейер - грохот - жё-
лоб - дробилка - жёлоб - конвейер или др.) устраивается
неразрывная цепь аспирируемых герметичных укрытий
с местными отсосами.
Для снижения количества выделенных в производ-
ственные помещения вредностей предусматриваются
следующие дополнительные мероприятия:
теплоизоляция тепловыделяющего оборудования:
сушильных агрегатов, топок, дымососов, циклонов
и др.;
автоматизация контроля режима горения и сушки в
сушильных агрегатах;
поддержание влажности выдаваемого концентрата
и промпродукта в пределах 6 - 7 % для снижения те-
пловыделения и пылеобразования;
оборудование вакуум-фильтров в отделении флота-
ции аспирируемыми укрытиями в части, находящей-
ся под положительным давлением.
В галереях конвейеров для транспортирования угля
и шихты предусматриваются вентиляционные устройства
в верхней их части в виде вытяжных шахт и дефлекторов.
В стеновых ограждениях галерей устраиваются откры-
вающиеся оконные проемы для проветривания.
Расчетная производительность местных отсосов
систем аспирации и вытяжной вентиляции принимается
в соответствии с табл. 29.2, руководствуясь отраслевым
стандартом ОСТ 14-17-98-83 [2]. В каждом конкретном
случае метод расчета определяется геометрическими
характеристиками жёлоба и потока сыпучего материала,
а также характером транспортируемого материала. Ниже
приведены данные примера расчета.
Исходные данные для расчета:
производительность тракта - задается технологом;
влажность шихты - б - 9%;
температура угля и шихты - 10 °C;
гранулометрический состав (см. табл, ниже):
да 1® i® |1; il 1st и'икЛн и! ;;:п!иИ5н hi rib
8-13 12 >3 20 >1 25,5
13-1 58 3-0,5 34 1-0,25 27,5
<1 30 <0,5 46 0,25-0,15 34,0
0,15-0,06 10,5
0,063-0,04 0,35
0,04-0,025 0,1
0,025-0,016 0,55
0,016-0,004 1,4
0,001 -0,0063 0,05
0,0063-0,004 0,05
Справочник Коксохимика. Том 1
464
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Удельный вес угля - 1,35 т/м3.
Начальная концентрация пыли в отсосе - 0,9 г/м3.
Предельно допустимая концентрация пыли в возду-
хе рабочей зоны - не более 10 мг/м3.
Насыпная плотность угля - 0,8 т/м3.
Класс помещения - 4.
Схема для расчета производительности местных от-
сосов представлена на рис. 29.1.
Расчетные внутренняя температура и влажность
в производственных помещениях приведены в табл. 18.1,
глава 18, том 4.
На схеме 29.1 обозначено:
- разрежение в верхнем и нижнем укрытии, Па;
И - скорость движения ленты, м/с;
СД G* - количество воздуха, отсасываемого из верхне-
го и нижнего укрытий, кг/ч;
G, GH - количество воздуха, подсасываемого через не-
плотности верхнего и нижнего укрытий, кг/ч;
Н - высота перепада материала;
ар а2 - угол наклона жёлоба к горизонтальной плоско-
сти, град;
F - площадь поперечного сечения жёлоба, м2;
Gv - массовый расход материала, кг/с.
Выполняется укрупненный расчет производитель-
ности местных отсосов на стадии разработки технико-
экономического обоснования по формуле:
Для определения производительности местных от-
сосов на стадии рабочего проектирования следует обяза-
тельно выполнять расчет по методическому стандарту [2].
Для уменьшения производительности местных от-
сосов рекомендуется принимать меры по максимально-
му снижению:
площади неплотностей и рабочих проемов в аспи-
рационных укрытиях;
скорости движения материала в желобах (высота
перепада материала должна быть минимально воз-
можной, жёлоба следует выполнять с изломами, от-
Рис. 29.1.
Схема для расчета
производительности
местных отсосов
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 29. Системы санитарно-технического и экологического назначения в углеподготовительных цехах
465
бойными плитами или карманами, в разгрузочных
отверстиях желобов следует устанавливать грузо-
вые затворы);
количество воздуха, поступающего в нижнее укрытие
по жёлобу, для чего следует организовать с помощью
обводного клапана рециркуляцию воздуха в жёлобе,
устанавливать в жёлобе клапан-мигалку, располагать
между разгрузочным проемом жёлоба и местным от-
сосом нижнего укрытия перегородку или фартук.
В табл. 29.2 представлены расчетные производи-
тельности местных отсосов от укрытий технологического
оборудования углеподготовительного цеха.
ОСНОВНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ К УСТРОЙСТВУ
СИСТЕМ АСПИРАЦИИ
Сооружения углеподготовительного цеха до дро-
бильного отделения имеют категорию «В» по взрывопо-
жароопасное™ (см. т. 5, раздел 3). После окончательного
дробления угля производственные объекты тракта ших-
топодачи, включая верх угольной башни, имеют катего-
рию «Б» [3].
Исполнение оборудования систем аспирации долж-
но соответствовать требованиям СНиП для помещений
указанных категорий [4,13].
При влажности углей от 6 до 9% аспирационные
установки при обосновании могут быть заменены уста-
новками гидрообеспыливания или другими средствами
пылеподавления. При влажности угля более 9% устрой-
ства аспирации от укрытий мест перегрузок или гидро-
обеспыливания не требуются.
Для очистки аспирационного воздуха применяют-
ся сухие или мокрые пылеуловители с эффективностью
улавливания пыли не менее 95%. Правилами пожарной
безопасности [5] и эксплуатации коксохимических пред-
приятий [6] не допускается работа технологического
оборудования в помещениях с пожаровзрывоопасными
производствами (категории «Б» и «В») при неисправных
или отключенных установках аспирации и гидрообеспы-
ливания.
Необходимые требования, которые надлежит вы-
полнять при автоматизации аспирационных установок:
блокировка пуска и остановки систем местных от-
сосов с пусковыми устройствами обслуживаемого
технологического оборудования;
дистанционное включение и отключение вентуста-
новки пожароопасных помещений при пожарах
и авариях;
• обязательное автоматическое включение резерва
с подачей сигналов в диспетчерскую при остановке
рабочего оборудования или всей системы.
Схемы устройства аспирационных систем с мокрой
и сухой очисткой отсасываемого запыленного воздуха
приведены на рис. 29.2 и 29.3.
Наименование оборудования и места перепадов Месторасположение оборудования Вид и производительность отсосов, м7час
механическая естественная
Перегрузки-с питателей на конвейеры . Подбункерное помещение Расчетным методом
Двухвалковаядробилка, 1500
Перегрузка сдвухвалюзвойдробиЛки 2000
Перегрузки на конвейеры Дозировочное отделение, закрытый склад (надсилосное помещение) Расчётным методом 2000
Силосы Дозировочное отделение, закрытый склад (надсилосное помещение) Расчетным методом
Перегрузки < молотковой дробилки на конвейер / Дозировочное отделение, надсилосное помещение, углемойка (отделение классификации углей), отделение окончател ьного дробления Расчетным методом
Дозировочные столы Дозировочное и сушильное отделения, подсилосное отделение [^предусматривается
Перегрузки на конвейеры Смесительное отделение Расчетным методом
Перегрузки на конвейеры Отделение окончательного дробления Расчетным методом
Конвейер По всей длине галереи По скорости подсоса через неплотности 0,5 м/сек
Бункера шихты Угольная башня, надбункерное помещение - Расчетным методом
Таблица 29.2.
Расчетные
производительности
местных отсосов от
укрытий технологического
оборудования
Справочник Коксохимика. Том 1
466
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Рис. 29.2.
Схема аспирационной
системы с мокрой очисткой
Рис. 29.3.
Схема аспирационной
системы с сухой очисткой
При использовании для очистки запыленного воз-
духа мокрых пылеуловителей должно быть предусмо-
трено:
блокирование пылевых вентиляторов и дымососов
систем аспирации с подачей воды к пылеочистному
аппарату;
предупреждение включения установок при отсут-
ствии воды.
Для аспирационных систем с сухим способом очист-
ки воздуха предусматривается:
ограничение накапливания угольной пыли в бун-
керной части пылеулавливающего оборудования
в объеме не более 0,7 м3/ч;
установка верхнего (аварийного) и нижнего датчиков
уровня пыли с подачей сигнала в диспетчерскую;
автоматическое включение клапанов и шнековых
конвейеров бункеров-накопителей для выгрузки
уловленной пыли;
устройство систем пылеподавления в местах вы-
грузки пыли на технологический конвейер и авто-
матическая блокировка подачи воды в систему
с клапаном разгрузочного устройства;
автоматическая система управления регенерацией
фильтрующих элементов пылеулавливающего обо-
рудования сухой очистки (рукавные и карманные
фильтры) с передачей всех сигналов на диспетчер-
ский пульт.
Устройство систем аспирации с механическим по-
буждением не исключает использование естественной
вытяжной вентиляции. Из верхней части каждого бунке-
ра закрытого склада угля и угольной башни устраивается
естественная вытяжка.
В системах аспирации не допускается устройство
горизонтальных участков воздуховодов, «мешков» и ту-
пиков, в которых может скапливаться угольная пыль.
Воздуховоды изготавливаются из листовой стали тол-
щиной 2 мм и только круглого сечения. Воздуховоды,
устройства и оборудование систем аспирации должны
быть заземлены.
Во избежание отложений пыли в воздуховодах си-
стем аспирации скорость воздуха при расчете систем
аспирации принимается:
в местном отсосе до - 1 м/с, в воздуховодах до пы-
леочистного оборудования -17 ч- 21 м/с;
в воздуховодах после вентиляторов - 14 ч-1 б м/с.
Вытяжные шахты аспирационных систем выводятся
на 2 м выше кровли здания или обслуживающей площадки.
Устройство зонтов на вытяжных шахтах не допускается.
29.2. Пылеподавление на технологическом
оборудовании
Наряду с герметизацией пылящего оборудования и
аспирацией одним из мероприятий по борьбе с пылью
является гидрообеспыливание.
Гидрообеспыливание осуществляется путем подачи
мелко распыленной специальными форсунками техни-
ческой воды в места перегрузки углей, при входе угля в
молотковые дробилки и другие узлы пылеобразования.
Схема устройства системы гидрообеспыливания пред-
ставлена на рис. 29.4.
Справочник Коксохимика. Трм 1
Глава 29. Системы санитарно-технического и экологического назначения в углеподготовительных цехах
467
Рис. 29.4.
Схема устройства системы
гидрообеспыливания
Разрез 1-1
Клапан с электромагнитным
(рравочник Коксохимика. 'Том 1
468
Раздел 3. Подготовка углей к коксованию
Для систем гидрообеспыливания применяются фор-
сунки зонтичные ЗФ1,6, угловые типа У-1 и струйные цен-
тробежные цельнофакельные ФСЦ.
Количество форсунок гидрообеспыливания и их тип
определяются в зависимости от влажности орошаемой
шихты, места расположения узла гидрообеспыливания
и давления в водопроводной сети.
Форсунки подбираются таким образом, чтобы факел
водяной пыли перекрывал всю поверхность шихты, но не
выходил за ее пределы.
При влажности шихты более 8% гидрообеспылива-
ние не предусматривается.
Общий расход воды для системы гидрообеспылива-
ния принимается по:
продолжительности работы технологического обо-
рудования;
количеству установленных форсунок;
степени увлажнения исходного материала.
Расчетное давление в сети технической воды для
целей гидрообеспыливания принимается исходя из усло-
вия создания давления в наиболее удаленных форсунках
не менее 0,2 МПа. Характеристика форсунок приведена
в таблице 29.3.
При использовании для гидрообеспыливания во-
ды, содержащей механические примеси, предусматри-
ваются соответствующие меры для очистки воды.
Для предотвращения возможности местного пере-
увлажнения угля, образования стока воды система долж-
на быть отрегулирована. Регулирование расхода воды по
отдельным узлам производится изменением диаметра
сопла форсунок или количества форсунок.
Доступ к форсункам для проверки их работы и про-
чистки должен обеспечиваться с пола или обслужива-
ющих площадок.
Монтаж узлов гидрообеспыливания, учитывая не-
обходимость их разборки при ремонте технологических
аппаратов, рекомендуется производить на резьбовых
соединениях, а подвод к отдельным узлам осуществлять
гибкими шлангами.
Управление узлами гидрообеспыливания может
быть автоматическое и ручное.
Включение и выключение узлов гидрообеспыли-
вания должно быть автоматизировано и сблокировано
с работой технологического оборудования.
Автоматические устройства должны исключать по-
дачу воды во время остановки технологического обору-
дования, а также при работе его без загрузки.
Таблица 29.3.
Техническая характеристика
форсунок
1 № i форсунки : d, t мм j ] 1 Рабочее давление воды, МПа I i j ; Угол факела, j Длина факела, | Ориентировочная j производительность форсунки,
1 град j 1 мм j | У-1-л/час ! ЗФ 1,6-л/мин
ФорсункауглоеаяУ'1 -
0,1 650 | 135
2 2 0,2 □ с 700 | 195
0,28 jj 800 I 230
0,1 700 195
3 3 0,2 7П 750 285
_ 0,28 /и 850 350
0,1 800 265
4 4 0,2 _____ 80 900 J 375
0,26 950 j 425
0,1 750 ' ’ р 295
5 5 0,2 85 800 j 425
0,26 900 J 480
. ~ Форсунка зонтичная ЗФ1,6
Тип 1 0,4 75 ±10 ] 1,1 j 3,3 ± 0,5 л/мин
Тип 2 0,16 75±10 | i 1 « 6,4 ±1,0 л/мин
Библиография
1. ОРД 14.339-01-89. Указания по проектированию энергохозяй-
ства. Коксохимическое производство. Отраслевой руководя-
щий документ, Минчермет СССР - М., 1989.
2. ОСТ 14-17-98-89. Аспирация. Методы расчета производитель-
ности местных отсосов укрытий мест перегрузки сыпучих ма-
териалов. Отраслевой стандарт. Минчермет СССР, М., 1983.
3. СТ-8135. Категории производств по взрывопожарной и по-
жарной безопасности. Справочник. - Гипрококс, 2005.
4. СНиП 2.04.05-9Г. Отопление, вентиляция и кондициониро-
вание, с изменением 1,1998 г- Киев, 1998.
5. НАПБ 01.039-2001. Правила пожарной безопасности для кок-
сохимических производств.
6. Правила безопасности коксохимических предприятий. Раз-
дел VI, п. 1. Вентиляция, Харьков, 2006.
7. Правила технической эксплуатации коксохимических пред-
приятий, Харьков, 2001.
8. ГОСТ 12.4.02-75 ССБТ. Системы вентиляционные. Общие тре-
бования.
9. ГОСТ 12.1.003-88 ССБТ. Общие санитарно-гигиенические тре-
бования к воздуху рабочей зоны.
10. ДСН 3.3.6.042-99. Санитарные нормы микроклимата произ-
водственных помещений.
11. ГОСТ 12.2.003-91 ССБТ. Оборудование производственное. Об-
щие требования безопасности.
12. Журавлев В. П., Сапонин С. Л., Пушенко С. Л. Гидрообеспыли-
вание, Росгосстрой, 1998.
13. СНиП 41-01-2003. Отопление, вентиляция и кондициониро-
вание (РФ).
^жссхимикз. 'pn: 1
РАЗДЕЛ
4
Специальные методы
подготовки углей
для коксования
ГЛАВА 30
ИЗБИРАТЕЛЬНОЕ ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ И ПНЕВМОСЕПАРАЦИЯ
30.1 .Общие положения
При выборе схем подготовки углей для коксования
учитывают возможность создания условий для эффек-
тивного использования петрографически неоднородных
и слабоспекающихся углей, а также целесообразность
раздельного измельчения петрографически однородных
углей, имеющих различную механическую прочность
и спекаемость. При рациональной схеме углеподготовки
можно использовать для коксования слабоспекающиеся
угли, а также укрупнить гранулометрический состав ших-
ты, что увеличивает разовую загрузку коксовых печей.
Для петрографически неоднородных углей реко-
мендуется применять метод избирательного дробления,
заключающийся в дифференцированном измельчении
отдельных классов некоторых компонентов шихты или
всей шихты в целом. По методу избирательного дробле-
ния тонкому измельчению подвергаются петрографиче-
ски неоднородные, механически наиболее прочные ча-
стицы угля, являющиеся обычно слабоспекающимися.
Сущность метода избирательного измельчения
угольной шихты для коксования заключается в том, что
шихта, крупность зерен которой менее 25 или 12 мм,
путем грохочения или другим механическим способом
разделяется на классы по крупности. Крупные классы
угля подвергаются ступенчатому и выборочному дро-
блению до разной степени в зависимости от зольности,
спекаемости или петрографического состава, а мелкие
классы (< 3 или < 2 mmJ дополнительно не измельчаются.
Благодаря предварительному отделению мелких клас-
сов удается избежать передрабливания и образования
избыточного количества наиболее тонких классов. Уголь
же крупных классов (6-3 или 4-2 мм), отличающийся
более высокой зольностью или меньшим содержани-
ем витринита, дробится далее до содержания классов
< 2 или < 1 мм.
При избирательном измельчении углей или шихты
верхний размер зерен готовой шихты снижается. При
этом уменьшается зольность крупных классов угля и ста-
новится близкой к зольности мелких классов. Все это спо-
собствует ослаблению внутренних напряжений в коксе
и уменьшению его дробимости.
При тонком измельчении более зольных зерен
(чаще всего дюрена) увеличивается количество мелких
классов в шихте и уменьшается ее насыпной вес. При
Справочник Коксохимика. Том X
этом возрастает пористость кокса и в ряде случаев сни-
жается структурная прочность.
Избирательное измельчение углей и шихты ре-
комендуется применять для шихт, дающих в обычных
условиях сильно дробящийся кокс, т. е. для шихт с повы-
шенным участием газовых углей при условии, что такие
шихты обладают достаточной спекаемостью.
30.2. Существующие методы и устройства
избирательного измельчения
Рациональное измельчение углей, обеспечивающее
улучшение физико-механических свойств кокса, а также
возможность увеличения в шихте доли газовых и сла-
боспекающихся углей, основано на снижении верхнего
предела крупности зерен угля в условиях минимального
образования пылевидных классов. Это можно реализо-
вать путем избирательного измельчения, включив в тех-
нологическую схему измельчения углей оборудование,
позволяющее отсеивать мелкие угольные классы, не тре-
бующие измельчения. К такому оборудованию относятся
грохоты, пневматические сепараторы или сепараторы
с кипящим слоем.
Технологические преимущества применения про-
цесса избирательного измельчения шихты следующие:
возможность регулирования ситового состава ших-
ты и получения шихты более равномерного состава;
уменьшение поверхности зерен, особенно так на-
зываемых инертных компонентов, не переходящих
в пластическое состояние, что определяет значи-
тельное снижение доли битуминозных углей в ших-
те и одновременно увеличивает возможность при-
менения углей с пониженной спекаемостью;
получение кокса очень однородной структуры бла-
годаря хорошему измельчению инертных компо-
нентов;
улучшение механической прочности кокса и умень-
шение его истираемости, причем улучшение в боль-
шей степени выражено для шихт с меньшим содер-
жанием коксующегося угля.
Рассмотрим схемы избирательного измельчения
углей [1].
На рис. 30.1 представлена простейшая схема изби-
рательного измельчения шихты.
472
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 30.2.
Схема избирательного
измельчения шихты
с дроблением в две ступени
Рис. 30.1.
Одноступенчаая схема
избирательного измельчения
шихты
1 - смеситель; 2 - грохот; 3 - дробилка
Шихта пропускается через смеситель 1 и посту-
пает на грохот 2, на котором отделяется класс 0-2 или
0 - 3 мм. Надрешетный продукт поступает в дробилку 3,
где измельчается до определенной степени и направля-
ется в смесительную машину.
Эта схема обеспечивает получение достаточно од-
нородной смеси во всех фракциях независимо от проч-
ности и крупности углей, так как более крупные и проч-
ные фракции подвергаются многократному измельчению
в дробилке.
В такой схеме наиболее «узким» звеном является
ненадежная работа грохота, связанная с забиванием про-
сеивающих поверхностей влажной шихтой.
Для интенсификации рассеивания влажных углей
или шихты применяются различные методы и способы,
такие, как добавление в шихту солярового масла или ке-
росина, применение грохота с электрообогревом сит или
конструкций со сложными высокоамплитудными и высо-
кочастотными колебаниями сит.
Например, для грохочения угля применяются гро-
хоты с волнообразным движением сит. Грохот работает
по принципу резонансных грохотов, оснащенных эла-
стичным ситом. Перемена направления движения обу-
словливает волнообразное движение сита. Сито в свою
очередь сообщает загруженной массе угля интенсивное
турбулентное движение. Для достижения необходимой
скорости перемещения просеиваемого материала сито
устанавливают под углом 6-12°.
Благодаря высокой подвижности сита в процессе
грохочения образуется слой очень рыхлой массы, что
обеспечивает свободное прохождение зерен в отверстия
сита. В результате переменного натяжения сита в процес-
се работы грохота исключено забивание ячеек сита даже
при очень высокой нагрузке.
Характерное для этих грохотов сильное разрыхле-
ние материала в процессе грохочения позволяет доби-
ваться очень высокой по сравнению с другими грохотами
производительности. Высокая прочность на истирание
материала, из которого изготовлено сито, обеспечивает
длительную безаварийную эксплуатацию грохотов.
Могут применяться также грохоты со стабильной
или возрастающей высотой слоя материала.
Принцип грохочения на таких грохотах прямо про-
тивоположен классическому, т. е. материал на поверхно-
сти грохота образует слой со стабильной высотой несмо-
тря на интенсивное отделение мелких зерен по мере их
перемещения по ситу.
Средняя производительность грохота зависит,
в основном, не от пропускной способности поверхности
грохота, а от интенсивности столкновения мелких зерен
с этой поверхностью, иначе говоря, от концентрации
мелких зерен в слое непосредственно над поверхно-
стью грохота. Таким образом, для достижения высокой
интенсивности грохочения необходимо подавать на по-
верхность грохота мелкие фракции в соответствующем
количестве.
Для получения на всей поверхности грохота - от
входа на его поверхность до выхода с нее - уменьша-
ющейся скорости перемещения слоя грохот разделен
на несколько секций, которые подвергаются различной
вибрации.
Требуемого изменения скорости слоя достигают пу-
тем постепенного изменения характеристик вибрации.
В случае необходимости можно также изменять угол на-
клона отдельных секций.
На рис. 30.2 представлена еще одна возможная схе-
ма избирательного измельчения шихты.
Шихта крупностью 12-0 или 15 - 0 мм (после пред-
варительного дробления) проходит через смеситель 1,
где к ней добавляется 0,1 % керосина или солярового
масла для облегчения работы грохотов, после чего раз-
деляется на три фракции на двухситном грохоте 2. Надре-
шетный продукт верхнего сита (крупностью 12-6 мм) из-
мельчается в молотковой дробилке 3 до крупности ниже
6 мм и просеивается на сите с выделением класса < 3 мм.
Классы 6 - 3 мм, полученные при просеивании шихты
и после дополнительного додрабливания класса выше
б мм, обогащенные более прочными и слабоспекающи-
мися компонентами, смешиваются и тонко измельчаются
в быстроходной молотковой дробилке 4 до крупности
<2 мм. Отдельные фракции тщательно смешиваются
в смесительной машине 5 и на коксование поступает
шихта крупностью < 3 мм.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 30. Избирательное измельчение и пневмосепарация
473
Описанная схема избирательного измельчения ших-
ты отличается от обычных схем подготовки углей боль-
шой сложностью и увеличенным расходом электроэнер-
гии на грохочение. Применять ее целесообразно в случае
привлечения углей, которые не могут быть использованы
для получения кокса удовлетворительного качества при
обычных способах подготовки углей к коксованию.
На рис. 30.3 представлена схема комбинированной
установки избирательного измельчения.
Установка имеет две цепи аппаратов, из которых
одна предназначена для хорошо спекающихся жирных
углей (А) с выходом летучих веществ до 31 %, другая - для
плохо спекающихся углей с выходом летучих веществ 15 %
(В). Хорошо спекающиеся угли измельчаются до класса
ниже 4 мм, а плохо спекающиеся - до класса ниже 1,5 мм.
Компоненты шихты смешиваются в дезинтеграторе, где
может происходить доизмельчение их до 3 - 0 мм.
Кроме того, к избирательному измельчению шихты
можно отнести и предварительный отсев мелких классов
угля 0 - 3 мм на стационарных щелевых ситах перед мо-
лотковыми дробилками. Схема такого отсева представле-
на рис. 30.4.
Установка таких сит в жёлобе требует при компонов-
ке оборудования здания сравнительно большей высоты,
так как угол их наклона должен быть не менее 60 °. Кроме
того, они часто забиваются и требуют дополнительного
обслуживания.
Разработан способ избирательного измельчения
с разделением шихты на классы в «кипящем слое». Сущ-
ность способа заключается в сочетании механического
выделения первичной фракции угля с воздушной сепара-
цией вторичной фракции, образующейся в процессе по-
степенного измельчения при многократной циркуляции
крупных зерен угля. Изучен ряд схем избирательного из-
мельчения шихты - пневматическая сепарация с открытым
и замкнутым циклом измельчения крупных зерен, а также
сепарация зерен в сепараторе с «кипящим слоем».
30.3. Пневмосепарация
30.3.1. Общие положения
Пневматическая или воздушная сепарация - это
способ разделения угля (шихты) гравитационным путем с
помощью отдувки мелких классов. Воздушную сепарацию
углей или шихты можно осуществлять в «кипящем слое»
в режиме кипения и в режиме уноса мелких частиц.
При избирательном измельчении углей наиболее
эффективен метод псевдоожижения, или иначе - «кипя-
Рис.30.3.
Схема комбинированной
установки избирательного
измельчения
1 - сито; 2 - дробилка; 3 - клапан перекидной
Рис. 30.4.
Схема избирательного
измельчения со стационар-
ными щелевыми ситами
Стравочник Коксохимика. Том 1
474
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Отделитель «с кипящим
слоем» ОКС-400
щего слоя». Метод псевдоожижения позволяет решить
ряд проблем, присущих избирательному измельчению
углей. Преимуществами этого метода является:
значительное снижение или полное исключение вы-
бросов в атмосферу пыли и токсичных газов;
• уменьшение содержания в шихте класса менее
0,5 мм, что увеличивает насыпную массу готовой
шихты;
уменьшение содержания золы в шихте класса боль-
ше 3 мм, что улучшает качественные показатели
кокса.
Разработан и применяется в производстве для отде-
ления мелких классов пневматический отделитель с «ки-
пящим слоем» - ОКС.
Созданию этого аппарата предшествовали зна-
чительные многолетние теоретические и практиче-
ские исследования специалистов Гипрококса, ВУХИНа,
КБА и М Гипрококса.
Этот способ подготовки углей для коксования имеет
большое значение для коксохимической промышленно-
сти и металлургии, так как может быть использован для
петрографически неоднородных углей, преобладающих
в большинстве каменноугольных бассейнов России,
Украины, Казахстана и др. стран.
Известно, что любые, в том числе и петрографиче-
ски однородные, обогащенные мокрым способом угли
в зависимости от технологической схемы подготовки
и уровня дробления образуют классы, отличающиеся
друг от друга зольностью, петрографическим составом,
спекаемостью и другими показателями. Так, при наибо-
лее распространенных на отечественных и зарубежных
коксохимических предприятиях схемах (ДШ - дробление
шихты и ДК - дробление компонентов или ГДК - группо-
вое дробление компонентов) в крупных классах сосре-
доточивается более зольная, хуже спекающаяся и менее
усадочная часть углей с минимальным содержанием
витринита. Для устранения указанного недостатка раз-
рабатываются новые схемы подготовки угольных шихт
к коксованию.
Систематическая работа в области теоретического
изучения эффективности избирательного измельчения
углей и освоения этой технологии в заводских условиях
позволила сформулировать основной принцип подго-
товки углей к коксованию [12]. Для повышения прочно-
сти кокса наиболее эффективным можно считать способ
измельчения углей или шихты, в результате которого
при снижении верхнего предела крупности образуется
оптимальное количество тонких классов (0 - 0,5 мм -
35 - 40%); крупные классы получают при этом с такими
показателями спекаемости и усадки, которые не уступа-
ют показателям смеси других классов. В результате в ших-
те снижается количество угольной пыли, что необходимо
для улучшения ее спекания и повышения структурной
прочности кокса; уменьшается напряженность и трещи-
новатость кокса.
Избирательное измельчение в «кипящем слое» име-
ет и то преимущество, что, кроме обычной классифика-
ции по крупности, в воздушной среде происходит раз-
деление материала по плотности. Поэтому в конечный
продукт попадают только такие крупные частицы, кото-
рые обладают низкой плотностью и минимальной золь-
ностью, обогащенные чистым угольным материалом.
В свою очередь это ведет к улучшению петрографическо-
го состава крупных классов конечного продукта и кок-
суемости шихты. Вместо количественного изменения
гранулометрического состава, как это имеет место при
механической классификации, происходит качествен-
ное изменение классов крупности (главным образом
крупных классов), хотя количественное их соотношение
может оставаться неизменным. При этом наряду с улуч-
шением качества кокса удается не только избежать из-
лишнего переизмельчения, но даже увеличить среднюю
крупность зерен и насыпную плотность шихты. Улучше-
ние качества кокса происходит благодаря выравниванию
свойств материала различных классов по всем показате-
лям; ослабляются внутренние напряжения и уменьшает-
ся дробимость кокса.
В результате исследований было установлено, что
устранить критические локальные внутренние напряже-
ния и получить кокс максимальной прочности из уголь-
ной шихты возможно в том случае, если обеспечивается
перераспределение угольного материала по классам та-
ким образом, чтобы из крупной части кокса устранились
минерализованные и неспекающиеся зерна, а классы
«сблизились» по вещественному составу.
В процессе разработки Гипрококсом были созданы
опытно-промышленные аппараты, которые исключали
выбросы пылевидных фракций в атмосферу, установлен
такой аэродинамический режим, при котором на выходе
из аппарата поддерживается давление воздуха, равное
нулю, исключено залипание внутренней поверхности
корпуса мелкой угольной пылью.
Последующие исследования позволили выработать
основные положения отечественной технологии избира-
тельного измельчения углей с применением аппаратов
с «кипящим слоем».
Гидродинамика «кипящего слоя» такова, что боль-
шая часть воздуха, подаваемого в аппарат, проходит
через слой угля в виде газовых пузырей. В результате
восходящего движения воздушного потока, проходяще-
го через слой, частицы < 1 мм выносятся на поверхность
в готовый продукт.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 30. Избирательное измельчение и пневмосепарация
475
Была определена зависимость извлечения класса
< 1 мм (у) и содержания класса > 6 мм (ср) от скорости воз-
духа (со), влажности мелких классов (< 3 мм) в исходном
продукте (IFj), производительности аппарата (GJ и высо-
ты кипящего слоя. Результаты исследований представле-
ны в табл. 30.1.
В табл. 30.2 и 30.3 приведены результаты сравни-
тельных испытаний установки избирательного измельче-
ния углей с пневматической сепарацией и при обычном
измельчении.
Основным результатом обработки угля способом
избирательного измельчения явилось уменьшение золь-
ности и увеличение содержания витринита в крупных
классах. Наиболее значительный результат был достиг-
нут пневматической сепарацией: самый крупный класс
(> 3 мм) получается чище любых других классов.
Спекаемость классов характеризовалась индексом
вспучивания по методу ИГИ-ВУХИНа и индексом Рога.
В связи с улучшением вещественного состава крупных
классов их спекаемость при применении пневмосепа-
рации увеличилась. Соответствующие изменения пре-
терпели и другие свойства классов - усадка, твердость
и другие показатели.
Исследовали угли с высоким содержанием витри-
нита (84-88%), в частности уголь технологической
группы К13 и обогащенный газовый уголь группы Гб
(Vdaf _ 4^3 ОД. у = 15 мм). уГОЛЬ отличался низкой золь-
ностью (6,4%). Общая характеристика классов крупности
этого угля приведена в табл. 30.2 и 30.3.
Несмотря на сравнительно низкую общую зольность
ее распределение по классам крупности после измельче-
ния угля различными способами подчиняется описанной
закономерности и представлено на рис. 30.5,30.6 и 30.7.
В частности, при пневматической сепарации до-
стигнуто оптимальное перераспределение золы, при-
чем в крупном классе ее количество снизилось до 4,8%.
