/
Текст
П АРТЮШИН
ПРОЕКТИРОВАНИЕ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ
1ТИ-
ФАБРИК
юго
элее
ати-
ИЗДАНИЕ ВТОРОЕ,
ПЕРЕРАБОТАННОЕ И ДОПОЛНЕННОЕ
ТКС-
/ГЛЯ
Допущено Министерством
угольной промышленности СССР
в качестве учебного пособия ‘ ’
для горных техникумов»
)й и
цо ГО
13Д4ТЕ.1ЬСТВО *Н14Д Р д
I О СК В А 1874
УДК 622 7.002 5.001.2(075)
Артюшин С. П. Проектирование углеобогатитель-
ных фабрик Изд. 2-е, перераб- и дои. М., «Недра»,
1974. 200 с.
Рассмотрены методы выбора и расчета технологи-
ческих схем обогащения и обогатительного оборудо-
вания, применяемые ирп проектировании углеобогати-
тельных фабрик. Приведены технические характери-
стики основного и вспомогательного оборудования,
даны примеры размещения оборудовании в здании
углеобогатительной фабрики. Большое внимание уде-
лено основным нормам и правилам безопасности,
прннпмаелтым ирп проектировании углеобогатительных
фабрик
Книга предназначена в качестве учебного пособии
для учащихся горных техникумов, а также может
быть полезна инженерно-техническим работникам
углеобогатительных фабрик н проектных институтов.
Таблиц 136, иллюстрации 41 список литературы —
33 вазв.
0376-633
043(01) — 74
295 74
С Издательство «Недра», 1974
ПРЕДИСЛОВИЕ
Второе издание учебного пособия «Проектирование углеобогати-
тельных фабрик» выходит в значительно переработанном виде по
сравнению с первым изданием, выпущенным в 1962 г.
За время, прошедшее после выхода первого издания учебного
пособия, па углеобогатительных фабриках появились новые, более
совершенные технологические схемы обогащения и новое обогати-
тельное оборудование.
Материал учебного пособия подвергся существенной переработке.
Рассмотрены современные технологические схемы обогащения угля
и даны методы их расчета. Обновлен графический материал.
В приложениях приведены Технические характеристики совре-
менного обогатительного оборудования.
Автор выражает благодарность инженерам Н. М. Матвеевой и
II. С. Рябенко за помощь в подготовке материала для учебного
пособия.
Глава I
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПРОЕКТИРОВАНИИ
§ 1. КЛАССИФИКАЦИЯ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Углеобогатительными фабриками называются промышленные
предприятия, предназначенные для механического обогащения угля.
Углеобогатительные фабрики классифицируют:
а) по целевому назначению угля:
для коксующихся углей (обогащают весь уголь);
для энергетических углей (обогащают уголь
крупнее 0 и 25 мм п по требованию потребителей отгружают сорти-
рованные угли);
комбинированные для обогащения коксующихся и
энергетических углей;
б) по территориальному расположению по отношению к сырьевой
базе:
индивидуальные обогатительные фабрики
(ОФ), предназначенные для обогащения углей одной шахты н рас-
положенные на территории этой шахты;
групповые обогатительные фабрики (ГОФ),
предназначенные для обогащения углей группы шахт и расположен-
ные на территории одной из шахт;
центральные обогатительные фабрики
(ЦОФ), предназначенные для обогащения углей группы шахт и тер-
риториально не связанные ни с одной из шахт;
обогатительные фабрики у потребителей, расположенные тер-
риториально у потребителя (на коксохимических заводах и др.).
Выбор строительства того или иного типа углеобогатительной
фабрики производят па основании технико-экономических расчетов.
§ 2. ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Строительство углеобогатительных фабрик производится по
утвержденным проектам и сметам, разработанным в соответствии
с существующими положениями о проектарованни и действующими
инструкциями.
Проектом углеобогатительной фабрики
называется комплекс технических документов, необходимых для
осуществления строительства, монтажа и эксплуатации будущей
фабрики.
Общие требования, предъявляемые к проекту углеобогатитель-
ной фабрики:
1) обеспечение высоких качественно-количественных показа-
телей работы — большого выхода концентрата, высокого
его качества и минимальных потерь угля в породе и пром-
продукте;
2) обеспечение высокой производительности труда, достигаемой
в результате механизации и автоматизации производственных про-
цессов. а также организации производства;
3) использование типового современного оборудования и строи-
тельных конструкций;
4) использование компактного расположения цехов фабрики;
5) рапиопальное размещение оборудования внутри здания;
б) применение последних достижений науки н техники в обога-
щении угля;
7) соблюдение правил по технике безопасности, пожарной без-
опасности п санитарных правил.
При составлении проекта должны быть учтены правительствен-
ные постановления по нормативам и техническим условиям строи-
тельства промышленных предприятий.
Задание иа проектирование углеобогатительных фабрик со-
ставляется соответствующим ведомством — комбинатом с привлече-
нием проектного и научно-исследовательского институтов.
Проектирование углеобогатительных фабрик осуществляется го-
сударственными проектными и научно-исследовательскими институ-
тами, как правило, в две стадии: сначала разрабатывается техни-
ческий проект, а затем на основании утвержденного технического
проекта — рабочие чертежи. При строительстве фабрик с простей
и освоенной технологией проектирование разрешается в одну ста-
дию — разрабатывается технорабочий проект (совмещение тех-
нического проекта с рабочими чертежами).
Задачами технического проекта являются: нахождение более
экономичного способа обогащения, обеспечивающего получение высо-
ких качественно-количественных показателей при наименьших экс-
плуатационных расходах и наибольшей эффективности капитальных
вложений; установление возможности строительства фабрики в на-
меченные сроки; определение ее сметной стоимости и установле-
ние основных технико-экономических показателей.
Рабочие чертежи разрабатываются иа основе утвержденного
технического проекта» Рабочие чертежи раздетяются на общие чер-
тежи с указанием расположения оборудования и детальные чертежи,
необходимые для осуществления строительных я монтажных работ,
а также для изготовления индивидуального оборудования и Meia.i-
локопстру кций.
Помимо технических проектов и рабочих чертежей, широко
применяется макетирование как отдельных корпусов, так и проч-
ил ощадки в целом.
При проектировании фабрик решается вопрос о возможности
применения типовых проектов, что снижает сроки проектирования
и стоимость строительства.
Основные документы проекта:
1) пояснительная записка к проекту, в которой приводятся
данные по сырьевой базе фабрики, выбору, обоснованию и расчету
технологических схем обогащения, выбору и расчету оборудования,
техническому контролю, транспорту, водоснабжению, энергоснаб-
жению, экономическим данным, технике безопасности; строительной
части, выбору промплощадки;
2) качественно-количественная схема с указанием колпчестиа
и качества угля и продуктов обогащения по операциям;
3) водно-шламовая схема с указанием количества твердого и воды
в продуктах обогащения, а также потоков оборотной и свежей воды;
4) схема цепи аппаратов с последовательным расположением
всех аппаратов, машин и механизмов в условном изображении;
5) рабочие чертежи — монтажные, строительные и па специаль-
ное оборудование;
6) генеральный план площадки углеобогатительной фабрики
с размещением производственных и административных зданий и соо-
ружений, транспортных и пнжеперно-техпических коммуникаций.
При составлении и рассмотрении технического проекта согла-
совываются все исходные данные и принятые решения с заинтересо-
ванными местными организациями и ведомствами: выбор площадки
под хранилище флотационных хвостов, выбор места под наружные
отстойники и подъездные пути.
Выполненный проект углеобогатительной фабрики направляется
проектной организацией на рассмотрение комбинату, выдавшему за-
дание. после чего представляется в Минуглепром СССР иа утвер-
ждение.
§ 3. СОДЕРЖАНИЕ ДИПЛОМНОГО
ПРОЕКТА
Дипломное проектирование является заключительным этапом
обучения в учебном заведении. В процессе дипломного проектиро-
вания учащийся систематизирует, закрепляет и расширяет получен-
ные знания. Дипломный проект выполняется в соответствии с зада-
нием, выданным руководителем проекта и утвержденным учебной
частью.
Дипломный проект состоит из пояснительной записки и графи-
ческой части (чертежей).
Примерное содержание пояснительпой записки к диптомному
проекту:
I. Введение.
2. Потребите Iи готовой продукции и требования к ней.
Т
3. Сырьевая база.
4. Выбор процесса обогащения.
5. Выбор машинных классов.
6. Обработка исходных данных.
7. Теоретический баланс продуктов обогащения.
8. Анализ работы действующего цеха (отделения).
9. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения.
10. Расчет качественно-количественной схемы обогащения.
11. Практический баланс продуктов обогащения.
12. Расчет водно-шламовой схемы.
13. Баланс воды.
14. Выбор и расчет основного оборудования цеха (отделения).
15. Выбор и обоснование основных параметров процесса обога-
щения.
16. Технический контроль цеха (отделения).
17. Транспортные устройства -
18. Водно-воздушлое хозяйство
19. Электроснабжение,
20. Автоматизация технологических процессов обогащения.
21. Техника безопасносгп и противопожарная техника.
22. Описание схемы цепи аппаратов цеха (отделения).
23. Экономическая часть.
24. Литература.
В графическую часть дипломного проекта входят качественно-
количественная и водпо-шламовая схемы, схема цепи аппаратов
цеха (отделения), планы и разрезы цеха (отделения).
Дипломный проект должен содержать разработку перечисленных
вопросов па основе последних достижений науки и техники, про-
грессивных форм организации производства и высокого уровня
механизации и автоматизации производственных процессов.
Глава II ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ
ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНОЙ фабрики
Для проектирования углеобогатительной фабрики необходимо
иметь:
задание на разработку проекта от утверждающего ведомства;
данные по строительной площадке (топографический план мест-
ности); материалы, характеризующие грунт, климатические данные
и др-;
данные по горной части проекта {система ведения горных работ,
выемка и доставка угля, характеристика пластов и их участие
в добыче, график поступления угля па фабрпку, вид транспорта, срок
службы шахт).
Для проектирования технологического процесса углеобогати-
тельной фабрики необходимы следующие сведения о сырьевой базе,
получаемые в результате исследования углей:
процентное участие шахт и шахтопластов в сырьевой базе и ко-
личество поставляемого угля;
марка, влажность, зольность п сернистость поставляемых на
фабрику углей по шахтам и шахтопластам;
результаты ситового и фракционного анализов углей шахт
и шахтопластов в соответствии с действующими ГОСТами;
результаты ситового и фракционного анализов дробленого круп-
ного класса угля, а также дробленого и мелкого промпродукта;
данные по содержанию серы и спекаемости углей, направляемых
на коксование;
результаты лабораторных и полупромышленных испытаний угля
при очень трудной обогатимости, а также при применении в проек-
тировании новых процессов и схем обогащения;
данные о флотируемости угольных шламов для углей, исполь-
зуемых для коксования н других специальных целей;
результаты лабораторных испытаний по осаждению шламов
и осветлению шламовых вод;
данные о потребителях товарной продукции шахт, углеобога-
тительных фабрик н сортировок.
Во всех случаях целесообразно провести промышленные испы-
тания по обогащению угля на одной на действующих фабрик (особенно
Углей новых, мало исследованных районов).
9
Кроме основных снедений, для разработки проекта углеобога-
тительной фабрики необходимо иметь дополнительные данные: тре-
бования и нормы техники безопасности, противопожарные и сани-
тарные нормы, ценники па оборудование, прейскуранты на уголь
и другие материалы.
§ 4. ТЕХНИЧЕСКИЕ УСЛОВИЯ
II ТРЕБОВАНИЯ, ПРЕДЪЯВЛЯЕМЫЕ
К ПРОДУКТАМ ОБОГАЩЕНИЯ
Сортамент и качественная характеристика товарной продукции
углеобогатительной фабрики (концентрат, промпродукт, сортовое
юпливо), отправляемой потребителям, устанавливаются в соответ-
ствии с действующими ГОСТами и требованиями потребителей.
В аависимостн от марочного состава угли используют для кок-
сования, энергетических и технологических целей. Примерное целе-
вое назначение углей по основным угольным бассейнам приведено
в табл. 1.
Таблица 1
Назначение углем в зависимости от марочного состава
Бассейн Классификация углей Коксующиеся угли Энергетические угли
Донецкий ... Кузнецкий .... Карогандпнсклй По ГОСТ 8180-59 По ГОСТ 8162—59 По ГОСТ 8150-66 г, ж, кж, к. ОС Г, ГЖ, Ж, КЖ, К, ОС КЖ. к, ОС Д, Г, Т. ПА, А Д, Г, ОС, Т Ж. БЗ
Группировка углей по зольности приведена в табл. 2 и до-
нецких углей по содержанию серы — в табл. 3.
Непосредственно для коксования должны поставляться пеобо-
raiценные донецкие и кузнецкие угли только I-й группы по зольностц
Таблица 2
Группировка углем по зольности
Группа do вольности Зольность Ас. %
донецкие угли (но ГОСТ 8181— 58) кузнецкие угли (по ГОСТ 8163-56) карагандинские угли (по ГОСТ 8151-68)
1 До 8,0 До 7,0 До 12,5
2 8,1—10,0 7,1—8,0 12,6—16,0
3 10,1—12,5 8,1—10,0 16,1—20,0
4 12,6—16,0 10,1—12,5 20,1—25,0
5 16,1—20,0 12,6-16,0 30,0-31,6
6 20,1—25,0 16,1—20,0 —
7 25,1—31.5 20,1-25,0 —
8 31,6—37,5 — —
1U
Таблица 3 Таблица 4 Группировка Классификация углей и антрацита донецких углей по сере Донецкого бассейна (по ГОСТ 8180—59) /по ГОСТ RIK1—КВ) . _
Условные
Группа ио сере Содержание Кл„ ь5в- » обозначения классов —ыа рок Размер куска.
Д Г А мм
1 2 3 5 б Плитный {Я-!* 2,40—3,00 VlKLr 3,05—3,75 3.80-4.50 ДК ДО дм де дш ГК го гм ГС гш АП АК АО AM АС АШ Более 100 50—100 25—50 13-25 6—13 0—6
н 1, 2, 3 и 4-й — по сере. Для энергетических целен используют
угли 1, 2, 3, 4, 5 и 6-й групп по зольности.