С уменьшением зольности снизилась плотность материа-
ла крупного класса (с 1,32 до 1,29 г/см3). При этом спекае-
мость крупных классов возросла. Так, индекс Рога клас-
сов > 3 мм увеличился с 50,4 до 55,9, а класса 1,5 - 3 мм
с 55,8 до 61,0. Аналогичные результаты получены при об-
работке различных угольных шихт.
ХО,М/с и;, % б^т/ч ДР,кг</м2 у, % <р,%
3,6 8,5 150. 520 47,6 46,4
3,6 6,5 160 505 85,4 28,4
м 9,6 137 570 36,2 52,3
3,6 73 140 520 73,3 15,3
3,6 8,8 60 495 44,1 11,3
3,6 7,9 160 520 80,0 17,5
2,7 8,7 90 480 52,7 11,5
3,2 7,7 78 500 52,0 6,9
3,6 6,7 180 560 75,7 17,5
3,6 ' :4 1 :: . в 190 590 62,0 12,7
Примечание: ДР - сопротивление слоя и решетки.
Таблица 30.1.
Таблица определения гидро-
динамических показателей
аппаратов с «кипящим
слоем»
Класс, мм Обычное измельчение С пневматической сепарацией
индекс вспучивания, мм индекс Рога индекс вспучивания, мм индекс Рога
5-3 - 3,0 18,3 5,5 26,7
з-1,5' : 6,0 24,4 11,0 40,1
. 17,5 39,9 13,5 50,3
аЗ-в,2 -"7 ; 24,5 44,1 28,5 49,8
<0,2 26,5 57,7 24,0 47,3
Таблица 30.2.
Результаты сравнительных
испытаний установок
измельчения
Класс, мм Обычное измельчение Избирательное измельчение
спросеиванием с пневматической сепарацией
А* ydaf Л‘ А‘ V&f
5-3 42,3 6,9 41,9 4,8 42,0
3-1,5 6,2 41,5 5,7 41,4 5,7 42,0
1,5-0,5 5,7 40,4 6,0 40,4 5,8 - 41,0
0,5-0,2 6,3 40,0 6,6 40,6 6,9 ; 40,8 ...
<0,2 7,8 39,8 7,9 39,4 7,9 40,2
Таблица 30.3.
Результаты сравнительных
испытаний установок
измельчения
Справочник Коксохимика. Трм 1
476
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 30.7.
Распределение витринита
по классам крупности
угля К13
Рис. 30.5.
Распределение золы
по классам крупности
угляКТЗ
Классы, мм
Классы, мм
1 - обычное измельчение;
2 - избирательное измельчение после грохочения;
3 - измельчение с воздушной сепарацией
1 - обычное измельчение;
2 - избирательное измельчение после грохочения;
3 - измельчение с воздушной сепарацией
Рис. 30.6.
Распределение золы
по классам крупности
угля Гб
1 - обычное измельчение;
2 - избирательное измельчение после грохочения;
3 - измельчение с воздушной сепарацией
Наибольший эффект достигнут при пневматической
сепарации и избирательном измельчении шихты с повы-
шенным участием газовых и слабоспекающихся углей.
Например, исследовали шихту, содержавшую 52 % углей
газовых и марки СС. При коксовании в полупромышлен-
ных условиях из этой шихты был получен кокс с остат-
ком в большом колосниковом барабане при обычном
измельчении 306 кг; при избирательном измельчении
с пневмосепарацией - 321 кг. Следовательно, способ из-
бирательного измельчения с применением пневмати-
ческой сепарации позволяет расширить сырьевую базу
коксования [4].
Исследование шихт Магнитогорского, Нижнета-
гильского, Кузнецкого металлургических комбинатов,
Алтайского коксохимического и Челябинского металлур-
гического заводов показало, что расход наиболее дефи-
цитных жирных и коксовых углей может быть сокращен
на 10 - 20% за счет газовых и слабоспекающихся углей
без ухудшения качества.
30.3.2. Отделитель «с кипящим слоем» (ОКС)
Отделитель мелких классов угля «с кипящим сло-
ем» представляет собой комплексную установку для
классификации угля с системами непрерывной загрузки
предварительно дробленным углем и выгрузки мелких
и крупных фракций, системами регулирования и управ-
ления процессом разделения. Отделитель имеет замкну-
тую систему циркуляции воздуха [4; 12; 17; 18; 19; 20].
Общий вид отделителя представлен на рис. 30.8.
Корпус 1 является основной несущей конструкцией
отделителя и представляет собой металлоконструкцию,
сваренную из листового и профильного проката. В ниж-
ней части корпуса устанавливаются распределительная
решетка 2 и перегородка 3, разделяющая корпус на две
зоны - зону раскипания (приведение угля в «кипящее»
состояние) и зону разделения угля по крупности.
Для удаления с распределительной решетки круп-
ных фракций угля внутри корпуса установлен цепной
скребковый транспортер с приводным 4 и натяжным 5
валами. Приводной вал соединен зубчатой муфтой с при-
водом, оснащенным устройством регулирования скоро-
сти скребкового транспортера.
Загрузка исходной угольной шихты осуществляется
лопастным питателем 6 с регулятором скорости враще-
ния. Для беспрепятственного пропуска крупных кусков
угля и других крупногабаритных предметов (металла,
Справочник Коксохимика. Т°м 1
Глава 30. Избирательное измельчение и пневмосепарация
477
Рис. 30.8.
Отделитель
«с кипящим слоем» (ОКС),
разрезы
1 - корпус; 2 - распределительная решетка; 3 - перегородка; 4 - приводной вал; 5 - натяжной вал;
6-лопастный питатель; 7 - подвижная лопасть; 8 - регулируемые пороги; 9 - патрубок для отвода воздуха;
10- патрубок для нагретого воздуха; 11 - патрубок для водяного пара
щепы и т. д.) отделитель имеет регулирующее устройство
с подвижной лопастью 7, соединенное при помощи ры-
чага с амортизатором, расположенным вне корпуса от-
делителя.
Для регулирования качества отделяемого продукта
(содержание класса 0 - 3 мм в готовой шихте) в отделите-
ле установлены регулируемые пороги 8.
Корпус имеет два патрубка 9 для подсоединения
отделителя к всасывающей магистрали вентилятора
и один патрубок 10 для подвода подогретого до 120 °C
воздуха.
Для подвода насыщенного водяного пара в отдели-
тель на случай возникновения в нем пожара предусмо-
трен патрубок 11.
Отделитель работает следующим образом.
Из загрузочного желоба предварительно дроблен-
ный уголь питателем подается на распределительную
решетку в зону раскипания, где под действием воздуха,
Отделитель
«с кипящим слоем» - ОКС,
вид спереди
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
478
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 30.9.
Схема распределение
угольных частиц по высоте
кипящего слоя и движения
частиц
Приводной вал
нагнетаемого вентилятором, образуется «кипящий слой»,
в котором происходит разделение угля по крупности.
Разделение осуществляется в одну ступень. В процессе
разделения уголь, находящийся на распределительной
решетке, классифицируется на мелкий продукт, уходя-
щий через переливные пороги в желоба мелкого про-
дукта, и крупный продукт, перемещающийся транспорти-
рующим устройством к желобу крупного продукта.
При разработке конструкции аппарата и его отдель-
ных узлов были использованы технические решения, за-
щищенные рядом патентов [17; 18; 19; 20 и др.].
Были разработаны аппараты производительностью
от 5 до 1000 т/ч; в настоящее время наиболее оптималь-
ным считается хорошо зарекомендовавший себя в про-
мышленных условиях отделитель производительностью
250 - 400 т/ч типа ОКС-400 или его модификации.
Распределение угольных частиц по высоте кипя-
щего слоя и схема движения их в отделителе с кипя-
щим слоем в процессе классификации представлена на
рис. 30.9 [4].
30.3.3. Установка избирательного измельчения
Установка избирательного измельчения, разрабо-
танная Гипрококсом для комплекса коксовых батарей
№ 3 - 4 ОАО «Алтайкокс», представлена на рис. 30.10 [8].
Установка состоит из собственно отделителя «с ки-
пящим слоем» 1, в котором уголь под действием воздуха,
подаваемого под решетку, разделяется на два класса -
крупный и мелкий продукты, которые выводятся желоба-
ми из отделителя. В качестве нагнетателя воздуха исполь-
зуется дымосос 2 производительностью 50000 м3/час.
Установка имеет замкнутую систему циркуляции воздуха.
Для регулирования количества воздуха, направляемого
в зону разделения и зону раскипания, в ресивере 3 уста-
новлен регулирующий клапан 4.
Разрез
План
Угольная пыль (класса 0 - 0,5 мм), циркулирующая в
замкнутом воздушном контуре, при попадании в ресивер
собирается в его нижней части и эвакуируется на конвей-
ер готовой шихты непрерывно работающим ячейковым
питателем 5.
Для исключения выпадания влаги на стенках аппа-
рата и зарастания отверстий решетки в отделитель пода-
ют теплый воздух.
Справочник ЙСсксохим'лка. Том 1
Глава 30. Избирательное измельчение и пневмосепарация
479
Установка избирательного
измельчения шихты
Воздух
1 - отделитель
с «кипящим слоем»;
2 - дымосос;
3 - ресивер;
4 - клапан;
5 - ячейковый питатель;
6 - калорифер;
7 - вентилятор
Зона
раскипания
Зона
разделения
Крупный
продукт
Мелкий
продукт
(пыль)
Рис. 30.10.
Установка избирательного
измельчения
Справочник Коксохимика. Том 1
480
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Воздух предварительно нагревается паровым кало-
рифером 6 до температуры 120 °C и подается в отдели-
тель вентилятором 7 производительностью 5000 м1 * 3/час.
30.3.4. Существующие технологические схемы
В зависимости от качества и характеристики посту-
пающих углей могут быть выбраны различные технологи-
ческие схемы избирательного измельчения углей - схе-
мы с разомкнутым или замкнутым циклом.
Технологические схемы избирательного измельче-
ния с замкнутым циклом учитывают опыт многочислен-
ных работ, связанных с оптимизацией процесса, а также
опыт внедрения и эксплуатации подобных установок в
70 - 80-е годы на Нижнетагильском меткомбинате, Алтай-
ском коксохимзаводе, заводах Индии [7,8,10,14,15,16].
Функциональная технологическая схема установки
избирательного измельчения с замкнутым циклом пред-
ставлена на рис. 30.11.
Согласно технологической схеме исходный продукт
из дозировочного отделения поступает в отделение пред-
варительного дробления, где измельчается до 60 - 65 %
содержания класса < 3 мм. Далее его направляют в отде-
ление пневмосепарации, где он разделяется на два отде-
лителя. (Для возможности проведения ремонтных работ
предусмотрен еще один резервный отделитель).
В отделителях «с кипящим слоем» происходит раз-
деление (сепарация) угольной загрузки на два продукта:
мелкий и крупный. Мелкий, содержащий до 85% класса
< 3 мм, представляет собой готовую шихту и поступает на
сборный конвейер и далее в угольную башню. Крупный
высокозольный продукт, содержащий до 15 - 20 % класса
< 3 мм, конвейером крупного продукта подается в отде-
ление окончательного дробления, где додрабливается до
75 - 80 % содержания класса < 3 мм и поступает на кон-
вейер, транспортирующий исходный предварительно
дробленный уголь.
При такой схеме с замкнутым циклом дробления
и сепарации крупного продукта наиболее трудно дро-
бимая и минерализованная часть углей будет совершать
этот цикл многократно, пока отдельные частицы не до-
стигнут такой массы и крупности (совокупной аэроди-
намической характеристики), при которой смогут вы-
деляться в мелкий продукт - готовую шихту. Использо-
вание сборного конвейера и ряда перегрузочных узлов
для предварительно дробленного исходного продукта
и дробленого крупного продукта обеспечивает хорошее
смешивание и исключение сегрегации поступающей в от-
деление шихты.
Схемы с разомкнутым циклом в настоящее время
практического применения не нашли, однако для низ-
козольных углей были опробованы схемы, при которых
Рис. 30.11.
Функциональная
технологическая схема
избирательного измельчения
с замкнутым циклом
1 - закрытый склад угля; 2 - тракт подачи сырья; 3 - молотковые дробилки предварительного измельчения;
4 - молотковые дробилки окончательного измельчения; 5,6,7 - тракт подачи исходного продукта;
8 - приемные бункера; 9 - отделители в кипящем слое (один резервный); 10- дымосос;
11 - жёлоб крупного продукта из отделителя;! 2 - желоб готовой шихты из отделителя;
13- сборный конвейер крупного продукта; 14 - сборный конвейер готовой шихты;
15 - трубопровод подачи в отделитель теплого воздуха
Справочник Крксохимика. Том 1
Глава 30. Избирательное измельчение и пневмосепарация
481
дробленый крупный продукт после отделения оконча-
тельного дробления направлялся в готовую шихту без
его возврата в ОКС. Кроме того, теоретически возможно
применение схемы, при которой дробленый крупный
продукт направляется в отдельный ОКС, в котором раз-
деляется самостоятельно без исходной шихты.
РАСЧЕТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА
Для возможности предварительной оценки целе-
сообразности и осуществления технологии подготовки
угольной шихты с применением пневмосепарации и из-
бирательного измельчения выполняется расчет матери-
ального баланса и содержания класса 0 - 3 мм в продук-
тах сепарации.
Для иллюстрации расчета, выполненного ВУХИНом,
приведена принципиальная технологическая схема из-
бирательного измельчения с замкнутым циклом, пред-
ставленная на рис. 30.12 [13].
Дг Д2 - дробилка соответственно предварительного
дробления исходных углей и крупного продукта сепарации;
ОКС - отделитель мелких классов угля в «кипящем слое»;
Иш - исходная угольная шихта;
М, К, Кд - соответственно мелкий, крупный
и дробленый крупный продукт сепарации;
Исм - смесь исходной шихты и дробленого
крупного продукта
Исходные данные для расчета:
Содержание < 3 мм в продуктах дробления и сепа-
рации, %:
а , а*, ак - соответственно исходная угольная ших-
та, мелкий и крупный продукты сепара-
ции;
акд - крупный продукт сепарации после дроб-
ления;
acv - смесь исходной шихты и крупного про-
дукта после дробления.
Материальный баланс и содержание класса <3ммв
продуктах
1. Баланс исходной и готовой угольной шихты:
я,„ = м
2. Баланс углей при смешивании исходной шихты
с дробленым крупным продуктом;
Справочник Кокс°химика- Том 1
И + КА = И .
ш д см
3. Баланс углей в ОКСе:
Иси = К + М.
4. Баланс углей в дробилке:
*=*<>•
5. Баланс класса < 3 мм при смешивании исходной
шихты с дробленым крупным продуктом:
И а -г КАа А = И а .
ш м д кд см см
6. Баланс класса < 3 мм в ОКСе:
ИеЛ«=Ка,<+Ма«-
7. Из (5) и (6) следует:
Иша11 + КЛо = Ка. + Ма.-
8. С учетом (1) и (4) получаем:
Ишаи + КЛ<) = Иша« + К<>аК’
К = Кд=Иш а',~аи =м а"~аи
акд ~ ак акд ~ ак
9. С учетом (3) получаем:
Исм=К + М=М\\ + ам~а“ .
\ @кд ~ак J
10. Из (5) с учетом (2) и (3) находим:
+ ^д^кд _ Маи + Какд
Ис„ “ Иш+Кд " к+м
11. Из (5) с учетом (2) находим:
_ ^см^см — __ {^щ^^д^см
кд~ кд ~ кд
Применение установок избирательного измельче-
ния с использованием пневматической сепарации по-
зволяет улучшить качественные показатели кокса: по-
казатель М40 увеличивается на 1 - 1,5%, показатель М10
уменьшается на 0,5 - 0,8%, производительность коксо-
вых печей возрастает на 1,8%; расход кокса в доменных
печах снижается на 1 %.
Рис. 30.12.
Принципиальная
схема избирательного
измельчения угольной
шихты с пневмосепарацией
в «кипящем слое» (ИД ПМС)
Библиография
1. Справочник коксохимика. Том 1 / Под ред. А.К.Шелакова -М.:
«Металлургия», 1964.
2. Кауфман А. А., Харлампович Г. Д. Технология коксохимическо-
го производства - Екатеринбург, 2005 - 288 с.
3. Зашквара В. Г., Дюканов А. Г. Подготовка углей к коксованию.-
М: Металлургия, 1981 - 60 с.
4. Симонов Н. Ф., Степанов Ю. В., Чепурных С. Ф., Флорин-
ский Н. В., Коськов Ю. П., Морозов О. С., Грязнов Н. С., Ла-
зовский И. М., Беляев Е. В., Сухоруков В. И., Мустафин Ф. А.,
Смелянский А. 3 Эффективность избирательного измельче-
ния углей для коксования с применением пневмосепарации
в кипящем слое // Сб. «Проектирование предприятий коксо-
482
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
химической промышленности» - X.: Изд. Гипрококса, 1974-
Вып.40,- С. 37-42.
5. Симонов Н. Ф. К вопросу классификаций углей по крупности
в кипящем слое // Кокс и Химия - 1969- № 4С. 3 - 7.
6. Сухоруков В. И., Грязнов Н. С., Лазовский И. М. и др. Избира-
тельное измельчение углей для коксования с применением
пневмосепарации И Кокс и Химия - 1974- № 9.- С. 1 - 6.
7. Смелянский А. 3., Степанов Ю. В., Беркутов А. Н. и др. Опыт
эксплуатации установки избирательного измельчения углей
с применением пневмосепарации // Кокс и Химия - 1977-
ДО8.-С6-7.
8. Рябиченко А. Д., Беляев Е. В., Кочкин В. В. Промышленная уста-
новка избирательного измельчения шихты // Кокс и Химия-
1983.- №9-С. 16-18.
9. Беляев Е. В., Сухоруков В. И., Морозов О. С. и др. Избиратель-
ное измельчение углей заводов юга и центра // Кокс и Хи-
мия.-1985.-№ 2-С. 2 - 4.
10. Морозов О. С., Сухоруков В. И., Ольшанецкий Л. Г. и др. Под-
готовка индийских углей к коксованию способом избира-
тельного измельчения с пневматической сепарацией // Кокс
и химия.-1987- № 7.-С. 11 -13.
11. Сухоруков В. И., Беляев Е. В., Морозов О. С. и др. Пневматиче-
ская сепарация и избирательное измельчение углей // Кокс
и химия. - 1989 - № 5 - С. 2 - 4.
12. Симонов Н. Ф., Федак С. П. О подготовке угольной шихты
к коксованию на основе избирательного измельчения с пнев-
матической сепарацией в «кипящем слое» // Кокс и Химия. -
2004.- № 7.-С. 12 - 18.
13. Посохов М. Ю„ Сухоруков В. И., Чэнь Кай. Первая установка
избирательного измельчения углей с пневмосепарацией
в Китае // Кокс и Химия - 2006 - № 7 - С. 5 - 9.
14. Беркутов Н. А., Степанов Ю. В., Штарк П. В. и др. О восстанов-
лении технологии избирательного измельчения угольной
шихты в углеподготовительном цехе НТМК И Кокс и Химия-
2007.- №5.- С. 5-9.
15. Еремин А. Я., Куколев Я. Б., Гилязетдинов Р. Р. и др. Эффектив-
ность технологии избирательного измельчения с пневмосе-
парацией в существующих условиях работы 3-го блока угле-
подготовительного цеха НТМК. 1. Качество концентратов И
Кокс и Химия - 2008 - №7. С. 7 - 13.
16. Еремин А. Я., Куколев Я. Б., Гилязетдинов Р. Р. и др. Эффектив-
ность технологии избирательного измельчения с пневмо-
сепарацией в существующих условиях работы 3-го блока
углеподготовительного цеха НТМК. 2. Оборудование и режим
работы // Кокс и Химия,- 2008.- № 11.- С. 17 - 22.
17. Симонов Н. Ф., Коськов Ю. П., Брагин В. С. Авт. свид. №166645-
«Бюл. изобр. и тов. знаков», 1964 - № 23 - С. 10.
18. СимоновН.Ф.,КоськовЮ.П.,Брагин В.С.Авт.свид.№187670-
«Бюл. изобр. и тов. знаков», 1966 - № 21.- С. 8.
19. Зингерман Ю. Е., Ларин А. С., Федак С. П. Патент Украины на
полезную модель № 34203 от 11.08.2008. Устройство для раз-
деления сыпучих материалов в «кипящем слое».
20. Зингерман Ю. Е., Ларин А. С., Федак С. П. Патент Украины на
изобретение № 81007 от 26.11.2007. Устройство для разделе-
ния сыпучих материалов в «кипящем слое».
Справочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 31
БРИКЕТИРОВАНИЕ УГОЛЬНОЙ ШИХТЫ
31.1 .Основные принципы технологии
Брикетирование шихты является одним из эффек-
тивных способов подготовки углей к коксованию с це-
лью получения кондиционного доменного кокса из шихт
с большим (более 50-60%) содержанием слабоспека-
ющихся углей.
Брикетирование представляет собой процесс меха-
нической обработки угольной шихты путем наложения
давления в валковых брикетных прессах с получением
брикетов, имеющих определенные геометрические раз-
меры и форму. Валковый брикетный пресс состоит из
двух смонтированных на станине вращающихся навстре-
чу друг другу прессующих валков, на внешней поверхно-
сти которых имеются выполненные в шахматном порядке
ячейки, формирующие брикеты.
Способность углей к брикетированию зависит от
их физических свойств и химического состава. В основу
технологии получения брикетов из измельченного угля
положена гипотеза молекулярного прилипания, т. е. сое-
динения частичек угля при наложении на него внешнего
давления. Силы молекулярного прилипания зависят от
природы частичек и размера соприкасающихся поверх-
ностей, которые определяются качественными харак-
теристиками и степенью дробления угля. Каждая марка
угля имеет присущие только ей характеристики прессо-
вания - величину накладываемого давления, остаточную
и упругую деформацию брикета, его прочность и др.
Возможны два способа получения брикетов: 1-й -
без связующих веществ при высоком давлении прессова-
ния, 2-й - с добавлением связующих веществ при срав-
нительно малых давлениях прессования. В коксохимиче-
ском производстве промышленное применение получил
второй способ с использованием связующих веществ.
Сущность наиболее широко применяемой в кок-
сохимическом производстве технологии заключается
в брикетировании со связующими веществами части
угольной шихты, ухудшенной в различной степени сла-
боспекающимися углями, либо части всей коксуемой
шихты. Получаемые брикеты подмешиваются к основной
(вмещающей) шихте.
В связи с высокой плотностью брикетов (~ 1,2 г/см3)
повышается плотность насыпной массы шихты, что замет-
но улучшает условия спекания угольных зёрен различной
крупности и степени метаморфизма. Однако насыпная
плотность небрикетированной части шихты в промежут-
ках между брикетами несколько снижается по сравнению
с шихтой без брикетов. Поэтому содержание брикетов
в шихте должно быть не более некоторой величины, пре-
вышение которой может снизить насыпную плотность за-
грузки, нарушить равномерность структуры коксуемого
массива, уменьшить прочность кокса. Кроме того, с ро-
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
стом количества брикетов в шихте снижается усадка при
коксовании и повышается усилие при выдаче кокса.
Восточным научно-исследовательским углехими-
ческим институтом (ВУХИН) получена зависимость для
определения предельно допустимого содержания бри-
кетов в коксуемой массе (доли ед.):
где Екм, Ек() - модуль упругости Юнга соответственно
кокса, произведенного из вмещающей
шихты (матричного), и кокса из брикета;
L и Уб ~ насыпная плотность соответственно вме-
щающей шихты и брикета;
R - коэффициент релаксации напряжений
в матричном коксе (Я» 0,9).
Считают, что оптимальным является содержание
брикетов в шихте 30-35%. При одной и той же плот-
ности насыпной массы небрикетированной и частично
брикетированной (содержащей 30% брикетов) шихты
прочность кокса из последней выше, что объясняется
эффектом вспучивания брикетов при пиролизе с допол-
нительным уплотнением вмещающей шихты.
Начало широкому применению технологии брике-
тирования угольной шихты в промышленных условиях
было положено в 60-е годы в Японии металлургическими
компаниями Nippon Steel и Sumitomo Metal. Разработка
технологии обуславливалась двумя причинами: 1 - необ-
ходимостью обеспечения высокого качества (прочности)
кокса при ухудшающейся сырьевой базе (Ниппон Стил)
и 2 - стремлением использовать в шихте как можно боль-
ше слабоспекающихся углей (Сумитомо Метал).
Принципиальная технологическая схема частично-
го брикетирования шихты (ЧБШ) включает следующие
основные операции:
предварительная подготовка брикетируемой части
шихты (дозирование, окончательное дробление, по-
дача на брикетные прессы);
подача связующего на брикетную установку;
смешение брикетируемой части шихты со связу-
ющим;
брикетирование смеси в брикетном прессе;
выдача готовых брикетов из-под пресса на лен-
точный конвейер с шихтой либо на конвейер для
охлаждения брикетов;
смешение угольных брикетов с небрикетируемой
частью общей шихты.
Опыты по коксованию частично брикетированной
шихты без связующего проводились на Кузнецком мет-
комбинате в 1950 г. Были получены положительные ре-
зультаты по увеличению плотности загрузки и качеству
484
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
кокса. В начале 60-х годов в ВУХИНе, УХИНе и ИГИ про-
водили опыты в полузаводских условиях, осуществляя
брикетирование как со связующим, так и без него.
При введении в шихту 30 - 50 % брикетов плотность
коксуемой шихты увеличивалась на 8 - 12%, что спо-
собствовало повышению прочности кокса особенно по
показателю истираемости. Для обеспечения готовности
кокса период коксования приходилось удлинять. Несмо-
тря на это производительность печей увеличивалась на
3-5 %. В условиях благоприятной сырьевой базы в этот
период указанные работы дальнейшего развития и про-
мышленного внедрения не получили.
В связи с возросшим дефицитом коксующихся углей
и повышением требований к качеству кокса начиная
с 1979 года ВУХИНом и УХИНом были возобновлены ис-
следования по разработке способа частичного брике-
тирования шихты. В 1982 г. в Украине было проведено
промышленное коксование угольных шихт, содержащих
брикеты, полученные на брикетной фабрике «Донецкая»
(Минуглепрома) из шихты пониженной спекаемости с по-
следующей проверкой эффективности работы доменных
печей на опытном коксе.
В результате исследований, проведенных в лабора-
торных, полузаводских и промышленных условиях, были
решены основные вопросы:
подтверждена эффективность способа в услови-
ях существующей сырьевой базы и в перспективе.
Прочность кокса, особенно по истираемости, повы-
шается. Возможно использование в шихте для кок-
сования до 20 - 30 % слабоспекающихся углей;
определены составы угольных шихт для коксохими-
ческих заводов;
определены основные технологические показатели
процесса брикетирования (вид и расход связующе-
го вещества, температурный режим, состав брикети-
руемой смеси, размер брикетов и др.);
промышленным коксованием подтверждена воз-
можность осуществления способа на действующих
коксохимических заводах;
плавками в доменных печах объемом 675 и 1033 м3
выявлены преимущества кокса, полученного с ис-
пользованием способа частичного брикетирования.
Изложенное позволило УХИНу разработать техно-
логическое задание, а Гипрококсу на базе его выполнить
рабочую документацию на строительство головной про-
мышленной установки частичного брикетирования ших-
ты (УЧБШ), которая в 1987 г. была введена в эксплуатацию
в комплексе коксовых батарей № 5 и 6 Криворожского
КХЗ (ККХЗ). В связи с отсутствием отечественного обо-
рудования брикетные агрегаты для установки были за-
куплены у компании Ниппон Стил.
31.2 .Установки частичного брикетирования
шихты на заводах Ниппон Стил
и Сумитомо Метал
В 70-е годы в Японии было построено и введено
в эксплуатацию 10 УЧБШ общей мощностью 24500т/сут.
Мощности по производству кокса в стране составляли
55 млн т/год. Основным поставщиком коксующихся углей
была Австралия. Кокс производился из шихт с высоким
содержанием хорошо спекающихся углей (45 - 65%),
доля слабоспекающихся углей составляла 14 - 28%. Око-
ло половины кокса производилось с применением ча-
стичного брикетирования угольных шихт со связующими
добавками.
УЧБШ японских компаний имеют следующие основ-
ные схемы:
брикетированию подвергается часть общей коксуе-
мой шихты либо часть шихты, содержащая слабо-
спекающиеся угли с небольшой добавкой хорошо
спекающихся; небрикетируемая часть шихты не со-
держит слабоспекающиеся угли;
работают по схеме с получением «твердых» брике-
тов, охлаждаемых после прессования на специаль-
ных сетчатых конвейерах, либо «мягких», неохлаж-
даемых брикетов, смешивающихся с общей шихтой;
подача брикетов в угольную башню осуществляется
либо вместе с общей (вмещающей) шихтой, либо от-
дельно от нее.
Пионером в разработке и осуществлении техноло-
гии брикетирования в Японии была компания Ниппон
Стил, которая в 1971 г. построила первую установку на
коксохимзаводе Тобата меткомбината Явата (рис. 31.1).
Компания Ниппон Стил использует технологию
брикетирования шихты с повышенным содержанием
слабоспекающихся углей (до 20%), которые вводят во
всю шихту, часть которой брикетируется. Шихту готовят
по обычной схеме ДК (дробление компонентов) и лен-
точным конвейером около 30% готовой шихты подают
в бункер 6 брикетного отделения, где к ней в смеситель-
ном шнеке 7 добавляется связующее. Полученную смесь
направляют в вертикальный смеситель (мелаксер) 8, где
она разогревается острым паром, перемешивается и по-
дается на двухвалковый пресс 9. После пресса брикеты
подаются на сетчатый конвейер 10 для их охлаждения,
из-под которого подрешётная мелочь возвращается
в шихту для повторного брикетирования, а брикеты из
промежуточного бункера 11 ленточным конвейером по-
даются на угольную башню 12.
Для УЧБШ в Тобата принята следующая технология:
использованием качестве связующего вещества средне-
температурного каменноугольного пека, охлаждение
брикетов на воздухе на сетчатом конвейере, раздель-
ная подача брикетов и шихты в угольную башню с дози-
ровкой и смещением брикетов с шихтой перед подачей
в углезагрузочную машину. В последующем технология
и оборудование усовершенствовались: в качестве связу-
ющего вещества использовали мягкий каменноугольный
пек с температурой размягчения по кольцу и шару (КиШ)
30-38 °C, смешение охлажденных брикетов с шихтой
производилось в полчатом барабане перед угольной
башней, вертикальный смеситель для смешения бри-
кетируемой шихты со связующим заменили на гори-
зонтальный двухшнековый. Производительность УЧБШ
в Тобата составляла 2300 т/сут, расход связующего - 7 %,
количество брикетных прессов - 4 с производительно-
стью каждого 30 т/час. При подготовке смеси поддержи-
(правочник Коксохимика. rp)M 1
Глава 31. Брикетирование угольной шихты
485
Рис. 31.1.
Схема УЧБШ компании
Ниппон Стил
1 - склад угля; 2 - дозировочное отделение; 3 - дробильное отделение;
4 - смесительное отделение; 5 - ленточный конвейер; 6 - бункер для брикетируемой шихты; 7 - смесительный шнек;
8 - вертикальный смеситель; 9 - двухвалковый пресс; 10 - конвейер для охлаждения брикетов; 11 - бункер для брикетов;
12 -угольная башня; 13 - коксовая батарея
вался режим: температура угля на входе в смеситель -
15-20 °C, после смесителя - 85 - 90 °C, перед брикетным
прессом - 75 °C, расход пара - 50 кг/т брикетов. Из шихты,
имеющей показатели: зольность - 8,7%, выход летучих
веществ - 27,4%, содержание серы - 0,69% при участии
в шихте 25 - 30% брикетов получали кокс с характери-
стиками: зольность - 11,3%, содержание серы - 0,61 %,
прочность/)! = 84,8.
В последних разработках Ниппон Стил еще более
упростила технологию: брикетирование при низкой тем-
пературе с использованием мягкого пека, подача бри-
кетов в шихту без их охлаждения (синхронизированная
схема) и затем в угольную башню без специальных сме-
сительных устройств.
Компания Сумитомо Метал разработкой и осущест-
влением способа частичного брикетирования занялась
позднее, чем Ниппон Стил, и учла опыт последней. Но
пройденный ею путь по совершенствованию способа
аналогичен пути Ниппон Стил - первые установки на
меткомбинатах Касима и Вакаяма были с охлаждением
брикетов и раздельной их подачей в угольную башню,
последующие установки - с подачей брикетов на шихту
без специального смесительного устройства. Наиболее
совершенной является схема установки в Вакаяма, пред-
усматривающая использование мягкого пека, прессов
производительностью 80 - 90 т/час, смесителей специ-
альной конструкции, присадку неохлажденных брикетов
к шихте, подачу брикетов с шихтой в угольную башню.
Особенностью технологии брикетирования, приня-
той этой компанией, является использование способа Су-
микол-брикетирование только слабоспекающихся углей
с небольшой присадкой спекающихся, небрикетируемая
часть шихты не содержит слабоспекающихся углей.
Подлежащая брикетированию часть общей шихты
готовится следующим образом. Неспекающийся уголь
(на момент строительства УЧБШ имевший код по между-
народной классификации 600 или 611) измельчается до
содержания 70 % класса 0 - 3 мм и направляется в смеси-
тельное отделение. Здесь он смешивается с отдельно из-
мельченным спекающимся углем (код 434,433) и частью
шихты, составленной из спекающихся углей, измельчен-
ных до содержания 80 % класса 0 - 3 мм, после чего смесь
направляется на УЧБШ (рис. 31.2).
Смешанная шихта распределительным цепным кон-
вейером 1 подается в промежуточный бункер 2 на одну
или сразу на две нитки для брикетирования, в каждой из
которых смешивается в смесителе 4 конструкции Суми-
томо Метал со связующим веществом - мягким камен-
ноугольным пеком с температурой размягчения 30°C.
Связующее имеет температуру 100 - 130 °C. В зимнее
время в смеситель подается пар для подогрева шихты.
Температура брикетируемой шихты - около 45 °C. Смесь
Справочник Коксохимика. Jom 1
486
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 31.2.
Схема УЧБШ
Сумитомо Метал
1 - цепной конвейер; 2 - бункер брикетируемой шихты; 3 - ленточный питатель с весовым устройством;
4 - смеситель; 5 - бункер-дозатор; 6-ленточный питатель; 7 - подающий жёлоб; 8 - брикетный пресс;
9 - колосниковый грохот
шихты и связующего поступает в бункер-дозатор 5 и из
него ленточным питателем 6 через отшлифованный жё-
лоб 7 подается на валковый брикетный пресс 8. Произ-
водительность пресса - 80 т/час (максимальная - 90, ми-
нимальная - 30 т/час). Получаемые брикеты имеют раз-
меры 50 х 39 х 25 мм. Из-под пресса брикеты конвейером
подаются на колосниковый грохот 9 для отсева мелочи,
которая возвращается на брикетирование. Брикеты при-
саживаются к основному потоку шихты, идущей на кок-
сование.
Выход брикетов из-под пресса - 88 % класса + 20 мм.
Смешение брикетов с шихтой происходит на перепадах
конвейерного тракта.
Основная шихта состоит из хорошо спекающихся
углей (код 434,433). Шихта для брикетирования содержит
70% неспекающихся углей и 30% спекающихся. Расход
связующего вещества - 6,5 %, доля брикетов в шихте -
20 - 30%. Получаемый при этом кокс имеет прочность
01,5 = 93 -94.
31.3.Установка частичного брикетирования
шихты для коксовых батарей № 5 - б
Криворожского КХЗ
Строительство этой установки было осуществле-
но во исполнение отраслевой программы «Расшире-
ние сырьевой базы коксования» с целью привлечения
в угольную шихту завода большей доли слабоспека-
ющихся углей, а также при перераспределении углей по
спекаемости внутри предприятия, улучшения марочного
Справочник Коксохимика. Том 2
Глава 31. Брикетирование угольной шихты
487
состава шихты остальных коксовых батарей и повыше-
ния качества кокса.
Технологическая схема УЧБШ предусматривает воз-
можность работы по двум вариантам: основной - бри-
кетирование части шихты (30%), состоящей в основном
из слабоспекающихся углей; опытный - брикетирование
части (30 %) всей шихты. В существующем углеподготови-
тельном цехе завода предусмотрена возможность подго-
товки шихты по обоим вариантам.
Баланс продуктов в шихте для коксования принят
следующий: 27,9% углей в виде брикетов, 2,1 % связую-
щего в брикетах (7 % к массе брикетов), 70 % - остальная
(небрикетируемая) часть шихты. Состав шихты по основ-
ному варианту представлен углями Донбасса (табл. 31.1).
Марка угля Угольнаяшихтаг% ” <
- брикети- руемая часть <зШ; небрикейн руемаячасгь /(76%). . общая
Г 16,7 < 71/4 ' /55,0 '
ж 16,7 1U - •
к ~ 14,3
к /ж/-? - , /- -
;/<Ш/
Качественная характеристика брикетируемой части
шихты (%): Wr - 8,9; Ad - 7,1; Sd- 1,92; 21,7; у- 8,6 мм,
небрикетируемой (%): Wr - 9,2; Ad - 7,5; Sd - 2,05; Vdaf- 34;
у-14 мм.
УЧБШ ККХЗ состоит из трех основных отделений
(рис. 31.3):
подготовки шихты в составе: закрытого склада угля
из 12 силосов емкостью по 2500 т, дробильного от-
деления с четырьмя молотковыми дробилками типа
ДМРЭ 1500x1500x1000 и конвейерного тракта
шихтоподачи с аккумулирующими бункерами емко-
стью по 40 м3 для каждого брикетного агрегата;
приема и приготовления связующего в составе ше-
сти хранилищ емкостью по 65 м3, восьми хранилищ
по 320 м3, двух промежуточных емкостей и трех ем-
костей для приготовления связующего объемом по
30 м3 с соответствующими насосными установками;
брикетирования шихты в составе пяти (два - для
первой и три - для второй очереди) брикетных агре-
гатов.
Брикетируемая часть шихты подвергается дробле-
нию до 82 ±1,5 % содержания класса менее 3 мм. Не-
брикетируемая часть шихты подвергается избиратель-
ному измельчению только крупных классов смеси углей.
Перед измельчением в жёлобах на стационарных ситах
Таблица 31.1.
Марочный состав
брикетируемой
и небрикетируемой частей
угольной шихты
Рис. 31.3.
Технологическая схема
УЧБШ ККХЗ
7,1а- силосы дозировочного отделения (закрытого склада угля); 2,2а, 8 - дозаторы угля;
3, За, 4,4а, 6, ба, 14- конвейеры шихтоподачи; 5,5а - молотковые дробилки; 7 - аккумулирующие бункера;
9 - насосы-дозаторы; 10- горизонтальные двухшнековые смесители; 11 - двухвалковые брикетные прессы;
12-хранилище связующего; 13 -ленточныеконвейеры для брикетов
(рравочник К°ксохимика’ Т°м 1
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Установка частичного
брикетирования
шихты - УЧБШ.
Прессовое отделение
производится отсев классов менее 6 мм. Общая степень
измельчения небрикетируемой части шихты - 75 ±1,5 %
содержания класса менее 3 мм.
Каждый брикетный агрегат состоит из:
горизонтального двухшнекового смесителя шихты со
связующим с длиной шнеков 4,5 м, диаметром 0,85 м,
скоростью вращения 25 об/мин, полезным объемом
5,3 м3, номинальной производительностью 59 т/час,
максимальной - 77 т/час по сухому материалу. Свя-
зующее подается в смеситель сверху через три фор-
сунки с давлением 0,15 - 0,3 МПа при температуре
140 - 160 °C, а пар - снизу через форсунки, располо-
женные в шесть рядов по четыре в каждом;
брикетного двухвалкового пресса с диаметром вал-
ков 1200 мм и рабочей шириной 1370 мм. Число
ячеек на валках - по 2080 штук (26 рядов по 80 шт.).
Окружная скорость валков: номинальная - 0,67 м/с,
максимальная - 0,88 м/сек при регулируемом
диапазоне 0,44 - 0,88 м/сек и скорости вращения
7-14 об/мин. Номинальная производительность
пресса - 59 т/час, максимальная - 77 т/час по сухим
брикетам подушкообразной формы с размерами
45 (± 2) х 45(± 2) х 31 (+ 2,5/- 1) мм. Оптимальная ве-
личина зазора между валками пресса составляет
4 - 6 мм при расходе связующего 7,0 - 7,5 %;
конвейера ленточного для брикетов с пробоотбор-
ником и тензометрическими весами с точностью
взвешивания 0,5 %;
отсасываемой из смесителя, прессов и конвейеров.
Номинальная производительность скруббера по
газу - 600 м3/мин, максимальная - 750 м3/мин.
Глава 31. Брикетирование угольной шихты
ОСНОВНОЙ ВАРИАНТ - БРИКЕТИРОВАНИЕ ЧАСТИ
ШИХТЫ, СОСТОЯЩЕЙ ИЗ СЛАБОСПЕКАЮЩИХСЯ
УГЛЕЙ
Шихта для брикетирования составляется в дозиро-
вочном отделении 1а и при помощи автоматических лен-
точных дозаторов 2а и ленточными конвейерами За и 4а
подается на одну из молотковых дробилок 5а.
После дробилки измельченная шихта конвейером
ба подается в аккумулирующие бункера 7 и через весы-
дозаторы 8 в необходимом количестве направляется в го-
ризонтальный двухшнековый смеситель-подогреватель
10. Туда же насосами-дозаторами 9 подается связующее
в количестве 2,1 % от шихты (или 7% к массе брикетов).
Распыление связующего осуществляется через форсунки
подачей в них острого пара. В смесителе-подогревателе
происходит перемешивание, нагревание и пропари-
вание угольной шихты со связующим, вследствие чего
связующее равномерно распределяется по поверхности
угольных зёрен. Из смесителя-подогревателя угольная
смесь поступает в брикетные прессы 11, где подверга-
ется брикетированию. Выходящие из пресса готовые
брикеты подаются на сборные конвейеры 13 и далее на
угольные башни.
Небрикетируемая часть угольной шихты составляет-
ся в дозировочном отделении 1. В заданном компонент-
ном соотношении шихта составляется автоматическими
ленточными дозаторами 2 и конвейерами 3 и 4 подается
на одну из дробилок 5. Измельченная небрикетируемая
часть шихты после дробилки конвейером 6 подается на
сборные конвейеры 13, где на нее ложатся готовые бри-
кеты и вся шихта с брикетами направляется на угольные
башни. Смешение брикетов с шихтой происходит в жёло-
бах при ее транспортировании на угольные башни.
ОПЫТНЫЙ ВАРИАНТ - БРИКЕТИРОВАНИЕ
ЧАСТИ ВСЕЙ ШИХТЫ
Составление шихты осуществляется в дозировоч-
ном отделении 1а. Шихта заданного марочного состава
составляется автоматическими ленточными дозаторами
в количестве 30% и ленточным конвейером За подает-
ся на конвейер 4а, с которого поступает на молотковую
дробилку 5а и далее конвейером ба - в аккумулирующие
бункера 7, откуда посредством весов-дозаторов 8 ших-
та в необходимом количестве поступает в смеситель-
подогреватель 10. Туда же насосами-дозаторами 9
подается связующее в количестве 2,1 % от шихты (или
7% к массе брикетов). Из смесителей-подогревателей
угольная смесь поступает на брикетные прессы 11, где
подвергается брикетированию. Выходящие брикеты
передаются на сборные конвейеры 13 и далее на уголь-
ные башни.
Небрикетируемая часть шихты (70%) конвейером 4
подается на одну из дробилок 5 и после измельчения -
конвейером 6 на сборный конвейер 13, где на нее ложат-
ся готовые брикеты. Далее шихта с брикетами поступает
на угольную башню. Смешение брикетов с шихтой проис-
ходит при ее транспортировании на угольную башню.
СВЯЗУЮЩИЕ ВЕЩЕСТВА
ДЛЯ БРИКЕТИРОВАНИЯ ШИХТЫ
Связующие для брикетирования должны обладать
как вяжущими, так и спекающими свойствами и обеспе-
чивать:
технологичность при брикетировании, т.е. высокий
выход и качество брикетов, надежную работу брикет-
ных агрегатов и вспомогательного оборудования;
эффективность при коксовании, т. е. получение до-
статочно прочного кокса при повышенном участии
в шихте слабоспекающихся углей;
отсутствие побочных отрицательных эффектов (на-
пример, снижения качества химических продуктов
коксования).
Значительные потребности в связующем определя-
ют также дополнительные требования:
доступность, т. е. обеспеченность достаточными ре-
сурсами, не используемыми для производства остро-
дефицитных продуктов;
экологичность (прежде всего - пониженная канце-
рогенность);
экономичность.
Для ЧБШ используют связующее как коксохимиче-
ского, так и нефтехимического производства.
Исследования показали, что наиболее рационально
использование связующих с температурой размягчения
по КиШ 30-50 °C: упрощается аппаратурное оформле-
ние процесса (не требуется дополнительное охлаждение
шихты перед прессованием и брикетированием и брике-
тов после пресса), снижаются энергозатраты.
Для УЧБШ ККХЗ вначале намечалось использова-
ние в качестве связующего нефтяного битума БН 70/30,
пуско-наладочные работы проводились на нефтебитуме
БН 50/50.
Однако в связи с необеспеченностью поставок би-
тума в последующем использовали нефтяное связующее
Брикетин-1, предложенное ВУХИНом и БашНИИНПом,
с температурой размягчения 38-53 °C (КиШ), которое
поставлялось с Уфимского нефтеперерабатывающего
завода, брикетин-1 представляет собой продукт окисли-
тельной стабилизации продукта асфальто-пропановой
деасфальтизации гудрона.
С целью разработки альтернативного связующего
для условий Украины Институтом биохимии АН Украины
и УХИ Ном была разработана рецептура и технология из-
готовления на нефтеперерабатывающих заводах Украи-
ны комплексного асфальто-гудронового связующего
вещества КВАГУ-Б. Партия этого связующего была опро-
бована на УЧБШ ККХЗ. Его технологические свойства на
всех стадиях процесса отвечали требованиям обеспече-
ния основных показателей и качества брикетов и дали
практически те же результаты, что и при использовании
связующего Брикетин-1 (табл. 31.2).
Результаты исследований показывают, что проч-
ность брикетов, их выход, а также содержание в них ме-
лочи имеют экстремум при температуре брикетирования
около 66 - 69 °C.
Справочник Коксохимика. Том 1
490
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Таблица 31.2.
Сравнение показателей
качества, условий
и результатов
брикетирования при
использовании связующих
КВАГУ-Б и Брикетин-1
Показатеш КВАГУ-Б Брикетия-1
Температура размягчения (лоКиШ),°С 41 41
Выход летучих веществ, %’ 88,0 873
Производительность пресса, т/час 50 50
Расход связующего, % 7 7
Температура в смесителе, °C 65-70 65-70
Помол брикетируемой части шихты (класс < Змм), % 83 83
Содержание влаги в брикетах, % 83 8,4
Механическая прочность брикетов (класс > 25 мм) на сбрасывание (через 24 часа), % 89,1 91,8
Плотность брикетов (насух$67 массу), кг/м5 WG-Ш 1070-1090
Смешение угля со связующим следует проводить
при температуре, которая на 18 - 20 °C превышает тем-
пературу размягчения связующего, что позволяет суще-
ственно изменить реологические характеристики уголь-
ной загрузки и создает предпосылки для интенсифика-
ции процесса образования жидкоподвижных веществ
при термохимической переработке угля.
ОСНОВНЫЕ РЕЗУЛЬТАТЫ РАБОТЫ
УЧБШ ККХЗ
Коксование ЧБШ на ККХЗ позволило за период ра-
боты установки (1987 - 2001) получить металлургический
кокс с участием 65 - 70 % слабоспекающихся углей (мар-
ки Г, ОС, Т). Качество металлургического кокса при этом
улучшилось в большей степени при использовании свя-
зующего КВАГУ-Б (табл. 31.3).
Было также установлено, что оптимальным содер-
жанием брикетов (класс > 25 мм) в шихте, при котором
насыпная плотность шихты наибольшая, является при-
мерно 26 %.
Длительные плавки в доменных печах меткомбина-
та «Криворожсталь» показали, что добавка 20% кокса,
полученного из ЧБШ, к коксу, полученному методом тра-
диционного коксования, позволяет снизить расход кокса
на 1 т чугуна на 1,2 % и повысить производительность до-
менной печи на 2,8%.
Общая проектная мощность коксовых батарей № 5,
6 при коксовании ЧБШ увеличилась с 958 тыс. т в год (при
коксовании обычной шихты) до 980 тыс. т в год валового
кокса 6 %-ной влажности.
В связи с напряженным балансом энергетических
углей, экономически необоснованным повышением до-
говорных цен на слабоспекающиеся угли практически до
уровня хорошо коксующихся углей в 2001 г. УЧБШ ККХЗ
была остановлена.
Библиография
1. Агроскин А. А., Шелков А. И. Расширение угольной базы кок-
сования. М.: Металлургиздат, 1962.
2. Глущенко И. М. Химическая технология горючих ископаемых.
К.:«Вища школа», 1985.
3. Кришень I. Г. Удосконалення промисловоТ технологи вироб-
ництва коксу [з частково брикетованоУ вупльноТ шихти. Ди-
сертащя на здобуття наукового ступеня кандидата техн1чних
наук. УХ1Н. УДК608.2; 669.162.16:662.8. X., 2003.
4. Грязнов Н. С. и др. К теории коксования угольных шихт при их
частичном брикетировании со связующим И Кокс и Химия-
1989- №6.
5. Ухмылова Г. С. Развитие процесса коксования частично бри-
кетированной шихты в Японии // ЦНИИЧЕРМЕТ. Черная ме-
таллургия. Бюллетень научно-технической информации. Вы-
пуск 11 (823), М., 1978.
6. Литвин Е. М. и др. Коксование частично брикетированных
угольных шихт и перспективы его внедрения на коксохими-
ческих предприятиях СССР // Кокс и Химия - 1987 - № 3.
7. Химическая технология твердых горючих ископаемых / Под
ред. Г. Н. Макарова и Г. Д. Харламповича - М.: «Химия», 1986.
Таблица 31.3.
Характеристика
качества кокса
Шихта г" Л" Гра^омефиче*^'^ = Прочнесгь,% : Техничесюш анализ, %
>8«Л ? А* S',
Небрикетированная 26,8 21,5 31,5 11/I V" 83,4 TZ2 10,2 0,65 1,68
Брикетированная со связующим 1 25,4 21,9 32,9 113 8,5 84,1 11,2 10,2 0,85 1,61
2 26,0 22,8 32,0 11,2 7,4 84,7 10,7 10,2 0,80 1,63
Примечание: 1 - Брикетин, 2 - КВАГУ-Б.
Справочник Коксохимика- 'Том 1
ГЛАВА 32
ТЕРМИЧЕСКАЯ ПОДГОТОВКА УГОЛЬНОЙ ШИХТЫ
ПЕРЕД КОКСОВАНИЕМ
32.1 .Термическая подготовка шихты
32.1.1. Теоретические основы термической
подготовки угольных шихт
СУЩНОСТЬ И ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ
ПРОЦЕССА
Сущность процесса термической подготовки уголь-
ной шихты (ТПШ) заключается в быстром ее нагреве до
температур 150 - 250 °C вне камеры коксования в усло-
виях, исключающих окисление углей, загрузке нагретой
шихты в коксовые печи и последующем ее коксовании.
Уровень нагрева шихт в основном зависит от природных
свойств исходных углей, входящих в состав шихт, и спо-
собов их термической подготовки. Термическую подго-
товку угольных шихт до температур ниже 150 °C обычно
рассматривают как глубокую сушку.
В процессе термической подготовки происходят как
физические, так и химические изменения веществ углей,
вследствие чего изменяются поверхностные свойства
и отмечаются внутримолекулярные изменения в их орга-
нической массе.
Происходит также полное удаление внешней и ги-
гроскопической влаги углей, в результате чего проис-
ходит увеличение насыпной массы термически подго-
товленной шихты, улучшаются ее спекающие свойства
и условия теплопередачи, изменяются процессы коксо-
образования. В конечном итоге все это дает возможность
получения доменного кокса с высокими прочностными
характеристиками из слабоспекающихся угольных шихт
с содержанием 70 % и более малометаморфизированных
углей.
Влияние ТПШ на изменение технологических
свойств углей и процесс коксообразования заключается
в следующем:
в процессе термической подготовки в веществах
углей происходят физические и химические изме-
нения;
в результате удаления внешней и гигроскопической
влаги, а также окклюдированных газов изменяются
поверхностные свойства термически подготовлен-
ных углей, приводящие, в зависимости от условий
предварительного нагрева, к изменению плотности
насыпной массы;
при скоростном предварительном нагреве углей
газообразным теплоносителем происходит изме-
нение энергетического состояния макромолекул,
а также разрыв основного количества водородных
связей и некоторых наименее термически устойчи-
вых ковалентных связей, что указывает на происхо-
(правочник Коксохимика. Том 1
дящие внутримолекулярные изменения. Наиболее
существенные изменения отмечаются у маломета-
морфизованных углей, а среди зёрен неодинаковой
величины - у мелких частичек;
термохимические превращения, происходящие
в органической массе термически подготовленных
углей, особенно у малометаморфизованных, приво-
дят при дальнейшем нагреве в камере коксования
к улучшению пластических свойств, а также про-
цессов, протекающих в период затвердения пла-
стической массы и образования веществ полукокса
и кокса.
Основными предпосылками улучшения прочност-
ных характеристик кокса из термически подготовленных
углей являются:
внутримолекулярные изменения в органической
массе веществ термически подготовленных углей,
приводящие к иному протеканию реакций термиче-
ского разложения при коксовании;
увеличение скорости коксования;
уменьшение температурного и усадочного градиен-
та угольной загрузки;
увеличение насыпной массы термически подготов-
ленной шихты.
ОСНОВНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ К ПРОЦЕССУ
НАГРЕВА ШИХТЫ
Для получения максимального эффекта при ТПШ
все технические решения должны полностью удовлет-
ворять основному технологическому требованию -
сохранению или улучшению спекающей способности
угольной шихты, являющейся термически нестойким
материалом. Особое значение это имеет для слабоспе-
кающихся углей, для которых собственно и применяется
данная технология.
Для удовлетворения указанного требования при
нагреве углей выше 100 °C необходимо соблюдать следу-
ющие условия:
помол шихты не ниже 85 % содержания класса ме-
нее 3-х мм;
высокую степень постоянства во времени подачи
угля и потока теплоносителя;
равномерность распределения угля в потоке тепло-
носителя во всем реакционном объеме аппарата,
особенно в месте его ввода;
исключение срывов потока теплоносителя и обра-
зования локальных зон с неравномерным распре-
делением скоростей по сечению аппарата;
492
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
ограничение содержания свободного кислорода
в теплоносителе;
исключение подсосов воздуха при хранении на-
гретой шихты и ее наборе в углезагрузочный вагон,
а также сведение до минимума соприкосновения
нагретой шихты с воздухом при транспортировке
и загрузке в коксовые печи.
При соблюдении этих требований может быть
осуществлена необходимая термическая подготовка
угольной шихты в одну ступень в аппаратах типа труба-
сушилка до температур 140-150 °C, поскольку темпе-
ратура нагрева мелких классов и поверхности крупных
частиц угля не будет превышать 300 °C, т. е. не будет до-
стигать опасного предела, при котором происходит ухуд-
шение спекаемости.
Для термической подготовки шихты до температур
выше 150 °C без потери ее спекаемости необходимо осу-
ществлять подвод тепла для нагрева шихты в две ступени.
Несоблюдение этих условий, а также осуществление
термической подготовки угольной шихты в одну ступень
до более высоких температур влечет за собой увеличе-
ние неравномерности нагрева ее полидисперсной массы
и ухудшение спекаемости даже хорошо спекающихся
углей, что неизбежно приводит к необходимости сни-
жения уровня нагрева и, следовательно, эффективности
процесса в целом.
ТРЕБОВАНИЯ К ЗАГРУЗКЕ ТПШ
Загрузка термически подготовленной шихты имеет
ряд особенностей, обусловленных ее специфическими
свойствами, а именно - повышенной текучестью и зна-
чительным пылевыделением при перегрузке. В промыш-
ленном масштабе получили распространение два спосо-
ба загрузки термически подготовленной шихты - грави-
тационный (посредством углезагрузочного вагона или
закрытого скребкового конвейера) и трубопроводный
пневматический. При выборе способа загрузки ТПШ ис-
ходят из необходимости соблюдения следующих основ-
ных условий:
обеспечение бездымности при заполнении коксо-
вых печей термически подготовленной шихтой;
достижение скорости загрузки, обеспечивающей
максимальную насыпную плотность шихты в камере
коксования;
снижение уноса угольной пыли в газосборник и за-
сорения химических продуктов коксования;
обеспечение постоянного заданного уровня высоты
загрузки в камере коксования;
минимизация графитообразования на стенах и сво-
дах камер коксования;
обеспечение соблюдения нормативных выбросов
загрязняющих веществ при автономной очистке га-
зов загрузки;
исключение образования взрывоопасных концен-
траций газов при отсосе и очистке газов загрузки;
обеспечение минимального контакта шихты с воз-
духом во время ее транспортировки к камере кок-
сования;
сведение к минимуму времени между окончанием
процесса нагрева шихты и ее загрузкой в камеру
коксования.
32.1.2. Состояние разработок и внедрения
технологии ТПШ
Технология термической подготовки угольной ших-
ты к коксованию как эффективное средство расширения
сырьевой базы коксования, улучшения качества кокса
и интенсификации процесса коксования наибольшее раз-
витие в коксохимии получила в 70 - 80-х годах прошлого
столетия. В этот период в ряде стран (США, Японии, Вели-
кобритании, Германии, России, Украине) были сооружены
более 20 промышленных установок термической подго-
товки шихты (УТПШ), включающих 43 единичных агрегата
общей проектной мощностью по перерабатываемой ших-
те примерно 30 млн т/год. Производительность одной тех-
нологической линии большинства установок составляла
70-100 т/ч. Установки были сооружены как в комплексе
с новыми коксовыми батареями, так и в действующих кок-
совых цехах. Примерно половина из них была предназна-
чена для загрузки нагретой шихтой высокопроизводитель-
ных коксовых батарей с печами большой емкости [39].
За рубежом промышленное распространение по-
лучили четыре процесса ТПШ: Коултек (Coaltek), Пре-
карбон (Precarbon), Отто-Симкар (Otto-Simcar), Бютнер-
Шилде-Хаас (Buttner-Schilde-Haas). В этих процессах по-
догрев шихты до заданной температуры осуществляется
газообразным теплоносителем в одно- или двухступен-
чатых трубах - сушилках-подогревателях или в подо-
гревателях-диспергаторах с кипящим слоем и мельни-
цей. Теплоноситель получают сжиганием коксового или
природного газов с последующим смешиванием высоко-
температурных продуктов горения с частью отработан-
ного циркулирующего теплоносителя. Шихту подогрева-
ют до 180-260 °C.
Для загрузки термоподготовленной шихты в про-
мышленном масштабе за рубежом получили применение
два способа - гравитационный (посредством углезагру-
зочных вагонов или с помощью закрытого цепного кон-
вейера) и трубопроводный пневматический.
Промышленное освоение процессов термической
подготовки угольной шихты к коксованию сопряжено со
значительными трудностями. Практически на всех про-
мышленных установках в первые годы эксплуатации вы-
полнены работы по коренной реконструкции различных
узлов и оборудования.
В Украине и России освоение технологии ТПШ осу-
ществлялось по направлениям:
Технология нагрева шихты:
• в реакторе с кипящим слоем;
в трубах-сушилках;
твердым теплоносителем в барабанном теплооб-
меннике.
Метод загрузки нагретой шихты в камеру коксо-
вания:
вагоном специальной конструкции (на коксохим-
производстве Западно-Сибирского меткомбината
и Харьковском коксохимзаводе);
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
493
трубопроводной системой с помощью водяного пара
(на Донецком коксохимическом заводе, Украина).
Практически все технологии ТПШ при работе в про-
мышленных условиях совершенствовались и оптимизи-
ровались, в ряде случаев их освоение было сопряжено
со значительными трудностями.
Анализ опыта работы построенных установок ТПШ
свидетельствует о том, что процесс нагрева угольной
шихты различными способами не вызывает затрудне-
ний и все они пригодны для промышленной реализации.
Наиболее сложным элементом является загрузка терми-
чески подготовленной шихты в камеры коксования. Ряд
существенных недостатков, выявленных в период про-
мышленного освоения технологии, в большей части от-
носится именно к загрузке камер. К другим недостаткам
следует отнести:
увеличение давления коксования со стороны по-
догретой шихты на греющие стенки камеры коксо-
вания;
значительный унос угольной пыли в газоотводящую
систему и ухудшение качества улавливаемых хими-
ческих продуктов;
повышенное заграфичивание камер коксования;
повышенная взрывопожароопасность хранения
и транспортирования нагретой шихты.
В 80-е годы прошлого столетия строительство уста-
новок ТПШ за рубежом практически прекратилось. Причи-
нами этого являются проблемы, возникшие при эксплуата-
ции, неосвоение проектных мощностей, преждевремен-
ное разрушение коксовых батарей, работавших на ТПШ.
Известными, работавшими до 2007 г., были установ-
ки ТПШ на заводе компаний «Юнайтед Стейтс стил» в Гэри
(United States Steel, Gary), США и «Ниппон Стил» в Мурора-
не (Nippon Steel, Muroran), Япония, а также на Ясиновском
коксохимическом заводе, Украина.
ПРОЦЕСС КОУЛТЕК
Этот процесс, разработанный ассоциацией «Коул-
тек» («Coaltek»), США, и сочетающий одноступенчатый
подогрев шихты до 260 °C в подогревателе-диспергаторе
с кипящим слоем и трубопроводную пневматическую за-
грузку подогретой шихты в коксовые печи, был внедрен
на 12-ти промышленных установках в США, Великобрита-
Рис. 32.1.
Принципиальная схема
процесса Коултек
1 - бункер влажной шихты; 2 - камера сгорания; 3 - дымосос; 4 - подогреватель-диспергатор; 5 - первичный циклон;
6 - вторичный циклон; 7 - распределительный бункер; 8 - дозировочный бункер; 9 - побудитель схода шихты;
10- загрузочный трубопровод; 11 - коксовая батарея; 12 - газосборник газов загрузки; 13 - скруббер;
14- система очистки шламовых вод из газосборника и скруббера
Справочник Коксохимика. Том 1
494
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
нии, Франции, Швеции. Принципиальная схема процесса
приведена на рис. 32.1.
Влажная угольная шихта крупностью менее 20 мм
поступает в нижнюю часть подогревателя-диспергатора.
Поверхностная влага шихты мгновенно испаряется в ре-
зультате контакта с проходящим через подогреватель
горячим (800 °C) газом-теплоносителем. Поток теплоно-
сителя переносит угольные частицы в расширяющуюся
зону кипящего слоя, где расположена молотковая дро-
билка для измельчения крупных зёрен угля. В результате
увеличения поверхности угля при его измельчении тем-
пература теплоносителя в зоне кипящего слоя быстро
снижается вследствие высоких энергозатрат на испаре-
ние влаги. В подогревателе происходит самоклассифи-
кация угля, при этом крупные частицы остаются в зоне
кипящего слоя и измельчения до тех пор, пока их размер
и масса не достигнут величины, достаточной для уноса
частицы газовым потоком. Падению крупных частиц угля
препятствуют высокие скорости теплоносителя, развива-
емые благодаря прохождению его через трубу Вентури,
расположенную непосредственно в месте подачи влаж-
ной шихты в подогреватель.
Тонкоизмельченная подсушенная шихта оконча-
тельно подогревается при прохождении через зону над
кипящим слоем и отделяется от теплоносителя в две
стадии в циклонах. Значительная часть отработанного
теплоносителя рециркулирует с подачей в камеру сгора-
ния, а остаток после мокрой очистки в скруббере сбрасы-
вают в атмосферу.
Подогреватель-диспергатор работает при неболь-
шом избыточном давлении, что обусловливает, с одной
стороны, трудности его уплотнения и приводит к утечке
угля, в частности, через уплотнение вала мельницы, но,
с другой стороны, предотвращает возможность подсоса
наружного воздуха в аппарат.
Подогретая шихта хранится в инертной атмосфере
пара в дозировочных бункерах, емкость которых на 30 %
больше разовой загрузки коксовой печи, и транспорти-
руется к коксовым печам по загрузочному трубопроводу
с использованием перегретого (температура 315 °C) пара
в качестве транспортирующего агента. Пар с высокой
скоростью подается в трубопровод через специальные
сопла в нижней части и обеспечивает направленное
вперед и вверх движение угольных частиц. Соотноше-
ние уголь - пар составляет примерно 100:1. Перед за-
гружаемой печью транспортируемая шихта поступает
посредством направляющего клапана из трубопровода
в отводное колено, где углепаровая смесь частично раз-
деляется. Отработанный пар отводится в специальный
коллектор, а угольная шихта во взвешенном состоянии
поступает в камеру коксования.