Для обогащения па углеобогатительных фабриках должны постав-
ляться коксующиеся донецкие угли 2, 3, 4, 5, 6, 7 и 8-й групп и ка-
рагапдинские угли 2. 3, 4 и 5-й групп по зольности.
Концентрат углеобогатительных фабрик должен отправ-
ляться на коксование с зольностью до 7% (для карагандинских
углей до 11 %) и влажностью до 8% летом и до 5% зимой. Концен1рат
для энергетических целей должен отправляться с зольностью
7—10% и влажностью до 9%.
Промпродукт углеобогатительных фабрик должен отправ-
ляться для энергетических целой с зольностью 30—40% и влаж-
ностью до 9%. При обогащении энергетических углей промпродукт
не выделяют.
При обогащении углей породу в отвал следует направлять с золь-
ностью не ниже 70%.
Сортовое топливо. Энергетические угли подлежат рас-
сортировке на товарные сорта в соответствии с действующим ГОСТом.
Классификация углей по размерам кусков приведена в табл. 4.
Содержание мелочи в товарных сортах и их влажность приведены
в табл. 5. Отсевы и пггыбы подлежат обогащению.
Таблица 5
Содержание мелочи н влаги
в товарных сортах топлива
Размер куска. Содержание мелочи (ио ГОСТ 8182—7(1), % Содержание влаги (по ГОСТ И739-58).
50-100 10,0 3,0—5,0
25-50 12,0 3,5—5,5
13-25 17,0 4,0—6.0
G—13 19,0 5.0—«.()
II
Глава Hi
ВЫБОР ПРОЦЕССА ОБОГАЩЕНИЯ
И МАШИННЫХ КЛАССОВ
§ 5. ВЫБОР ПРОЦЕССА ОБОГАЩЕНИЯ
Перед выбором процесса обогащения, машинных классов и схемы
обогащения устанавливают глубину обогащения и верхний пре-
дел кр упности обогащаемого угля.
Глубиной обогащения называется степень чистоты
продуктов обогащения по заданным показателям качества. Глубину
обогащения выбирают в зависимости от назначения угля, его ситового
состава, влажности, зольности и обогатимости отдельных классов,
требований к качеству продуктов обогащения, техпико-зкопомиче-
ских показателей.
Верхний предел крупности обогащаемого угля
устанавливают в зависимости от выхода крупного класса>50 (75,
80, 100,125) мм, процесса обогащения н типа обогатительных машин.
При применении сепараторов для обогащения в тяжелых суспензиях
верхний предел крупности принимают 100 (300) мм, суспензионных
гидроцик.юнов — 25 (40) мм, отсадочных машин — 100 (125) мм и для
антрацитов — до 250 мм, пневматических сепараторов и пневмати-
ческих отсадочных машин — 60 (75) мм. После предварительного
грохочения крупные классы подвергают дроблению.
Выбор процесса обогащения производят па основании сравне-
ния существующих процессов, их преимуществ и недостатков с уче-
том технико-экопомических показателей.
Процесс обогащения в тяжелых суспен-
зиях в сепараторах и гидроциклонах.
Основными преимуществами процесса обогащения в тяжелых
суспензиях являются высокая точность разделения, возможность
автоматического регулирования, нечувствительность к изменениям
производительности и качества исходного угля,{"верхний предел
краткости обогащаемого угля до 300 мм.
^Недостатки процесса обогащения в тяжелых суспензиях^— с/а^ж-
ная схема регенерации суспензия ^повышенные потери магнетита
прп обогащении меткого утля.^ повышенная стоимость обога-
щения.
12
Обогащение угля в тяжелых суспензиях применяют для обога-
щения коксующихся углей всех категорий обогатимости крупностью
>'10 (13) мм и энергетических углей, крупностью >6 (13, 25) мм.
Для мелкого класса 0,5—10 (13, 25) мм и переобогащеяия промпро-
дукта отсадки применяют обогащение в суспензионных гидроцик-
лоиах. которые по сравнению с процессом отсадки требуют более
высоких эксплуатационных расходов.
Процесс отсадки в отсадочных машинах является
основным процессом обогащения угля.
4^ Основные преимущества процесса отсадки: относительно высокая
точность разделения, возможность обогащения угля повышенной
влажности, возможность автоматического регулирования, широкая
шкала грохочения, широкие пределы крупности обогащаемого угля
0,5—125 мм (для антрацитов 6—250 мм), пониженная стоимость
обогащения.
•^Недостатки процесса отсадки следующие: высокая влажность
продуктов обогащения, сложная водно-шламовая схема фабрики.
Процесс отсадки применяют для обогащения коксующихся
и энергетических углей всех категорий обогатимости.
Процесс обогащения в криволинейных
водных потоках [31 ] в шнековых сепараторах СШ применяют
для обогащения антрацита классов 6—25 и 25—100 мм, а также
может быть применен для обогащения промпродукта отсадочных
машин. Преимущества процесса: возможность регулирования плот-
ности разделения в широких пределах и простота процесса.
Процесс концентрации на столах применяют
для обогащения антрацитового штыба и мелких классов угля 0—6,
0—3 мм и шлама. Недостатки процесса: низкая точность разделения,
относительно низкая производительность и громоздкость концентра-
ционных столов.
Процесс пневматического обогащения
в сепараторах н отсадочных машинах. Преимуществами процесса
являются: низкая влажность продуктов обогащения, отсутствие
водно-шламового хозяйства, меньшая кубатура здания. Недостатки
процесса следующие: очень низкая точность разделения, невозмож-
ность обогащения угля с влажностью более 4—5%, сложная воз-
душно-пылевая схема, узкая шкала грохочения, малый верхний
предел крупности обогащаемого угля —60 мм и большой удельный
расход электроэнергии.
Процесс пневматического обогащения имеет ограниченную об-
ласть применения вследствие малой ого эффективности. Он может
быть применен для обогащения углей, размокаемых в воде, и сухих
энергетических углей легкой обогатимости с пониженной зольностью.
Процесс флотации во флотационных машинах приме-
няют для обогащения угольной мелочи (шлама) крупностью 0—0,5 мм
коксующихся н энергетических углей. Недостатки процесса: большой
уде 1ьньш расход электроэнергии и повышенная стоимость обога-
щения.
13
Новые процессы обогащения. Процесс центро-
бежной гидросепарации [30, 311 осупц твляется в осадительных цеп
трифугах ПОГШ-ИООВ и предпазпачсп для обогащения углей
крупностью до 13 мм с высокой зольностью п сернистостью.
Процесс пенной сепарации в «кипящем слое» предназначен для
обогащения крупных шламов.
Процессы гидросепар а цин и пенной сепарации находятся н ста-
дии внедрения.
§ 6. ВЫБОР МАШИННЫХ КЛАССОВ
Выбор машинных классов и шкалы грохочения производят в за-
висимости от принятого процесса обогащения, нагрузки на обогати-
тельные машины, ГОСТа на сортовое топливо и других факторов.
При обогащении коксующихся углей рекомендуется принимать
два машинных класса: крупный 8 (10, 13) — 50 (75, 80, 100) мм
и мелкий — 0,5—8 (10, 13) мы с равномерным распределением на-
грузки на отсадочные машины.
При обогащении в сепараторах с тяжелой суспензией принимают
один мл шинный класс 6 (13, 25) — 100 (300) мм п лучше два класса
6—13 и 13—100 (300) мм при большой производительности.
При обогащении угля в гуспензиоппых гидроциклонах прини-
мают машинный класс 0,5—25 (40) мм.
При обогащении энергетических углей в отсадочных машинах
принимают машинные классы те же, что и для коксующихся углей
(для антрацитов принимают 6—250 мм).
Обогащение неклассифицированного угля в отсадочных машинах
применяют для твердых углей легкой обогатимости с небольшим
выходом пыли и нсразмокаемой породой, что обеспечивает нормаль-
ную работу водно-шламового хозяйства фабрики. В этом случае
принимают один машинный класс 0,5—50 (75, 80, 100) мм.
На пневматическое обогащение направляют машинные
классы 6 (10, 13) — 60 (75) и 0,5 — 6 (10, 13) мм.
При отсутствии в таблицах результатов ентового анализа необ-
ходимых размеров машинных классов производят построение кри-
вых ситового анализа и по ним определяют выход и зольность нуж-
ного класса.
Пример. По данным ситового состава шихты (табл. 6) построить кривые
ситового анализа и определить выход и зольность класса 8—75 мм.
Решение- 1. Заполняем суммарные данные граф 4 в 5 табл. 6 последо-
вательным суммированием сверху вниз: суммарный выход строки второй 3,7 Д-
4- 14,2= 17,9%: вольность 3l7'g^2 =21,1 % и т. д. дтя осталь-
ных классов
2 Производим построение кривой ситового анализа а по данным табл 6
(рис. 1):
на оси ординат откладываем в масштабе суммарным выход классов 3,7;
17,9; 31,3 ит. д и проводим линии, параллельные осн абсцисс;
на вспомогательных лилиях откладываем в масштабе размер отверстий
сит 50, 25 и т. д.,
полученные точки соединяем плавной кривой.
Таблица 6
Оптовый состав шихты
ЬТЙСС, мы V. % А®. % Суммарные данные. %
У А®
1 2 3 4 5
80-100 3,7 12,5 3,7 12,5
50—80 14,2 23,4 17,9 21,1
13,4 21,1 31,3 21,1
13—25 14,7 13,1 46.0 19,2
<5—43 17,0 17,6 63,0 18,3
3—б 13,3 15,8 76,3 18,0
1—3 13,7 14.5 90,0 17,3
0,5—1 6,9 17,1 96,9 17,3
0-0,5 3,1 15,2 100,0 17,3
Итого. . . 100,0 17,3 — —
3. Производим построение кривой средней вольности р
па вспомогательны! линиях 3,7; 17,9; 31,3 и т. д. откладываем в масштабе
среднюю зольность (из графы 5 табл. 6) 12,5; 21,1 и т. д.;
полученные точки соединяем плаппой кривой.
15
4 Определяем выход и зольность клеив Е-75 мм.
па оси абсцисс (см. рис. 1) откладываем в масштабе 8 и 75 мм и проводим
линии, параллельные оси ординат, до пересечения с кривой а;
через точки пересечения крином проводим демаркационные линии 1 и II
определяем выход класса >8 мм, который равен ?>в—56,5%, и зольность —
расстояние от точки пересечения кривой р с демаркацией пой линией I до оси
ординат — = 18,5%;
выход и зольность класса >75 мм находим аналогично предыдущему:
?>76 6% и Л«,76 = 15%;
определяем выход и зольность класса 8—75 мм из уравнений баланса:
Ye-75—Y>a“Y> ib= 565—6,0= 50,5%;
У>«л>е~У>7»л>гь = 56.5-18,5-6.0-15,0 = _ 1&д%
V-7S 50.5
Глава IV
ОБРАБОТКА ИСХОДНЫХ ДАННЫХ
ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ
§7. ОБРАБОТКА ДАННЫХ СИТОВОГО **
И ФРАКЦИОННОГО АНАЛИЗОВ
КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕП
Процентное участие отдельных шахт и шахтопластов сырьевой
базы в шихте определяется в зависимости от годовой поставки
угля в тоннах на углеобогатительную фабрику. Общая поставка
углей принимается
“41“Па + • • Ч" Ил — 100 %,
где т]1, т]>,- . ,т]я — участие отдельных шахт в шихте, %
Перед обработкой исходных данных производят проверку таб-
лиц ситового и фракционного анализов углей отдельных шахт:
зольность соответствующих классов ситового и фракционного ана-
лизов должна быть одинаковой, птоговне данные таблиц должны
быть проверены.
Обработка результатов ситового и фракционного анализов углей
различных шахт сводится к получению ситового и фракционного
состава принятых машинных классов и построению кривых обо-
гатимости по этим данным.
Обработка ситового анализа углей различных шахт
Обработку производят в следующем порядке.
1. Составляют таблицу ситового состава шихты до дробления
крупного класса с процентным участием шахт:
определяют выход каждого класса ситового анализа отдельной
шахты к шихте по формуле
V„=Y4. %. (1)
где у — выход данного класса. °*;
т] — участие шахты в шихте, доли единицы;
2 Зака» 360
17
опро ь-тягот выход и зольность классом шихты по формулам
Y.
I
(2)
(3)
где $ — число классов шихты;
уш/ и Л® — выход к шихте и зольность i-того класса отдель-
ных шахт, %;
п — число шахт.
2. Составляют таблицу ситового состава шихты после дробления
крупного класса.
3. Составляют таблицу ситового состава машинных классов.
Пример. Определить ситовый состав привитых машинных классов 10—75
п 0,5—10 мм. Исходные данные: участие в шихте углей шахты № 1 — 40%
и шахты W2 - 60%. Результаты ситового анализа углей шахт 1 н 2 приве-
дены в табл. 7.
Таблица 7
Результаты ситового анализа угля шахт Ji 1 и 2
Класс, мм Продукт Шахта К, 1 Шахта J-4 2
V, % ЛС. % Т. % лс, %
1 2 3 5 6
>75 Необогащеи- 0,8 10,5 2,4 23,9
ный уголь
10—75 То JK0 22.0 41,8 17,6 25,7
6-10 » » - 10,3 25,6 8,5 18,9
3-6 » » 21,0 21,3 6.3 16,9
1-3 * » 24,5 19,9 37,0 15,9
0.5-1 » * 11,6 18,2 17,8 13,1
0-0,5 Пыль , 9,8 24,2 10,4 14,2
Итого . . 100,0 25,8 100,0 17,4
Решение. 1. Составляем таблицу ситового состава шпхты до дробления
класса >>75 мм (табл. 8).
1 рафы 2, 4, 5, 7 заполняем из табл. 7. Данные графы 3 подсчитываем по
формуле (1):
У >76=0.8-0.4-0,3%;
ую-75 =22/)-0,4—8,8% в т. д.
Аналогичио находим данные графы б
> >7Ь~2-4 0,8-1.4% и т. д.
18
Таблица 8
Ситовый состав шихты до дробления класса >75 мм
Шахта ла 1 Шахта ЛА 2 Шихта
1. (ЯСС, мм V. % уш. % Ас. % V, % Vm. % АС. % Ае.ч_
1 2 3 1 6 7 в »
>75 0,8 0,3 10,5 2.4 1.4 23,9 1.7 21,5
10—75 22,0 8,8 41,8 17,6 10,5 25,7 19.3 33,0
6-10 10,3 4,1 25,6 8,5 5Д 18,9 9.2 21,8
3-6 21,0 8,4 21,3 6,3 3,7 16,9 12.1 19,9
1-3 24,5 9,8 19,9 37,0 22,1 15,9 31,9 17,1
0,5-1 11,6 4,6 18,2 17,8 11,0 13,1 15,6 14,6
0-0,5 9.8 4,0 24,2 10,4 6,2 14,2 10,2 18,1
Итого . . 100,0 40,0 25,8 100,0 60,0 17.4 100,0 20,8
Выход и зольность классов шихты (графы 8 и 9) опредетяем по форму-
лам (2) и (3):
У>7»=0’3 Ь 1,4 = 1,7%;
(1.3 -10.5 >1.4-23.9
>7»~ 1.7
= 21.5%;
Yio- 76=8.8+10,5— 19,3%;
8.8-41.8 1-10.5-25.7
’ 19;ч
=33% и т. д.
Проверяем правильность составления табл. 8 (строка «Итого»):
40+60=100%;
40 25,8^£б0-17.4_2qt8% (зольность шихты).
2 . Составляем таблицу ситового состава шихты после дробления класса
>>75 мм (табл. 9).
Выход и зольность класса >75 мм находим по табл. 8: у>75 = 1,7%; А 75=
= 21,5%. Выход класса 0—75 мм составляет уо-7,= 100 — у>75 = 100 — 1,7 =
= 98,3%.
Выход и зольность класса 10—75 мм после дробления:
Ую-95= 19,3+®i;
19.3 1,7
*1=-O_==0-3’4-
Т10 » =19.3+0.3= 19.6%;
1а3-33.010.3-2L5 =329%.
Аналогично определяем выход и зольность других классов.
3. Составляем таблицу ситового состава машинных классов (табл. 10). ,
Выход и зольность машинного класса заносим в табл. 10 из табл. 9.
2*
19
Таблица 9
Ситовый состав шихты
носле дробления класса 3>75 “м
Класс, мм Т. % А®, %
10—75 19,6 32,9
6-10 9,4 21,8
3—<> 12,3 19,9
1—3 32,4 17,2
0,5—1 15 9 14.7
0—0,5 10,4 18,2
Итого ... 100,0 20.8
Таблица 10
Снтомый состав
машинных классов )гля
Класс, мм V, % АС. %
10-75 19,6 32.9
0,5-10 70,0 17.7
0-0,5 10.4 18,2
Итого ... 100,0 20,8
Выход н зольность машинного класса 0,5—10 мм:
ve*-io 9Л+ 12ЛН32л+15’9=7(,%;
[С _ 9.4-21.8 + 12.3-19.9+32.4-17.2+15.9-14,7
10.5-10-----------------------------------------— 17,1% •
Выход и зольность класса 0—0,5 мм выписываем из табл. 9.
Проверяем правильность составления табл- 10.
19.6 - 32.8+ 70-17,7 + 10.4-18.2 опов/ ,
------------тзгтг----------- 20,8% (зольность шихты).
Обработка фракционного анализа углей
и дробной флотации класса 0—0,5 мм
Обработку производят и следующем порядке:
составляют таблицу фракциоппого анализа угля каждой шахты
н подсчитывают выход каждой фракции к шихте;
составляют таблицы фракционного состава шихты до и после
дробления крупного класса;
составляют таблицу фракциоппого состава машинных классов
п суммарного класса;
результаты дробном флотации угля класса 0—0,5 мм корректи-
руют к зольности пы nt (см. табл. 10).
Пример. Определить фракционный состав принятых машинных классов
10—75 я 0,5—10 мм н скорректировать таблицу дробной флотации классов
0—0,5 мм.
Исходные данные: участие а шихте углей шахты № 1 равно 40% и шахты
J»' 2 — 60%; сатовын состав шихты до к после дробления крупного класса
п машинных классов приведен в табл- 8, 9 и 10; результаты фракционного ана-
лиза углей шахт I и 2 л дробной флотации приведены н табл. 11, 12 я 13.
Решение. 1. Составляем таблицу результатов фракциоппого анализа
угля шахты № 1 прп участим в шихте 40% (табл. 14).
20
Таблица 11
Реаультаты фракционного анализа угля шахты № 1
Плотность фракции, г/см* 10-75 мм в-10 мм з-в мм 0,5-3 мм
V, % ас, % V, % АС. % Y. % АС, % V. % АС, %
<1,3 21,6 4,1 48.9 3.6 45,0 5,9 56.0 5,1
1,3-1,4 12,1 9,4 12,1 4,0 21,4 7,2 14,0 6,1
1,4-1,5 7,3 17,7 5.0 22,1 9,6 18,0 6,3 19,2
1,5-1,6 3,9 26,5 2,5 35,2 2,5 28,3 3,5 28,2
1,6-1,8 6.1 27,6 2,5 42.5 3,6 35,1 2,8 39,3
>1.8 49.0 73.2 29,0 70.0 17,9 75,2 17,4 71,2
Итого . . 100,0 41,8 100,0 25,6 100,0 21,3 100,0 19,3
Таблица 12
Реаультаты фракционного анализа угля шахты № 2
Плотность фракции, г/см" 10-76 ММ 6-10 мм З-в мм 0,5-3 мм
Y, % АС. % Т. % ас, % *» АС, % V. % ао» ;
33,3 3,3 72,7 5,6 73.0 5,8 77,1 3,0
1,3—1,4 15,3 7,7 3,9 8,0 5.4 7,4 5.4 7,2
1,4-1,5 17,2 23,9 3,9 21,0 2,7 19,0 2,1 19,9
1.5—1,6 3,8 27,6 1,9 28,2 2.7 23,7 1.2 25.4
1,6-1,8 4,8 38,6 1,9 35,9 2.7 40,1 1,2 38,2
>1.8 25,6 64,0 15,7 79,3 13,5 74,2 13,0 85,3
Итого . . 100,0 25,7 100,0 18.9 100,0 16,9 100,0 14,9
Таблица 13
Результаты дробной флотации угля класса 0—0,5 мм
Время флотации, мнп АГ, %
1 55,9 4,0
2 20,0 10,0
3 86 19.6
4 2,0 37.1
5 2.9 49,5
6 10,8 78,1
Итого ... 100,0 16,2
21
Таблица 14
Результаты фракционного лпалмэл угля шахты J# 1
при участии в шихте 40%
Плотность фракций, г/см’ 10-75 мм 6-10 мм 3—б мм 0,5-3 мм
% •‘"4 АС, % э- а р- % '□? % ‘oV ₽: £ 5е *»"
t 2 з 4 5 с 7 8 9 Ю Ч 12 13
<1,3 1,3-1,4 1,4—1,5 1,5-1,6 1,6—1,8 >1,8 21,6 12,1 7,3 3,9 6,1 49,0 1,0 1,1 0,7 0,3 0,5 4,3 4,1 9,4 17,7 26,5 27,6 73,2 48,9 12,1 5,0 2,5 2,5 29,0 2,0 0,5 0,2 0,1 0,1 1,2 3,6 4,0 22,1 35,2 42,5 70,0 45.0 21,4 9,6 2,5 3,6 17,9 3,8 1,8 0,8 0,2 0,3 1,5 5,9 7,2 18.0 28,3 35,1 75,2 56,0 14,0 6,3 3,5 2,8 17,4 8,1 2,0 0,9 0,5 0,4 2,5 5.1 6.1 19,2 28,2 39,3 71,2
Итого . 100,0 8,8 41,8 100,0 4,1 25,6 100,0 8.4 21,3 100,0 14,4 19,3
В строку «Итого» гриф 3, 6, 9 И 12 табл. 14 заносим данные выходов классов
из табл. 8 (графа 3).
1. Определяем выход фракций к шихте:
для класса 10—75 мм выход фрикции <1,3
Y < I. з 21 -6 ’ (Ш8- -1,9%;
выход фракции 1,3—1,4
У1л-1Л= 12.1 -U.U88- 1.1%
м т. д. дли других фракций,-
выход фракций к шихте для клиссов 6—10, 3—6 и 0,5—3 мм находим ана-
логично выходу фракций класса 10—75 мм.
2- Составляем таблицу результатов фракционного авализа углей шахты
JV* 2 прн участии в шихте 60% (табл. 15).
Табл. 15 составляем аналогично табл. 14.
Таблица 15
Результаты фракционного анализа }глл шахты № 2
ири участии в шихте 60%
ПЛОТ- НОСТЬ фракции, г/см’ 10—75 мм 6-10 мм 3-6 мм 0,5-3 мм
ТШ‘ % ле, % 2* в А«, % р- % % эУ % ‘тА Ас, %
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 а 13
<1,3 1,3 1,4 1,4—1,5 1,5—1,6 1.6—1,8 >1,8 33,3 15,3 17,2 3,8 4,8 25,6 3,5 1,6 1,8 0,4 0,5 2,7 3,3 7,7 23,9 27,6 33,6 64,0 72,7 3,9 3,9 1,9 1,9 15,7 3,7 0,2 0,2 0,1 0,1 0,8 5,6 8,0 21,0 28,2 35,9 79,3 73,0 5,4 2,7 2,7 2,7 13,5 2,7 0,2 0,1 0,1 0,1 0,5 5,8 7,4 19,0 23,7 40,1 74,2 77,1 5,4 2,1 1,2 1.2 13,0 25,5 1.8 0.7 0.4 0,4 4.3 3,0 7,2 19,9 25,4 38,2 85,3
Итого 100,0 10,5 25,7 100,0 5,1 18,9 100,0 3,7 16,9 100,0 33,1 14,9
3. Составляем таблицу фракционного состава шихты до дробления класса
£>75 мм (табл. 16):
22
Таблица 16
Фракционный состав шихты до дробления класса >>75 мм
10-75 мм е-ю мм 3—fi мм 0.5-3 мм
Плотность фракции 5R S” в’ У а
г/см1 а X 3 г- рЭ ₽• *
1 2 1 3 4 5 8 7 » 9 10 17 15.
<1,3 28,0 5,4 3,6 61,9 5,7 4,9 53,7 6,5 5,8 70,8 33,6 3,5
1,3-1,4 14,0 2,7 8,4 7,7 0,7 5,1 16,5 2,0 7,2 8,0 3,8 6,6
1,4-1,5 13,0 2,5 22,2 4.3 0,4 21,5 7,5 0,9 18,1 3,3 1.6 19,5
1,5—1,6 3.6 0,7 27,1 2.2 0,2 31,7 2.5 0,3 26,8 1.9 0,9 27,0
1.6—1.8 5.1 1,0 33,1 2,2 0,2 39,2 3,3 0,4 36,3 1,7 0,8 38,7
>1,8 36.3 7,0 69,6 21,7 2,0 73,5 16,5 2,0 74,9 14,3 6.8 80,1
Итого 100,0 19,3 33,0 100,0 9,2 21,8 100,0 12,1 19,9 100,0 47,5 16,3
определяем выход к шихте фракции <1.3 класса 10—75 мм суммированием
данных граф 3 табл. 14 и 15
Y<18=f,9+3,5=5,4%.
Зольность фракции <1,3 находим как средпединамическую
1С _ 1,94г1+3.5.3,3 ==^%
*<!.»- 5,4
н т. Д. для других фракций;
выход фракций к Шихте и их зольность длп классов 6—10, 3—6 и 0,5—3 ми
определяем аналогично классу 10—75 мм;
определяем выход фракции к классу (см. табл. 16, графы 2, 5, 8 и И):
для класса 10—75 мм ныход фракции <1,3 к классу (графа 2)
5,4-100 _
'<>.• 10.3 28
выход фракции 1,3—1,4 к классу
2,7 • 100
У1Л-1Л . 1Q 3
-14%
и т. д. для других фракции.
Выход фракций для классов 6—10, 3—6 н 0,5—3 мм находим аналогично
выходу фракций класса 10—75 мм.
4. Составляем таблицу фракционного состава шихты после дробления
классе >75 мм (табл. 17):
а графы 2, 5, 8 и И табл. 17 заносим данные выхода фракций из табл. 16,
за исключением выходов фракций <1,3 и >1,8, которые обозначим соответ-
ственно через х н у\
в графы 4, 7, 10 и 13 табл. 17 заносим данные зольности фракций из табл. 16,
ве исключением строки «Итого», данные зольности строкн «Итого» берем нз
табл. 9;
в графы 3, 6, 9 п 12 табл. 17 в строку «Итого» заносим выход соответству-
ющих классов к шихте нз табл. 9;
выход фракций <1,3 н >1,8 для класса 10—75 мм находим из уравнений
беланса:
14+ 13+3.6+5,1+у =100;
3,6x4 14 8,4 +13 - 22,2 + 3.6 • 27,1 + 5,1 • 33,1 +69,6ут= 100 - 32,9,
23
Таблица 17
Фракционный состав шихты после дроблении класса >*75 ми
П.тотность франции, г /смв 10 75 мм в-10 мм З-в мм 0.5-3 мм
% Ч а* рЭ Ас, % рЭ % * рЭ Л х
2 3 с в » 10 « 12 13
<1.3 1.3—1,4 1,4-1,5 1,5-1,6 1.6—1,8 >1,8 28,2 14,0 13,0 3,6 5,1 36,1 5,5 2,7 2,6 0,7 1.0 7,1 3,6 8,4 22,2 27,1 33,1 69,6 61,9 7.7 4,3 2,2 2,2 21,7 5,8 0,8 0,4 0,2 0,2 2,0 4,9 5,1 21,5 31,7 39.2 73,5 53,7 16,5 7,5 2,5 3,3 16,5 6,6 2,1 0,9 0,3 0,4 2,0 5,8 7,2 18,1 26.8 36,3 74,9 70,5 8,0 3,3 1,9 1,7 14,6 34,0 3,9 1,6 0,9 0,8 7,1 3,5 6,6 19,5 27,0 38,7 80,1
Итого 100,0 19,8 32,9 100,0 9,4 21,8 100,0 12,3 19.9 100,0 48,3 16,5
откуда
яг+р-64,3;
3,6x4-69,61/ 2617,4.
Решая эти уравнения, находим х ~ 28,2%, у == 36,1% и заносим в соответ-
ствующие строки графы 2 табл. 17.
Графу 3 табл. 17 заполняем обычным способом:
выход фракции <1,3 к шихте
Т<М
и т. д. для других фракций.
Расчет для классов 6—10, 3—6 н 0,5—3 мм производим аналогично расчету
для класса 10—75 мм.