При загрузке подогретой шихты в коксовые печи по-
лучила применение практика использования двух газо-
сборников или одного двухсекционного газосборника.
При этом один газосборник или соответствующая секция
газосборника подключается к камере коксования только
на период загрузки шихты в печь, а второй газосборник
или вторая секция - на весь остальной период. Шламо-
вые воды из загрузочного газосборника обрабатывают
совместно с водой из скрубберов для промывки отра-
ботанного теплоносителя с целью извлечения угольного
шлама.
На первой опытно-промышленной УТПШ, введенной
в 1970 г. на заводе в Айронтоне, США, была подтверждена
возможность подогрева угольной шихты влажностью 9 %
до 260 °C при высокой эффективности работы установки.
Опыт промышленной эксплуатации установок Коул-
тек показал, что скорость трубопроводной загрузки ших-
ты составляет 2-3 т/мин, а длительность загрузки печи
колеблется в диапазоне 10-15 минут. Давление пара
в коллекторе составляет, как правило, 450 кПа, давление
пара в дозировочном бункере изменяется от 170 кПа
(при загрузке ближайшей коксовой печи) до 310 кПа (при
загрузке наиболее отдаленной печи). Общий расход пара
(для продувки трубопровода, загрузки шихты и очистки
трубопровода) составляет 1360-1590 кг/час.
При освоении установок этого типа выявились сле-
дующие общие трудности: пониженная плотность загру-
женной шихты; значительный унос шихты в газосборник
при загрузке, вызывающий его забивание и ухудшение
качества каменноугольной смолы; выход из строя шне-
ковых питателей влажного угля; разрушение огнеупор-
ной футеровки подогревателей шихты; забивание ших-
тоотводящих труб вторичных циклонов; недостаточная
газоплотность стыковых соединений; возгорание угля
в системе.
Одним из наиболее серьезных недостатков системы
трубопроводной загрузки термоподготовленной шихты
является то, что она не обеспечивает стабильной и высо-
кой разовой загрузки шихты в камеру коксования вслед-
ствие низкой плотности загруженной шихты и низких
неравномерных уровней загрузки. Так, средний уровень
загруженной шихты в печах батареи С завода Индиана-
Харбор составлял 5,44 м вместо 5,89 м по проекту, профиль
угольной загрузки изменялся в диапазоне ± 200 мм, плот-
ность шихты не превышала 640 кг/м3 по первоначальной
схеме и повысилась до 750 кг/м3 после усовершенствова-
ния процесса, так и не достигнув проектного уровня.
Низкий уровень загрузки шихты вызвал заграфичи-
вание свода и стен камер коксования. Кроме удаления
отложений при помощи специальных скребков и приме-
нения воздушной системы обезграфичивания на штанге
коксовыталкивателя, проводилось выжигание углерода
в печах, при этом до четырех (и даже до шести) коксовых
печей в батарее оставляли незагруженными в течение
40-60 минут.
Значительные трудности при освоении и эксплуа-
тации УТПШ системы Коултек привели к тому, что систе-
ма не получила дальнейшего промышленного развития
и к 2004 г. не осталось ни одной установки этой системы.
ПРОЦЕСС ПРЕКАРБОН
Разработан фирмами «Бергбау-Форшунг» («Bergbau-
Forschung») и «Дидье» («Didier»), Германия и заключается
в двухступенчатом подогреве угольной шихты в восходя-
щем потоке газового теплоносителя в трубчатых сушил-
ках до температуры 200 °C с последующей гравитацион-
ной загрузкой подогретой шихты в коксовые печи с по-
мощью скребкового конвейера Редлера (Redler) и пере-
движной загрузочной тележки, соединяющей выпускные
отверстия конвейера с загрузочными люками коксовой
печи (рис. 32.2).
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
495
Рис. 32.2.
Технологическая схема
процесса Прекарбон
7 - бункер влажной шихты; 2 - сушилка первой ступени; 3 - циклон; 4 - подогреватель второй ступени;
5 - дымосос; 6 - электрофильтр; 7-камера сгорания; 8 - дозировочный бункер; 9 - цепной загрузочный конвейер;
10 - передвижная загрузочная труба; 11 - зонд для измерения уровня шихты в печи; 12 - коксовая печь
Впервые процесс внедрен в промышленном мас-
штабе в 1976 году на металлургическом заводе фирмы
«Юнайтед Сгейтс стил» в Гэри, США. Всего в 80-х годах
находилось в эксплуатации 5 установок системы Прекар-
бон из 12 единичных агрегатов производительностью по
ЮОт/час.
В этом процессе шихта, измельченная до содержа-
ния 90 - 95 % класса менее 3 мм, подается из питающего
бункера в нижнюю часть сушилки первой ступени, где
при помощи забрасывателя равномерно распределяет-
ся по сечению сушилки. В восходящем потоке горячего
газообразного теплоносителя шихта высушивается до
влажности 2%, температура ее на выходе из первой
ступени составляет 90 - 95 °C. Далее шихта отделяется
от теплоносителя в циклонах, а затем подается в ниж-
нюю часть подогревателя второй ступени и нагревает-
ся в нем до 200 °C. После отделения от теплоносителя
в циклонах второй ступени нагретая шихта шнековым
конвейером подается в бункер для хранения. С целью
снижения уноса шихты из печи при загрузке предусмо-
трена подача в шнековый конвейер обмасливающей
добавки.
Теплоноситель для термоподготовки шихты получа-
ют сжиганием природного (завод в Гэри), доменного (за-
вод в Муроране, Япония) или коксового (завод в Буффало,
Справочник Коксохимика. Том 1
США) газов. Выходящий из камеры сгорания теплоноси-
тель с температурой 550-600 °C подается первоначаль-
но в подогреватель второй ступени, а после выхода из
него и отделения от шихты - в сушилку первой ступени.
Температура теплоносителя, подаваемого в первую сту-
пень системы нагрева, составляет 280 - 300 °C. Избыточ-
ная часть отработанного теплоносителя после очистки
в электрофильтре сбрасывается в атмосферу, а основная
циркулирующая часть с температурой около 150 °C при
помощи дымососа подается в печь теплоносителя для
разбавления свежих продуктов горения.
Процесс термоподготовки полностью автоматизи-
рован и контролируется тремя системами регулирова-
ния. Для предотвращения перегрева шихты температуру
теплоносителя на входе в подогреватель регулируют, из-
меняя подачу воздуха на сжигание газа и соотношение
газ - воздух. Постоянство давления на входе в подогрева-
тель регулируют изменением количества сбрасываемого
теплоносителя. Содержание кислорода в теплоносителе
поддерживают ниже 4%, при увеличении его содержа-
ния до 8% установка автоматически отключается. Систе-
мой безопасности предусмотрено также автоматическое
включение системы распыления воды в основании подо-
гревателей в случае чрезмерного повышения температу-
ры теплоносителя на входе в дымосос.
496
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
На промышленных УТПШ системы Прекарбон за-
грузка термически подготовленной шихты осуществля-
ется при помощи закрытых скребковых конвейеров
и передвижной загрузочной тележки (рис. 323). В осно-
вании загрузочных конвейеров термоподготовленной
шихты расположены скользящие заслонки, которые со-
единяются с выпускными желобами таким образом, что
каждый жёлоб обслуживает две смежные коксовые печи
(рис.32.3). Выпускные желоба снабжены дроссельными
затворами и заканчиваются выпускными фланцами с си-
ликоновым уплотнением, что обеспечивает пыленепро-
ницаемое соединение конвейера с верхним телескопом
передвижной загрузочной тележки. Верхний телескоп
раздвоен, чтобы обеспечить загрузку двух смежных пе-
чей через один и тот же выпускной желоб. Через один
рукав телескопа загружаются четные печи, через дру-
гой - нечетные.
Непосредственно перед загрузкой шихты произ-
водится продувка загрузочного конвейера азотом под
давлением 250 - 400 Па. Пароинжекция во время загруз-
ки не применяется, а включается лишь после окончания
загрузки для отключения конвейера и установки крышек
загрузочных люков.
Количество загруженной шихты в коксовую печь
контролируется весами на бункерах-дозаторах, загруз-
ка прекращается по сигналу измерительных зондов,
устанавливаемых в загружаемую печь. При нормальном
уровне загрузки величина подсводового пространства
печи составляет от 400 до 460 мм.
К 2004 году действующих установок системы Пре-
карбон в США было 2 на заводе в Гэри (на двух батареях
два и три единичных агрегата), а также в Японии на двух
заводах.
УСТАНОВКА ПРЕКАРБОН В ГЭРИ (США)
Технология установки в Гэри принципиально не от-
личается от установки Прекарбон, описанной выше.
Установка состоит из трех технологических линий
производительностью по 100 т/час влажной шихты.
Основные технологические показатели установки
в Гэри приведены в табл. 32.1.
УСТАНОВКА ПРЕКАРБОН НА ЗАВОДЕ В МУРОРАНЕ
(ЯПОНИЯ)
Установка состоит из двух технологических линий
производительностью по 100 т/час влажной шихты каж-
дая. Она построена в составе коксовой батареи из 42-х
печей с камерами коксования высотой 6,5 м, шириной
430 мм, длиной 15,8 м, с полезным объемом 39,1 м3, рас-
считанной для работы только с использованием ТПШ.
Температура газа-теплоносителя после камеры
сгорания составляет 400 - 500 °C, температура нагретой
шихты в бункере 100 - 190 °C. Исходная шихта имеет по-
мол 92 % класса менее 3 мм и содержание влаги 9 - 10 %.
В первой ступени шихта подсушивается до содержания
влаги 4-5 %. Газ-теплоноситель имеет скорость в первой
Рис. 32.3.
Загрузочная система
Прекарбон
7 - загрузочный цепной конвейер; 2 - ферма конвейера; 3 - скользящие заслонки; 4 - выпускные желоба;
5 - тележка для передвижения загрузочных труб; 6 - дроссельные затворы; 7 - уплотнительный фланец;
8 - верхние телескопы; 9 - загрузочная труба; 10- нижние телескопы; 11 - шибер; 12 - заглушка
Справочник Коксохимика. ^Ьм 1
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
497
Ступень нагрева Внутр, диаметр трубы, мм Гранулометрический состав шихты Насыпная масса шихты, кг/м3 Температура теплоносителя, X Температура шихты на выходе из ступени, °C Влажность шихты, %
на входе в ступень на выходе из ступени на входе в ступень на выходе изступени
Первая 1278 >3,15мм-<5% <0,149 мм -<20% > 6,35 мм - 0% 810 270-280 110-120 90-95 6-6,5 2,0
Вторая тоже тоже 790 350 - 380 230-340 200 - 210 2,0 0
Таблица 32.1.
Технологические показатели
установки ТПШ
ступени 30 м/сек, во второй - 40 м/сек. Отработанный
теплоноситель перед сбросом в атмосферу очищается
вначале в электрофильтре, затем подвергается мокрой
и сухой очистке. Содержание пыли в нем перед циркуля-
ционным вентилятором составляет 1 г/м3, после очист-
ки - 20 мг/м3.
Перед подачей в бункера-дозаторы нагретая шихта
с целью уменьшения пыления и уноса при загрузке в печи
для коксования обмасливается смесью каменноугольной
смолы с фусами (соотношение смола: фусы 50:50), рас-
ход смеси - 1 % от шихты.
Загрузка нагретой шихты в печи для коксования
осуществляется из четырех бункеров-дозаторов, уста-
новленных наверху коксовой батареи, с помощью двух
цепных конвейеров и труб, установленных на загрузоч-
ных тележках.
Выпускные отверстия в корпусах цепных конвейе-
ров, к которым подсоединяются трубы загрузочных теле-
жек, перекрываются плоскими отсечными шиберами,
при этом обеспечивается герметичность. В кожухи цеп-
ных конвейеров подводится азот. Газы загрузки отводят-
ся в два газосборника коксовой батареи.
ПРОЦЕСС ОТТО-СИМКАР
Разработан фирмой «Отто-Симон Карвс» («Otto-
Simon-Carves Ltd.»), Великобритания, совместно с Бри-
танской исследовательской ассоциацией по коксованию
(БИАК) и сочетающий двухступенчатый подогрев уголь-
ной шихты в восходящем потоке газообразного тепло-
носителя в трубчатых сушилках с гравитационной загруз-
кой подогретой шихты в коксовые печи углезагрузочным
вагоном. Был впервые применен и отработан в промыш-
ленном масштабе в 1971 г. на коксохимическом заводе
Брукхауз фирмы «Бритиш стил» («British Steel»), Велико-
британия, а также на металлургическом заводе фирмы
«Айскор» («Iskor») в Претории, ЮАР.
В усовершенствованном процессе Отто-Симкар
(рис. 32.4) измельченная влажная шихта поступает
в уравнительный бункер 1, конструкция которого осно-
вана на использовании принципа обеспечения «массо-
вого потока» шихты при разгрузке. Для облегчения вы-
грузки шихты бункер футерован стеклом и оборудован
автоматическим дозатором постоянной массы. Дозатор
подключен к контурам взвешивания шихты и автомати-
ческого регулирования скорости питающего конвейера,
что обеспечивает высокую точность дозирования шихты
и постоянство подачи ее на УТПШ. Из дозатора шихта че-
(нравочник Хрксохимика. Црм 1
рез герметичный вращающийся клапан поступает в ло-
пастный распределитель 2, равномерно загружающий
шихту по сечению трубчатого подогревателя первой
ступени 3. Подсушенная до влажности 2% шихта на вы-
ходе из подогревателя отделяется от газа-теплоносителя,
циркулирующего из второй ступени подогрева, в первич-
ном циклоне 4, из которого под действием силы тяжести
поступает в подогреватель второй ступени 6, распреде-
ляясь в потоке свежего теплоносителя лопастным питате-
лем. Теплоноситель получают сжиганием коксового газа
в камере сгорания 11, выполненной из стали в виде двух
концентрических труб (на первых УТПШ применялись
камеры сгорания с огнеупорной футеровкой, которая
быстро разрушалась). Внутренняя труба служит соб-
ственно камерой сгорания, а кольцевое пространство
между внешней и внутренней трубами - подогревателем
рециркулирующего отработанного теплоносителя. Подо-
гретый теплоноситель из кольцевого пространства вхо-
дит в камеру сгорания непосредственно позади горелки,
благодаря чему достигается тщательное смешивание
продуктов горения с рециркулирующим теплоносите-
лем. На выходе из камеры сгорания расположена каме-
ра орошения 12, предназначенная для автоматического
регулирования температуры в установке. Температура
теплоносителя, поступающего на вторую ступень по-
догрева шихты, составляет 500 °C, а на первую ступень
подогрева - 300 °C. В подогревателях поддерживается
небольшое разрежение, что предотвращает выделение
пыли в атмосферу.
Подогретая до 220 - 230 °C шихта из подогревателя
второй ступени после отделения от теплоносителя в пер-
вичном циклоне второй ступени 7 выгружается через
вращающийся клапан на сборный конвейер. Теплоно-
ситель после прохождения подогревателя и первично-
го циклона первой ступени дополнительно очищают от
тонкодисперсной пыли в батарее вторичных циклонов 5.
Характерной особенностью УТПШ системы Отто-Симкар
является то, что угольную пыль (менее 50 мкм) из вторич-
ных циклонов, температура которой составляет около
110 °C, а выход примерно 3% от исходной шихты, при-
саживают непосредственно к подогретой шихте на сбор-
ный конвейер, минуя подогреватель второй ступени. Это
осуществляется с целью предотвращения ухудшения
свойств тонких классов шихты и их окисления в условиях
высоких температур на второй ступени подогрева, что
может привести к снижению качества кокса. Отработан-
ный теплоноситель из вторичных циклонов 5 частично
рециркулирует в камеру сгорания, частично сбрасыва-
3
2
Справочник Х°ксохилшка. 1
1 - уравнительный бункер влажной шихты; 2 - распределитель шихты; 3 - подогреватель I ступени; 4 - первичный циклон I ступени подогрева; 5 - вторичные циклоны;
6 - подогреватель // ступени; 7 - первичный циклон II ступени подогрева; 8 - дымосос; 9 - пылеуловитель; 10- дымовая труба; 11 - камера сгорания; 12 - камера орошения теплоносителя;
13 - приемные бункера подогретой шихты; 14- дозировочные бункера; 15 -углезагрузочные вагоны; 16- генератор инертного газа
498 Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
499
ется в атмосферу после предварительной мокрой пыле-
очистки 9. Регулированием соотношения сбрасываемого
и рециркулируемого теплоносителя обеспечивается по-
стоянство давления на выходе из камеры сгорания.
Со сборного конвейера термоподготовленная шихта
поступает в смеситель, из которого элеватором массово-
го потока перегружается на горизонтальный распреде-
лительный цепной конвейер, подающий шихту в бункера
для хранения 13. Общая емкость бункеров для хранения
термоподготовленной шихты на заводе Оргрив соот-
ветствует примерно пяти разовым загрузкам коксовой
печи. Шихта поступает в бункера через индивидуальные
вертикальные желоба, распределение угля регулируется
при помощи поворотных клапанов (бабочек), располо-
женных в каждом питающем жёлобе. Каждый клапан
запрограммирован, что гарантирует равную загрузку
бункеров подогретой шихтой. Уровень шихты в каждом
бункере непрерывно измеряется, данные передаются на
центральный пульт управления.
Под бункерами для хранения подогретой шихты
располагаются дозировочные бункера 14, смонтирован-
ные на общей или индивидуальной взвешивающей раме
и соединенные с соответствующими бункерами для хра-
нения шихты гибкими течками с вращающимися дози-
рующими клапанами. Автоматическое управление дози-
рующими клапанами производится в соответствии с по-
казаниями взвешивающего устройства. Достигаемая при
этом точность дозирования составляет 0,3 % от заданной
массы. Поворотные клапаны в выпускных отверстиях до-
зировочных бункеров соединены с гамма-лучевыми пе-
реключателями нижнего уровня шихты. В своде каждого
дозировочного бункера смонтирован гамма-лучевой
переключатель, который в случае повреждения взвеши-
вающего устройства производит его немедленное отклю-
чение, а дозирование шихты осуществляется по объему
(точность дозирования - 1 % от заданного). Подогретая
шихта на стадиях перегрузки, дозирования и хранения
находится в инертной атмосфере. Инертный газ получа-
ют в небольшом генераторе 1 б и охлаждают до 400 °C. Им
продувают свободное пространство бункеров, элеватор
и конвейеры горячей шихты.
Подготовленная порция шихты из дозировочных
бункеров выгружается полностью в соответствующие
бункера углезагрузочного вагона 15, а воздух, вытесняе-
мый из вагона, отсасывается вентиляционной системой
и после обеспыливания сбрасывается в атмосферу.
На заводе Брукхауз нагретую шихту загружают
в печь из углезагрузочного вагона без отсоса газов из
вагона при помощи пароинжекции на стояках. Коксовая
печь при загрузке подключается к газосборнику, выпуск
шихты производится в заданной последовательности,
при этом одновременно разгружается только один бун-
кер вагона.
При последовательной выгрузке шихты из бункеров
углезагрузочного вагона обеспечивается высокая ско-
рость истечения шихты из бункеров и в результате хоро-
шей текучести термоподготовленной шихты достигается
высокий уровень загрузки ее в печи. Плотность угольной
загрузки на заводе Оргрив составляет 820 кг/м3. Унос
шихты в газосборник не превышает 0,2 % от массы загру-
жаемой шихты.
Справочник коксохимика. 'Jom 2
При многих своих преимуществах и простоте си-
стема Отто-Симкар не получила дальнейшего развития
и сведений о наличии действующих установок этого
типа нет.
ПРОЦЕСС БЮТНЕР-ШИЛДЕ-ХААС
Характерной особенностью процесса термической
подготовки шихты, примененного на заводе фирмы
«Юнайтед Стейтс стил» в Ферфилде, США, в 1979 году,
является одноступенчатый подогрев шихты до задан-
ной температуры в трубчатом подогревателе и грави-
тационная загрузка подогретой шихты в коксовые печи
углезагрузочным вагоном. УТПШ для завода в Ферфилде
спроектирована фирмой «Бютнер-Шилде-Хаас» («Biittner-
Schilde-Haas»), Германия, а конструкция углезагрузочного
вагона - фирмой К. Штиль («К. Still») и «Хартунг, Кюн и К0»
(«Hartung, Kun und К0»), Германия.
УТПШ по способу Бютнер-Шилде-Хаас включает
две линии подогрева шихты производительностью по
100 т/час. Технологическая схема приведена на рис. 32.5.
Влажная шихта подается конвейером в два пита-
ющих бункера 1 емкостью по 80 тонн, предназначенных
для обеспечения бесперебойной работы подогревателя
с постоянной производительностью независимо от коле-
баний в подаче и для поддержания газонепроницаемо-
сти подогревателя. Из бункеров влажная шихта подает-
ся шнековыми конвейерами с регулируемой скоростью
к центробежному питателю 2, распределяющему шихту
по сечению трубчатого подогревателя 3. Восходящий по-
ток теплоносителя транспортирует шихту через подогре-
ватель высотой 46,75 м, нагревая ее до 200 °C. В верхней
части подогревателя расположен классификатор 4, в ко-
тором при помощи серии подвижных отражательных пла-
стин производится отделение регулируемого количества
более крупных угольных частиц из газоугольного потока
с последующим возвратом их в подогреватель. Рецир-
кулирующую часть шихты вводят в подогреватель выше
точки подачи влажной шихты. Увеличением доли рецир-
кулирующей шихты достигается уменьшение разницы
между температурами теплоносителя и нагреваемой
шихты. По выходе из подогревателя угольные частицы
отделяются от газа-теплоносителя в первичном циклоне
5, а затем в нескольких высокоэффективных вторичных
циклонах 6. В первичном циклоне отделяется 90 - 95%
угля, а во вторичных - 90% оставшихся частиц. Из всех
циклонов подогретая шихта подается через вращающие-
ся клапаны в шнековый смеситель 10, в который могут
быть поданы обмасливающие добавки, способствующие
снижению уноса шихты в газосборник при ее загрузке
в коксовые печи. Из смесителя шихта выгружается на го-
ризонтальный закрытый цепной конвейер, перегружаю-
щий ее затем на наклонный цепной конвейер (угол на-
клона 30°), подающий шихту в бункер емкостью 500 тонн,
расположенный над коксовой батареей.
Примерно одна треть отработанного теплоносителя
после циклонов поступает на мокрую очистку и охлаж-
дение в скруббер Вентури 7 и сбрасывается в атмосферу.
Две трети отработанного теплоносителя циркулируют
в процессе. Максимальная температура теплоносителя
500
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 32.5.
Технологическая схема
процесса Бютнер-Шилде-Хаас
7 - бункер влажной шихты; 2 - питатель; 3 - трубчатый подогреватель шихты; 4 - классификатор;
5 - первичный циклон; б - вторичный циклон; 7 - скруббер Вентури; 8- дымосос; 9 - камера сгорания;
10- смеситель подогретой шихты
на входе в подогреватель при работе его с максимальной
проектной производительностью составляет 700 °C.
На установке осуществляется непрерывный кон-
троль содержания кислорода и горючих составляющих
в газе-теплоносителе. При повышении содержания
кислорода в теплоносителе до 4% вся система нагрева
шихты продувается азотом. Если содержание кислорода
достигает 7 % или содержание горючих компонентов со-
ставит 2 %, установка автоматически отключается.
Продувка азотом применяется для поддержания
нейтральной атмосферы как в самом подогревателе ших-
ты, так и в бункерах для хранения и в системе транспор-
тирования шихты. Системы продувки бункеров, смесите-
ля и конвейеров горячей шихты независимые.
Система загрузки подогретой шихты в коксовые
печи пригодна также для загрузки влажной шихты. Систе-
ма включает бункер для хранения подогретой шихты, до-
зировочные бункера и углезагрузочный вагон. Система
загрузки шихты оборудована вентиляционной системой
с мокрым скруббером и системой продувки азотом.
Подаваемая цепным конвейером шихта при помо-
щи вращающегося распределителя равномерно загружа-
ется в бункер емкостью 500 тонн и выгружается из него
вращающимися питателями в дозировочные бункера,
предназначенные для точной дозировки разовой за-
грузки шихты в коксовую печь. Дозировочные бункера
выполнены из коррозионностойкой стали и теплоизо-
лированы. Дозировочные бункера по продольной оси
оснащены комбинированной системой дозирования
шихты по массе и объему.
Углезагрузочный вагон имеет четыре бункера, раз-
меры которых выбираются исходя из применяемой тех-
нологии загрузки влажной шихты. Бункера выполнены
из коррозионностойкой стали, имеют вытянутую форму.
Объем крайних бункеров составляет 17 м3, средних -
9,2 м3. По продольной оси выпускных воронок бункеров
проходят шнековые питатели (длина 3,35 м, диаметр
508 мм). Бункера углезагрузочного вагона оборудованы
также системой взвешивающих устройств и нейтронных
уровнемеров.
Загрузка бункеров углезагрузочного вагона подо-
гретой шихтой осуществляется в защитной атмосфере
азота. Перед загрузкой бункера вагона шихтой в него по-
дают азот. Запыленные газы, вытесняемые из бункера при
его заполнении, отводят в скруббер для промывки.
Опыт промышленной эксплуатации установки пока-
зал, что каждая линия может работать с пропускной спо-
собностью 140 т/час влажного угля в течение длительного
периода без каких-либо затруднений. Это позволило обес-
печить батарею подогретой шихтой при работе одной ли-
нии подогрева и иметь 100% -ный резерв мощностей по
подогреву шихты. На практике в непрерывной работе на-
ходятся обе линии установки, производительность их со-
ставляет 60 - 80 т/час. Регулирование температуры подо-
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
501
грева шихты обеспечивается в пределах 127 - 227 °C при
сохранении проектной производительности.
Опыт эксплуатации углезагрузочного вагона с го-
ризонтальными шнековыми питателями подтвердил
гибкость выбранного способа загрузки. Возможность
плавного регулирования скорости шнекового питателя
позволяет выбрать оптимальную продолжительность
загрузки печи. Продолжительность загрузки одной
печи составляет 2,5 минуты, цикла между загрузками -
9- 10 минут.
Газы, образующиеся в процессе загрузки, отсасыва-
ют в два газосборника с помощью пароинжекции. Плот-
ность загруженной шихты составляет 790 кг/м3 [44; 45].
ОПЫТНЫЕ РАЗРАБОТКИ В ОБЛАСТИ ТЕРМИЧЕСКОЙ
ПОДГОТОВКИ ШИХТЫ В ГЕРМАНИИ
С целью повышения эффективности процессов тер-
мической подготовки и производства кокса в целом про-
водились исследования по комбинированию процесса
термоподготовки с другими процессами. Стадии опытно-
промышленных испытаний достигли два комбинирован-
ных процесса:
термическая подготовка шихты и последующее ее
трамбование;
термическая подготовка шихты и сухое тушение
кокса.
В 1980 г. на коксохимическом заводе фирмы «Са-
арбергверке» («Saarbergwerke») в Фюрстенхаузене, Гер-
мания, введена в эксплуатацию опытно-промышленная
установка производительностью 10 т/ч для сушки и по-
догрева шихты во вращающемся барабане в прямотоке
с циркулирующим паром. Температура пара на входе
в барабан - 400 °C, на выходе из него - 165 °C, температу-
ра подогрева угольной шихты - 150 °C, остаточная влаж-
ность - 0,5%. Содержание кислорода в циркулирующем
паре - 0,7 %, расход пара - 420 кДж/кг сухой шихты.
Подогретая шихта смешивается со связующим (не-
фтяным битумом) в количестве 6 % по массе и трамбуется
с получением угольного пирога массой 21 т. Из подготов-
ленной таким образом шихты с выходом летучих 31,8%
и содержанием слабоспекающихся углей 80% получен
доменный кокс с показателями М40 - 75% и М10 - 7,0%
(вместо 66,6 и 21,8% для кокса из влажной шихты). Пери-
од коксования шихты сократился на 30% [46].
В конце 1982 г. на металлургическом заводе Ильзеде
Пейне фирмы «Stahlwerke Peine-Salzgitter» («Штальверке
Пейне-Зальцгиттер»), Германия, введена в эксплуатацию
опытно-промышленная установка для термической под-
готовки шихты процессом Прекарбон и сухого тушения
кокса. Производительность установки по термоподготов-
ке шихты 10 т/ч, по сухому тушению кокса - 7 т/ч, темпе-
ратура подогрева шихты 200 °C, температура кокса после
тушения около 100 °C. В качестве охлаждающего газа в ка-
мере сухого тушения используют доменный газ, темпера-
тура его на выходе из камеры тушения составляет 800 °C.
После разбавления этого газа холодным доменным газом
с целью снижения его температуры до 550 °C его исполь-
зуют в качестве теплоносителя в подогревателе шихты.
Применение комбинированного процесса позволяет
(рравочник Коксохимика. Том 1
использовать утилизированное физическое тепло кокса
непосредственно в процессе коксования. Полагают, что,
кроме преимуществ собственно термической подготов-
ки шихты, комбинирование ее с сухим тушением кокса
обеспечит дальнейшее сокращение расхода тепла на
коксование на 30 - 40 % [47].
Технология термической подготовки угольной ших-
ты рассматривается как неотъемлемая составляющая
однокамерной системы коксования (ОСК) и процесса
SCOPE 21..
ОСВОЕНИЕ ПРОЦЕССА ТПШ В СССР
В Советском Союзе первые исследования в обла-
сти термической подготовки шихты были начаты еще
в 1951 году в МХТИ им. Д. И. Менделеева, т. е. задолго
до начала проведения работ за рубежом. Однако вне-
дрение прогрессивной технологии в промышленность
затянулось, и до начала XXI века процесс термической
подготовки угольных шихт не вышел из стадии опытно-
промышленных исследований.
В СССР изучение и отработка процесса термической
подготовки угольных шихт в опытно-промышленном
масштабе проводились в трех направлениях: нагрев ших-
ты газообразным теплоносителем в реакторе с кипящим
слоем и в трубах-сушилках, а также подогрев шихты твер-
дым теплоносителем.
Процесс термической подготовки шихты (глубокой
сушки) с использованием газообразного теплоносителя
и реактора с кипящим слоем отрабатывался на опытно-
промышленной установке Западно-Сибирского метал-
лургического комбината (ЗСМК) ВУХИНом совместно
с комбинатом и Кузнецким филиалом института ВУХИН.
Технологическая схема установки приведена на рис. 32.6.
Проектная производительность установки 25 т/ч.
Однако при работе установки с такой производитель-
ностью при подогреве шихты до 100 - 110 °C вследствие
низкой температуры отработанного теплоносителя
(90 - 95 °C) и высокого содержания в нем водяных паров
наблюдались случаи конденсации водяных паров и об-
разования отложений угольной пыли на поверхности
газоходов, что приводило к нарушению гидравлического
режима работы реактора. Для устранения выявленных
недостатков при работе установки в указанном режиме
увеличили температуру теплоносителя на входе в ре-
актор до 640 - 650 °C, что привело к увеличению темпе-
ратуры отработанного теплоносителя до 100-120 °C,
обеспечило работоспособность установки и повышение
ее производительности до 40 т/ч. Производительность
установки при работе в режиме нагрева угольной шихты
до 150 и 200 °C составила 25 т/ч [48].
Реактор с кипящим слоем имеет перфорированную
газораспределительную решетку общей площадью 4,8 м2
с живым сечением 7 % и отверстиями 3 мм.
Исследования по отработке процесса проводили
при работе установки на шихте ЗСМК. При этом в состав
шихт входило 14,4; 21,5; 20 и 36% газовых углей.
Результаты исследований свидетельствуют о том,
что подогрев углей до 150 и 200 °C сопровождался по-
терей части летучих веществ, составляющей 0,7 и 1,3%
502
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 32.6.
Технологическая схема
опытно-промышленной
установки глубокой сушки
угольной шихты
1 1
Сухая угольная шихта
/ - реактор с кипящим слоем; 2 - печь теплоносителя; 3 - забрасыватель; 4 - разгрузочное устройство;
5 - бункера-накопители; б - батарейный пылеуловитель; 7 - центробежный пылеуловитель ВТИ;
8 - дымосос; 9 - мельничный вентилятор
соответственно. Это связано, вероятно, с перегревом
части угольных зёрен, задерживающихся в нижней части
слоя (в зоне наиболее высоких температур), поскольку
одновременно с потерей летучих веществ происходило
уменьшение толщины пластического слоя даже при на-
греве до 150 °C.