Если зольность машинных классов после дробления не изменилась, то
фракционный состав этих классов остается без изменения.
5. Составляем таблицу фракционного состава машинных классов и сумма р-
иого класса 0,5—0,75 мм (табл. 18):
Таблица 18
Фракционный состав машинных классов и суммарного класса 0,5 75 мм
Плотность франции, г СМ* 10-75 мм 0,5-10 мм 0.5-75 мм
V, % i V, % V„. % Ле,. Тш-% АС, %
1 2 3 • 7 в 9 10
<1,3 28,2 5,5 3,6 66,3 46.4 4,0 57,9 51,9 3,9
1,3—1,4 14,0 2,7 8,4 9,7 6.8 6,6 10,6 9,5 7,1
1,4—1,5 13,0 2,6 22,2 4,1 2,9 19,4 6,2 5.5 20,7
1.5-1,6 3,6 0,7 27,1 2,0 1.4 27,6 2,3 2,1 27,4
1,6-1,8 5.1 1.0 33,1 2,0 1,4 38.1 2,7 2,4 36,0
> 1,8 36,1 7.1 69,6 15,9 11,1 77.9 20,3 18,2 74,8
Итого . . 100,0 19,6 32,9 100,0 70,0 17,7 100,0 89,5 21.1
фракционный состав машинного класса 10—75 мм переписываем пз табл. 17
без изменения;
24
фракционный состав машинного ..vi. -1( им нах гнм суммированием
данных граф 6, 9 п 12 табл. 17.
Выхол н зольность фракции <1,3 класса 0,5—10 мм:
У<11Ж- 5,8+ 6,6 + 34- 46.4%;
-4<1,а
5,8 • 4,9+6,6 - 5,8 -L 34 -3.5
46.4
н т. д. для других фракции.
Выход фракций к классу (графа 6) находим так же, как указано в пункте 3;
фракционный состав суммарного класса 0,5—75 мм находим суммированием
данных граф 3 н 6 табл. 18.
Выход н зольность фракции <1,3 Таблица 19
класса 0,5—75 мм:
Результаты дробной флотации уг.тн
_ , _в . класса 0 0,5 мм
Y<i,3 5,5 4b,4—51,9/о. после корректировки
.%5-3J> 46.4 4 Время флотация V %,
•’<>•« 515 W'“
и т д. для Других фракций. 1 53,5 4,0
Выход фракции к классу (графа 8) 2 20,0 10,0
определяем так же, как и для класса 3 8,6 19,6
0,5—10 мм. 4 2,0 37,1
6. Составляв*! таблицу результатов 5 2.9 49,5
дробной флотации угля класса 0—0,5 ым 6 13,0 78,1
после корректировка (табл. 19): —
выход продуктов за первую и шее- Итого ... 100,0 18.2
тую минуты обозначим соответственно
через хну; выход и зольность продук-
тов берем из табл. 13; зольность п строке «Итого» берем из табл. 9;
составляем уравнения баланса:
*+30-8Л 2,0 2,9+у — 100;
4х+20-Ю+8,6 • 19,6 f 2-37,1 2,9-49,5 78.1У КЮ-18,2,
откуда х — 53,5% и у = 13,0%.
Полученные данные заносим в табл. 19-
Построение кривых обогатимости и флотируемости
Для построения кривых обогатимости составляют таблицы дан-
ных фракционного состава суммарного класса, машинных классов
и для построения кривых флотируемости — таблицу данных дроб-
ной флотации угля класса 0—0.5 мм по данным табл. 18 и 19.
Порядок составления таблиц приведен в литературе [2].
Данные для построения кривых обогатимости суммарного класса
0,5—75 мм, машинных классов 10—75 и 0,5—10 мм приведены
н табл. 20, 21 и 22.
25
Таблица А
Дцяные для построения кривых обогатимости суммарного класса 0.5—75 мм
Плотность фракции, г/см* V, % Л® % Суммарно, %
всплывшие фракции утонувшие фракция
V АС V -4е,
<1,3 57,9 3,9 57,9 3,9 100,0 21.1
1,3-М 10,6 7.1 68.5 4.4 42,1 44,3
1,4-1,5 6,2 20,7 74,7 5,9 31,5 56.7
1.5-1,6 2,3 274 77,0 6,4 25 3 66,0
1,6-1,8 2,7 36.0 79,7 7,4 23,0 70.5
>1,8 20,3 74,8 100.0 21.1 20,3 74,8
Итого ... 100,0 21,1 - - - —
Таблица 21
Данные для построения
криных обогатимости машинного класса 10—75 мм
П четность франции, Г/см* V, % Ае, % Суммарно, %
всплывшие фракции утонувшие фракции
V АС V АС
<1.3 28,2 3,6 28,2 3,6 100 0 32,9
1,3—1,4 14,0 8,4 42,2 5,2 71 8 44,7
1,4—1,5 13.0 22,2 55,2 9,2 57,8 53,4
1,5-1,6 3.6 27,1 58,8 10,3 44,8 62,7
1,6-1,8 5,1 33,1 63 9 12,1 41,2 65,5
> 1,8 36,1 69,6 100,0 32,9 36,1 69,6
Итого . . . 100,0 32,9 - — - -
Таблица 22
Данные для построения кривых обогатимости машинного класса 0,5 10 мм
Плотность фракции, г см’ V. % АС, % Суммарно. %
всплывшие фракции утонувшие фракции
V АС V ДС
<1,3 66.3 4.0 66,3 4,0 100,0 17,7
1,3-1,4 9,7 6,6 76,0 4,4 33.7 44,7
1,4—1,5 4.1 19,4 80,1 5,1 24,0 60,5
1,5—1,6 2,0 27,6 82,1 5,6 199 69,4
1,6—1,8 2,0 38,1 84,1 6,3 17 9 73.5
>1,8 15,9 77,9 100,0 17,7 15,9 77,9
Итого ... 100,0 17,7 - — — -
26
27
Рис. \ Кривые обогатимости угля класса 0,5—
10 ым
28
Данные для пос проспи я кривых фтотиругмисги угля клана
U -0,5 мы приведены в табл. 23.
Таблица 23
Данные для ностроенвя кривых флотируемости угля класса 0—0,5 мм
Время флотации, мин V. % Ас. % Суммарно, *„
концентрат ХВОСТЫ
V АС V А«
1 53,5 4,0 53,5 4,0 100,0 18,2
2 20,0 10,0 73.5 5,6 46,5 34,4
3 8,6 19,6 82 1 7 1 26,5 52,5
4 2,0 37,1 841 7,8 17.9 69,5
5 2,9 49,5 87,0 9,1 15,9 72,9
6 13,0 78,1 100.0 18,2 13,0 78,1
Итого ... 100,0 18,2 - - - —
Кривые обогатимости и флотируемости угля, построенные по
данным этих таблиц, показаны на рпс. 2, 3, 4 в 5.
§ 8. ОБРАБОТКА ДАННЫХ СИТОВОГО
И ФРАКЦИОННОГО АНАЛИЗОВ
ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Обработка ситового в фракционного анализов углей шахт пояс-
няется примерами.
Обработка ситоиого анализа углем различных шахт
Пример. Определить ситовый состав принятого машинного класса 6—100 им.
Исходные данные: участие в шихте шахты № 3 равно 70% и шахты № 4 - 30%;
результаты ситового анализа углей шахт № 3 п 4 приведены в табл. 24.
Таблппа 24
Результаты ситового анализа углей шахт № 3 и 4
Класс, мм Продукт Шахта J'S 3 Шахта 4
V. % Ав, % V, % А®, %
1 2 8 4 5 в
>100 11©обогащенный уголь 9,8 29,5 5,8 25,2
50-100 'I о же 4,3 38,2 12.2 24,4
25-50 » » 16,7 25,8 19,2 26,6
13-25 15,3 19,3 19,9 20,1
6—13 > » 14,9 13,5 14,4 20,9
3—6 » » 12,5 10,8 6,7 19,5
0,5-3 14,2 11 1 11,2 22,4
0-0,5 Пыль 12,3 17,5 10,6 20,1
Итого 100,0 18,9 100,0 22,5
29
Решение. 1. Со» тавляем та$ ицу сптово- твва шихты до дробления
класса >100 мм (табл. 25)-
Т а б л и ц а 25
Ситовый состав шихты до дробления класса >100 мм
Класс, мм Шахта AS 3 (участие в шихте 70%) Шахта 4 (участие в шихте 3fl%) Шихта
V, % Уш. % АС, % V, % Уш. % АС, % V. % АС, %
1 •> 3 4 5 в 7 8 »
>100 9,8 6,9 29.5 5,8 1J "25,2 8,6 28,6
50-100 4,3 3.0 38,2 12.2 3,7 24,4 6,7 30.6
25-50 16.7 11 7 25.8 19,2 5,8 26,6 17,5 26,1
13—25 15,3 10,7 19,3 19,9 60 20,1 16,7 19,6
6—13 14,9 10,4 13,5 14,4 4,3 20,9 14,7 15,7
3—6 12.5 8,8 10,8 6,7 2.0 19.5 10,8 12,4
0,5-3 14,2 9,9 11,1 11,2 3,3 22,4 13,2 13,9
0-0,5 12,3 8,6 17,5 10,6 3,2 20,1 11,8 18,2
Итого 100,0 70,0 18,9 100,0 30,0 22,5 100,0 20.0
Графы 2. 4, 5 и 7 заполняем пз табл. 24. Данные граф 3 н 6 подсчитываем
ио формуле (1) аналогично данным табл. 7-
Выход и зольность классов шихты (графы 8 п 9):
Y>1Oo = 6.9 11,7-8,6%;
лс 6.9 29,54-1,7 -25,2
^'>10.=----------Ей-------
— 28,6%
н т. д. для других классов.
2. Составляем таблицу ситового состава шихты после дробления класса
>100 мм (табл. 26). »
Таблица 28
Снтовып состав шихты носле дробления
класса >100 мм
Класс, мм Продукт V, % А', %
50-100 Иеобогвщеннын уголь 7,3 30,4
25-50 То же 19,1 26,3
13-25 » а 18,3 20,4
6-13 » » 16,1 16,8
3-6 > ® 11,8 13,8
0,5-3 » » 14,5 15,2
0-0.5 Пыль 12,9 19,1
Итого . . 100.0 20,0
Выход и зольность класса >100 мм находим по табл. 25:
Y>ioo=®»^’
-4с>1вв-28,6%-
30
Ь14ход классе I»— 100 мм
Yo-ioo 100—Y>ioo 160 6,6 91.4%.
Выход н зольность класса 50—100 мм после дробления:
YbQ-ioo 6,7 -х>;
6.7 8.6 _р pq, .
х. -----------0,6%.
уИ-1М6,71 0,6-7.3%;
6.7-30.6 + 0.6-28.6 -
4so-ioo ---------тЗ----------‘°
и т. Д. для остальных классов. __
3. Составляем таблицу ситового состава класса 0—100 мм (таол. ^/).
Таблица 27
Ситовый состав класса 0—100 мм
Класс, мм Продукт V. % Ас, %
6—100 Машинный класс 60,8 22,5
0—6 Отсев 39.2 16,1
Итого . . 100,0 20.0
Выход н зольность машинного класса 6—100 мм находим суммированием
классов в табл. 26:
Te-ice= Yso-ioo . Y'25-бО1’Via-25^ Ye-i3 7,3 f- 10.1 г 18,3 Ь 16.1-60,8%,
, 7 3 • 30.44 19,1 • 26,3 -Ь 18,3 20,4 4-16,1 16,8 „
z1S_1w --------------------; — - 22.5 %-
Выход п зольность класса 0—6 мм (отсев):
Yoe=H.B+ 11,5+12,9 39,2%;
11ч8 • 13,84 14,5 • 152 12.9 • 19,1 _
,®-s_ 39,2 ’
Обработка фракционного анализа углей различных шахт
Пример. Определить фракционный состав машинного класса 6—100 мм.
Исходные данные: результаты фракционного анализа углей шахт № 3 и 4 при-
ведены п табл. 28 н 29; участие в шихте углей шахты № 3 равно 70% п шахты
№ 4 — 30%.
Решение. 1. Составляем табл. 30 (результаты фракционного анализа
углей при участии в шихте 70%).
Табл. 30 составляем аналогично табл. 14. Данные берем из табл. 25. Точно
так же составляем табл. 31.
31
Таблица 28
Результаты фракционного анализа углп шахты № 3
П ЮТНОСТЬ ф|С1НП11П, г, см’ 50—100 мм 25-50 мм 13-25 ми в— 13 мм
V. % ас, % V. % де. % V, % АС. % V. % ас, %
<1/1 47,5 3,3 65,1 3,3 73,5 3,7 81,5 3,5
1.4- 1,5 7,3 12,2 4,3 11,0 4,8 9,8 3,4 И,1
1,5—1,6 1,6 25,4 2,0 29,4 2,0 23,3 1,9 25,5
l-.fi-1,8 2,8 46,8 1,5 36,3 1.2 39,2 1.3 42,7
1,8-2,0 2,3 57,7 0,2 54,6 1,6 53,9 1.4 54,3
>2.0 38,5 84,9 28.9 81,4 16,9 84,9 10,5 80,6
Итого . . 100.0 38,2 100,0 25,8 100,0 19,3 100,0 13,5
Таблица 29
Результаты фракционного анализа угля шахты 4
Плотность фракции, г/см’ 50-100 мм 25-50 мм 13-25 мм в-13 ММ
V. % Л‘, % V. % ас, % V. % АС, % V. % ас, %
<1,4 67,9 5,8 56,1 3.8 68,4 3,7 53,5 3,6
1.4-1,5 5,1 17,2 11,9 13,8 7,4 13,4 18,6 12,6
1,5-1,6 3,0 27,8 3,3 25.8 3,4 26,7 6,4 25,2
1,6-1,8 2.0 15,6 2,4 37,1 2,2 42,2 3,9 43,4
1,8-2,0 0,7 61,4 1.9 56,6 3,3 52,7 6,0 59,4
>2,0 21,3 84,6 24,4 82,2 15,3 85,3 11,6 84,5.
Итого . . 100,0 24,4 100.0 26,6 100,0 20,1 100,0 20,9
Таблица 30
Результаты фракционного анализа угля шахты № 3
при участии в шихте 70%
Плотность фракции, г; см* 50-100 мм 25-50 мм 13-25 мм в-13 мм
₽: в ? АС. % | % 'А % ,тА лс,% ? •4 •“* Л'. % V. % а % 'эу ।
1 2 3 4 5 6 7 в 0 10 11 12 13
<1.4 47,5 1.42 3,3 65 1 7.62 3,3 73.5 7.87 3,7 81,5 8.48 3.5
1.4-1,5 1,5—1,6 7,3 0,22 12,2 4,3 0.50 11,0 4,8 0,51 9.8 3,4 0,35 11,1
1,6 0,05 25.4 2,0 0.23 29,4 2,0 0,21 23,3 1,9 0 20 25,5
16—1,8 ад 0,08 46,8 1.5 0,18 36,3 1.2 0,13 39,2 1.3 0,14 42,7
1,8—2,0 2,3 0.U7 57,7 0,2 0,02 54,6 1,6 0,17 53,9 1.4 0,14 54,3
>2,0 38.5 1,16 849 269 3.15 81 4 16У 1,81 84,9 10 5 1-09 80,6
Итого . . 100,0 3,00 38,2 100,0 11,70 25,8 100,0 10,70 19,3 Тоол 10,40 135
Таблицы 31
Результаты фракционного анализа угля шахты № 4
при участии в шихте 30%
Плот- ность фрак- ции. Г/см* 50-100 мм 25-50 мм 13-25 мм 8-13 мм
1 % А ! vnr % % 'А 3 р- % ’А Ъ Ас, % * h АС, %
1 2 3 4 5 6 7 8 ь 10 11 12 13
<1.4 1,4-1,5 1,5—1,6 1,6-1,8 1.8-2,0 >2,0 67,9 5,1 3,0 2.0 0,7 21,3 2,51 0,19 0,11 0,07 0,03 0,79 5,8 17,2 27,8 15,6 61,4 84,6 56,1 11,9 3,3 2,4 1,9 24,4 3,25 0,69 0,19 0,14 0,11 1,42 3,8 13.8 25,8 37,1 56,6 82,2 68,4 7,4 3,4 2,2 3,3 15,3 4,11 0,44 0,20 0,13 0,20 0,92 3,7 13,4 26,7 42,2 52,7 85,3 53,5 18,6 6,4 3,9 6,0 11,6 2.30 0,80 0,28 0,17 0,25 0,50 3,6 12,6 25,2 43,4 59,4 84.5
И того 100,0 3,70 24,4 100,0 5,80 26,6 100,0 6,00 20.1 100,0 4,30 20,9
Таблица 32
Фракционный состав шихты до дробления класса >100 мм
Плотность фракции, г/см* 50-100 ММ 25-50 мм 13-25 мм 8 — 13 мм
S5 а ₽- % ‘А V % % ',v | 7Ш, % ИС, % * а р- АС, % ।
1 2 э А 5 6 7 8 9 10 11 12 13
<1,4 1,4-1,5 1,5— 1.6 1.6-1,8 1,8—2,0 >2,0 58,7 6,1 2,4 2,2 1,5 29,1 3,93 0,41 0.16 0,15 0,10 1,95 4,9 14,5 27,0 32,2 58,8 84,7 62,1 6,8 2,4 1,8 0,8 26.1 10.87 1,19 0,42 0,32 0,13 4,57 3,4 12,6 27.8 36.7 56.3 81,6 71,7 5,7 2,5 1,6 2,2 16,3 11.98 0,95 0,41 0,26 0,37 2,73 3,7 11,5 25,(1 40,7 53,3 85.U 73,3 7,8 3,3 2,1 2,7 10,8 10,78 1,15 0,48 0,31 0,39 1.59 3,5 12.1 25.3 43,1 57,6 81,8
Итого . . 100,0 6.70 30,6 100.U 17,50 26,1 100,0 16.7С 19,6 100,0 14,70 15,7
2. Составляем таблицу фракционного состава шихты до дробления класса
>100 мм (табл. 32):
определяем выход к шихте и зольность фракции <1,4 класса 50—100 мм
суммированием граф 3 табл. 30 н 31:
Y < ь4-=1 .424-2,51 - 3.93%;
4 с _ 1-42 - 3.3-*- 2,51 • 5,8_
к т. д. для других фракций;
выход фракций к шихте и их вольность для классов 25—50,13—25 и 6—13 мм
определяем аналогично выходу фракций класса 50—100 мм;
выход фракций к классу определяем так же, как и в табл. 16.
3 Заняв 360
33
3. Составляем таблицу фракционного состава шихты после дробления
класса >100 мм (табл. 33):
Таблица 33
Фракционный состав шихты носде дробления класса >100 мм
Плотность фракции, г/см* 50-100 м 25-50 мм 13-25 мм е-13 мм
% ‘А % Ас< % % 'А * а АС, % “% '* % “* а* % % “* АС, %
1 2 3 4 5 6 7 8 0 10 и 12 13
<1.4 1,4—1.5 1,5-1,6 1,6-1,8 1.8- 2£ >2,0 59,0 6,1 2,4 2,2 1.5 28,8 4,31 0,44 0,18 0,16 0,11 2,10 4,9 14,5 27,0 32,2 58,8 84,8 61,8 6,8 2,4 1,8 0,8 26,4 11,80 1,30 0,46 0,35 0,15 5,04 3,4 12,6 27,8 36,7 56,3 81,6 70,7 5,7 2,5 1,6 2,2 17.3 12,94 1,04 0,46 0,29 0,40 3.17 3,7 11,5 24,9 40,7 53,3 85,0 71,8 7.8 3.3 2,1 2,7 12.3 11,56 1,26 0,53 0,34 0,43 1,98 3,5 12,1 25,3 43.1 57,6 81.8
Итого . . 100,0 7,30 30,4 100,0 19,10 26,3 100,0 18,30 20,4 100,0 16,10 16,8
в графы 2, 5, 8 и 11 заносим данные выхода фракций из табл. 32, ва исклю-
чением выходов фракций <1,4 н >2, которые обозначим соответственно через х
и у;
в графы 4, 7, 10 и 13 табл. 33 взносим данные вольности фракций нз
табл. 32, ва исключением строки «Итого»; данные зольности строки «Итого»
берем нз табл. 26;
в графы 3, 6, 9 и 12 п строку «Итого» заносим выход соответствующих клас-
сов к шихте нв табл. 26;
выход фракций <1,4 и >2,0 для класса 50—100 мм находим из уравнений
баланса:
»+6,1 +2,4+2.2+1,5+у~ 100;
4,9х+6,1-14^ ; 2,4-27+2.2-32.2+1,5 *58,8+84,8у =100-30.4.
Решая этн уравнения, получаем х = 59% и у — 28,8%.
Графу 3 табл. 33 заполняем обычным способом.
Расчет для классов 25—50, 13—25 и 6—13 мм производим диалогично рас-
чету для класса 50—100 мм.
4. Составляем таблицу фракционного состава машинного класса 6—100 мм
(табл. 34).
Таблица 34
Фракционный состав машинного класса 6—100 мм
Плотность Фракция, г/см* V. % % Ас, %
<1,4 66,8 40,61 3,7
1,4—1,5 6,6 4,04 12,4
1,5-1,6 2,7 1,63 26,1
1,6-1,8 1,9 1,14 39,0
1,82,0 1.8 1,09 56,0
>2,0 20,2 12,29 83,1
Итого 100,0 60,80 22,5
34
Фракционный состав машинного класса 6—100 мм находим суммированием
данных граф 3, 6, 9 н 12 табл. 33:
выход и зольность фрикции <1,4
Y< 1>4=4,31 +11,8+12,94+11,56=40.61%;
.с 4.31-4,9 4 11,8-3.44 12.94-3,7+ 11.56-3.5
Л < 1.* 4ШЙ “ ’7%
н т. д. для других фракций.
Выход фракций к классу определяем так же, как и в табл. 18.
Построение кривых обогатимости
Для построения кривых обогатимости машинного класса 6—100 мм
п классов 50—100, 25—50, 13—25 и 6—13 мм составляют соответ-
ствующие таблицы 35—39 на основании табл. 33 и 34.
Таблица 35
Динкые для вострееннн кривых обогатимости угля
машинного класса 6—100 мм
Плотность фракции, г/см’ . V. % ас. % Суммарно, %
всплывшие фракция утонувшие фракции
V АС V АС
<1,4 66,8 3,7 66,8 3,7 100,0 22,5
1,4-1,5 6,6 12,4 73,4 4,5 33,2 60,4
1,5-1,6 2,7 26,1 76,1 5.2 28,6 72,3
1,6-1,8 1,9 39,0 78,0 6,1 23,9 77,6
1,8-2,0 1,8 56,0 79,8 7.2 22,0 80,9
>2,0 20,2 83,1 100,0 22,5 20,2 83,1
Итого ... 100,0 22,5 — - - —
Таблица 38
Данные для ностроения кривых обогатимости угли класса 50—100 мм
Плотность фракции, г/см1 V. % л'. % Суммарно, %
всплывшие фракции утонувшие фракции
V Ас V Ас
<1,4 59,0 4,9 59,0 4.9 100,0 30,4
1.4-1,5 6,1 14,5 65,1 5,8 41,0 67,2
1.5-1,6 2,4 27,0 67,5 6,6 34,9 76,4
1,6—1,8 2,2 32,2 69,7 7,4 32,5 80,0
1,8-2,0 1,5 58,8 71.2 8,4 30,3 83,5
>2,0 28,8 84,8 100,0 30,4 28,8 84,8
Итого . . . 100,0 30,4 — — — —
Таблица 37
Данные для построении кривых обогатимости угля класса 25 50 мм
Плотность фракции, г/см* V, % лс. % Суммарно, %
всплывшие фракции утонувшие фракции
V Ас V Дс
<1,4 1,4—1,5 1,5-1,6 1,6-1,8 1,8-2,0 >2,0 2J 1,8 0,8 28,4 3,4 12,6 27,8 36,7 56,3 81,6 61,8 68.6 71,0 72,8 73,6 100,0 3,4 4,3 5,1 5,9 6,4 28.3 100,0 38,2 31,4 29.0 27,2 26,4 28,3 63.3 74,3 78.1 80,9 81,6
Итого. . 100,0 26,3 - - - -
Таблица 38
Данные дли построения ярпвых обогатимости угля класса 13 25 мм
Рис. 6. Кривые обога-
тимости угля класса
6—100 мм
Рис. 7. Кривые обогатимости угля класса
50—100 мм
Рис. 8. Кривые обогатимости угля класса
25—50 мм
37
Рис. 9. Кривые обогатимости угля класса
13—25 мм
Рис. 10. Кривые обогатимости у» ля класса
6—13 мм
зя
Таблица 39
Данные для построения кривых обогатимости угля класса 6—13 мм
Плотность фракции г/см1 V. % А*. % Суммарно. %
всплывшие фракции утонувшие фракции
V АС V АС
<м 71,8 3,5 71,8 3,5 100,0 16,8
1.4-1,5 7,8 12,1 79,6 4,3 28,2 50,7
1.5-1,6 3,3 25,3 82,9 5.2 20,4 65,5
1,6—1,8 2Д 43,1 85,0 6.1 17,1 73,2
1.8-2,0 2,7 57,6 87,7 7,7 15,0 77,4
>2,0 12,3 81,8 100,0 16.8 12,3 81,8
Пятого . . . 100.0 16,8 — — — —
Кривые обогатимости, построенные по данным этих таблиц, пока-
заны па рис. 6, 7, 8, 9 и 10.
Глава V
ТЕОРЕТИЧЕСКИЙ БАЛАНС
ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
Теоретический баланс продуктов обога-
щения предназначен для определении теоретически возможных
качественно-количественных показателей результатов обогащения
н расчета качественно количественной схемы обогащения.
Теоретический баланс продуктов обогащения составляют гра-
фическим способом по кривым обогатимости машинных классов по
ваданной общей зольности концентрата и зольности породы отдельных
классов. Теоретический баланс может быть составлен так же анали-
тическим способом по таблицам ситового н фракционного состава
машинных классов по заданной плотности разделения.
§ 9. СОСТАВЛЕНИЕ ТЕОРЕТИЧЕСКОГО
БАЛАНСА ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Порядок составления теоретического баланса продуктов обо-
гащения:
1) задаются средней зольностью суммарного концентрата по
приложению 2 и по кривым обогатимости находят выход и воль-
ность концентрата по классам. Для получения оптимальных показа-
телен при раздельном обогащении углей используют теорему мак-
симального выхода концентрата;
2) по кривым обогатимости машинных классов определяют выход
породы по принятой зольности породы для каждого класса, выход
и зольность промпродукта (по формулам баланса);
3) составляют таблицы теоретического баланса для каждого
класса;
4) задаются зольностью флотационного концентрата и по кривым
флотируемости определяют выход и зольность продуктов флотации;
5) составляют таблицу теоретического баланса продуктов фло-
тации;
6) составляют общую таблицу теоретического баланса продук-
тов обогащения.
Теорема максимального выхода концен
трата (теорема Рейнгардта): «Если при раздельном обогащении
нескольких углей требуется получить суммарный концентрат с за-
панной зольностью, то максимальный суммарный выход концентрата
с общей заданной зольностью будет получен при одинаковой средней
зольности элементарных слоев разделения»
Эта теорема справедлива при .неограниченном числе углей, под-
вергающихся раздельному обогащению.
Правильность теоремы Рейнгардта поясняется следующим при-
мером. На рис. 11 показаны кривые обогатимости двух различных
углей Ах, 01пА2,02 и суммарные кривые обогатимости этих углей
X, р. Для удобства кривые построены на одной диаграмме.
Определим максимальный выход концентрата при заданной
Средней зольности = 5%. На осн абсцисс кривых обогатимости
Р (см. рнс. 11) откладываем в масштабе среднюю зольность кон-
центрата 5% и проводим лилию параллельно осн ординат до пересе-
чения с кривой р. Через точку пересечения проводим демаркацион-
ную линию /, отрезок ab которой будет выражать среднюю золь-
ность элементарного слоя разделения. Отрезок ab откладываем
на оси абсцисс кривых обогатимости Х17 Рх и Ха, Р2 слева и проводам
линию, параллельную оси ординат. Через точки пересечения этой
41
линии с кривыми Лу и Хя проводим демаркационные линии II и III
и находим выход и зольность концентрата для первого угля
Тх = 40,5% нА* — 4%, для второго = 22,5% и А* 6,8%.