Коксование термически подготовленных угольных
шихт проводили в печах коксовой батареи № 1 с каме-
рами полезным объемом 30 м3 и шириной 450 мм. Разо-
вая загрузка влажной и термически подготовленной
шихты составляла 21,5 и 25,5 - 26,5 тонн соответственно.
В среднем разовая загрузка подогретой шихты была на
22% больше, чем влажной. Величина подсводового про-
странства составляла 250 мм.
Период коксования по сравнению с влажной ших-
той снизился с 17 часов до 14,5 часа при нагреве до
110 °C и до 13,5 часа при нагреве до 200 °C. Лучшие по-
казатели качества кокса получены при нагреве шихты до
130 -150 °C (М40 = 79,6 %, М25 = 6,7 %). Ухудшение качества
кокса при нагреве шихт до 200 °C связано с перегревом
угольных частиц высокотемпературным теплоносителем
в аппарате с кипящим слоем и потерей вследствие этого
их спекаемости [49].
ОДНОСТУПЕНЧАТАЯ УТПШ ЗАПАДНО-СИБИРСКОГО
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО КОМБИНАТА (РОССИЯ)
Первая промышленная установка термической
подготовки угольной шихты, технологическая схема ко-
торой приведена на рис. 32.7, была сооружена на ЗСМК
в 1987 году. Рабочий проект установки выполнен инсти-
тутом «Гипрококс» по технологическому заданию инсти-
тутов УХИН и ВУХИН. На установке предусмотрен одно-
ступенчатый нагрев угольной шихты до 150 -180 °C. Уста-
новка включает в себя 4 единичных агрегата (два рабо-
чих и два резервных) производительностью по 125 т/час
шихты влажностью 9%. Один из резервных агрегатов
находится в горячем резерве, а другой - в ремонте.
Для нагрева шихты применяются трубы-сушилки
диаметром 1100 мм и высотой 32 м. Установка предна-
значена для загрузки нагретой шихтой коксовой батареи
с печами объемом 41,6 м3, шириной камеры 410 мм и вы-
сотой 7 м.
Для загрузки нагретой шихты используется одно-
бункерный углезагрузочный вагон с автономным отсо-
сом газов загрузки. При этом газы загрузки отсасываются
через люки с коксовой и машинной сторон, предвари-
(правочник Крксохимика- Том 1
1 - автодозатор; 2 - конвейер; 3 - загрузчик шнековый; 4 - забрасыватель цепной; 5 - труба - сушилка; б - топочное устройство; 7 - отделитель; 8 - питатель; 9 - конвейер скребковый;
10 - вентилятор рециркуляции; 11 - мокрая очистка; 12-питатель; 13-конвейерскребковый; 14-элеватор; 15 - газодувка; 16 -вентилятор; 17-насос
лава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием 503
504
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
тельно очищаются от пыли непосредственно на вагоне
и перед сбросом в атмосферу дожигаются в топках. Пла-
нирование шихты не проводится, т. к. шихта равномерно
растекается в подсводовом пространстве.
Насыпная плотность шихты при таком способе за-
грузки достигает 860 кг/м1 * 3.
Высокая насыпная плотность шихты, большая вы-
сота камеры коксования (7 м) с шириной 410 мм способ-
ствовали развитию высокого давления коксования, кото-
рое достигало 16 КПа и более. Кроме того, пониженная
горизонтальная усадка коксового пирога в результате бо-
лее высокой плотности шихты и недостаточно высокого
выхода летучих веществ из шихты способствовали тугому
ходу коксового пирога при выдаче. Эти причины, а также
существенная изношенность коксовой батареи к момен-
ту пуска УТПШ привели к преждевременной остановке
коксовой батареи по причине разрушения кладки.
ДВУХСТУПЕНЧАТАЯ УТПШ НА ХАРЬКОВСКОМ
ОПЫТНОМ КОКСОХИМИЧЕСКОМ ЗАВОДЕ
(УКРАИНА)
Двухступенчатая установка с параллельными пото-
ками теплоносителя была построена на ХОКЗе в 1977 году
по проекту Гипрококса, выполненному на основании
Технологического задания УХИНа. Номинальная произ-
водительность установки - 12 т/ч по влажной шихте, что
было достаточно для загрузки одной из опытных батарей
завода. После модернизации установка могла работать
с переменной производительностью от 4 т/ч до 16 т/ч.
Принципиальная технологическая схема системы
нагрева установки представлена на рис. 32.8.
Установка с параллельными потоками теплоноси-
теля выгодно отличается от установок с последователь-
ным прохождением теплоносителя по ступеням нагрева
Рис. 32.8.
Принципиальная схема
системы нагрева установки
термической подготовки
шихты Харьковского
опытного КХЗ
1 - печь теплоносителя; 2 - разгрузочная камера I ступени; 3 - циклон I ступени; 4 - разгрузочная камера II ступени;
5 - циклон II ступени; 6 - доочистный циклон; 7 - сборный тройник; 8 - рециркуляционный нагнетатель;
9 - бункер нагретой шихты
Справочник Коксохимика. "£ом 1
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
505
(системы Прекарбон, Симкар), так как при параллельных
потоках теплоносителя в 2 раза сокращается длина пути
теплоносителя и в два раза увеличивается сечение восхо-
дящего газоугольного потока, что значительно уменьша-
ет гидравлическое сопротивление системы нагрева. Кро-
ме того, специально разработанная печь теплоносителя
позволяет на выходе из печи иметь два параллельных по-
тока теплоносителя с заданными регулируемыми темпе-
ратурами, что дает возможность на входе первой ступени
держать более высокие температуры. Последнее обстоя-
тельство очень важно, так как имеющаяся в исходном
угле влага предохраняет уголь от перегрева и вследствие
этого на первую ступень можно подавать теплоноситель
с высокой начальной температурой (вплоть до 1000 °C),
в то время как на вторую, где в угле уже отсутствует влага,
можно подавать теплоноситель с низкой температурой,
обеспечивая тем самым «мягкий» нагрев шихты до ко-
нечной температуры без перегрева ее мелких классов.
Применение теплоносителя с высокой начальной тем-
пературой позволяет подвести к углю большее количе-
ство тепла при меньшем количестве теплоносителя. Это
обстоятельство вместе с меньшим гидравлическим со-
противлением системы нагрева позволяет значительно
повысить производительность установки по сравнению
с аналогичными установками тех же габаритов.
На УТПШ ХОКЗ достигнут равномерный нагрев по-
лидисперсной массы угля, что дало возможность на-
гревать уголь до 200 - 250 °C без потери его спекающей
способности. Равномерный нагрев угля на установке
достигается прежде всего за счет рационального распре-
деления тепловых нагрузок по ступеням нагрева, а так-
же за счет равномерного распределения угля в потоке
газообразного теплоносителя и особенно в месте его
ввода в систему нагрева. Именно на начальных участках
ступеней нагрева вследствие самых высоких температур
теплоносителя и наибольших относительных его скоро-
стей и частиц угля возникают наиболее жесткие условия
теплообмена, во многом определяющие качество терми-
ческой подготовки угля. Кроме того, проведенные иссле-
дования показали, что одним из главных условий, обес-
печивающих равномерное распределение угля в потоке
газообразного теплоносителя, является равномерность
подачи угля к месту его ввода в систему нагрева. При
этом было установлено, что чрезвычайно важное зна-
чение имеет точность дозирования шихты, отнесенная
к интервалу времени, в несколько раз меньшему време-
ни пребывания угля в системе нагрева. На харьковской
установке удалось достичь точности дозирования шихты
с отклонением 3-4% от заданной производительности
за интервал времени 0,5 с при обеспечении дозирования
часовой производительности с отклонением, не превы-
шающим 1 % [50].
Измельчение угольных шихт, поступающих на уста-
новку термоподготовки, составляло в среднем 80 - 85 %
содержания класса менее 3 мм. При этом угли измельча-
ли по схеме ДШ с предварительным дроблением газово-
го угля до 55 - 60 % содержания класса менее 3 мм.
Дополнительное измельчение шихты в системе на-
грева было незначительным: содержание класса менее
3 мм увеличилось в среднем на 2,5 %, а класса менее
0,5 мм - на 3,5 %. Такое относительно небольшое переиз-
(правочник Коксохимика. Том 1
мельчение угля в системе нагрева обусловлено, с одной
стороны, особенностями аппаратурного оформления
узла отделения угля от теплоносителя, а с другой - умень-
шением термических напряжений в угольных зернах
вследствие достаточно равномерного их прогрева. На
многих зарубежных установках термической подготовки
шихты отмечается значительное переизмельчение угля
в системе нагрева, в результате чего содержание класса
менее 3 мм в нагретой шихте увеличивается иногда до
20 % [35].
Выполнение основных технологических решений
обеспечивало высокое качество кокса, получаемого из
слабоспекающихся угольных шихт, и высокую произво-
дительность установки. Заводские коксования влажных
и термически подготовленных угольных шихт в печах со
средней шириной 407 мм подтвердили, что способ тер-
мической подготовки существенно расширяет сырьевую
базу коксования и позволяет довести содержание газо-
вых углей в шихте до 70% и выше. При этом коксовые
угли могут вообще не содержаться в шихте либо присут-
ствовать в количестве до 10%. Был получен доменный
кокс с высокой механической прочностью из одних газо-
вых углей с у= 11 мм при его нагреве до 250 °C.
Полученный кокс характеризовался повышенной
однородностью по гранулометрическому составу и высо-
кими показателями механической прочности. Так, выход
классов более 80 мм, 10 - 25 мм и менее 10 мм уменьшил-
ся, в результате чего увеличился, в среднем на 6 - 9 %, вы-
ход классов 25-80 мм. Механическая прочность кокса
из термически подготовленных шихт разного марочного
состава стабильно высокая без значительных колебаний
и составляет по М25 - 87 - 88 % и по М10 - 5,6 - 6,0 %.
Загрузка термически подготовленной шихты на
Харьковском заводе производилась при помощи двух-
бункерного углезагрузочного вагона с отсосом и дожи-
ганием газов загрузки. Загрузка шихты осуществлялась
через крайние загрузочные люки поочередно, а отсос
газов - через средний люк. Сразу после выхода из каме-
ры коксования газы загрузки подвергались организо-
ванному сжиганию в камере сгорания, расположенной
на углезагрузочном вагоне, а продукты сгорания после
охлаждения путем впрыскивания в газоохладитель воды
передавались в стационарный коллектор и далее на
газоочистную установку. Отсос газов загрузки осущест-
влялся при помощи вентилятора, расположенного на
выходе газов из газоочистной установки. Для стабили-
зации скорости истечения нагретой шихты из бункеров
углезагрузочного вагона (что является важным условием
эффективной работы газоочистки) применялись гори-
зонтальные шнековые питатели и подбор требуемого
сечения выпускного отверстия в выпускном шибере ших-
ты. Результаты исследований показали, что пылеобразо-
вание в коксовой печи, а следовательно, и концентрация
пыли в газах, существенно зависят от скорости загрузки
термоподготовленной шихты. Так, при скорости загруз-
ки 200 кг/с концентрация пыли в продуктах сгорания до
их очистки достигает 100 г/м3; при скорости 120 кг/с -
60 - 70 г/м3 и при 50 кг/с - 30 г/м3 [51].
Как видно, уменьшение скорости загрузки шихты
способствует снижению пылеобразования и уноса уголь-
ной пыли из коксовой печи. В то же время снижать ско-
506
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
рость загрузки шихты беспредельно нельзя, поскольку
от последней зависит машинное время процесса загруз-
ки и насыпная плотность шихты в камере коксовой печи.
Опытно-промышленная установка термической
подготовки шихты на ХОКЗе была остановлена в 1990-е
годы ввиду прекращения финансирования на проведе-
ние исследований.
УТПШ НА ОАО «ЯСИНОВСКИЙ КОКСОХИМИЧЕСКИЙ
ЗАВОД» (УКРАИНА)
Установка построена по проекту, выполненному
ОАО «Коксохимпроект» на основании Технологическо-
го задания УХИНа при непосредственном участии ЗАО
«Донецксталь - Металлургический завод» в 2004 году.
Основные технические решения были отработаны на
опытно-промышленной установке на ХОКЗе. Отличие
технологической схемы УТПШ Ясиновского завода от
УТПШ Харьковского завода состоит в том, что на уста-
новке Ясиновского завода угольная пыль, выделенная
в циклоне первой ступени, направляется прямо в бункер-
накопитель, минуя вторую ступень нагрева, в то время
как на установке Харьковского завода угольная пыль
после циклона первой ступени поступала во вторую
ступень нагрева. Схема УТПШ Ясиновского завода более
предпочтительна, так как угольная пыль после циклона
первой ступени имеет более высокую температуру, чем
основная масса шихты, выделенная в разгрузочной ка-
мере первой ступени. Следовательно, подача угольной
пыли после циклона первой ступени во вторую ступень
приводит к ее перегреву, а также к переизмельчению
шихты во второй ступени за счет увеличения нагрузки по
углю на циклон второй ступени.
УТПШ Ясиновского завода предназначалась для за-
грузки нагретой шихтой батареи № 3. Батарея № 3 была
построена в 1953 году, имела 61 камеру коксования по-
лезным объемом 21,6 м1 * 3 каждая, 8 камер из которых на
момент строительства были выведены из эксплуатации.
При существовавшем уровне температур в контрольных
вертикалах 1220 - 1260 °C оборот печей на батарее № 3
составлял 29 часов.
Исходя из условий эксплуатации батареи № 3 и учи-
тывая, что расчетный оборот печей при нагреве шихты
до 200 °C должен составлять 19 часов, проектная произ-
водительность установки составляет 60 т/час по влажной
Рис. 32.9.
Принципиальная схема
системы нагрева установки
термической подготовки
угольной шихты
Ясиновского КХЗ
1 - доочистный циклон; 2 - / ступень нагрева; 3-11 ступень нагрева; 4 - разгрузочная камера; 5 - циклон;
6 - бункер нагретой шихты; 7 - бункер-дозатор; 8 - бункер провала угля; 9 - печь теплоносителя;
10- циркуляционный нагнетатель
(Ъравочник Коксохимика. Том 1
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
507
шихте. Схема системы нагрева установки представлена
на рис. 32.9.
УТПШ Ясиновского КХЗ размещена на контрфорсе
батареи № 4 и угольной башне № 2. При этом две секции
(№ 3 и 4) угольной башни использованы в качестве бун-
керов влажной шихты УТПШ. Расположение установки на
контрфорсе батареи имеет как положительные, так и от-
рицательные стороны.
Положительные:
использование части угольной башни в качестве
бункеров влажной шихты значительно сокращает
сроки и затраты на строительство;
близость расположения бункера-накопителя и бун-
керов-дозаторов нагретой шихты к коксовой бата-
рее исключает операцию дополнительной транс-
портировки шихты;
не требуются разработка и строительство допол-
нительных транспортирующих средств нагретой
угольной шихты на верх коксовых печей;
сокращается время между нагревом шихты и ее за-
грузкой в коксовые печи, что положительно сказы-
вается на качестве кокса.
Отрицательные:
сложность конструкции с вертикальным располо-
жением труб-сушилок, особенно на начальных
участках ступеней нагрева;
стесненные условия обслуживания оборудования;
практически невозможное размещение резервной
линии УТПШ на одном контрфорсе;
многосекционный выпуск и дозирование влажной
шихты.
Освоение УТПШ на Ясиновском КХЗ показало, что
принятые основные технические решения удовлетворя-
ют требованиям технологического процесса, а именно:
печь теплоносителя стабильно работает на проект-
ных расходах газа (от 200 до 1600 м3/час), при этом
позволяет получать в одном агрегате два парал-
лельных потока теплоносителя с заданной разницей
температур;
шнековый питатель обеспечивает равномерную по-
дачу шихты в систему нагрева и создает герметич-
ную угольную пробку при производительности от
15 т/час до 60 т/час;
разгрузочные камеры имеют незначительное ги-
дравлическое сопротивление и позволяют отделить
до 80 % угля от теплоносителя, уменьшив тем самым
истирание угля в циклонах;
циркуляционный нагнетатель ВВМ-18 обеспечивает
заданные скорости теплоносителя в ступенях нагре-
ва и практически отсутствие угля в провале;
вентилятор ВВДН-17 обеспечивает совместный от-
сос и эвакуацию избыточного теплоносителя и газов
загрузки после камеры дожига углезагрузочной ма-
шины (УЗМ);
циклоны ЦН-15 достаточно устойчиво работают при
разной производительности и обеспечивают удо-
влетворительную очистку теплоносителя от пыли,
однако доочистный циклон СК-ЦН-34 при малых
Справочник Коксохимика. Том 1
производительностях оказался недогружен, что
ухудшило его эффективность.
В то же время неудовлетворительно работала систе-
ма очистки сбрасываемых газов во время загрузки тер-
мически подготовленной шихты.
В процессе освоения УТПШ были исследованы раз-
ные составы угольных шихт с содержанием в них доли га-
зовых углей шахты «Заречная» от 30 до 100 %. Кроме того,
были проведены эксперименты по коксованию термиче-
ски подготовленной шихты с содержанием углей марки
«К» шахты «Красноармейская Западная» до 85 %.
Проведенные испытания показали, что коксование
термически подготовленных шихт с участием 30% и бо-
лее газовых углей не вызывает значительных осложне-
ний. При меньшем участии газовых углей в шихте наблю-
дается увеличение усилий выдачи кокса из печей (ампе-
раж), а при наличии дефектов кладки камер коксования
были случаи «бурения» печей. Это объясняется тем, что
термически подготовленная шихта имеет большую на-
сыпную плотность, чем влажная. Вместе с отсутствием
влаги в нагретой шихте это приводит к меньшей усадке
нагретой шихты при коксовании, что и обусловливает бо-
лее «тугой» ход печей.
Исследования по нагреву и коксованию шихт разно-
го гранулометрического состава с содержанием класса
3-0 мм от 80 до 90% показали, что лучшие результаты
при коксовании ТПШ получены на шихтах с содержанием
класса 3 - 0 мм - 86 - 88 %. При этом содержание класса
0,5 - 0 мм не должно превышать 45 %. Такой помол шихты
достигается при предварительном дроблении газовых
углей на валковой дробилке и окончательном дроблении
шихты на молотковой дробилке.
Загрузка термически подготовленной шихты осу-
ществляется углезагрузочной машиной с дожиганием
и эвакуацией газов загрузки. Внедрение технических ре-
шений по повышению надежности работы УЗМ и улучше-
нию схода шихты из бункеров УЗМ позволило добиться
устойчивой загрузки печей нагретой шихтой в течение
20 минут, что соответствует требованиям ТЛЗ. При этом
достигается бездымность процесса загрузки на верху
коксовых печей путем отсоса и дожигания газов загрузки
и передачи их в стационарный коллектор с последующей
их очисткой на газоочистной установке (ГОУ). При произ-
водственной необходимости возможна загрузка камер
коксования нагретой шихтой в течение 15 минут.
Камера сжигания углезагрузочной машины обеспе-
чивает устойчивое сжигание газообразных горючих ве-
ществ, что делает дальнейшую эвакуацию газов загрузки
безопасной. При этом температура в камере сжигания со-
ставляет 800 - 1100 °C, а в газоохладителе - 180 - 250 °C.
Дозирование загружаемой шихты в коксовые печи
происходит как по объему бункеров-дозаторов, так и по
датчикам тензовесов УЗМ.
ОСОБЕННОСТИ ПРОЦЕССА КОКСОВАНИЯ ТПШ
И КАЧЕСТВО КОКСА НА ЯСИНОВСКОМ ЗАВОДЕ
В процессе коксования ТПШ проведены следующие
исследования:
измерения динамики подъема температур по оси
коксового пирога. Установлено, что при заданном
обороте для влажной шихты - 29 часов (температу-
508
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
ра в контрольных вертикалах 1220-1260 °C) на 17-м
часу периода коксования средневзвешенная темпе-
ратура по оси достигает 1000 °C и далее происходит
незначительный рост и выравнивание температуры
по высоте камеры;
измерения динамики вертикальной усадки, кото-
рые показали, что максимальная скорость усадки
наблюдается на 10 - 11-м часу периода коксования.
Суммарная вертикальная усадка зависит от состава
шихты и составляет 140 - 250 мм при содержании
газовых углей от 30 до 70%. При этом под крайни-
ми люками усадка меньше, чем под средним; гори-
зонтальная усадка (на уровне 0,6 м от пода с коксо-
вой стороны) составляет для малоусадочных шихт
2 - 3 мм на сторону, а для высокоусадочных шихт -
7- 10 мм на сторону;
измерения газового давления в камере коксования
на уровне 0,6 м от пода камеры в районе второго
вертикала, показавшие, что оно имеет максималь-
ное значение в конце загрузки и составляет 7000 -
9400 Па, что не превышает критических значений;
исследования компонентного состава коксового
газа, выделяющегося при коксовании влажных и на-
гретых шихт, показавшие, что при коксовании на-
гретых шихт несколько больше выделяется метана
и меньше водорода, чем при коксовании влажных
шихт.
При коксовании термически подготовленных шихт
наблюдается повышенное графитообразование на сте-
нах и сводах камер коксования. Это происходит как
вследствие более высоких температур в подсводовом
пространстве камеры коксования, так и вследствие боль-
шей высоты подсводового пространства, которая состав-
ляла 500 - 600 мм.
Кроме того, имеет место повышенное зарастание га-
зоотводящей арматуры угольной пылью. Это происходит
вследствие повышенного пылеуноса в газосборник после
окончания загрузки. При длительных коксованиях нагре-
тых шихт установлено повышение содержания в смоле
веществ, нерастворимых в толуоле и хинолине.
Применение термической подготовки шихты, по-
мимо расширения сырьевой базы коксования, позволя-
ет получать кокс разного целевого назначения, который
по обычной технологии получить невозможно. Так, при
коксовании термически подготовленных газовых углей
шахты «Заречная» получается высокореакционный кокс,
пользующийся повышенным спросом в ферросплавной
промышленности, а при коксовании газовых углей в соче-
тании с высокозольными переобогащенными угольными
шламами можно получать высококалорийное бездымное
топливо с низкой заготовительной стоимостью шихты.
При производстве доменного кокса применение терми-
ческой подготовки шихты позволяет получать высокока-
чественный кокс из шихт с более низкой заготовительной
стоимостью, чем при коксовании влажной шихты.
При коксовании шихты состава Г - 35%, Ж - 10%,
К - 40 %, КСН - 15 % была получена опытная партия кокса
с показателями механической прочности М25 = 91 - 93%
и М10 = 5,0 - 5,8 % и показателями горячей прочности и ре-
акционной способности CSR = 47 - 52%, CRI = 36 - 9%.
Проведенные на этом коксе опытные доменные плавки
положительно сказались на работе доменной печи.
В июле 2007 года батарея № 3 Ясиновского КХЗ была
остановлена. После проведенной реконструкции УТПШ
термически подготовленную шихту углезагрузочной
машиной стали доставлять на батарею и загружать ею
20 печей (батарея введена после перекладки в 2007 г.).
В дальнейшем планируется проведение реконструкции
существующей УТПШ с доведением ее производительно-
сти до 80 т/час с целью обеспечения загрузки нагретой
шихтой батареи № 4 после ее перекладки.
НАГРЕВ ШИХТЫ ГОРЯЧИМ КОКСОМ
Проект строительства опытной установки по нагре-
ву угольной шихты горячим кусковым коксом произво-
дительностью 10 т/ч по влажной шихте на Криворожском
КХЗ разрабатывался институтом ВУХИН совместно с Кри-
ворожским факультетом Днепропетровского металлур-
гического института (ДМетИ) и Институтом неорганиче-
ской химии и электрохимии АНГрузССР. Установка была
пущена в 1981 году.
В качестве твердого теплоносителя на установке ис-
пользовали раскаленный кокс, выдаваемый из коксовых
печей. Непосредственный теплообмен горячего кокса
(температура 1000 ± 50 °C) и угольной шихты осущест-
влялся во вращающемся барабанном теплообменнике
[52].
Основным достоинством данного способа является
совмещение в одном процессе нагрева угля и тушения
кокса.
Температура нагрева угольной шихты на установке
не превышает 100 - 130 °C. При этом соотношение коли-
чества угля и кокса, поступающих в теплообменник, со-
ставляет 2,7:1,0.
Принципиальная технологическая схема процесса
представлена на рис. 32.10.
Тушильный вагон после приема кокса из коксовой
печи подается к рампе установки, где кокс из вагона пе-
ресыпается в четыре контейнера горячего кокса. Далее
контейнеры транспортируются к бункеру-накопителю го-
рячего кокса, в который помещается около 8 т кокса.
Угольная шихта из угольной башни углезагрузоч-
ной машиной транспортируется к установке и выгружа-
ется в бункера исходной шихты.
После наполнения бункера-накопителя горячим
коксом и бункеров исходной шихты запускается установ-
ка. Кокс с помощью толкателя подается на колосниковый
виброгрохот, с которого кокс крупностью более 25 мм
попадает в теплообменник, а кокс крупностью менее
25 мм просыпается сквозь колосники и попадает в ванну
гидроразгружателя, из которой скребковым конвейером
выгружается в контейнер коксовой мелочи.
Угольная шихта из бункеров исходной шихты с по-
мощью вибропитателей, ленточного дозатора и шнеко-
вого забрасывателя также подается в теплообменник.
Теплообменник представляет собой барабан диаметром
1600 мм и длиной 8000 мм, установленный под углом 3° к
горизонту и вращающийся со скоростью 8 об/мин. Вну-
три барабана имеются лопасти, которые во время враще-
ния способствуют перемешиванию шихты и кокса.
(Ъравочник Коксохимика. Трм 1
Справочник Коксохимика. Том 1
24
|\/\/\/\/1
23
1 - тушильный вагон; 2 - рампа установки; 3 - конвейер горячего кокса; 4 - подъемник рамповый; 5 - тележка приямка;
6 - тележка подъемника; 7 - подъемник; 8 - бункер накопитель горячего кокса; 9 - виброгрохот колосниковый;
10- вибратор; 11 - воронка коксовой мелочи; 12 - ванна гидровыгружателя; 13 - скребковый конвейер;
14 - углезагрузочный вагон; 15- бункер исходной шихты; 16 - вибропитатель; 17 - ленточный питатель;
18 - шнековый забрасыватель; 19- теплообменник; 20 - барабанный грохот; 21 - привод открытия диафрагмы;
22 - свеча; 23 - разгрузочное устройство кокса; 24 - ленточный конвейер; 25 - бункер готового кокса;
26 - шнек горячей шихты; 27 - контур пневмотранспорта; 28 - подпитка из борова; 29 - система заполнения;
30 - циклон; 31 - турникет; 32 - шнек-раздатчик; 33 - патрубки с секторными затворами
Л
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием 509
5W
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Шихта с коксом находятся в контакте 6-8 минут.
Между ними происходит теплообмен, в результате ко-
торого шихта нагревается до температуры около 130 °C,
а кокс охлаждается до 250 °C. Уровень нагрева шихты
регулируется количеством шихты, подаваемой в барабан
при помощи диафрагм. Барабан заканчивается барабан-
ным грохотом, оборудованным шпальтовыми ситами
с размером отверстий 10 мм. На ситах происходит раз-
деление материалов.
Охлажденный кокс через разгрузочное устрой-
ство попадает на ленточный конвейер и далее в бункер
охлажденного кокса.
Нагретая шихта шнеком горячей шихты подается
в контур пневмотранспорта, откуда через циклон, турни-
кет, шнек-раздатчик и патрубки с секторными затворами
попадает поочередно в машинный, средний и коксовый
бункера углезагрузочного вагона.
Загрузочная часть теплообменника снабжена дрос-
сельной заслонкой, обеспечивающей поддержание дав-
ления парогазовой смеси в теплообменнике в пределах
5 - 8 мм вод. ст. и вывод ее через свечу в атмосферу.
Заполнение и разогрев контура пневмотранспорта
перед началом опыта осуществлялись с помощью специ-
альной системы, а потери газообразного теплоносителя
пополнялись продуктами горения из борова.
В результате термической подготовки шихты горя-
чим кусковым коксом влажность шихты уменьшилась
с 8 - 9% до 1,0 - 1,4%, выход летучих веществ снизился
в среднем на 0,5%, толщина пластического слоя умень-
шилась на 1 мм, содержание классов менее 3 мм увели-
чилось на 10%, содержание коксовой мелочи в шихте
после барабана составило около 2 %.
Показатели механической прочности кокса, полу-
ченного после термической подготовки шихты, состав-
ляли: М25 = 87,6%, М10 = 6,8% (показатели механической
прочности кокса, полученного из влажной шихты того же
состава - М25 = 87,0 %, М10 = 7,3 %).
Работа установки не проверена в замкнутом цикле
в течение длительного времени, когда коксованию под-
вергается шихта, нагретая коксом, полученным из терми-
чески подготовленной шихты, что не позволило оценить
влияние попадания коксовой мелочи в шихту в процессе
термоподготовки на качество получаемого кокса.
Дальнейшего распространения процесс нагрева
шихты горячим кусковым коксом не получил и после
проведения серий опытов на Криворожском КХЗ уста-
новка прекратила существование.
ТРУБОПРОВОДНАЯ ЗАГРУЗКА КОКСОВЫХ ПЕЧЕЙ
ТЕРМИЧЕСКИ ОБРАБОТАННОЙ ШИХТОЙ НА ДОНЕЦКОМ
КОКСОХИМИЧЕСКОМ ЗАВОДЕ (УКРАИНА)
Склонность нагретой шихты к повышенному пы-
леобразованию и газовыделению в процессе загрузки в
коксовые печи потребовала разработки методов ее без-
дымной загрузки. Одним из них был испытанный на До-
нецком коксохимическом заводе метод трубопроводной
загрузки, заключающийся в транспортировании нагре-
той шихты в печные камеры водяным паром по трубам
высоконапорными камерными насосами и загрузке с по-
мощью систем, оборудованных устройствами сепарации,
отсоса и очистки отработанного пара (рис. 32.11).
Опытная установка состояла из систем термообра-
ботки угольной шихты 1 в русловом сдуваемом псевдо-
ожиженном слое, паротранспорта и загрузки с отсосом
выделяющихся газов и пыли из печной камеры 8, а также
холодной камеры-модели 4 натуральной величины, кото-
рая служила для предварительных исследований и затем
была использована в качестве накопительной емкости.
Нагретую шихту от системы термической обработки
до камеры-модели транспортировали по двум трубопро-
водам 3 с помощью двух камерных насосов 2, а подачу ее
от камеры-модели до печной камеры (основной участок
системы паротранспорта) осуществляли тремя камерны-
ми насосами по трем транспортным трубопроводам 3.
Система загрузки шихты в печную камеру состояла из
коллектора 5, объединяющего три транспортных трубо-
провода, колена-сепаратора 6 для центробежного разде-
ления угольных частиц и водяного пара, загрузочного па-
трубка 7, вмонтированного в загрузочный люк коксовой
стороны, парового эжектора 10 для отсоса отделяемого
в колене-сепараторе пара, ротоклона 9, очищающего пар
от угольной пыли, трубопроводов и запорной арматуры.
Удаление и очистку выделяющихся при загрузке га-
зов осуществляли с помощью системы, расположенной
на машинной стороне печи и состоящей из специально-
го загрузочного газосборника 14, оснащенного ороси-
тельными форсунками для промывки газов загрузки от
угольной пыли, газоотводящего стояка 12, оборудован-
ного двумя клапанными коробками, с помощью которых
стояк мог поочередно подключаться к загрузочному
газосборнику (во время загрузки печи) и к газосборнику
коксовой батареи 13 (в период коксования), газоходов,
каплеуловителя 15 и парового эжектора, создающего не-
обходимое разрежение в системе и обеспечивающего
отсос газов загрузки. Кроме того, для обеспечения эф-
фективного отсоса газов загрузки и их предварительной
промывки от угольной пыли опытный стояк был снабжен
гидроинжекцией, которую включали во время загрузки
печной камеры.
Давление транспортирующего пара составляло
0,4 - 0,5 МПа, температура - 160 - 180 °C. Для исследова-
ний использовали производственную шихту Донецкого
КХЗ следующего марочного состава (% по массе): Г - 40,
Ж - 29, К - 8, ОС - 18, Т - 5. Температуру нагрева ших-
ты поддерживали в пределах 220 - 250 °C, замеренная
в камере-модели температура шихты после ее транспор-
тирования по трубам составляла 170 - 190 °C, что объяс-
няется, главным образом, низким теплосодержанием
транспортирующего пара и потерями тепла в окружаю-
щую среду, несмотря на теплоизоляцию оборудования.