Согласно теореме Рейпгардта суммарный выход концентрата
будет максимальным:
Y« = Yi + Yb = 40,5 + 22,5 = 63 %;
А^-40-5-41,,22-5-6-8 -5%
63
Если же обогащать угли по другим элементарным слоям разде-
ления, то суммарный выход концентрата получится меньше. Напри-
мер, если производить обогащение таким образом, чтобы каждый
индивидуальный концентрат имел среднюю зздэнную зольность
Л* = 5%, то получим выход концентрата для первого угля
Yi — 42,5%, для второго у' = 15% (демаркационные линии IV
и У на рис. 11 показаны пунктиром) и суммарный выход
Yk = Yi + Yi = 42,5 4-15,0 = 57,5% <63%.
При составлении теоретического баланса продуктов обогащения
неклассифицированных и зпоргетическнх углей (при одном машип
пом классе) теорему Реппгардта не применяют, так как угли обога-
щаются совместно.
Пример. Составить теоретический баланс продуктов обогащения коксу-
ющегося угля. Исходные данные: ситовый состав машинных классов 10—75
и 0,5—10 мм см. в табл. 10; кривые обогатимости суммарного класса 0,5—75 мм
п и а шинных классов 10—75 н 0,5—10 мм см. иа рис. 2, 3 н 4; кривые флотируе-
мости угля класса 0—0,5 мм см. на рис. 5.
Решение. 1» Задаемся средней вольностью суммарного концентрата
для угля средней обогатимости: уьь-гв = 5% (см. табл. 18), класс 0,5—75 им;
А® = 5% принимаем по приложению 2.
На оси абсцисс кривых обогатимости суммарного класса 0,5—75 мм
(см. рве. 2) откладываем в масштаба зольность концентрата 5% и проводим ли-
нию, параллельную осН ординат до пересечения с кривой 0. Череа точку пере-
сечения проводим демаркационную линию. Отревок этой лилии от оси ординат
до крпвой Л ab будет равен зольности элементарного слоя разделения.
2. Составляем теоретический ба лапе продуктов обогащения класса 10—
75 мм.
На осч абсцисс кривых обогатимости класса 10—75 мм (см. рис. 3) откла-
дываем отрезок ab и проводим линию, параллельную осн ординат до пересе-
чения с крпвой X. Через точку пересечения проводим демаркационную лилию 1
и находим выход и зольность концентрата: ук = 47% и А£ = 5,1%. Плотность
разделения для концентрата находим проектированием точке пересечения
демаркационной линии I с кривой б — бр = 1,43 г/см3.
Задаемся зольностью породы А£ = 75% (вольность породы принимают
75% н более), откладываем ка оси абсцисс (см. рнс. 3) и проводим линию, парал-
лельную оси ординат до пересечения с крпвой 6. Через точку пересечения про-
водим второю демаркационную линию II, находим выход породы уи -- 20,а%
в плотность раэделевия бр =- 2,1 1/сма.
42
Выход я вольность промпродукта определяем ив уравнений баланса:
Ynn = ЮО—Yk—Yn - ЮО—47 - 26.5 = 26,5% J
м _ 100 32.9-47-5,1-26,5-75_
Ynn 26.5
Полученные данные взносим в табл. 40, где данные строки «Итого» барут
из табл. 10.
Таблица 40
Теоретический баланс продуктов
обогащения класса 10—75 мм
Таблица 41
Теоретический баланс продуктов
обогащения класса 0.5—10 мм
Продукт Выход. % АС. %
т
Концентрат Промпродукт » Порода » . . 79,0 5,0 16,0 55,3 3,5 11,2 5,0 28,6 77,0
Итого ... 100,0 70,0 17,7
Продукт Выход, % А*. %
V %,
1 2 3 4
Концентрат 47,0 9.2 5,1
Промпродукт . 26,5 5,2 40,1
Порода . . . 26,5 5,2 75,0
Итого . . , 100,0 19,6 32,9
Выход продуктои обогащения к шихте (графа 3 табл. 40) определяем обыч-
ным способом
Уш =47 0,196 =9,2% и т. д.
3. Теоретический баланс продуктов обогащения класса 0,5—10 мм соста-
вляем по кривым обогатимости (см. рис» 4) аналогично теоретическому балансу
класса 10—75 мм, при этом зольность породы принимаем А£ = 77%; плотности
разделения для коацептрата бр = 1,47 г/см3 п для породы бр = 1,75 г/см3.
Теоретический ба лапе продуктов обогащения класса 0,5—10 мм приведен
в табл. 41.
4. Составляем теоретический баланс продуктов флотации
Задаемся зольностью флотационного концентрата А£ = 7% и по кривым
флотируемости угля класса 0—0,5 мм (см. рис. 5) находим выход концен-
трата ук = 82% и флотациовных хвостов Уж = 18%.
Зольность флотационных хвостов находим по кривым флотируемости (кри-
вая 0, иа рис. 5) А£ = 69.2% и проверяем по уравнению баланса
IOO^.j-Yk^S 100-18.2 —82-7 ....
18 6S'2%-
Полученные данные заносим в табл. 42.
Табл ица 42
Теоретический баланс продуктов флотации
Продукт Выход. % АС. %
%!
Флотационный концен- трат Флотационные хвосты . 82.0 18.0 8,5 1,9 7.0 69,2
Итого 100,0 1и,4 18,2
5. На основании табл. 40, 41 к 42 составляем общую таблицу^теоретиче*
ского балавса продуктов обогащения (табл. 43)«
Таблица 43
Теоретнчесяий баланс продуктов обогащения
Продукт V- % -1е. %
Концентрат класса, мм: 10-75 . . 9,2 5,1
0,5-10 55,3 5,0
Флотационный концентрат класса 0—0,5 мм .... 8,5 7,0
Итого к онцентрата 73.0 5,2
Промпродукт класса, мм: 10-75 5,2 40,1
0,5-10 3,5 28,6
Итого промпродукта 8,7 35,5
Порода класса, мм: 10-75 5,2 75,0
0.5—10 11,2 77,0
Флотационные хвосты класса 0—0,5 мм 1,9 69,2
И того отходов . . 18,3 75,6
Всего.. 100,0 20,8
Строку «Итого концентрата» подсчитываем следующим образом;
Ук— 9.2+ 55,3 + 8.5 — 73%;
л.= Я.2-5.1+55^5.0+8.5-7д,2%
п т. д. для других продуктов.
Проверка правпльаостп составления табл. 43 и всего теоретического баланса:
у = 73,0 + 8,7 +18.3 = 100 %;
.4С = 73-5.2+8.7-М.5, 18.3-7.V, _ (змьиость шмты).
общая заданная зольность концентрата
с 9.2 - 5.1 56 3 • 5 =
к 9.2 55.3 ' 1
И
§ 10. СОСТАВЛЕНИЕ ТЕОРЕТИЧЕСКОГО
БАЛАНСА ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Порядок составления теоретического баланса продуктов обо-
гащения энергетических углей:
1) зольность концентрата принимают по приложению 2 и по
кривым обогатимости машинного класса 6—100 мм находят плот-
ность разделения 6Р;
2) по кривым обогатимости углей классов 50—100, 25—50, 13—25
п 6—13 мм находят выход и зольность концентрата для каждого
класса (по плотности разделения 6р). Зольность породы находят
по кривым обогатимости (кривая 6) и проверяют по уравнению
баланса;
3) составляют теоретический баланс продуктов обогащения угля
классов 50—100, 25—50, 13—25 н 6—13 мм;
4) составляют теоретический баланс класса 0—100 мм.
Пример. Составить теоретический баланс продуктов обогащения энерге-
тического угля.
Исходные даппые: ситовый состав шихты и класса 0—100 мм см. в табл. 26
и 27; кривые обогатимости машинного класса 6—100 мм и классов 50—100,
25—50, 13—25 и 6—13 мм см. на рис. 6, 7, 8, 9 и 10.
Р е ше пи 6. 1. По приложению 2 задаемся зольностью концентрата —
— 8,5%. На осн абсцисс кривых обогатимости машинного класса 6—100 мм
(см. рис. 6) откладываем зольность концентрата 8,5% и проводим липию, парал-
лельную оси ординат до пересечения с кривой 0. Через точку пересечения про-
водим демаркационную линию. Точку пересечения демаркацпоппой линии
с кривой 6 проектируем на ось плотности и находим плотность разделения
6р = 2,1 г/см8.
2. На осп плотности кривых обогатпиости угля класса 50—100 мм (см.
рпс. 7) откладываем в масштабе плотность разделения бр = 2,1 г/см3 и проводим
липию, параллельную осп ордипат до пересечения с кривой Череа точку
пересечения провопим демаркационную лилию и определяем выход н зольность
концентрата: ук = 73%; -4£ = 9%; выход породы уп — 27%. Зольность по-
роды яаходпм ио кривой 6 (А£ = 88,2%) и проверяем по уравнению баланса
100-30,4-73.9
Л"=----------------- ’-------27-----= 88.2%»
где Я£)_100 — зольность класса 50—100 мм, принимаемая по табл- 26.
Полученные данные заносим в табл. 44, где в строке «Итого» взяты даппые
пз табл- 26 для класса 50—100 мм.
3. Теоретический баланс продуктов обогащения классов 25—50, 13—25
п 6—13 мм определяем по соответствующим кривым обогатимости (см. рис. 8,
9 и 10) аналогично теоретическому балансу класса 50—100 мм. Теоретический
баланс классов 25—50, 13—25 И 6—13 мм приведен в табл. 45, 46 и 47.
4. На основании табл. 44, 45, 46 и 47 составляем таблицу теоретического
баланса продуктов обогащения (табл- 48)
Правильность составления теоретического баланса продуктов обогащения
проверяем расчетом :
у - 49,7 4-11.14- 39.2—100%;
лс= 49.7-8.5 I 11,1^85.2^39.2-16.1 (зольность
45
Таблица 44
Таблица 45
Теоретический баланс продуктов
обогащения класса 50—100 мм
Теоретический баланс продуктов
обогащения класса 25—50 мм
Продукт Выход. % Л*. %
т Yw
Концентрат Порода . . . 73,0 27,0 5,33 1,97 9,0 88,2
Итого ... 100,0 7,30 30.4
Продукт Выход, % -4». %
У тш
Концентрат Порода . . . 75,0 25,0 14,32 4,78 7,5 82,7
Итого 100,0 19,10 26,3
Таблица 46
Теоретический баланс продуктов
обогащения класса 13—25 мм
Таблица 47
Теоретический баланс продуктов
обогащения класса 6 -13 мм
Продукт Выход. % А*. %
У Тш
Концентрат Порода . . . 85,0 15,0 15,56 2,74 8,5 87,8
Итого ... 100,0 18,30 20,4
Продукт Выход, % Л*. %
V Уш
Концентрат Порода . . . 90,0 10,0 14,49 1,61 9,3 84,3
Итого ... 100,0 16,10 16,8
Таблица 48
Теоретический баланс продуктов обогащении
Продукт т. % Лс. %
Концентрат класса, мм: ‘ 50-100 5,33 9,0
25—50 14,32 7.5
13-25 15,56 8,5
6-13 ........ 14,49 9,3
Итого концентрата 49,70 8.5
Порода класса, мм: 50-100 1,97 88,2
25-50 ... 4,78 82,7
13-25 2,74 87,8
6-13 1,61 84,3
Итого породы 11,10 85,2
Отсев класса 0—6 мм . . . 39,20 16,1
Всего . 100,0 20,0
Глава VI ВЫБОР И РАСЧЕТ СХЕМЫ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА
ОБОГАЩЕНИЯ
§ 11. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О СХЕМАХ
ОБОГАЩЕНИЯ
Технологическим процессом обогаще-
ния угля называется совокупность операций его обработки.
В вависимости от характера воздействия па уголь, все операции
технологического процесса обогащения разделяют на главные,
вспомогательные н служебные.
Главными операциями называются операции обога-
щения, в результате которых происходит изменение качества обра-
батываемого угля.
Вспомогательными операциями называются
операции, связанные непосредственно с главными, но в результате
которых не изменяется качество угля (внутрнфабрнчный транспорт,
вагруэка, разгрузка и др-).
Служебными называются операции общетехпнческого ха-
рактера непосредственно не связанные с главными и вспомогатель-
ными операциями (водоснабжение, электроснабжение, технический
контроль н др.).
Главные операции, в свою очередь, разделяют на подготовитель-
ные, основные н заключительные операции.
Подготовительные операции предназначены для
подготовки угля к процессу обогащения (дробление, предварительное
н подготовительное грохочение, классификация, обесшламливание).
Основные операции предназначены для обогащения
угля для получения продуктов обогащения. К этим операциям
относят все виды операций обогащения (обогащение в тяжелых
суспензиях, отсадна, концентрация на столах, пневматическое обо-
гащение и классификация угля на товарные сорта).
Заключительные операции предназначены для
доводки продуктов обогащения основных операций (фильтрации,
сушка, сгущеинс и обогащение шлама и др.).
Схемой технологического процесса обо-
гащения называется последовательность операций обогащения
47
и путь следования угля, продуктов обогащения и вспомогательных
материалов (воды, воздуха н др.) от одной операции к другой. Схема
обогащения изображается графически в вндо линейной схемы.
В зависимости от целевого назначения различают следующие
схемы:
качественно-количественная схема обо-
гащения — схема операций, содержащая данные о качествен-
ной н количественной характеристике угля н продуктов обогащения
(зольность и выход в % и др.),
водно шламовая схема — схема операций, содер-
жащая данные о количестве твердого н воды в продуктах обогащения
Обычно эти две схемы объединяют в одну.
Общие требования, предъявляемые к схемам технологического
процесса обогащения угля:
ма л оопер а ционность;
отсутствие циркулирующих нагрузок;
частичная или полная регенерация оборотной воды при приме-
нении процесса флотации;
обеспечение содержания твердого в оборотной воде не выше
80-100 г/л;
замкнутый цикл водно-шламоаого хозяйства.
Факторы, влияющие на выбор схемы технологического процесса
обогащения угля; принятая глубина обогащения, процесс обога-
щения, назначение угля, требования потребителей к качеству про-
дуктов обогащения, категория обогатимости угля, ситовый состав
и влажность угля.
При обогащении коксующихся углей с глубиной обогащения
до 0 применяют эффективные процессы обогащения и более совер-
шенные схемы.
Для энергетических углей с глубиной обогащения до 6 (13) мм
применяют более простые схемы обогащения. В последнее время
имеется тенденция обогащать энергетические углн до 0 (с флота-
цией).
При обогащении углей очепь трудной обогатимости применяют
более сложную схему обогащения с переобогащеннем промпродукта
в контрольных отсадочных машинах, тяжелосредных гидроцикло-
нах или в сепараторах СШ.
Выбор схемы технологического процесса обогащения произво-
дят пооперацпонно.
§ 12. ВЫБОР И ОБОСНОВАНИЕ СХЕМЫ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА
ОБОГАЩЕНИЯ КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Выбор подготовительных операции
Варианты схем показаны на рнс- 12.
Предварительное грохочение и дробление
крупного класса. Схему 7 применяют для подготовки
угля перед обогащением при небольшом выходе крупного класса.
Преимущество схемы — простота, недостаток — возможность по-
падания кусков угля размером больше размера отверстий сита.
Схема II более сложная н требует дополнительного конвейера
для подачи дробленого продукта на грохот. Преимущество схемы —
исключается попадание крупных кусков в подрешетный продукт.
Схему II применяют при большом выходе крупного класса.
РядсВои уголь
Предварительное
грохочение
^КласоПОям ,
Дробление
КласскЮОнн
Класс 0 100 нм
I
Подготовительное
* РядоВой уголь
Предварительное
грохочение
^Класо/ООнм j
Дробление Класс<юонм
грохочение
класс
----}-Ц)0нн т. ,
ОбесшланлиВание Дробление
[класс
т
Машинный класс ] кппгг ‘ П
(грцпчии) \ Ц5-10(13)т |
РядоВои уголь
ПредВарительное
грохочение
[Класс
\O-WOmh
Машинный класс Шлам 0-0.5нн
( мелкий)
СбесшланиВание
Класс
0,5 >00нн
Машинный класс
Шлам
О- 0,5 нн
V
Рис. 12. Схемы подготовительных операций обогащения коксу-
ющихся углей
Подготовительное грохочение и обесшламли-
ванне угля.
Схему III применяют для получения машинных классов при
сухом и мокром грохочении углей с повышенной влажностью
Схему IV применяют для обогащения пеклассифнпированных
углей.
Выбор основных операций
Варианты схем показаны на рис. 13.
Обогащение в тяжелых суспензиях. Схему I
применяют при обогащении угля с большим выходом крупного
класса (в грехпродуктовых сепараторах А ГТ).
Схему II применяют при обогащении угля класса 0,5—25 (40) мм
в двухпродуктовых суспензионных гидроциклонах.
Отсадка угля Схемы III и IV применяют прн обогащении
крупного и мелкого угля очень легкой обогатимости без выделения
промпродукта.
4 Зека» 360
49
1 Класс 13 100 нм
'Дбога.щение В тя-
желои суспензии
r I 1
Концентрат Т
Обогащение е тя-
жепоц. чзии
п
Класс 0,5-10(15)мм
Обогащение В
гидроцсклонак
Ks.‘4SHmpam Порода
Промпродукт
Е i
Отсадка, крупного
угля
Порода
* I
Отсадка мелкого
угля
Концентрат Порода
Концентрат Порода
V
Концен* |
трат |
Обсадка крупного угля
{Промпро-' Порода
дукт у
Дробление
Отсадка мелкого уели
Концентрат Промпродукт Порода.
Отсадка крупного угля
Конце*-1 ПромпроД Порода, i
трат дукт j |
’ Дробпение
Отсадка, мелкого угля
Контрольная отсадка
Концентрат
Промпродукт
т I
Отсадка неклассифици-
рованное? угля
------I
Порода.
Концентрат Прампро'- Порода
дикт „
3 Концем-t ПромпроД Порода ’
трат у дукт | т
Грохочение
| Класс > 13мм. Класс < 13нм
дробление
Канарол^нда отсадка
Концентрат Промпродукт Порода
Рве. 13. Схемы основных операций обогащения коксующихся
углей
50
Схему V применяют при обогащении углей легкой, средней
и трудной обогатимости.
Схему VI применяют при обогащении угля очень трудной обо-
гатимости с содержанием промпродукта более 20%.
Схему VII применяют при обогащении неклассифицированного
угля.
Выбор заключительных операций
Варианты схем ваключительных операций показаны на рнс. 14.
Обезвоживание крупного концентрата на
грохотах производят по схемо I.
крупный концентрат
Мелкий концентрат
Обезвожи вание
на грохотах
Концентрат Шламовые
j- воды
Мел/^ий концентрат
Классификация
в багер-зумпфе
1 1 Класс >0,5мм
Класс <0,5мм,, Т _
центрифугирование
Шугат
v Порода
Обезвоживание в
бункерах
Капежные
воды
Обезвоживание на
грохотах или кони-
Шламовые
воды
Концентрат
-нтрифуги ровен ие
♦ 'кояцен-
Фугат | трат
Сушки
Промпродукт
Центрифугирование
Концентрат
Порода
¥П
фугат Промпродукт
VI Шламовые Воды
Классификация в
гидроцикл умах
^Класс >0,5нн I Класс< 0.5нм
Обезвожи вание на
грохотал или цен-
трифугирование ' ----------f Cxttd
1 Сгущенный Оборотная
Шламовые шла”
воды
Сгущение
Шлам
Шламовые воды
। Концентрат
Фильтрация
*ек I Фильтрат
Сушка
Хвосты----------------------
Сгущение с коагуляцией
j Слив 1 Сгущенный
* 1 шдал
Оборотная вода Т
Центрифугирование
| фугагг
Хвосты !__
Рис. 14. Схемы заключительных операций обогащения коксу-
ющихся углей
4»
51
Обезвоживание мелкого концентрата.
Схему II применяют для обезвоживания мелкого концентрата на
грохотах или конических снтах ОСО и в центрифугах. Недостаток
Рядовой уголь
I Предварительное
_____грохочение
| ,__Класс
Класс J
> 75мм\
П. Дробление । XI. Мокрое подготови -
j • | тельное грохочение
Клака Класс о-Юл^К
- VI. Обесшламли вание в
Загрузочном устройстве
да
IV Отсадка крупного
--------Ц££-------
IS Пррмпро\ 7 Порода
| оу кт j
V. Дробление
—*—
W обезвоживание
на грохотах
Ш’КЯ“\
Концентрат ____~
вонцен-1
mpamj
is
Обесшламлен-^ ,
ный продукт*"^3 ^Ласо^*ы
VH. Отсадка мелкого
угля
/3
XI. Сгущение
Слив ^20 ]
Оборотная вода ,
ХИ Флотация
Сгущенный] 21
шлам I
IX Классификация в
багер - зумпфе
№ КлассеМкл
X. Центрифугирование
Фу г ат 1В Концентрат^ 19
Сушка
XDI. Центрифугирование
1 Фугапп26 Промпродукт] 27
Хвостца I Г
*—>-----------------------
XV. Сгущениг с коа - 1
гулянтпом
г| 2Л Сгущенный] 29
1 Ш.ЛЦН 1
О^водо™ ЧентРиФ9гаРо3ами
Квасты^ J0 Фигат^М
Гис. 15. Схема технологического процесса обогащения коксу-
ющихся углей
Конце»' 22
трат
ХШ. Фильтрация
Кек I 2k Фильтрат ] 25
Сушка.
Оборотная вода
СлиВ\
схемы: сравнительно быстрый взнос щелевндпых сит и повышенный
выход подрешетпого шлама.
Схему III применяют для обезвоживания и классификации
мелкого концентрата в багер-зумпфе с последующим центрифуги-
рованном. Преимущества схемы: шлам в сливе равномерном круп-
ности, возможность подъема крупного продукта на необходимую
высоту, упрощение схемы обработки шлама. Недостаток схемы —
громоздкость установки.
52
О б е н в о ж и в а н и е промпродукта и породы.
Схемы ГУ и V применяют для обезвоживания мелкого промпродукта
и мелкой породы.
Класс>300нн |j
П Правление
РядоЗой уголь
I. Предварительное
грохочение
~~1
0-300мн\3
Ш. Обесшламливанце 8
загрузочном устройстве
Класс
Класс й Шламовые
05- 300 да! * 8 о Вы
*fl< Отсадка неклассшрициро-
Ванного угля
Концен - Гё Пррмпро- f '
трат у дукт
УШ Обезвоживание »» Г„ »
классификация *• Грохочение
о I Класс In
з^ЗЗ-ЗООм* ги
YL Дробление
*
Класс
33-300мм
Класс
О- 33 мн
УЗ..Контрольнал отсадка
Концен Г.. (Зрон про-
трат ~ | оукт
К. Классификация 8
багер- зумпфе
16 Kjfacc
I________ > 0,5 нм ’
“ i-------------
37. Сгущение
Оборотная бода
Класс Г
< 0,5
23
33
X. Центрифугирование
™ I
Сушка
Кон цен- р?
трат ,
ХШ. Фильтрация
ХИ- Флотация
Фугат
‘Хвосты 23
Фугат
Л7У- Центрифугирование
"\*7
Промпродукт
Сушка
Филртрат^гб
Оборотная Вода
, Гй"
Сяиб 1
ХУ. Сгущение с флокуля-
цией
Оборотная бода
Сгущённый ру
шлам I
Фугат |л
XYI- Центрифугирование
fw < '
Хвосты _
Ряс. 56. Схема технологического процесса обогащения неклас-
сифицированных коксующихся углей
Сгущение, классификация и обогащение
шлама. Схему VI применяют для классификации шлама в гнд-
роцпклонах. обезвоживания крупного шта.мя >0,5 мм па грохотах
53
или центрифугах и сгущения. Недостаток схемы: быстрый износ
гидроциклонов в щелевидных снт на грохотах и ее сложность.
Схему VII применяют для флотации шлама крупностью <0,5 мм
н обеввоживапня продуктов флотации. По мере необходимости
фугат центрифуг может периодически подаваться в канализацию
После выбора отдельных операций их сводят в общую схему
обогащения.
Примерные схемы технологического процесса обогащения по-
казаны на рис. 15 и 16.
§ 13. ВЫБОР II ОБОСНОВАНИЕ СХЕМЫ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА
ОБОГАЩЕНИЯ ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Выбор подготовительных операций
Варианты схем показаны на рис. 17.
Предварительное грохочение. Схему I приме-
няют для получения сорта АП при обогащении аптрацита, если есть
требования потребителей па этот сорт.
* Рядовой уголь
Предвари тв.пьнае
грохочение
Класс Класс
>100м4 О 100 нм \
Дср^дсвыбсрка
fI
Сорт АП Порода
л Рядовой уголь
Предварительное
грохочение
Класс ______________ .
>100 нн | *1
Дробление
Класс
О 100нц
ш Класс 0^ 100 мм
Подготовительное
грохочение
Класс! Класс
6(13)-100нн\ О-6(13) мн I
"амлива 'JC '
Класс 5(13) -100мн Класс 0-б(13)нн
КлассО-ЮОнн
Подготовительное
грохочений
Класс •Класс IКласс
25-ЮОни| 6-25нм 1 0-6нм
Убесшла ''гиЗл чае
Класс 6-ZSmm Класс 06нм
v Класс 0-250 нм
” Q'““ подготовительных
грохочение операция обогащения внергетнче-
Г | скнх углей
Класс 5-250 нн Класс 0 6 нн
Схему II применяют для подготовки угля перед обогащением.
Подготовительное грохочение и о бес-
шламяиванне. Схему III применяют для получения машин-
ного класса перед обогащением в тяжелых суспензиях.
54
Схему TV применяют при большой производительности фабрики.
Схему V применяют для получения машинного класса перед
отсадкой антрацитов.
Выбор основных операции
Варианты схем показаны на рис. 18.
Обогащение в тяжелых суспенанях. Схему I
применяют для обогащения энергетических углей в тяжелой
суспензии.
I
Класс
6-100(300)нм
Обогащение В тя-
желой суспензии
Концентрат Порода
Класс [
6-250мя\
Отсадка
Ю
класс I Класс 1
25- !00(300)нн] Б - 25 нн 1
Обогащение В тя- Обогащение В тя-
желой сцелензии мелей суспензии.
Т
Порода
Концентрат
Концентрат
Концентрат Порода
Класс |
6-SOOmh\
Классификация на сорта
Порт Сорт Сорт Сорт
50-ЮОнн 25-50мм !3~25нм 6-Пни
1
Класс
О-В нм
У Класс 1
0-75 ям
Пневматическая сепарация
Концентрат Промпродукт Порода
& Класс |
0,5 - /Змм^
Пневматическая отсадка
г— I-------I
Концентрат Промпродукт Порода.
Рис. 18. Схемы основных операций обогащения внергстическпх
углей
Схему II применяют для обогащения энергетических углей
в сдвоепном сепараторе или в двух сепараторах прн большой произ-
води тел ьпостн.
Схему III применяют для обогащеипя антрацита в отсадочной
машине.
Схему IV применяют для получения сортового топлива.
Пневматическое обогащение. Схемы V и VI
применяют при пневматическом обогащении в сепараторах и отса-
дочных машинах.
55
Концентра^порода)
ОтмыВка суспензии
Кондицион- Некондицией- Концентрат
пая суспензия нал суспензия (порода)
Некондиционная суспензия
Рис. 19. Схемы заключительных
операции обогащения энергети-
ческих углей
Л
Магнитная сепарация
Юлам
| Магнетит
Раз нагни ч иВание
На сгущение
Рядовой уголь
Рис. 20. Схема технологического
процесса обогащения энергетиче-
ских углей
I Предварительное
_________________грохочение
Класс > /оон^ класс о -too мн
Л Дробление Т Ш. Подготовительное
t | грохочение
Класс 6-W0нн й Класс 0 - 6 нм
5
LV Обесшламливание
Г—2--------------Класс 1?
Б-100мн'ц 0-6 нм |
V. Обогащение В тяжелой
суспензии
В Концентрат
YL Отмывка
суспензии
КС 10
Пор ода
ТШ. Отмывка
суспензии
НС
ff Концем' 12
щрат у
КС
ts
УШ- Классификация на сорта
р р J» ~~s \го
Сорт Сорт Сорт Сорт Класс
50-!00нн 25-50мн 13-25нн 6-13мн 0-6нм
X Центробежная
г<* ВргВетарация
23 Ком цен- Порода] 2й
трат ,
XL- Центрифугирование
ДХ.Нагнитная сепарация
магнетит[// Шлам 22^_
Размагничивание
КС - кондиционная суспензия
НС - не*сч?иционная суспения
251 Концем-
1 трат
В отгрузку
ХД. Сгущение
р7 U
?лив ( оборотная Сгущенны.