Полученные при испытаниях данные показывают,
что крупность зёрен угля после термической обработки
уменьшается в результате измельчения его в системе
нагрева. При транспортировании угля по трубам (уча-
сток системы паротранспорта от термоподготовки до
камеры-модели включает в себя два камерных насоса
диам. 900 мм и рабочим объемом по 0,6 м3, а также два
трубопровода диам. 80 мм и длиной -150 м) происходит
значительное дополнительное измельчение шихты. Ших-
£?1раяочнгк Коксохимика. Том £
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
511
Рис. 32.11.
Схема опытной установки
трубопроводной загрузки
ТПШ на Донецком
коксохимическом заводе
1 - система термообработки угольной шихты; 2 - камерный насос; 3 - трубопровод; 4 - камера-модель; 5 - коллектор;
6 - колено-сепаратор; 7- загрузочный патрубок;8- печная камера; 9 - ротоклон; 10- паровой эжектор;! 1 - глушитель;
12 - газоотводящий стояк; 13 - газосборник; 14 - загрузочный газосборник; 15 - каплеуловитель; 16 - фусоотделитель;
17 - сборник; 18 - бункер сброса шихты; 19 - увлажняющий шнек
^фавсчннк KpKt'jx;iMHK.a. Том 1
512
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
та, загруженная в камеру-модель, содержала 90,5 % клас-
са <3 мм, в процессе транспортирования содержание
класса < 0,5 мм увеличивалось более чем на 20%, а клас-
сов 6 - 3 и > 6 мм резко снижалось. Вследствие переиз-
мельчения при транспортировании шихты от установки
термообработки до камеры-модели заметно снижалась
ее насыпная плотность.
Анализ проб шихты, отобранных из различных то-
чек камеры-модели, показал, что распределение в ней
зёрен угля по крупности неравномерное. Подача шихты
осуществлялась через два патрубка, расположенных по
сторонам камеры-модели.
В процессе загрузки с помощью пара крупные зерна,
обладая большей кинетической энергией, незначительно
отклонялись от начального направления струи шихты,
в то время как мелкие частицы, подхватываемые вихре-
выми потоками в объеме камеры, оседали главным обра-
зом в средней ее части. Это приводило не только к разде-
лению шихты по крупности, но и по насыпной плотности
(в средней части камеры-модели насыпная плотность ми-
нимальная - 760 кг/м3, по сторонам - 820 - 870 кг/м3).
Несмотря на несовершенство системы управления
и трудности при проведении исследований была под-
тверждена возможность бездымной загрузки и приоб-
ретен опыт эксплуатации трубопроводной загрузки ТПШ.
Весьма важным в ней является отделение транспорти-
рующего пара от угля. Количество уносимого угля с отде-
ляемым паром зависит от конструкции и геометрических
размеров колена-сепаратора, режима работы системы
отсоса пара и др.
Выполненные работы позволили выявить ряд тех-
нологических недостатков процесса трубопроводной
загрузки:
существенные колебания давления в загрузочном
газосборнике из-за значительного изменения дав-
ления в печной камере, вызванного неравномерной
подачей в нее пароугольной смеси;
отложение углесмоляных веществ по тракту отсоса
газов и изменение в связи с этим разрежения в газо-
сборнике;
значительное повышение давления в печной каме-
ре (2,9 кПа) к концу загрузки, вызванное неравно-
мерным уровнем загрузки по длине камеры;
значительный унос мелких классов угля вместе с га-
зами в загрузочный газосборник (270 кг при загруз-
ке одной печи);
унос угольной пыли в газосборник в течение 30 - 40
минут после окончания загрузки печной камеры, вы-
званный аэрацией в подсводовое пространство верх-
них слоев шихты выделяющимися газом и паром.
Для сравнения в таблицах 32.2, 32.3 приведены тех-
нологические параметры режима коксования и качества
кокса для двух случаев: 1 -й - при трубопроводной загруз-
ке термообработанной шихты паром и 2-й - при загрузке
влажной шихты углезагрузочной машиной.
Из данных таблицы 32.2 видно, что температуры
в отопительных каналах печи при коксовании нагретой
и влажной шихты мало различались, период коксования
нагретой шихты оказался на 5 - 6 часов меньше. Ампе-
раж при выдаче кокса из термообработанной шихты не
вызывал опасений.
Данные таблицы 32.3 говорят о том, что кокс, полу-
ченный из термообработанной шихты, по механической
прочности и равномерности гранулометрического соста-
ва значительно лучше, чем кокс из влажной шихты.
в
Таблица 32.2.
Технологические параметры
режима коксования
1 i Способ загрузки Температура в контрольных отопительных каналах, м.с./к. с, °C ! Конечная температура | по оси коксового пирога на ; уровне от пода камеры, °C : Период коксования, 4 Ампераж выдачи коксового пирога, А Высота лодсводового пространства, мм Вертикальная усадка коксового пирога, мм
0,6 м 2Д м 5 i 3,2 м
Трубопроводный (нагретая шихта) 1203/1230 1030 1067 1005 12,25 140-150 300-480 280
Вагонный (влаж- 1 ная шихта) 1200/1235 - 1050 - 18,0 130-140 250-320 340
Таблица 32.3.
Технологические параметры
качества кокса
Способ загрузки Гранулометрический состав кокса по классам, % по массе Показатели прочности, % I ; Технический I анализ, % Плотность, : Реакционная способность при j 1000 °C мл/(г.с) ? Структурная прочность поВУХИНу, % j
г/см3 | Пористость, %
мм ^25 ; 1 ! 3 1 ! А" 1 i 7" кажущаяся действительная
S А 80-60 60-40 40-25 V
Трубопроводный (нагретая шихта) 31,9 36,5 18,6 ’ ! 8,5 1 | 4,5 87,8 1 6,6 11,0 1,71 0,96 i 1,87 | 42,3 0,60 84,2 j
Вагонный (влаж- ная шихта) 38,8 37,1 12,0 7,0 5,1 j н " "? 86,9 ! 1 8,2 11,1 1 1,99 0,93 1,87 | 43,1 0,55 : 83,7 ! f
^Сохсохимикг. 'j
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
513
Результаты испытаний подтвердили принципиаль-
ную возможность осуществления транспортирования
и загрузки термически обработанной угольной шихты
в камеры коксования посредством трубопроводной си-
стемы и перегретого пара, а также повышение произво-
дительности коксовых печей и улучшение качества до-
менного кокса.
32.2. Сушка угольной шихты перед
коксованием
Процесс нагрева и сушки (подсушки) угольной
шихты перед коксованием по набору технологических
приемов и операций, а также по своим основным отли-
чительным особенностям, в т.ч. достоинствам и недо-
статкам, в значительной степени аналогичен технологии
термической подготовки шихты перед коксованием, от-
личаясь от последней более низкой температурой нагре-
ва шихты. При сушке не происходит химического превра-
щения вещества угля, а имеют место только физические
процессы удаления внешней влаги. В ряде источников
процесс ТПШ условно разделяют на две стадии; I - нагрев
и сушка угля при температуре до 150 - 180 °C, II - нагрев
угля до температуры свыше 150 - 180 °C. Процесс сушки
угольной шихты по сути является I стадией ТПШ.
Коксовые печи предназначены для ведения про-
цесса коксования при высоких температурах. Регулярно
повторяющиеся операции по загрузке их угольной ших-
той, содержащей, как правило, 8-12% влаги, приводят
к периодическому снижению температуры поверхности
огнеупорной кладки при контакте с влажной шихтой, что
неблагоприятно сказывается на условиях ее работы и ве-
дет к повышению затрат тепла на коксование. Повыше-
ние влажности шихты на 1 % требует удлинения периода
коксования примерно на 0,33 - 0,42 ч, что снижает произ-
водительность коксовых печей [60].
Колебания влажности неподсушенной шихты вызы-
вают необходимость частой регулировки режима коксо-
вания, вынуждают вести его при более высоких темпера-
турах. Повышенная влажность шихты приводит к увели-
чению разности температур по высоте коксуемой массы,
недогреву верхней и перегреву нижней частей коксового
пирога, что отражается на качестве кокса.
Работами УХИНа было установлено, что при уве-
личении влажности шихты с 3 до 8% требуется допол-
нительный расход тепла на испарение влаги, примерно
4,2 - 8,4 кДж/кг на каждый процент влаги, с 8 до 10 % и с 10
до 12% расход тепла увеличивается на 21 и 28 кДж/кг
соответственно, а с учетом к,п,д, печей - в среднем на
33,4 кДж/кг [61],
С целью устранения этих и других недостатков были
выполнены исследования, в результате чего разработаны
технологии, сутью которых является вынос процесса ча-
стичного удаления внешней влаги из загружаемой в печи
шихты за пределы камеры коксования путем ее внепеч-
него нагрева и подсушки различными теплоносителями.
Наиболее целесообразным является использование
для сушки шихты утилизированного тепла технологиче-
ских процессов коксования, Суммарный расход тепла
при раздельных операциях сушки шихты и ее последу-
ющего коксования может быть меньше на 4%, чем при
коксовании влажной шихты.
Основные преимущества коксования подсушенной
шихты заключаются в следующем:
1. При снижении влажности загружаемой шихты на
1 % повышается производительность коксовых
печей примерно на 2,24 % [62].
Вначале производительность растет в результа-
те уменьшения содержания влаги в шихте, следствием
чего является сокращение периода коксования на 9%
при снижении влажности с 10 до 8%, а также с 8% до
6 % [61].
При более глубоком снижении влажности до воз-
можных минимальных значений (например, с 8 - 11 % до
3,5 %) производительность растет на 6,5 - 7,5 % в резуль-
тате значительного повышения насыпной массы шихты
и увеличения разовой загрузки (в среднем на 3,2 %). Уста-
новлено, что насыпная масса шихты связана с ее влажно-
стью зависимостью, изображенной на рис. 32.12.
Влажность, %
ние. 32.12. Изменение
насыпной массы шихты
из донецких углей
в зависимости
от их влажности
1 - фактическая насыпная масса;
2 - насыпная масса в пересчете на сухой уголь
Максимальная насыпная масса имеет место при аб-
солютно сухой шихте, наибольшее ее понижение наблю-
дается при содержании влаги в шихте 8 - 10%, увеличе-
(рравочник Коксохимика. Том 1
514
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
ние количества влаги в шихте более 10% вызывает рост
насыпной массы.
2. Уменьшается период коксования в среднем на
2,7%. Кроме того, сокращается время загрузки
камеры коксования подсушенной шихтой, в т. ч.
длительность операции планирования шихты.
3. Снижается потребность тепла на коксование на
1,3%.
4. Постоянство влажности подсушенной шихты
и более равномерная по всей камере печи плот-
ность обеспечивают улучшение и постоянство ка-
чества кокса и его физико-механических свойств,
возможность привлечения в шихту большего ко-
личества слабоспекающегося угля без ухудшения
качества кокса, а также сохранность огнеупорной
кладки и удлинение срока ее службы.
5. Уменьшается нагрузка на аппараты цеха улавли-
вания, сокращаются количество сточных вод и за-
траты на их очистку.
С другой стороны, при эксплуатации коксовых бата-
рей, загружаемых подсушенной шихтой, возникает ряд
проблем:
увеличивается давление коксования на греющие
стены камер коксования;
увеличивается выделение пыли при транспортиров-
ке шихты и ее загрузке в камеру коксования;
наблюдается значительный унос угольной пыли
в газосборники, в результате ухудшается качество
каменноугольной смолы;
увеличиваются отложения графита на поверхно-
сти кладки камеры коксования и в газоотводящих
стояках;
повышается взрыво- и пожароопасность операций
с подсушенной и подогретой шихтой при ее хране-
нии и транспортировке.
Практика показала, что с целью максимального ис-
пользования преимуществ коксования подсушенной
шихты и сведения к минимуму отрицательного влияния
на условия эксплуатации целесообразно доводить со-
держание внешней влаги в подсушенной шихте до вели-
чины не более 5 % [63].
В СССР первая опытно-промышленная установка по
глубокой сушке (до 2%) шихты была построена в 1971
г. на Западно-Сибирском меткомбинате. В качестве су-
шильного агрегата использовались реакторы с кипящим
слоем. Схема установки и результаты проведенных кок-
сований приведены в п. 32.1 данной главы.
Исследования показали, что глубокая сушка в срав-
нении с нагревом до 150 - 200 °C менее эффективна, пока-
затели работы коксовых печей при работе на подсушен-
ной шихте ниже, чем при нагреве шихты до 150 - 200 °C.
Несмотря на ряд бесспорных преимуществ, прису-
щих сушке угольной шихты перед коксованием, этот про-
цесс не получил широкого распространения в мировой
практике, за исключением Японии и Китая [64,65].
Наибольшее распространение технология подсушки
угольной шихты в промышленных масштабах получила в
Японии на металлургических заводах компании Ниппон
Стил, разработавшей так называемый процесс регули-
рования содержания влаги в шихте (СМС*-процесс). Не-
сколько разновидностей этого процесса впервые было
реализовано в технологических схемах подготовки угля
к коксованию на заводах в Оите (1983), Кимицу (1991),
Муроране (1996), Явате (1997), а также на заводах фирм
Накаяма сэйкосё в Накаяме; Ниппон кокан в Фукуяме;
Кавасаки сэйтецу в Тибе. До последнего времени эти про-
цессы не имели аналогов в мире.
Сущность процесса СМС заключается в поддержа-
нии путем подсушки постоянной влажности загружаемой
в коксовую печь шихты с целью оптимизации теплового
режима и улучшения технико-экономических показа-
телей эксплуатации печей. Влажность угольной шихты
на коксохимических предприятиях Японии колеблется
в диапазоне 7 - 14%, многолетняя среднегодовая влаж-
ность составляет 9-10 %. Вопреки теоретически целесо-
образному снижению влажности загружаемой шихты до
возможного минимума в рассматриваемом процессе (во
избежание осложнений процесса коксования, предот-
вращения выбросов пыли при транспортировке и загруз-
ке подсушенной шихты) влажность шихты на выходе из
сушильной установки поддерживается на уровне 5-6 %.
Реализованные на заводах Японии схемы отлича-
лись типом сушильного агрегата и источниками тепла,
используемого для сушки (преимущественно это было
утилизированное тепло вторичных энергоресурсов кок-
совой батареи).
На рис. 32.13 приведена технологическая схема
установки для регулирования влажности угольной ших-
ты, реализованная на металлургическом комбинате
в Оите [63].
Установка подсушки шихты производительностью
260 т/ч обслуживает две коксовые батареи завода по 78
печей объемом по 37 м3. Подсушке подвергают всю пере-
рабатываемую на батареях шихту (производительность
каждой батареи - 2 тыс. т/сут.). Для подсушки шихты до
влажности 5% используют тепло продуктов горения из
системы обогрева коксовых печей и физическое тепло
прямого коксового газа. Для утилизации тепла стояки
коксовых печей оборудованы теплообменниками (ру-
башка и змеевик) с циркулирующим жидким органиче-
ским теплоносителем, аналогичные теплообменники
смонтированы в боровах коксовых батарей. При этом
теплообменники (змеевики) для утилизации тепла отхо-
дящих газов системы обогрева установлены в боровах
обеих батарей, а теплообменники для утилизации физи-
ческого тепла сырого коксового газа только на стояках
одной батареи (78 теплообменников).
В- системе утилизации тепла жидкий циркулиру-
ющий теплоноситель первоначально нагревается от 80
до 150 °C в теплообменниках боровов, затем до 195 °C
в теплообменниках стояков. При этом утилизируется
43500мДж/ч тепла отходящих газов и 16400мДж/ч
тепла коксового газа. Сушка шихты осуществляется
в жалюзийно-трубчатой сушилке, где теплоноситель
* СМС - Coal Moisture Control Process.
(правочник Кэксохимика. Том 1
Глава 32, Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
515
Рис. 32.13.
Схема установки для
регулирования влажности
угольной шихты на заводе
в Оите
1 - коксовая батарея; 2 - теплообменник стояка; 3 - теплообменник для отходящих газов обогрева печей;
4 - дымовая труба; 5 - холодильник; 6 - нагревательная печь; 7 - тканевый фильтр; 8 - сушилка;
9 - бункер влажной шихты.
I - шихта; II - воздух; III - коксовый газ
охлаждается до 80 °C и отдает тепло шихте. Утилизирован-
ного тепла достаточно для снижения влажности шихты с
9 до 5 %. Чтобы обеспечить стабильную конечную влаж-
ность шихты 5 % при более высокой исходной влажности
в комплект установки включена нагревательная печь для
дополнительного подогрева теплоносителя.
Жалюзийно-трубчатая сушилка представляет собой
вращающийся горизонтальный барабан с цилиндриче-
ским внешним и коническим внутренним кожухами. Ко-
нический кожух выполнен из длинных перекрывающихся
пластин, образующих жалюзи. В этом кожухе расположе-
ны нагревательные трубы, по которым циркулирует жид-
кий теплоноситель, внутрь кожуха подается шихта.
Внедрение процесса СМС на заводе в Оите обеспе-
чило:
снижение расхода тепла на коксование на 96 -
109 мДж/т шихты на 1 % снижения влажности;
увеличение плотности загружаемой в печь шихты на
6,9 % и прочности кокса на 1,7 % по индексуД\ ^°;
период коксования подсушенной шихты сократил-
ся на 3,7%, производительность печи возросла на
11 %.
На рис. 32.14 приведена схема процесса СМС, реали-
зованного на металлургическом комбинате в Муроране
[59]. Сушка шихты в этом процессе осуществляется в ап-
парате с кипящим слоем.
На металлургических заводах в Тибе и Фукуяме
в процессе СМС в качестве теплоносителя для сушки
шихты используют пар установок сухого тушения кокса
(УСТК). Пар высоких энергетических параметров (8,5 МПа,
(Ъравочник Коксохимика. Трм 1
520 °C), вырабатываемый на УСТК, используют первона-
чально для производства электроэнергии в конденсаци-
онной турбине с регулируемым отбором пара. После тур-
бины пар (1,2 МПа, 320 °C) поступает в трубчатую сушилку
в качестве теплоносителя для подсушки шихты.
В Китае процесс сушки шихты перед коксованием
внедрен на металлургических комбинатах Баостил, Тиско
и Панжихуа. В качестве теплоносителя используется пар,
сушка до 6% осуществляется в барабанных сушилках.
Считают, что для уменьшения влажности шихты на 1 %
необходимо затратить 62,0 мДж тепловой энергии на 1 т
угля (сухая масса). При подсушивании шихты с 11 до 6%
расход тепла на коксование сокращается на 310 мДж/т
угля (сухая масса), обеспечивается увеличение плотности
загрузки и сокращение времени коксования, увеличива-
ется на 7 -11 % производительность печей; прочность
кокса по М40 увеличивается на 1 -1,5 единицы, CSR - на
1 - 3 единицы при неизменном качестве кокса; возмож-
но использование в шихте дополнительно 8-10% сла-
боспекающихся углей; сокращается нагрузка на систему
очистки сточных вод [65].
С целью максимально возможного снижения содер-
жания влаги в угольной шихте при использовании про-
цесса СМС и наиболее полного использования его преи-
муществ компания Ниппон Стил разработала и внедрила
на заводе в Оита технологию предварительной подсушки
и уплотнения угольной загрузки (DAPS)*, позволяющую
уменьшить содержание влаги в шихте до 2 % [59,66]. Суть
ее заключается в следующем.
* DAPS - Dry-deand and Agglomerat Precompaction System.
516
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 32.14.
Схема процесса СМС
на заводе в Муроране
Подсушенный уголь
1 - бункер; 2 - аппарат для сушки в кипящем слое; 3 - фильтр; 4 - смеситель; 5 - вентилятор; 6 - труба;
7 - печь теплоносителя; 8 - коксовая батарея
Уголь нагревается и подсушивается в аппарате с ки-
пящим слоем, после которого в циклоне выделяется мел-
кий уголь класса менее 0,3 мм в количестве около 30%
от общей массы угля, подвергающийся последующему
уплотнению (рис. 32.15).
Для уплотнения мелкого угля используется двухвал-
ковый агрегат. Уплотненный мелкий уголь подмешивает-
ся к крупному углю класса более 0,3 мм. С целью сокра-
щения пыления при загрузке шихты в камеру коксования
к смеси добавляются жидкие отходы обработки газа, по-
сле чего она направляется на коксование.
Считают, что процесс DAPS позволяет:
увеличить разовую загрузку печи шихтой;
увеличить производительность печи на 21 % в срав-
нении с обычной технологией;
увеличить насыпную плотность загрузки и благода-
ря этому улучшить качество кокса в сравнении с про-
цессом СМС по барабанному индексу Д1^° на 1,5
и показателю CSR на 4,5 единицы без существенных
изменений традиционной технологии коксования;
уменьшить общий расход тепла на коксование за
счет сокращения расхода тепла на испарение влаги
шихты и уменьшения температур в камере коксова-
ния суммарно на 275 мДж/т угля с учетом тепла, по-
требляемого самим процессом.
Рис. 32.15.
Схема процесса DAPS
Горячий
теплоноситель
Уголь
со склада
уголь
Смесь мелкого
и крупного угля
(правочник Коксохимика. Том 1
Глава 32. Термическая подготовка угольной шихты перед коксованием
517
Библиография
1. Грязнов Н. С. Пиролиз углей в процессе коксования- М.: «Ме-
таллургия», 1983,- 183 с.
2. Кекин Н. А., Водолажченко В. В., Шмалько В. М. Масс-спектро-
метрические исследования выхода летучих продуктов при
нагреве угля до 450 °C И Химия твердого топлива - М.: Наука,
1980.- №1.- С. 130- 139.
3. Агроскин А. А., Глейбман В. Б. Теплофизика твердого топли-
ва.- М.: Недра, 1980- 255 с.
4. Збыковский Е. И. Разработка технологии термической под-
готовки угольной шихты перед коксованием. Кандидатская
диссертация, 1986.
5. Агроскин А. А., Григорьев С. М., Петренко И. Г., Питин Р. Н. На-
сыпной вес углей для коксования - М.: Издательство АН СССР,
1956.- 175 с.
6. Житов Б. Н., Макаров Г. Н., Сысков К. И. Коксование термиче-
ски подготовленных углей - М.: Металлургия, 1971 - 269 с.
7. Синцерова Л. Г. Изучение процесса предварительной терми-
ческой подготовки донецких каменных углей. Автореферат
кандидатской диссертации - М., 1967- 24 с.
8. Бабанин Б. И., Бабанин В. И., Пермяков Е. А. и др. Результаты
исследования совмещенного процесса термической подго-
товки шихты и тушения кокса // Кокс и Химия - 1985 - №6-
С. 4-18.
9. Рябиченко А. Д., Козак А. Я., Руденко Л. И., Романов В. В. Ис-
следование физико-химических свойств термически подго-
товленных шихт // Кокс и Химия. 1978 - № 1.- С. 6 - 8.
10. Бабанин Б. И., Грязнов Н. С., Шейн С. Ш. и др. Опытно-промыш*
ленные исследования по термической подготовке угольной
шихты // Кокс и Химия - 1978 - № 7 - С. 22 - 26.
11. Валтерс Н. А. Исследование формирования тонкой структуры
кокса в зависимости от свойств углей в пластическом состоя-
нии. Автореферат кандидатской диссертации - X., 1980.
12. Фьюзон Р. Реакции органических соединений- М.: Мир,
1966.-579 с.
13. Неницеску К. Д. Органическая химия. Т.1 - М.: Иностранная
литература, 1962 - 863 с.
14. Стрепихеев А. А., Деревицкая В. А. Основы химии высокомо-
лекулярных соединений - М.: Химия, 1976 - 437 с.
15. Темникова Т. И. Курс теоретических основ органической хи-
мии-Л., 1968 - 1006 с.
16. Скляр М. Г. Интенсификация коксования и качество кокса-
М.: Металлургия, 1976 - 254 с.
17. Скляр М. Г. Физико-химические основы спекания углей - М.:
Металлургия, 1984.-201 с.
18. Шустиков В. И., Кекин Н. А. О механизме термохимических
превращений углей в зёрнах различной крупности // Кокс
и химия. 1966 - № 12 - С. 7 - 12.
19. Грязнов Н.С. Пластическое состояние и спекание углей-
Свердловск: Металлургиздат, 1962 - 192 с.
20. Скляр М. Г., Тютюнников Ю. Б. Химия твердых горючих ис-
копаемых. Издание второе - К.: «Вища школа», 1985 - 246 с.
21. Гребенщикова Г. В., Фарберов И. Л. Термический и окисли-
тельный пиролиз топлив и высокополимерных материалов-
М.: Наука, АН СССР, 1966.-98 с.
22. Выпирахина С. С., Гончаров Е. И., Агроскин А. А., Аронов С. Г.
Тепловые эффекты термической деструкции газовых углей
различных типов в зоне температур предпластического со-
стояния. Тематический отраслевой сборник. Производство
кокса - М.: Металлургия, 1973 - № 2.
23. Мирошниченко А. М. Составление угольных шихт для коксо-
вания- К.: Техника, 1965 - 249 с.
Справочник Коксохимика. "Jom X
24. Репринцева С. М. Термическое разложение дисперсных твер-
дых топлив- Минск: Наука и техника, 1965 - 110 с.
25. Гурвич Л. В., Караченцев Г. В., Кондратьев В. Н. и др. Энергия
разрыва химических связей. Потенциалы ионизации и срод-
ство к электрону - М.: Наука, 1974 - 351 с.
26. Гаврилова О. И. Характеристика кислородсодержащих функ-
циональных групп витренов метаморфического ряда углей
Донбасса // Известия АН СССР, ОТН. Металлургия и топливо,
1959-№4-С. 228-235.
27. Харитонов Г. В. Влияние отдельных структурных элементов
углей на их окисляемость, химические и технологические
свойства. Докторская диссертация - М.: ИГИ, 1959.
28. Angelova G., Lazarov L. Drennstoff-Chemi, 1965 - № 7 - S. 204 -
206.
29. Задорожный Б. Л. Внутримолекулярные водородные связи
в возбужденных электронных состояниях некоторых орга-
нических соединений. Водородная связь. Сборник статей. М.:
Наука, 1964.- С. 232-235.
30. Бродский А. И. Роль водородных связей в процессах перено-
са протонов. Водородная связь. Сборник статей - М.: Наука,
1964.-С.115-125.
31. Пьянков Б. Ф., Школлер М. Б., Макаров Г. Н. и др. Выбор опти-
мальных условий термической подготовки шихты Западно-
Сибирского металлургического завода перед коксованием //
Кокс и Химия - 1980 - № 1.- С. 14 - 17.
32. Васильев Ю. С., Семисалов Л. П., Скорнякова Л. Г. и др. Тер-
мическая подготовка угольных шихт и качество кокса // Кокс
и химия - 1985 - № 3 - С. 7 - 12.
33. Установка термической подготовки угольной шихты к коксо-
ванию в Великобритании И Экспресс-информация, институт
Черметинформации, серия «Коксохимическое производ-
ство».- 1986 - Вып. 11.- С. 2.
34. Опыт работы установки термической подготовки шихты на
заводе в Буфалло И Экспресс-информация, институт Чер-
метинформации, серия «Коксохимическое производство».-
1984.-Вып. 8.- С. 5.
35. Опыт эксплуатации коксовой батареи с установкой термо-
подготовки шихты в Японии // Экспресс-информация, инсти-
тут Черметинформации, серия «Коксохимическое поизвод-
ство».- 1981- Вып. 6 - С. 1 - 8.
36. Скляр М. Г., Кузниченко В. М., Карпов А. В. и др. Влияние плот-
ности угольной загрузки на выход и качество кокса // Кокс
и химия.- 1980.- № 7.-С.15-19.
37. Скляр М. Г., Васильев Ю. С., Валтерс Н. А. и др. Исследование
процесса формирования монолита кокса И Кокс и Химия-
1986.- №6.-С. 13-17.
38. Духан В. Н., Грязнов Н. С. О причинах повышения прочности
кокса из предварительно высушенных и нагретых углей //
Кокс и Химия - 1969 - № 11.- С. 11 - 13.
39. Ухмылова Г. С. Совершенствование техники и технологии тер-
мической подготовки угольной шихты к коксованию за рубе-
жом // Черная металлургия. Бюллетень научно-технической
информации - Вып. 5(961), 1984 - С. 23 - 45.
40. Ухмылова Г. С. Термическая подготовка шихты для коксова-
ния за рубежом // Экспресс-информация, ин-т «Черметин-
формация».- М., 1978 - Сер. 10, вып. 4, С. 1 - 12.
41. Термическая подготовка шихты на заводе Оргрив в Велико-
британии // Кокс и Химия - 1980 - №11- С. 57 - 59.
42. Система Отто-Симкар для предварительного подогрева
угля И Проспект фирмы «Otto-Simon Carves», Великобрита-
ния, 1979.
43. Совершенствование термической подготовки шихты (метод
Отто-Симкар) И Кокс и Химия - 1982 - № 9 - С. 62 - 63.
518
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
44. Конструктивные особенности установки для термической
подготовки шихты к коксованию на металлургическом заво-
де в Ферфилде, США // Экспресс-информация (ин-т «Черме-
тинформация»), сер. «Коксохимическое производство».- М.,
1980.- Вып. 5.- С. 1-10.
45. Опыт работы установки термической подготовки шихты на
металлургическом заводе в Ферфилде, США // Экспресс-
информация (ин-т «Черметинформация»).- М., 1981- Сер.
«Коксохимическое производство».- Вып. 2 - С. 1 - 6.
46. Опытная установка для сушки и подогрева,угля // Экспресс-
информация (ин-т «Черметинформация»).- М., 1982- Сер.
Коксохимическое производство - Вып. 12 - С. 1,2.
47. Полупромышленная установка для сухого тушения кокса
и термической подготовки шихты к коксованию // Экспресс-
информация (ин-т «Черметинформация»).- М., 1982- Сер.
«Коксохимическое производство».- Вып. 8 - С. 4 - 5.
48. Бабанин Б. И., Грязнов Н. С., Шейн С. Ш. и др. Опытно-про-
мышленные исследования по термической подготовке уголь-
ной шихты // Кокс и Химия -1978. - № 7 - С. 22 - 26.
49. Рябиченко А. Д., Школлер М. В., Пьянков Б. Ф. и др. Коксова-
ние термически подготовленной шихты Западно-Сибирского
метзавода с повышенным содержанием газовых углей // Кокс
и Химия.-1980.- №3.- С. 10-13.
50. Васильев Ю. С., Семисалов Л. П., Скорнякова Л. Г. и др. Тер-
мическая подготовка угольных шихт и качество кокса // Кокс
и химия.- 1985.- №3.- С. 7-12.
51. Хаджиогло А. В., Семисалов Л. П., Долгарев Г. В. Основные
технические решения по термической подготовке шихты
и загрузке ее в коксовые печи. Тематический отраслевой
сборник «Новые технологии в углекоксовом производстве».
М.: «Металлургия», 1988- С. 19 - 26.
52. Пинчук С. И. В научном совете ГКНТ по проблеме «Новые
процессы в коксохимической промышленности» // Кокс и Хи-
мия-1983-№2-С. 54-57.
53. Агроскин А. А., Шелков А. К. Расширение угольной базы кок-
сования- М.: Металлургиздат, 1962.
54. Житов Б. Н., Макаров Г. Н., Сысков К. И. Коксование термиче-
ски подготовленных углей - М.: Металлургия, 1971.
55. Штейнберг Э. А. Состояние и тенденции развития обработки
шихты для коксования в зарубежных странах, Термическая
подготовка угля к коксованию // Тематический отраслевой
сборник - М.: «Металлургия», 1983.
56. Сухоруков В. И. Научные основы совершенствования техни-
ки и технологии производства кокса - Екатеринбург: ООО
«Алло», 1999.
57. Карпов А. В., Хаджиогло А. В. и др. Трубопроводная загрузка
коксовых печей термически обработанной шихтой // Кокс
и Химия.- 1983.-№ 3,-С. 17 - 21.
58. Кауфман А. А., Харлампович Г. Д. Технология коксохимическо-
го производства - Екатеринбург: Вухин-НКА, 2005.
59. Czaplicki A. Podsuszanie wsadu przed koksowaniem-
Karbo'2007.
60. Еленский Ф. 3., Беличенко А. Г., Чернышев Ю. А. Мастер под-
готовки угля к коксованию - М.: Металлургия, 1975.
61. Зашквара В. Г., Ввозный Г. Ф., Тютюнников Ю. Б., Ольферт А. И.
Применение процессов сушки угля в кипящем слое в коксо-
химической промышленности - М.: Недра, 1967.
62. Турченко П. И., Мессерле П. Е., Остапченко А. В. Термообработ-
ка и подсушка угля И Кокс и Химия,-1961.- № 12 - С. 7 - 10.
бЗ. Ухмылова Г. С. Развитие процесса регулирования влажности
угольной шихты И Кокс и Химия - 1991.- № 8 - С. 48 - 50.
64. Nakashima У., Mochizuki 5. et el. Development of Techniques for
Charging Dry Coal into Conventional CokeOvens.2ndlntemational
Cokemaking Congress, London, 1992 - P. 518 - 529.
65. Zheng Wenhua, Sun Siwei, Han Haitao. Technical Progress in
China's Coke-Making Industry. The 5th International Congress
on the Science and Technology of Ironmaking, October, 2009,
Shanghai-P. 357-360.
66. Kato K., Nomura S. Coal Pretreating Technologies for Improving
Coke Quality. The 5th International Congress on the Science
and Technology of Ironmaking, October, 2009, Shanghai-
Р. 361 -366.
67. 3убилин И. Г. Исследование закономерностей распределе-
ния плотности угольной шихты в полномасштабной модели
камеры коксования - X.: ИД «ИНЖЭК», 2008.
68. Шеремет В. А., Лялюк В. П. и др. Пути повышения качества кок-
са для доменной плавки путем увеличения насыпной массы
угольной шихты // Металлургическая и горнорудная про-
мышленность- 2010 - № 1.- С. 27 - 31.
71. Агроскин А. А., Шелков А. К. Расширение угольной базы кок-
сования,- М.: Металлургиздат, 1962.
Справочник Коксохимика. Том 1
ГЛАВА 33
СКОРОСТНОЙ НАГРЕВ И ФОРМОВАНИЕ УГЛЯ
В ПЛАСТИЧЕСКОМ СОСТОЯНИИ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА
ФОРМОВАННОГО МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО КОКСА (ФМК)
Промышленная технология производства кокса
слоевым способом в батареях печей периодического
действия имеет ряд коренных недостатков, основными
из которых являются:
достаточно жесткие требования к свойствам сырья
(содержание в шихте хорошо спекающихся углей ма-
рок Ж и К не менее 53 %), вступающие в противоре-
чие с ограниченными и все более сужающимися ре-
сурсными возможностями угольной сырьевой базы;
большое количество выбросов вредных веществ
в окружающую среду при загрузке печей и выдаче
кокса;
низкая степень механизации и автоматизации про-
изводственных процессов, тяжелые условия труда.
Это обусловило актуальность разработки в целом
ряде стран (США, Германия, Франция, Румыния, Япония
и др.) технологий производства кокса, имеющих целью
получение доменного топлива, обладающего заданны-
ми размерами, формой, а также качественными харак-
теристиками, с использованием преимущественно или
исключительно углей, малопригодных для получения из
них доменного кокса традиционным способом слоевого
коксования в камерных печах, кардинально изменяющих
характер и условия труда обслуживающего персонала и
не оказывающих отрицательного воздействия на окру-
жающую природную среду. Одной из таких наиболее
подготовленных к промышленному внедрению является
технология производства формованного кокса, основ-
ные принципы которой были разработаны в 50-х гг. XX в.
чл.-корр. АН СССР Л. М. Сапожниковым, а в последующем
развиты Ю. Б. Тютюнниковым, Л. И. Еркиным, Г. В. Сперан-
ской, В. Е. Приваловым, Г. М. Гречаниченко, М. С. Шепто-
вицким, Н. Р. Кушнеревичем, В. В. Гавриковым, Э. И. Торя-
ником, Е. М. Литвиным и др. [1 - б].
В основу отечественной технологии положе-
ны общие принципы любых непрерывных химико-
технологических процессов: одновременная реализация
различных стадий технологии в разных агрегатах (или
частях агрегатов) с последовательной передачей перера-
батываемого материала с одной стадии на другую вплоть
до получения конечного продукта.
Опытно-промышленные исследования проводились
на специально созданной установке цеха опытного коксо-
вания Харьковского коксохимического завода (ОАО «Харь-
ковский КЗ»). Производительность установки по исходно-
му сырью составляла в различные периоды 5 -10 т/ч.
В ходе выполнения научно-исследовательских и экс-
периментальных работ на ХКЗ была наработана партия
формованного кокса (более 20 тыс. т), который специали-
(гтравочник Коксохимика- Том 1
стами Института черной металлургии под руководством
3. И. Некрасова был проверен в промышленных условиях
на доменной печи объемом 675 м3 Днепропетровского
металлургического завода [7]. При замене обычного кок-
са на 100% формованного среднесуточное производ-
ство чугуна увеличилось на 2,5 - 5,4 %, а удельный расход
кокса снизился на 2,5 %.
Формованный металлургический кокс характери-
зуется более высокой равномерностью ситового соста-
ва по сравнению со слоевым коксом. В нем отсутствуют
классы более 80 мм, основным является класс 60 - 40 мм
(80 - 85 %), а содержание класса менее 25 мм составля-
ет не более 3-5 %. Он отличается высокой термостой-
костью и сопротивляемостью ударным нагрузкам (М25 -
88 - 92%) и несколько уступает по истираемости коксу
слоевого коксования (М10 - 7 - 9 %).
Основными преимуществами технологии являются:
1. Использование относительно менее дефицитных
и более дешевых углей.
2. Обеспечение получения высокопрочного и рав-
номерного по ситовому составу формованного
Опытно-промышленная
установка получения
формованного металлурги-
ческого кокса
520
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Опытная партия
формованного кокса
кокса, способного полностью заменить в домен-
ной плавке кокс, полученный по традиционной
технологии, а также химических продуктов,
не уступающих аналогичным продуктам слоевого
коксования.
3. Обеспечение сокращения выбросов вредных ве-
ществ в окружающую среду за счет применения
герметичной аппаратуры с ограниченным коли-
чеством точек сброса в атмосферу паров и газов.
4. Непрерывность технологического процесса, воз-
можность его автоматизации и коренного изме-
нения условий труда обслуживающего персонала,
сокращение его численности, в частности, ликви-
дация профессий, связанных с работой в тяжелых
и вредных условиях, увеличение производитель-
ности труда.
5. Компактное размещение аппаратуры и оборудо-
вания, снижение потерь тепла и его утилизация
на отдельных стадиях процесса с повышением
теплового КПД агрегата в целом.
Производство формованного кокса является един-
ственной технологией, позволяющей получать доменный
кокс из шихты, в которой полностью отсутствуют хоро-
шо спекающиеся угли марок Ж и К. Спекающей основой
шихты в этом случае являются газовые и даже длинно-
пламенные угли. Технологические особенности процесса
(в первую очередь уплотнение угля при температурах пе-
рехода в пластическое состояние) затрудняют эвакуацию
из угольных пластических формовок парогазовых про-
дуктов термической деструкции, что, в соответствии с из-
вестным принципом Ле Шателье, приводит к увеличению
количества жидкоподвижных продуктов и обеспечивает
достаточную интенсивность процессов спекания. Уголь-
ная шихта для получения формованного кокса должна со-
держать 60 - 70% газовых и длиннопламенных углей, до
* 20 % отощенных спекающихся и 15 - 40 % тощих углей.
Первоначально сырьевую базу процесса разрабаты-
вали применительно к размещению головной установки
на Западно-Сибирском МК, а потом на Алтайском КХЗ.
В соответствии с этим предусматривалось использование
для производства формованного кокса газовых и слабо-
спекающихся углей Кузнецкого бассейна [9]. Затем было
принято решение о переносе строительства на Стаханов-
ский, Днепропетровский и наконец, Баглейский КХЗ (ОАО
«Баглейкокс»). Это потребовало разработки сырьевой
базы на основе украинских углей. В качестве спекающей
основы шихты применяли концентрат длиннопламенных
и газовых углей Западного Донбасса (Павлоградская ЦОФ)
[10], а также высокометаморфизованные угли Централь-
ного Донбасса (марки ОС Колосниковской ЦОФ и марки Т
Чумаковской ЦОФ). Характеристика углей и шихт для про-
изводства формованного кокса представлена в табл. 33.1.
Основными стадиями технологии являются [81;
скоростной нагрев шихты, содержащей 75-77%
класса менее 3 мм, до температуры 440 - 460 °C за
время 1 - 3 с, недостаточное для развития в орга-
ническом веществе угля реакций термохимиче-
ского разложения и перехода его в пластическое
состояние. Нагрев угля осуществляется газоо-
бразным теплоносителем в многоступенчатой си-
стеме трубопроводов и циклонов с параллельно-
противоточным движением потоков угля и тепло-
носителя. Газообразный теплоноситель получают
в печи путем сжигания смеси коксового газа и возду-
ха и разбавления продуктов сгорания до заданной
температуры отработанным теплоносителем;
изотермическое выдерживание, уплотнение угля,
нагретого в условиях наложения невысокого (до 1
МПа) внешнего давления, и разделение получен-
ного угольного бруса на подушкообразные пласти-
ческие угольные формовки (отдельности) заданных
Таблица 33.1.
Характеристика углей
и шихт для производства
формованного кокса
Марка угля, шихта Технический анализ/% Пластометрические показатели, мм Спекающая способность по Рога, отн.ед. Дилатометрия поИГИДМетИ Динамика вязкости ПРНЛ Кущнеревичу
А11 S' j/daf X У Ив, мм Пв, с Ди, с АТ^С 4F. Ша
С Кузбасс 8,9 0,56 41,2 39 9 34 47 196 172 448 §2
СС Кузбасс 8,3 0,40 22,9 13 0 0 1 - - - - -
Д+Г,;ЦОФ Павлоград- ская: 7,0 1,60 39,2 67 8 19 9 54 255 42? 63 84,6
0С,Д0ФКояосников- ская 7,4 1,60 18,5 15 7 27 29 265 201 478 72 87,7
Т, ЦОФ Чумаковская 6,9 1,91 10,7 16 0 0 2 319 78 - - 7^
Шихта 60 % Г, 40 %<Х 8,7 0,50 33,9 29 5 20 9 7? 142 444 4g 43,2
Шихта70%Д+Г, 15%0С, 15%Т 7У2 1,65 31,8 50 6 17 6 39 244 445 35 43,1
(рравочник Коксохимика- Том 1
Глава 33. Скоростной нагрев и формование угля в пластическом состоянии для производства формованного ...
521
размеров (57 х 57 х 33,62 х 61 х 41 мм) в пресс-фор-
мовочной машине;
спекание и прокаливание угольных формовок до
950 -10ОО °C в вертикальных коксовых печах непре-
рывного действия системы ИГР (с парными горизон-
талами с рециркуляцией) с получением формован-
ного кокса;
сухое тушение полученного формованного кокса
в нижней зоне печей прокаливания циркулирующим
газом или парогазовой смесью с утилизацией тепла;
улавливание химических продуктов коксования
и переработка коксового газа;
очистка избыточного теплоносителя системы ско-
ростного нагрева от вредных примесей и угольной
пыли и его охлаждение с утилизацией тепла и по-
следующим сбросом в атмосферу.
Технологическая схема производства формованно-
го кокса представлена на рис. 33.1.
Скоростной нагрев угольной шихты производится
в движущемся восходящем потоке смеси угля с газо-
образным теплоносителем (продуктами сгорания коксо-
вого газа). При этом одновременно протекает несколько
взаимосвязанных физических и химических процес-
сов - тепло- и массообмен, механическое и термическое
измельчение угольных зёрен, термическая деструкция
органической массы угля, химическое взаимодействие
образующихся продуктов между собой и с компонентами
газа-теплоносителя и т. д.
Подача шихты в систему скоростного нагрева осу-
ществляется шнеком-забрасывателем (поз. 3 на рис. 33.1).
Он снабжен подпорным устройством, исключающим вы-
ход теплоносителя наружу при его избыточном давлении
в системе нагрева до 9 кПа. Герметизация узла ввода
обеспечивается путем сжатия слоя угля между шнеком
и подпорным устройством до избыточного давления
10-11 кПа. Для уменьшения износа шнек выполнен
двухопорным.
Газообразный теплоноситель для скоростного нагре-
ва угольной шихты получают в специальной печи путем
сжигания смеси коксового газа и воздуха и разбавления
продуктов сгорания до заданной температуры циркули-
рующим теплоносителем из системы скоростного нагре-
ва угля (поз. 4 на рис. 33.1). Печь состоит из двух камер:
сжигания и смешивания. В нижней части первой из них
установлена горелка, в которой смешиваются газ и воз-
дух в регулируемом соотношении. Содержание кислорода
в циркулирующем теплоносителе должно быть минималь-
ным (не более 1 %), при большей концентрации кислорода
происходят нежелательные процессы окисления орга-
нической массы угля, что приводит к снижению качества
получаемого кокса. Поэтому сжигание газа производится
с минимальным коэффициентом избытка воздуха (не бо-
лее 1,05). Горелка снабжена запально-защитным устрой-
ством с дистанционным управлением и автоматическим
контролем факела. Температура образующегося в камере
свежего теплоносителя - 1600 °C. В камере смешивания
происходит разбавление свежего теплоносителя циркули-
рующим до температуры 600 °C.
Нагрев угля производится при его движении вместе
с газом-теплоносителем по параллельно-противоточной
схеме в газопроводах четырех ступеней нагрева. Уголь
проходит последовательно I, II, III u IV ступени нагрева,
а теплоноситель - IV, III, II и I ступени. После каждой ступе-
ни установлены циклоны, в которых происходит разде-
ление угля и теплоносителя, которые затем передаются
в последующие по их ходу ступени нагрева. Допустимые
скорости движения теплоносителя: на входе в каждую
ступень нагрева -18 - 22 м/с, на входе в циклоны - не ме-
нее 16 м/с, на участке циклон - нагнетатель - печь для
получения теплоносителя - 25 - 32 м/с, на всех остальных
участках -15 - 25 м/с.
Рис. 33.1.
Технологическая схема
производства формованного
кокса
1 - циклоны ступеней нагрева; 2 - бункер шихты; 3 - шнек-забрасыватель; 4 - печи для получения теплоносителя;
5 - нагнетатель; 6 - пресс-формовочная машина; 7 - пластинчатый конвейер; 8-узел загрузки;
9 - вертикальные коксовые камеры; 10- отопительные простенки с горизонтальными каналами;
11 - зона сухого тушения; 12 - конвейер валового кокса на сортировку; 13 - бункера углей; 14 - сборный конвейер
Справочник Коксохимика. Трм 1
522
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
В связи с непрерывным поступлением в систему ско-
ростного нагрева свежего теплоносителя и выделением из
угля водяных паров и парогазовых продуктов начальных
стадий термической деструкции объем циркулирующего
теплоносителя постоянно увеличивается. Избыточный
теплоноситель отводится на трехступенчатую очистку: су-
хую - в циклонах, мокрую - в центробежных скрубберах,
каталитическое дожигание - в специальных реакторах
[11]. После этого очищенный до санитарных норм избы-
точный теплоноситель сбрасывается в атмосферу.
Рациональные технологические параметры скорост-
ного нагрева шихты на основе углей Западного Донбасса
представлены в табл. 33.2 [12].
Таблица 33.2.
Рациональные
технологические
параметры
скоростного нагрева
шихты
Показатель Единица измерения Численное значение
Начальная концентрация угля в первой ступени кг/м3 0,58-0,65
Температура теплоносителя: °C
перед IV ступенью 575-608
перед III ступенью 466-480
перед II ступенью 349-359
после II ступени 214-223
после 1 ступени 95-105
Температура угля: °C
после IV ступени 456-463
после III ступени 335-342
после II ступени 208-212
после 1 ступени 75-90
Давление: Па
на входе в циклон IV ступени 820-880
на выходе из циклона IV ступени 740-800
внизу циклона IV ступени 800-840
внизу циклона 1 ступени 100-200
разрежение перед нагнетателем -(390-440)
давление после нагнетателя 1050-1100
Свойства нагретой шихты на основе углей Западно-
го Донбасса при различных конечных температурах ско-
ростного нагрева приведены в табл. 33.3 [13].
Нагретый до температуры начала перехода в пласти-
ческое состояние уголь поступает в пресс-формовочную
машину. В связи с тем, что скоростной нагрев проис-
ходит в течение короткого времени (несколько секунд),
необходима предварительная выдержка нагретого угля
в машине, чтобы он успел перейти в пластическое со-
стояние. Затем угольную пластическую массу подвергают
воздействию внешнего давления, а получаемый при этом
уплотненный угольный брус разделяют на отдельности
заданной формы и размера - пластические угольные
формовки. Критериями готовности нагретого угля к фор-
мованию являются:
1. Для шихт на основе углей Кузбасса - время 6 - 10 с
до начала вспучивания нагретого угля под давлени-
ем 0,5 МПа в штемпельном прессе [6].
2. Для шихт на основе газовых углей Западного Дон-
басса, спекающий компонент которых содержит зна-
чительные (до 20 % и более) количества инертинита,
что снижает гомогенность пластической массы,-
температура, выше которой начинается вспучива-
ние нагретой шихты в штемпельном прессе [12].
3. Для шихт, содержащих длиннопламенные и тощие
угли, которые снижают гомогенность угольной
пластической массы настолько, что она полностью
теряет способность вспучиваться [14], - прекра-
щение на некоторое время подъема температуры
в угольной засыпи, помещенной во вращающуюся
электрическую печь специального лабораторного
стенда [15; 16].
4. Резкое снижение насыпной плотности нагретой
шихты, отобранной непосредственно из системы
скоростного нагрева, - на 0,05 - 0,07 г/см3 при уве-
личении температуры на 1 - 2 °C [13].
Входе разработки процесса было испытано несколь-
ко типов пресс-формовочных машин: шнековая, кольце-
вая, гусеничная [17]. Схема шнековой машины конструк-
ции ВУХИНа и Гипрококса представлена на рис. 33.2.
Ее преимущества: хорошее перемешивание и усредне-
ние формуемой загрузки; интенсивный теплообмен и вы-
равнивание температур в угольной массе; компактность,
простота конструкции, низкая металлоемкость и малые
тепловые потери. Недостатки: повышенный расход энер-
гии, низкая эксплуатационная маневренность, суще-
ственное влияние размеров машины на параметры ее
работы, затрудняющее моделирование процесса.
Институтом ВНИИметмаш (г. Москва) разработана кон-
струкция кольцевой пресс-формовочной машины (ПФАКТ),
схема которой приведена на рис. 33.3. В УХИНе велись ра-
боты по созданию барабанной пресс-формовочной маши-
ны, схема которой представлена на рис. 33.4.
Наибольший объем исследований был выполнен
на гусеничной пресс-формовочной машине конструк-
ции Гипрококса - КБ «Коксохиммаш» Гипрококса (рис.
33.5), использование которой было предусмотрено на
опытно-промышленной установке (ОПУ ФМК) Баглей-
ского КХЗ. Основные преимущества гусеничной маши-
ны: независимые привода гусеницы, формующих вал-
ков и направляющего столика, высокая маневренность,
меньшая энергоемкость, возможность переработки
шихт с различными свойствами; недостаток - повышен-
ная чувствительность к колебаниям производительно-
сти, состава и свойств нагретого угля.
Таблица 33.3.
Свойства
нагретой шихты
А °C 450 452 454 456 458 460 462 464 466 468 470
6,7 6,7 6,7 6,7 6,8 6,8 6,8 6,8 6,9 7,0 7,1
31,1 30,9 30,7 30,4 30,1 29,9 29,6 29,4 29,0 28,1 26,6
Ив, мм 4 4 4 3 3 3 3 3 3 3 2
RI 17 17 16 16 16 16 15 15 15 15 14
(правочник Коксохимика. ’Jom 2
Глава 33. Скоростной нагрев и формование угля в пластическом состоянии для производства формованного ...
523
Рис. 33.2.
Шнековая
пресс-формовочная
машина
1 - загрузочный жёлоб; 2 - пресс-камера; 3 - мундштук; 4 - нож; 5 - поворотный столик; 6 - ячейковые формующие валки
а
Рис. 33.3.
Кольцевая пресс-
формовочная машина
1 - опорная рама; 2 - опорные ролики; 3 - шестерня; 4 - колесо; 5 -устройство для удаления несформованногоугля;
6 - шнек для выгрузки несформованного угля; 7 - ножи; 8 - подпрессовывающий гладкий валок; 9 - боковые рамки; 10- нож;
11 - плужок; 12 - угольный брус; 13 - ячейковые формующие валки; 14 - механизм чистки; 15 - выходной жёлоб;
16 - теплоизолированный кожух; 17 - питатель; 18- приводные гладкие прессующие валки
Справочник Коксохимика. Трм 1
524
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 33.4.
Барабанная
пресс-формовочная
машина
1 - корпус; 2 - ребристый барабан; 3 - ячейковый формующий валок; 4 - разгрузочный жёлоб для формовок;
5 - регулирующие болты; 6 - рессорная пружина; 7 - вибратор; 8 - пружина; 9 - колодка; 10 - загрузочный жёлоб
Рис. 33.5.
Схема гусеничной
пресс-формовочной
машины
7 - корпус; 2 - загрузочный жёлоб; 3 - гусеница; 4 - прессующие валки; 5 - направляющий столик;
6 - формующие валки; 7 - разгрузочный жёлоб
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 33. Скоростной нагрев и формование угля в пластическом состоянии для производства формованного ...
525
Рациональные технологические параметры формо-
вания шихт на основе углей Западного Донбасса разра-
ботаны для двух вариантов состава шихты: 1) 70% углей
марок Д+Г, 15% - ОС, 15% - Т (пусковой вариант для
опытно-промышленной установки); 2) 75% углей марок
Д+Г, 25 % - Т (перспективная шихта). Результаты исследо-
ваний [13] представлены в табл. 33.4.
Показатели Единицы измере- ния Численные значения
.вариант 1 вариант 2
Производ ительность по на- гретому углю . т/ч 56 7 ; л/Ж *_ *
Насыпная плотность, йагре- тойшихты т/м3 / ' 6,4Г г
Скорость движения гусе- 7 ницы м/с 0Д43 U213
Длиназоны изотермиче- ского выдерживания “ м и 6,5
Длительность изотермиче- ского выдерживания с 30,8 30,6
Длина зоны уплотнения м 2,1 2»
Длительность упл отнения с 9,0 13,2
Количествопрессующих, валков j ’ " тит. 4
Высота установки прессу- ’ ющих валков над гусеницей (по ходу угля):. м
1-й валок - 0,170
2-й валок 0,170 0,155
3-й валок / 7 ; . , 0,135 0,140
4-й валок : о.1 is 0,125
5-йвалок . \ 0,100 „ 0,100
Окружная скорость фор- мующих валков м/с 0,77 0,70
Время пребывания шихты в ячейках формующих валков - с 0,40 0>44
Нагретая шихта второго варианта имеет большую
насыпную плотность, что при заданных производитель-
ности и толщине слоя угля на гусенице обусловливает
меньшую скорость ее движения. Поэтому в первом вари-
анте требуется увеличенная длина зоны изотермическо-
го выдерживания для достижения требуемого времени
выдерживания (не менее 30 с) и глубины протекания
реакций термической деструкции. Это достигается путем
уменьшения длины зоны уплотнения - выведением из
работы первого по ходу угля прессующего валка. Уплот-
нение при этом производится вторым - пятым валками.
В свою очередь, это приводит к снижению продолжи-
тельности уплотнения для шихты первого варианта.
Большая насыпная плотность нагретой шихты второго
варианта и меньшая объемная производительность ма-
шины в этом случае позволяют при переработке такой
шихты несколько снизить скорость формующих валков
и увеличить время пребывания материала в ячейках.
Приведенные в табл. 33.4 технологические пара-
метры формования были экспериментально проверены
Срравочник К°ксохимика- Том 1
на установке Харьковского ОКХЗ в условиях кратковре-
менного опыта при работе пресс-формовочной машины
на форсированной производительности [18]. При их со-
блюдении выход целых формовок составляет 88 - 90%
от нагретого угля. Свойства получаемых формовок пред-
ставлены в табл. 33.5.
Показатель Единица измерения Численное значение
Диаметр - :г- мм 50-60
ВыЖ7/‘7 V. .О ММ ' 40-50
Кажущаясяялотность г/см3 да-1’0
Действительнаяплотноаь ; ; г/см3 ’ -1,41-1,65
Пористость ' ? : : л
Зольность сухой массы % .
Выход летучих веществ из горючей массы % 220-24,0
Прочностьнаокатие 0,5-0,7
Прочность на срез . - - МПа ** • 0,4-0,6
Таблица 33.5.
Свойства пластических
угольных формовок
Таблица 33.4.
Рациональные
технологические параметры
формования шихт на основе
углей Западного Донбасса
На базе выполненных ИГИ, УХИНом и ВУХИНом
научных исследований, а также большого объема экс-
периментальных и опытно-промышленных работ, про-
веденных на ХОКЗе силами УХИНа, ВУХИНа, Гипрококса,
КБ «Коксохиммаш» Гипрококса, ВНИИМетмаша, ХОКЗа
УХИНом и ВУХИНом разработано технологическое зада-
ние (ТЛЗ) для головной опытно-промышленной установ-
ки формованного кокса (ОПУ ФМК) [19], строительство
первой очереди которой мощностью 500 тыс. т в год
было предусмотрено постановлением ЦК КПСС и Совета
Министров СССР от 03.03.1980 г. №191.
На основе ТЛЗ Гипрококсом были выполнены
технико-экономическое обоснование строительства
ОПУФМК [20] и рабочая документация, в соответствии
с которой в 1980-е годы на площадке Баглейского КХЗ
Строительство ОПУ ФМК
на Ьаглейском КХЗ
526
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
был выполнен большой объем строительных работ, при-
обретено и изготовлено основное оборудование [21].
Для строительства первой очереди ОПУ ФМК был при-
менен разработанный Гипрококсом технический проект
модуля, состоящего из двух технологических потоков
(ниток) производительностью по 250 тыс. т сухого метал-
лургического кокса в год. Одновременно со строитель-
ством углеформовочных отделений и печей прокалива-
ния первого модуля должно было строиться химическое
крыло на два модуля.
В конце 1980-х годов в связи с ограниченностью
инвестиций и развалом СССР строительство ОПУ ФМК на
Баглейском КХЗ было прекращено [21].
Библиография
1. Сапожников Л. М., Сперанская Г. В. Исследование современ-
ных принципов коксования углей - М.: Изд-во АН СССР, 1953-
64 с.
2. Сапожников Л. М., Сперанская Г. В. Получение формованного
металлургического и энергетического топлива методом непре-
рывного коксования углей - М.: Изд-во АН СССР, 1959 - 43 с.
3. Тютюннжов Ю. Б. Безперервний метод отримання металурпй-
ного коксу - Днтропетровськ: Книжкове вид-во, 1959 - 59 с.
4. Тютюнников Ю. Б. Получение кокса из слабоспекающихся
углей- К.: Техыка, 1963 - 142 с.
5. Сапожников Л. М. Теоретические основы и перспективы раз-
вития метода непрерывного коксования // Сб.: Проблемы
производства формованного кокса - М.: Металлургия, 1983.
С.7-13.
6. Сперанская Г. В., Тютюнников Ю. Б., Еркин Л. И. и др. Научные
основы производства формованного металлургического кок-
са из слабоспекающихся углей - М.: Металлургия, 1987- 272 с.
7. Некрасов 3. И., Мазов В. Ф., Гладков Н. А. и др. Доменная плавка
на формованном коксе И Сталь.- 1974 - №11- С. 977 - 981.
8. Васильев Ю. С., Торяник Э. И. Исследования УХИНа в области
подготовки и коксования углей // Углехимический журнал-
2000.- №1-2.-С. 21 -26.
9. Фришберг В. Д., Мюллер И. П., Иванов Б. В. Сырьевая база
коксования восточных районов СССР // Кокс и Химия -1977-
№11- С. 33-35.
10. Ладыжинский В. М., Торяник Э. И., Тучина Н. И. и др. Исследо-
вание углей Западного Донбасса - потенциальной сырьевой
базы для производства формованного кокса // Кокс и Хи-
мия.-1986.-№ 8.- С. 4-6.
11. Лисаченко А. В., Адамов Р. Г., Папков Г. И. и др. О комплексной
очистке избыточного теплоносителя при производстве фор-
мованного кокса // Кокс и Химия - 1986 - № 4 - С. 17 -18.
12. Ладыжинский В. М. Исследование и разработка режима ско-
ростного нагрева шихты на основе углей Западного Донбасса
при производстве формованного металлургического кокса //
Дисс. канд. техн, наук 05.17.07 - X.: УХИН, 1988 - 136 с.
13. Шульга И. В. Разработка критерия готовности нагретых углей
и шихт к формованию и технологических параметров их фор-
мования при производстве формованного металлургического
кокса // Дисс. канд. техн, наук 05.17.07 - X.: УХИН, 1991.- 138 с.
14. Торяник Э. И., Шептовицкий М. С., Шмадченко В. Н. и др.
Опытно-промышленные исследования производства формо-
ванного кокса из слабоспекающихся углей Донбасса // Кокс
и химия - 1985 - № 9 - С. 20 - 24.
15. Шептовицкий М. С., Торяник Э. И., Авилов В. Н. О лаборатор-
ном методе оценки пригодности углей для производства
формованного кокса // Кокс и Химия - 1979 - № 4 - С. 18 - 20.
16. Авилов В. Н., Токарь А.С., Шептовицкий М. С. и др. Способ
определения температуры нагрева угля перед формова-
нием // А. с. СССР № 820217, кл. С10В 47/12, заявл. 06.10.77
№2532196/23-26.
17. Литвин Е. М., Попов А. И. Формование нагретых шихт в пресс-
формовочных машинах разных конструкций // Кокс и Хи-
мия-1988.- №5.- С. 14-17.
18. Торяник Э. И., Шмадченко В. Н., Шульга И. В. и др. Время пре-
бывания пластической массы в пресс-формовочной машине
и качество формованного кокса // Кокс и Химия- 1990-
№ 10.-С. 18 - 19.
19. Технологическое задание «Процесс производства формован-
ного металлургического кокса. Баглейский коксохимический
завод» (арх. номер Гипрококса НИР-535-СП).
20. Гипрококс. Технико-экономическое обоснование строитель-
ства опытно-промышленной установки по производству
формованного металлургического кокса (ОПУ ФМК) на Ба-
глейском коксохимическом заводе. 1980 г. (арх. Гипрококса
ПЗ-70051).
21. Михайличенко Д. Ю. Гипрококс. История и современность /
Под редакцией В. И. Рудыки - X.: ИД «ИНЖЭК», 2009.
(рравочник Коксохимика- Том 1
ГЛАВА 34
ПОДГОТОВКА ШИХТЫ ДЛЯ ПРЕДВАРИТЕЛЬНОГО
УПЛОТНЕНИЯ (ТРАМБОВАНИЯ) ПЕРЕД КОКСОВАНИЕМ
Трамбование шихты предназначено для получения
доменного кокса из слабоспекающихся шихт. Этот метод
нашел применение в тех странах, где есть значительные
запасы слабоспекающихся, относительно дешевых углей,
а запасы хорошо спекающихся углей недостаточны. По-
этому структура шихт для коксования с применением
трамбования в этих странах в большей мере соответ-
ствует структуре запасов углей в недрах. Трамбование
является наиболее эффективным способом повышения
насыпной плотности шихты и соответственно использо-
вания ее спекающего потенциала. При этом в качестве
связующего используется влага шихты.
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЦЕССА СПЕКАНИЯ
В УПЛОТНЕННОЙ УГОЛЬНОЙ ЗАГРУЗКЕ
В процессе трамбования угольной шихты повыше-
ние ее насыпной плотности происходит за счет скольже-
ния зёрен относительно друг друга, их переориентации
и сближения. При прекращении трамбования и осво-
бождении трамбованного угольного пирога из матрицы
изменение (увеличение) линейных размеров пирога не
происходит. Это обусловлено тем, что между влажными
зёрнами существуют силы сцепления, основными из кото-
рых являются капиллярные и механические. Чем больше
эти силы, тем больше сопротивление деформации трам-
бованного пирога. Механические силы, по сути, являются
силами внутреннего трения. Капиллярные силы опреде-
ляются количеством влаги, ее поверхностным натяжени-
ем, величиной зазора между зёрнами, формой контакта
между ними. С уменьшением размеров зёрен капилляр-
ная сила снижается пропорционально их радиусу, однако
при этом в квадратичной зависимости возрастает число
контактов зёрен на единицу площади. При чрезмерном
увеличении влажности шихты состояние влаги в загруз-
ке может приближаться к т. н. капиллярному, когда все
межзерновое пространство заполняется водой, которая
уже играет роль смазки, что приводит к разупрочне-
нию трамбованного пирога. Следовательно, прочность
трамбованного пирога во многом зависит от грануло-
метрического состава шихты, ее влажности, свойств
поверхности зёрен, их формы. Чем выше плотность трам-
бованного пирога из одной и той же шихты, тем больше
силы механического и капиллярного сцепления между
угольными зёрнами, тем больше его прочность.
Важным моментом при трамбовании угольной за-
грузки является характер изменения отношения коли-
чества угольного вещества в единице объема к межзер-
новому пространству (порозности). Средневзвешенная
кажущаяся плотность углей в шихте для трамбования со-
ставляет ~ 1250 кг/м3. Следовательно, при условии равен-
(правочник Коксохимика. Том 1
ства объёмов, занимаемых в загрузке зёрнами угля, (Ио1')
и порозностью (Иол), насыпная плотность загрузки равна
625 кг/м3. При трамбовании отношение объема, зани-
маемого угольными зёрнами (^), к объему порозности
(Кл) возрастает, причем значительно быстрее в области
насыпных плотностей выше 900 кг/м3 (рис. 34.1). Однако
чем выше плотность угольной загрузки, тем большую
работу трамбования необходимо затратить для увеличе-
ния плотности на ту же величину, что в области меньших
плотностей.
Рис. 34.1. Динамика изменения
объемов, занимаемых
углем Р и порозностью
Vпо сравнению с их
исходным значением (Vy
и V”) и отношения к И"
в угольной загрузке при ее
уплотнении
Насыпная плотность шихты, загруженной в печь
обычным способом (насыпью через загрузочные люки),
составляет 0,72 - 0,73 т/м3 (на сухую массу). Насыпная
плотность трамбованного пирога, сформованного с при-
менением современного оборудования, составляет на
сухую массу в среднем 1,017 т/м3. При средневзвешен-
ной кажущейся плотности углей в шихтах для коксова-
ния 1,25 - 1,27 т/м3 объем межзернового пространства
(порозность) в насыпной шихте составляет 42 - 43%,
в трамбованной - 19 - 20 %. Поскольку процесс спекания
является гетерогенным, то любая порозность, а тем более
такая высокая, как в традиционном слоевом коксовании,
препятствует процессу спекания, что обусловливает вы-
сокие требования к спекаемости угольных шихт для это-
го процесса (у=16-18).
Высокая плотность трамбованного угольного пи-
рога, а следовательно, низкая порозность, позволяет
в большей мере использовать спекающий потенциал
528
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 34.2.
Влияние насыпной
плотности шихты (у) на
выход кокса (Вк) и газовое
давление
шихты и получать кокс высокой механической прочно-
сти из шихт пониженной спекаемости (у- 12- 13). Улуч-
шение условий для спекания угольных зёрен в трамбо-
ванной угольной загрузке связано с повышением плот-
ности пластического слоя, увеличением поверхности
и усилий контактов между промежуточными продуктами
деструкции органической массы угля, находящимися
в различных агрегатных состояниях - жидком, твердом
и газообразном.
Замеры газового давления в пластическом слое
коксуемой загрузки показывают, что в зависимости от
свойств углей (шихт) в трамбованной загрузке оно может
в 5 и более раз превышать внутрипластическое давление
насыпной загрузки. Роль повышения внутрипластическо-
го газового давления для спекания углей является весьма
важной. Чем выше газовое давление, тем больше паро-
газообразные продукты пиролиза участвуют в последу-
ющих реакциях с частично разложившейся органиче-
ской массой угля. При этом интенсифицируются реакции
насыщения водородом свободных связей образующихся
осколков макромолекул (свободных радикалов), что при-
водит к увеличению количества относительно низкомо-
лекулярных соединений, которые при определенных
температурах могут находиться в пластическом состоя-
нии и участвовать в процессе спекания углей. Такое изме-
нение химизма пиролиза в сторону восстановительной
деполимеризации, а также увеличение температурного
и временного интервалов пластичности также оказыва-
ют благоприятное влияние на процесс спекания трамбо-
ванной загрузки (табл. 34.1).
1 - выход кокса; 2 - газовое давление
Это связано с повышением теплопроводности трам-
бованной шихты. Температуропроводность же при этом
снижается. Плотность трамбованного пирога выше, чем
шихты, загружаемой насыпью, на ~ 40%. Следовательно,
теоретически увеличение производительности печи при
коксовании трамбованной угольной загрузки должно со-
ставлять 10 % по сравнению с насыпной.
МАРОЧНЫЙ СОСТАВ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА
ШИХТ ДЛЯ ТРАМБОВАНИЯ
Для трамбования используются слабоспекающиеся
шихты. Отощение шихт может осуществляться как за счет
малометаморфизованных слабоспекающихся углей ма-
Таблица 34.1.
Характеристика
пластического состояния
углей при загрузке их насыпью
и с трамбованием
Показатель Марка угля
Г Ж К ОС
насып. трамб. насып. трамб. насып. трамб. насып. трамб.
Рвнутрипластич^кПа 23 11,6 2,9 5,0 10,1 18,4 2,8 13,6
Т-ра нача ларазмягчения, °C 325 320 300 301 340 336 386 385
Т-ра отверждения, °C 433 450 460 464 460 467 472 478
АГ,°C 108 130 160 163 120 . 131 86 93
34 мм 11 12 26 - .26 19,5 J 20 - 8 8
7олщйна;газонась1щеннойяеннойзоны, мм 2,5 4,5 16 15 9 10 . отсут. отсут.
При коксовании трамбованной угольной загруз-
ки в результате сдвига термохимических превращений
органической массы углей в сторону конденсационных
процессов несколько увеличивается выход твердого
остатка. При этом повышение выхода кокса Вк проис-
ходит симбатно с повышением внутрипластического га-
зового давления Р (рис. 34.2) и изменением отношения
VyIVn (см. рис. 34.1).
На макростроении пластического слоя углей трам-
бование загрузки практически не сказывается. Только
при трамбовании газового угля газонасыщенная пенная
зона заметно увеличивается - на 2 мм, а общая толщина
пластического слоя - на 1 мм.
Коксования шихт различной насыпной плотности
в калориметре с массой насыпной угольной загрузки
10 кг показали, что при трамбовании увеличение про-
должительности коксования составляет ~ 75 % от увели-
чения плотности загрузки.
рок Д, ДГ, Г, так и за счет высокометаморфизованных сла-
боспекающихся (марка ОС) и неспекающихся (марка Т).
В Украине для технологии трамбования на ОАО «Алчевск-
кокс» была разработана шихта следующего марочно-
го состава, % : Г - 60, Ж - 20, ОС - 10, Т - 10, т. е. шихта,
основу которой составляют донецкие газовые угли с вы-
ходом летучих веществ Vd = 35 - 40%. Спекаемость этих
углей, оцениваемая толщиной пластического слоя у (ГОСТ
1186-87), составляет 11 - 13 мм, по Рога RJ= 35 - 37, по-
казатель свободного вспучивания SJ = 3,0, код по между-
народной классификации 622. Особенностью этой ших-
ты также является наличие в ней большого количества
(10 %) неспекающегося угля марки Т и отсутствие хорошо
спекающегося дефицитного угля марки К, без которого
невозможно производство кокса при насыпном процес-
се загрузки шихты в коксовые печи. Спекаемость шихты у
для трамбования на ОАО «Алчевсккокс» по пластометри-
ческому методу составляет 13 мм, усадка X- в пределах
Справочник Коксохимика. Том J
Глава 34. Подготовка шихты для предварительного уплотнения (трамбования) перед коксованием
529
37 - 45 мм, Vd = 28 - 29%. Вместо отощающих донецких
марок ОС и Т могут быть использованы слабоспекаю-
щиеся присадочные российские угли карьерной добычи
марок КО, КС, СС, ССОМ и др. суммарно до 25 %. При этом
в шихте может быть снижено на 5 -15 % и более содержа-
ние слабоспекающихся малометаморфизованных углей.
Подобная структура шихт для трамбования в Герма-
нии. На заводе ЦКС (г. Диллинген) основным компонен-
том шихты для трамбования являются саарские мало-
метаморфизованные угли с выходом летучих веществ -
33 - 41 %, SJ - 1,5 - 8, RJ - 15 - 80. Компонентный состав
такой шихты следующий: 60 - 65 % саарских углей, 15 %
хорошо спекающихся рурских углей и 15 - 20 % нефтяно-
го импортного кокса с выходом летучих веществ около
10 %. Кроме того, в шихту при производстве доменного
кокса добавляют 5 % тонко измельченной коксовой мело-
чи, которую вначале подсушивают до 1 - 2 % влажности, а
затем измельчают в шаровой мельнице до ~ 70% содер-
жания кл. < 0,09 мм. Спекаемость такой шихты по показа-
телю SJ составляет 3-4, дилатометрия: а + в = - 8 - 5 %,
Vd = 29,о%. Показатели механической прочности домен-
ного кокса, производимого с применением трамбования
шихты на этом заводе, составляют, %: М40 - 75,0, М10 -
5,3 - 5,8 (товарный кокс крупностью > 22 мм).
В других странах (Польша, Чехия, Индия, Китай
и др.), где используется технология трамбования, уголь-
ные шихты также характеризуются высоким содержани-
ем слабоспекающихся мало- или высокометаморфизо-
ванных углей.
В Польше спекаемость шихт для трамбования по У
составляет 9 -13 мм, индекс Рога RJ- 45 - 55 ед., индекс
свободного вспучивания SJ - 4,5 - 5,5. Выход летучих ве-
ществ Va составляет 30 % и более.
В Индии на заводе компании «Тата Стил» в шихтах
для трамбования используют местные высокозольные
(Ad = 12 - 13%) слабоспекающиеся угли как низкой,
так и высокой степени метаморфизма (R0 = 0,32 - 1,67,
Vd= 13 - 49%). Дилатометрические показатели угля на-
ходятся в пределах: а = 0 - 36 %, em|n = >10 %. Количество
слабоспекающихся углей в шихтах для трамбования со-
ставляет 60 - 62 %.
В Республике Чехия, где для коксования применя-
ются местные угли с высоким содержанием инертинита,
шихты для трамбования характеризуются относитель-
но высокой по сравнению с другими странами спекае-
мостью: SI = 6; а = 28 - 40 %. Выход летучих веществ -
Г = 28,6 %.
Для обеспечения высокой механической прочности
кокса из трамбованных шихт необходимо тонкое их из-
мельчение. Кроме того, высокий уровень измельчения
шихт обусловлен также необходимостью обеспечения
высокой прочности трамбованного угольного пирога.
Измельчение углей при подготовке шихты для трамбо-
вания осуществляют в высокопроизводительных молот-
ковых дробилках. На ОАО «Алчевсккокс» применяются
молотковые дробилки типа ДМ 1500 х 1500 - 1000. При
оснащении дробилки электродвигателем мощностью
800 кВт ее производительность на потоке средней твер-
дости и влажностью до 13 % составляет 300 т/ч. При этом
Справочник Коксохимика. Том 1
уровень измельчения шихты составляет 90 - 91 % содер-
жания класса < 3,15 мм.
За рубежом для достижения высокой степени из-
мельчения шихт используются дробилки с регулируемым
числом оборотов фирмы «Хацемаг» или «Aulemann-und
Beck-Schulte». Эти дробилки обеспечивают высокий уро-
вень помола углей - 92 - 95% кл. < 3,15 мм при произ-
водительности на потоке твердых углей - до 250 т/ч, на
потоке мягких - до 400 т/ч. Влажность шихты при этом
может достигать 13%. Эти дробилки характеризуются
относительно низким расходом электроэнергии, однако
они крайне чувствительны к попаданию металла и требу-
ют надежной защиты.
ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ПОДГОТОВКИ ШИХТ
ДЛЯ ТРАМБОВАНИЯ
При подготовке шихт для трамбования могут при-
меняться различные схемы - ДШ, ГДК и ДК. При схеме
ДШ нет необходимости в установке смесителя, так как
эффективное смешение шихты происходит непосред-
ственно в дробилках. При всех схемах для повышения
трамбуемое™ шихты должна быть предусмотрена пода-
ча воды для ее доувлажнения. Вода может дозировано
подаваться как непосредственно в дробилку, так и в сме-
ситель шихты. Для контроля влажности шихты в схеме
углеподготовки должен быть предусмотрен электронный
влагомер, установленный над конвейером, куда поступа-
ет шихта после дробилок или после смесителя. Показа-
ния датчика влажности шихты должны быть выведены
также в диспетчерский пункт углеподготовительного
цеха (УПЦ). Подача воды в дробилку подавляет пыление,
однако при этом затрудняется процесс дробления, сте-
пень измельчения шихты несколько снижается. Поэтому
целесообразно подавать воду в смеситель, в том числе
и при схеме ДШ. На рис. 34.3 представлена схема подго-
товки шихты для трамбования ДШ на ОАО «Алчевсккокс»,
по которой обеспечиваются шихтой коксовые батареи
№ 9-6ис и 10-6ис. Общая емкость бункеров 4 закрытого
склада углей составляет 33 600 т. С дозаторов бункеров
четного и нечетного ряда угли поступают в дробильное
отделение. В составе отделения три молотковые дро-
билки 5 типа 1500 х 1500 - 1000 с электродвигателями
установленной мощности 800 кВт. По марочному со-
ставу шихты четного и нечетного рядов практически не
отличаются между собой. При этом угли каждого ряда
силосов имеют возможность измельчения в двух дробил-
ках (одна рабочая, другая резервная). При одновремен-
ной подаче углей из обоих рядов бункеров с нагрузкой
на дробилки 300 т/ч на каждый ряд в работе находятся
две дробилки, третья резервная. Вода на доувлажнение
шихты (при необходимости) подается непосредственно
в дробилки дозировано по нескольким трубкам, равно-
мерно рассредоточенным по длине барабана дробилки.
Для регулирования и контроля влажности шихты, пода-
ваемой на угольную башню, на конвейере шихты после
дробилок 5 установлен электронный влагомер 7. Показа-
ния влажности (%) высвечиваются на дисплее влагомера
и в диспетчерской УПЦ. Кроме того, сигнал от влагомера
поступает на электроклапан, который регулирует по-
дачу воды, выдерживая заданную влажность шихты при
530
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 34.3.
Технологическая схема
подготовки шихты для
трамбования
на ОАО «Алчевсккокс»
1 - вагоноопрокидыватель; 2 - дуплекс-питатели; 3 - пробоотборник углей; 4 - бункера закрытого склада;
5 - молотковая дробилка; 6 - подача воды на доувлажнение шихты; 7 - электронный влагомер; 8 - смеситель;
9-пробоотборник шихты; 10-угольная башня батареи № 9-бис; 11 - трамбовочно-загрузочная-выталкивающаямашина
данной нагрузке на дробилки. Регулирование влажности
шихты может также осуществляться в ручном режиме.
Далее шихта, минуя смесительное отделение, поступает
в угольную башню 10 коксовой батареи № 9-бис или кок-
совой батареи № 10-бис (на рис. не показана). Угольные
башни располагаются на машинной стороне батарей под
путями трамбовочно-загрузочно-выталкивающей маши-
ны (ТЗВМ) 11.
Для контроля качества поступающих на коксова-
ние углей в схеме предусмотрен пробоотборник 3, а для
контроля качества шихты - пробоотборник 9. Поэтому
влажность шихты, определяемая влагомером, может
быть проконтролирована в ЦЗЛ завода по стандартной
методике.
Обычно данные влагомера и данные, полученные в
лаборатории, практически одинаковы, расхождения их
находятся в пределах погрешности опыта. На основе за-
рубежной производственной практики для обеспечения
высокой прочности трамбованного пирога влажность
шихты должна составлять 9,5 - 11,0%, гранулометриче-
ский состав шихты (квадратные отверстия сит) должен
быть следующим: содержание кл. < 3,15 мм - 90 - 95 %, кл.
< 0,5 мм - 40 - 50%, кл. < 0,25 мм - 25 - 30 %. Такое измель-
чение шихты на заводе ЦКС (Германия), влажность шихты
для трамбования составляет 10 - 11 % (преимущественно
10,5 - 10,8%). На ОАО «Алчевсккокс» влажность шихты
составляет 11 - 12%, а иногда и выше. Повышенная влаж-
ность шихты компенсирует недостаточное содержание
в ней флотоконцентрата (кл. < 0,5 мм), обеспечивающего
высокую ее трамбуемость. Наличие в шихте флотоконцен-
трата должно быть в пределах 20 - 25%. Гранулометриче-
ский состав шихты для трамбования на ОАО «Алчевсккокс»
при нагрузке на одну дробилку 300 т/ч и схеме измельче-
ния ДШ следующий, %: < 3,15 мм - 90,0 - 92,0; < 0,5 мм -
40 - 44; < 0,25 - 15 - 18. Такой помол и влажность обеспе-
чивают необходимую прочность трамбованного пирога
при стационарно установленных трамбовочных штангах
ТЗВМ. При осуществлении каретками штанг возвратно-
поступательных движений вдоль трамбовочной камеры
помол и влажность шихты могут быть понижены.
(рравочник Коксохимика. Том J
Глава 34. Подготовка шихты для предварительного уплотнения (трамбования) перед коксованием
531
ЛАБОРАТОРНЫЙ КОНТРОЛЬ ПОДГОТОВКИ ШИХТЫ.
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ТРАМБУЕМОСТИ УГЛЕЙ И ШИХТ
Способность образовывать трамбованный пирог
той или иной прочности и плотности из влажной шихты
определяет ее трамбуемость. Для текущего контроля
трамбуемости шихты, а также для определения трамбуе-
мости отдельных углей в технологии производства кокса
с применением трамбования применяются специальные
аппараты.
Трамбователь
Аппарат предназначен для приготовления трамбо-
ванного угольного образца путем его трамбования под
действием свободно падающего груза при заданной
удельной работе трамбования (рис. 34.4).
на всю площадь верхней грани образца, установленного
на горизонтальной плоскости. Показатель прочности
образца на смятие оем вычисляется из отношения массы
груза, при котором произошло смятие образца, к площа-
ди верхней грани образца.
Рис. 34.4.
Аппарат для приготовления
трамбованных угольных
образцов (трамбователь)
Рис. 34.5.
Аппарат для определения
прочности трамбованного
образца на срез и смятие
1 - сборно-разборная матрица; 2 - груз; 3 - пуансон;
4 - навеска угля; 5 - направляющая
1 - груз; 2 - трамбованный образец;
3 - испытательный столик; 4 - дробь; 5 - зажим;
6 - шток; 7 - стальной шарик; 8 - стальная пластинка
Обычно удельная работа трамбования в этом аппа-
рате соответствует этому показателю для промышленно-
го трамбованного пирога. Трамбование образца произ-
водится в сборно-разборной матрице 1 за счет энергии
падающего груза 2 на пуансон 3, установленный на по-
верхности навески шихты (угля) 4.
Масса загрузки шихты (угля) для испытания состав-
ляет от 0,75 до 1,1 кг. Размеры основания трамбованного
образца составляют 100 х 100 мм. Высота образца зави-
сит от массы угольной загрузки и от ее трамбуемости.
Аппараты для определения прочности трамбо-
ванного образца на срез и смятие
Сущность определения прочности на срез заклю-
чается в определении массы груза 1, установленного на
консольно выступающую часть образца 2, закрепленно-
го на испытательном столике 3, при котором происходит
разрушение (срез) консольной части образца (рис. 34.5).
В качестве груза служит емкость, куда постепенно засы-
пают свинцовую (или стальную) дробь 4 вплоть до мо-
мента среза образца. Показатель прочности образца на
срез (осз) вычисляется из отношения массы груза к пло-
щади среза. Прочность трамбованного образца на смя-
тие определяется путем плавного наложения нагрузки
(правочник Коксохимика. Трм 1
Плотность образца (у) вычисляется, исходя из его
массы и объема.
В ряду метаморфизма донецких углей их трамбуе-
мость возрастает от длиннопламенных к отощённоспе-
кающимся. При переходе к тощим углям трамбуемость
снижается. Максимальная прочность трамбованных об-
разцов приходится на угли марок К и ОС, минимальная -
на угли марок ДГ и Г (рис. 34.6).
Рис. 34.6.
Зависимость трамбуемости
углей от степени их
метаморфизма
532
Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
Рис. 34.9.
Влияние влажности
(W(r) на плотность (у)
трамбованного образца
Однако внутри марок углей могут быть существен-
ные расхождения по трамбуемости. Трамбуемость углей
и шихт во многом зависит от степени их измельчения
и влажности. При повышении степени измельчения
шихты прочность образца повышается, а максимум его
прочности сдвигается в область более высоких значений
влажности (рис. 34.7).
Рис. 34.10.
Влияние степени
измельчения шихты по
содержанию кл. < 0,5 мм
на плотность (у )
трамбованного образца
Рис. 34.8.
Влияние работы
трамбования (А)
на плотность (ycvx)
и прочность (осз)
трамбованного образца
Рис. 34.7.
Влияние влажности (W?)
и степени измельчения
шихты на прочность (в )
трамбованного образца
1 - 5 - степень измельчения шихты соответственно
90,91, 92,93 и 94 % содержания кл.< 3,15 мм
На рис. 34.8 показана зависимость прочности (ст )
и плотности (у) трамбованного угольного пирога от рабо-
ты трамбования.
1-о ; 2-у
Ci' ‘ сух
Прочность пирога на срез сначала возрастает, а по-
сле -900 Дж/кг начинает снижаться, т.е. дальнейшее
увеличение работы трамбования является излишним
и даже вредным. Плотность образца при этом все время
повышается, однако после ~ 900 Дж/кг темп повышения
становится едва заметным.
На рис. 34.9 показаны зависимости плотности трам-
бованного образца от влажности шихты.
Плотность образца при фактической влажности ших-
ты возрастает практически прямолинейно. Несколько
больший рост плотности наблюдается в области меньших
значений влажности шихты. Плотность образца в расчете
на сухую массу имеет максимум в интервале влажности
шихты 11 - 12 %. Абсолютные значения повышения плот-
ности образца в расчете на сухую массу при изменении
влажности шихты в интервале 10 - 13% незначительны
и составляют максимум 0,007 кг/дм3 (или 0,7%).
1 - при фактической влажности шихты;
2-на сухую массу
На рис. 34.10 показано влияние степени измельче-
ния шихты (содержание кл. < 0,5 мм) на плотность трам-
бованного образца.
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ДРОБИМОСТИ УГЛЕЙ
Поступающие в углеподготовительный цех угли
имеют различную твердость, а соответственно и дроби-
мость. Для обеспечения достаточной прочности трамбо-
ванного угольного пирога необходим контроль дроби-
мое™ углей, поступающих в шихту для трамбования. Для
определения дробимости углей могут применяться аппа-
раты ВИМС, Хардгрова или копровый. На ОАО «Алчевск-
кокс» используют копровый аппарат, процесс дробления
в котором больше соответствует процессу дробления
в молотковой дробилке. Методика определения следу-
ющая. На навеску угля кл. 6 - 10 мм массой 25 г четыре
раза сбрасывают груз в виде стальной гири (копра) мас-
сой 3 кг с высоты 0,7 м. Выполняются два параллельных
испытания. После испытания измельченный в аппарате
уголь рассевают на ситах. В качестве показателя дро-
бимости служит выход кл. < 0,5 мм. Чем больше выход
этого класса, тем менее твердый уголь. Для достижения
высокой прочности трамбованного пирога желательно
вводить в шихту, по возможности, большее количество
мягких углей, особенно при недостаточном количестве
флотоконцентрата. На рис. 34.11 представлена зависи-
мость трамбуемости углей от их дробимости.
Справочник Коксохимика. Том 1
Глава 34. Подготовка шихты для предварительного уплотнения (трамбования) перед коксованием
533
U6
1,12
\ 1,08
1,04
1,00
сГ
0,8 ’
0,7 -
0,6 -
0,5 -
0,4 -
0,3 -
0,2 -
1 - дробимость углей (выход кл. < 0,5 мм);
2 - прочность трамбованного пирога на срез осз;
3 - плотность трамбованного пирога у
СПОСОБЫ ИЗМЕРЕНИЯ ПЛОТНОСТИ
ПРОМЫШЛЕННОГО ТРАМБОВАННОГО ПИРОГА
На практике определение плотности трамбован-
ного пирога осуществляется по следующей методике.
Трамбованный пирог на поддоне выдвигают из трамбо-
вочной камеры ТЗВМ и устанавливают в специальных
направляющих над бункером для разрушенных пирогов,
который расположен в междубатарейном пространстве.
Трамбованный пирог вначале обмеряют для вычисления
точного объема.
Затем поддон убирают из-под пирога обратно
в трамбовочную камеру ТЗВМ. По мере ухода поддона
пирог обламывается, его крупные фрагменты падают на
решетку и разбиваются на мелкие осколки, которые па-
дают в приемный бункер. Под бункером расположены
конвейеры с ленточными весами, что позволяет взве-
сить весь трамбованный пирог по мере выгрузки бун-
кера. С конвейеров шихта с осколками трамбованного
пирога поступает на другой конвейер для ее эвакуации
автотранспортом на открытый склад углей. Плотность
пирога вычисляют из отношения его массы и объема при
фактической влажности, которую определяют из пробы
шихты, отобранной с конвейера эвакуации. Этот способ
трудоемкий и позволяет определить только среднюю
плотность трамбованного пирога. Поэтому он использу-
ется достаточно редко.
Неразрушающий способ, разработанный для ОАО
«Алчевсккокс», заключается в том, что при выходе трам-
бованного пирога из трамбовочной камеры ТЗВМ с его
боковой поверхностью входит в контакт режущая кром-
ка дугообразной формы, которая срезает угольную ших-
ту, образуя канавку вдоль всей длины пирога. Срезанная
шихта подается по жёлобу в специальный бункер, встро-
енный на ТЗВМ, и автоматически взвешивается. Объем
канавки является числом постоянным, поэтому плот-
ность пирога определяется фактически массой срезан-
ной шихты.
В Республике Чехия для определения плотности
трамбованного пирога применили радиометрический
способ. При этом была показана неравномерность плот-
(правочник Коксохимика. Том 1
ности в массиве пирога, изготовленного в ТЗВМ старого
образца с ременным приводом трамбовочных штанг.
Косвенный метод определения плотности трам-
бованного пирога заключается в трамбовании наве-
ски производственной шихты в матрице трамбователя
(см. рис. 34.4) при работе, соответствующей работе трам-
бования в ТЗВМ. Учитывая разные условия трамбования
в промышленной машине и лабораторном трамбовате-
ле невозможно утверждать, что плотность, полученная
в трамбователе, точно соответствует плотности про-
мышленного трамбованного пирога. Однако полученные
в лабораторных условиях результаты позволяют устанав-
ливать закономерности изменения плотности трамбо-
ванного пирога в зависимости от различных технологи-
ческих факторов, которые подтверждаются на практике.
Библиография
1. Скляр М. Г., Кузниченко В. М., Карпов А. В. и др. Влияние плот-
ности угольной загрузки на выход и качество кокса // Кокс
и химия.-1980.- № 7- С.15-20.
2. Кузниченко В. М., Зубилин И. Г., Солодкая Л. Т. Влияние на-
сыпной плотности угольной загрузки на продолжительность
коксования// Кокс и Химия - 1981- №8- С. 12- 14.
3. Кузниченко В. М., Карпов А. В., Торяник Э. И. и др. Влияние
внутрипластического газового давления на пластическое со-
стояние углей при их уплотнении. Сборник Нетермические
методы подготовки углей и шихт к коксованию. М.: Металлур-
гия, 1984.- С.18-21.
4. Браун Н. В., Васильев Ю. С., Кузниченко В. М. Трамбование
угольной шихты и перспективы его использования в СССР //
Кокс и Химия.- 1987.- № 4.- С. 5 - 8.
5. Васильев Ю. С., Кузниченко В. М., Браун Н. В. и др. Технология
производства кокса из трамбованных шихт //Кокс и Химия-
1990.-№6.-С. 24-26.
6. Кривонос В. В., Васильев Ю. С., Дроздник И. Д. и др. Освоение
технологии трамбования на Алчевском КХЗ с использовани-
ем углей Украины и России // Углехимический журнал-1998-
№ 3-4- С. 10-14.
7. Чучминов В. Н., Приходько Э. А., Кузниченко В. М. и др. О трам-
буемости углей и угольных шихт И Кокс и Химия - 1993-
№ 11-12-С. 2-4.
8. Killich Н. J. Die Stampftechnik auf der Zentralkokerei Saar // Glu-
cauf- 1986.- Bd. 122.- № 17. - S. 1126 - 1130.
9. Ласк Г. В. Петак X., Эхтергоф Ю. Расширение сырьевой базы
коксования И Черные металлы - 1980 - № 20 - С. 7 - 12.
10. Шпилевич А. Трамбование угольных шихт в Польской Народ-
ной Республике // Кокс и Химия - 1959 - № 10 - С. 12 - 17.
11. Хольце Д. Исследования технологии трамбования угольной
шихты // Кокс и Химия - 1970 - № 7 - С. 20 - 26.
12. Vladimir Stuchlik, Jvo Chvatal. Radiometricke' stanoveni merne'
hmotnosti uhelne'ho hranolu // Uhli.- 1974 - № 9 - S. 371 - 374.
13. Miloslav Orlik, Miloslav Hercik. Stanoveni hustoty koksovaci
vsazky 11 Hutnicke' listy- 1980 - № 2 - S. 75 - 81.
14. Vladimir Stuchlik, Vladimir Motycka, Josef Капа, Tadcas Kozusznik,
Braun N. V., Vasiljev J. 5., Kuznicenko V. M., Torjanik E. J. Koksovaci
smesi pouzivane pro pechovany vsazky 11 Hutnicke listy - 1990-
№8.- S. 529-533.
15. Chatterjee A., Singh В. K., Bauer J., Whate G. The Chahgeover of
the Coke Production at Tata Steel from Top Charging to Stamp
Charging Technology 11 Cokemaking International.- 2001 -
VoL 13, № 2.-P. 75-81.
Puc. 34.11.
Зависимость трамбуемости
углей от их дробимости
534 Раздел 4. Специальные методы подготовки углей для коксования
16. Чуб В. Е., Дзекунов С. Н., Мокрицких А. Д., Кузниченко В. М., 20. Кузниченко В. М., Карпов А. В., Никитин И. Н. Влияние органи- МалькоН. И. 0 влиянии различных факторов на количество об- ческих связующих добавок на трамбуемость угольной ших- валов трамбованных угольных пирогов при загрузке в коксо- ты // Углехимический журнал - 1995 - № 1 -2- С. 25 - 27. вые печи // Углехимический журнал.- 2002 - № 3-4 - С. 15 - 18. 17. Rudolf Cieslar, Jacek Zawistowski. Wspolczesne metody mecha- 21' Бра*н H'B-Васильев Ю'C' Кузниченко в-м-” ДР- Особенно- nicznego zageszcania wsadu И Koks, smola, gaz.- 1984.- № 4,- сти термохимических превращений донецких углей, уплот- S. 89 - 93. ненных трамбованием // Кокс и Химия-1988 - № 2 - С. 2-5. 18. Браун Н. В. Факторы и параметры формирования прочност- 22. Кузниченко В. М„ Пивень Г. И., Рок А. А. и др. Процесс трам- ных характеристик трамбованного угольного пирога // Кокс бования угольной шихты Ег0 совершенствование (обзор) И и Химия-1987,-№6,-С. 4-7. Кокс и Химия,-1987-№ 10.-С. 12 - 17. 19. Кузниченко В. М., Карпов А. В., Лобов А. А* и др. Технология производства кокса с применением трамбования угольной 23. Скляр М. Г. Физико-химические основы спекания углей - М.: шихты И Кокс и Химия - 1996 - № 8 - С. 18 - 20. Металлургия, 1984 - С. 167-199.
Справочное издание
СПРАВОЧНИК КОКСОХИМИКА.
В 6-и томах. Том 1.
Угли для коксования. Обогащение углей.
Подготовка углей к коксованию
Дизайн издания и компьютерная верстка - С. Г. Трофименко
Подписано до друку 28.12.2010 р. Формат 64 х 90/8. Пагпр крейдований.
Гарштура Myriad Pro. Друк офсетний.
Ум.-друк. арк. 71,7. Обл.-вид. арк. 93,2. Наклад 700 прим. Зам. № 1-0069.
Видавничий Д1м «1НЖЕК»
61001, Харюв, пр. Гагарша, 20. Тел. (057) 703-40-21, 703-40-01.
Свщоцтво про внесения до Державного реестру УкраТни суб’екНв
видавничо! д]яльносН ДК № 2265 вщ 18.08.2005 р.
Вщдруковано у ПРАТ «Харювська книжкова фабрика “Глобус”»
61012, м. Харюв, вул. Енгельса, 11.
Свщоцтво А01 № 426917 вщ 24.11.2010 р.
www.globus-book.com