Вода) излай
Фу г ат 26
56
Выбор заключительных операции
Варианты схем показаны па рис. 19.
Отмывка суспензии. Схему I применяют дня отмывки
суспензии на грохотах от концентрата и породы.
Регенерация суспензии. Схему II применяют для
регенерации магнетитовой суспензии.
Обезвоживание и центрифугирование мелкого концентрата, обо-
гащение шлама и обезвоживание производят по тем же схемам, что
и для коксующихся углей (см. рис. 14).
Примерная схема технологического процесса обогащения внер-
гетческих углей показана на рис. 20.
§ 14. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О РАСЧЕТЕ
СХЕМЫ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО
ПРОЦЕССА ОБОГАЩЕНИЯ
Целью расчета схемы технологического процесса обогащения
является определение количества и качества продуктов, получаемых
в отдельных операциях обработки угля. По результатам расчета
составляют практический баланс продуктов обогащения и баланс
воды.
Для удобства расчета рекомендуется каждую операцию нумеро-
вать римскими цифрами I, II, III, . . . , а продукты обогащения —
арабскими 1. 2, 3, . . . (при буквенном обозначении записываются
индексами).
Расчетные формулы. При расчете качественно-количественной
схемы обогащения должны выполняться уравнепня баланса:
v,=vi+v,+ • • • +v„=Zy<;
1
Vo^o = VIй° + Т«л« + - - - + = 2 vMf, (4)
1
где у 0 и Л ° — соответственно выход и зольность продукта,
поступающего в операцию, %;
71» • • и — соответственно выход и зольность продуктов,
удаляемых из операции, %.
При расчете водио-шламовой схемы используют
расчетные формулы:
производительность фабрики по сухому углю
п П 100— и7*5 . /KV
<?. = <? - ino .т/ч; (5)
масса любого продукта
<?< = <?е^-.т/ч, (6)
57
где Q — производительность фабрики по рядовому углю, т/ч;
IVр — влажность рядового угля, %;
У/ — выход i-того продукта, % к шихте;
формулы баланса: •
<2o=<?i+<?.+ (7)
И'0 = И'1 + И'!+... + 1У„;
количество воды в продукте
W=>Qn, м’/ч; (8)
отношение Ж : Т в продукте при его влажности
WP
п= 10и-И’Г ’ W
где Qo и Wo — количество соответственно твер-
дого и воды в продукте, посту-
пающем в операцию, т/ч и ма/ч;
QL, - • п Wii ^2,. . . — количество соответственно твер-
дого п воды в продуктах, уда-
ляемых из операции, т/ч и м3/ч;
п — отношение Ж : Т в продукте.
Параметры Ерт и I. Среднее вероятное отклонение Ерт н погреш-
ность разделения I служат для оценки эффективности работы обо-
гатительных машин и определения результатов гравитационного
обогащения угля
Для определения Ерт работающей обогатительной машины строят
кривые разделения Тромпа (рис 21) по данным фракционного со-
става исходного угля п продуктов обогащения в координатной
системе 6 (плотность) и е (извлечение).
Плотностью разделения бр называется плотность,
при которой соответствующая ей бесконечно малая фракция при
обогащении распределяется равномерными количествами между
двумя продуктами обогащения (при извлечении е = 50%, см. рнс. 21).
Средним вероятным отклонением Ерт назы-
вается полуразность между плотностями точек кривой разделения ТПУ
соответствующим извлечению 25 и 75% (см. рис. 21):
. г/см8,
где ё76 и 62В — плотность при извлечении 75 н 25%, г/см3.
При обогащении в обогатительных машинах с тяжелой средой
величина Ерт изменяется в зависимости от плотности разделения 6р
(кривая разделения Тп симметрична).
При обогащении в обогатительных машинах с водной средой
Ерт возрастает пропорционально 6Р—1 (кривая Тп несимметрична}
Ерт = I (6р 1),
откуда
г____________________________ Ерт
~ 6р-1 *
где I — коэффициент погрешности разделения.
Погрешность разделения I позволяет судить о точности разделе-
ния в обогатительной машине независимо от плотности разделения 6р.
Параметры Ерт и I зависят от крупности и обогатимости угля,
удельной производительности и не зависят от фракционного состава
исходного угля [22]. С уменьшением Ерт и I эффективность работы
обогатительной машины увеличивается.
Значения Ерт и I для различных типов обогатительных машин
приведены в приложении 1-
По величинам Ерт н I можно определить выход и зольность пре-
дметов обогащения и нх фракционный состав при заданном фрак-
ционном составе исходного угля. Для этого из теории вероятности
используют интеграл вероятности Гаусса
г(а)=-р== J® 1 (Ю>
где х — случайная величина (ошибка);
е = 2,718 — основание натуральных логарифмов.
Интеграл вероятности Гаусса выражает нормальный вакоп рас-
пределения суммарной вероятности случайной величины. Кривая
интеграла вероятности Гаусса показана на рис. 22 и по форме по-
добна кривой разделения Т„ (см. рнс. 21). Поэтому кривую разделе-
ния отождествляют с кривой интеграла вероятности Гаусса. Урав-
н -нпе кривой разделения Та будет иметь вид уравнения (10), где
х — отклонение средней плотности фракции 6ср от плотности
деления 6Р в единицах среднеквадратичного отклонения.
Для обогатительных машин:
с тяжелой средой
r = AzAlo,675;
&рт
с водной средой при логарнфмпчески-иормальном законе
пределепия
бр~1_______0,675
6Cp-l lg(/ 1/24-1) ’
с воздушной средой
т_1?_вр . 0.675
вср |g (7+| '/2 1 | )
По величине х находят F{x) ио приложению 63 и извлечение
данной фракции в =400 F(ar), %.
раз-
(11)
рас-
(12)
(13)
-3,5 -3,0 -23 -2,0 V 1,0 0.5 0 0j 1,о 1,5 2,0 2,5 3ft 3,5
Рис. 22. Кривая ннто1рала вероятности Гаусса
Результаты гравитационного обогащения, рассчитанные по Ерт
и I, более точные по сравнению с результатами, рассчитанными по
нормам взаимозасоряемости [15J.
Ниже приводятся примеры расчета качественно-количественных
схем применительно к дипломным проектам.
§ 15. РАСЧЕТ КАЧЕСТВЕ1ШО-
КОЛИЧЕСТВЕПНОП СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Расчет качественно-количественной схемы обогащения провв-
водят пооперациопно
Методика расчета качественно-количественной схемы поясняется
примерами.
ИЛ
Пример 1- Рассчитать кичествелно-количсственную схему обогащения
коксующихся углей (см. рис. 15).
Исходные данные: ситовый состав шихты см. в табл. 8 и 9; фракционный
состав машинных классов см. в табл. 18; кривые обогатимости см на рис. 3
и 4; производительность фабрики Q — 420 т/ч; влажность рядового угля РИ₽ =
= 4,8%.
Расчет подготовительных операций
Предварительное грохочение и дробление крупного класса >>75 мм (см.
рис. 15, операции I и II)
1. Определяем выход надрешетного продукта >75 мм по формуле
V2 =У > 7в+ Yo-tb.
где у>75 = 1,7%;
Vo-?b = 100 — 1,7 = 98,3% (см табл. 8);
— К- Я- Д- грохота с отверстиями сита 75 мм, доли ад.;
Tjj - ’ 1 — для сит с отверстиями > 100 мм и = 0,9 — то же, с отвер-
стинми <100 мм;
Уй = 1,7 + (1 - 0,9) 98.3 - -11.5%.
2. Он редел нем общим выход класса 0—75 мм по формулам баланса (4):
Ve=Yi=100%; ,
Л$=Л?-20,8% (зольность шихты).
Мокрое подготовительное грохочение (операция III)
1. Определяем выход и вольность класса 10—75 мм с учетом к. п. д. грохота:
?4=Yio-75 + (1 — Ля) У®-10»
где Yio-75 = 19,6%; ^1о— 7ь ~ 32,9%;
Yo-ie = 80,4%; Л£_10 = 17,8% (см. табл. 9);
т], = 0,94 — к. п. д. грохота при мокром грохочении;
Y4 = 19,6 + (1 - 0.94) 80.4 =24,4%;
ле 441-Ъ) Yo-io Ig-io 19,6- 32,94- (1 -0,94)80,4 • 17,8
1 - - 24Л
2 Определяем выход и зольность класса 0—10 мм:
Уб — Уо-1®Ча — 80,4 • 0,94 = 75,6% •
^4{=^4®-ю= 17.8%.
3 . Проверочный расчет:
У» = У* +у6 =24.44- 75,6 = 100%;
AS- 24/1 3°+о5'6 ,7'8 =20.8%.
Расчет основных операций
Отсадка крупного угля (операция IV)
1 Определяем содержание классов 0—0,5 и 0,5—10 мм в исходном:
*1 - УО-О.Б (1 - Ля) = 10,4 (1-0,94) = 0.6%.
61
где To-o.s = 10,4%;
Al-,., = 18,2% (си. твбл. Я);
-4£,=Л^,., = 18,2%:
Тол 10 =То-ю (1 — Чо) —*1 = 80.4 (I—0.94)—0.6 = 4.2% .
2. Определяем фракционный состав исходного класса С учетом к. п. Д-
грохота (табл. 49).
Таблица 49
Фракционный состав исходного класса
Плотность фракции, .г/см* 10-75 мм 0,5-10 мм ИСкОДНЫЙ
V, % тш.« лс, V, V, % АС. % V. % тш.« А*. Ъ
1 2 3 4 5 е 1 8 9 10
<1,3 28,2 5,5 3,6 66,3 2,79 4,0 34,8 8,29 3,7
1,3-1,4 14,0 2,7 8,4 9,7 0,41 6,6 13,1 3,11 8,3
1,4—1,5 13,0 2,6 22,2 4,1 0,17 19,4 11,6 2,77 22,0
1,5-1,6 3,6 0,7 27,1 2,0 0,09 27,6 3,3 0,79 27,1
1,6-1,8 5,1 1,0 33.1 2,0 0,08 38,1 4,5 1,08 33,4
>1,8 36,1 7,1 69,6 15,9 0.66 77.9 32,7 7,76 70,3
Итого 100,0 19,6 32,9 100,0 4,2 17,7 100,0 23,8 30J2
Из табл. 18 записываем данные в графы 2, 3, 4, 5 н 7 табл. 49.
В строке «Итого графы 6 записываем выход класса 0,5—10 мм и выход
к шихте определяем обычным способом.
Определяем выход и зольность фракций исходного класса (см. табл. 49,
графы 9 и 10):
Y<i,»=53+2.79=8.29%;
.с 5.5 -3.64-2,79 -4,0
-------------&2Я--------3'7%
и т. д. для других фракций
3. Производим расчет шламообразования»
Дополнительным выход шлама в процессе отсадки принимаем по приложе-
нию 3:
а== 5% при уо-! = 26,3% (см. табл. 9);
Х.=(Т1—1) (24.4-0.6)-^-1,2%.
л®в=л«=зо%-
Общий выход шлама:
*.=«1+*а=0,б+1,2=1,8%;
= 0.6-18.2+1.2-30 = 205Ц-
4. Определяем выход н зольность исходного класса без шлама:
= Y4—Ъ - 24.4—1.8 = 22.6% 5
ЛУ = ^ А-*-8,20-5 -308%.
x = lg
22.6
5. Производим корректировку фракционного состава исходного класса
(см. табл. 49) к А%’ — 30,8%. Выход фракций <1,3 и >1,8 обозначим соответ-
ственно через х п у и составим уравнения баланса:
х+13,1 F 11,6-? 3,3+ 4,5+ у= 100%;
3,7*+13,1 • 8,3 +11.6 • 22+33 • 27,1 + 4,5 • 33,4 +70^ = 100 30,8.
После решения этих уравнений получим: х = 34,1% п у = 33,4%.
Скорректированный фракционный состав ватшсываем в табл. 50.
6. Составляем таблицу результатов отсадки класса 10—75 мм (табл. 50).
Исходный продукт:
определяем среднюю плотность фракций (см. табл. 50, графу 5)
. 1.2+1,3
йср =----1125
в т- д. для других фракций.
Концентрат:
плотность разделения для концентрата принимаем по кривым обогатимости
класса 10—75 мм (см. рис. 3) бр = 1,43 г/см3 и погрешность разделения —
по приложению 1, где / = 0,16 (для отсадочной машины крупного угля);
отклонение фракции 1,2—1,3 от плотности разделения бр=1,43(см»
табл. 50, графу 6) определяем по формуле (12)
0,675______. 1,43—1 _______0,675_________
hV/2+О g 1,25—1 ‘ ig(0.16+Коле2+D —
= 0,236-9.94 = 2,34
и т. д. для других фракций;
определяем извлечение в (см. табл. 50, графу 7): по величине х = 2,34
паходим по приложению 63 F(x) = 0,9904 и е — 100-0,9904 = 99,04% и т. д.
для других фракций;
определяем выход концентрата (см. табл. 50, грифу 8):
ТВ 34,1-99,04
Vk 100 100 33,77 Л
п т. д. для других фракций;
ваполняем графу 9 табл. 50
укЛ°=33,77 • 3,7 = 124,95
и т. д. для других фракций.
Порода:
плотность разделения для породы принимаем по кривым обогатимости
класса 10—75 мм (см- рис. 3) ftp = 2,1 г/см’;
отклонение фракции 1,2—1,3 от ftp =2,1 определяем по формуле (см.
табл. 50, графу 10)
=1 бср—1 0,675
х~ g «;-1 ' 1в(7^гщт)
= 1g 1,23-1---------°.675 = -0,646 • 9,94 = —6,40.
2,1 — 1 ]g (0,16+ Уп.16-2 4 I)
и т. д. для других фракций;
6’
S
Результаты отсадки класса 10—75 мм
Промпродукт “8г 3,7 8,3 22,0 27.1 33,4 70,3 50,0
*пл « классу» = 0,9 м 17,4 7.3 11,1 55,9 о о
с с р- 1,22 20,34 147,84 7Ь,69 143,63 1538,87 1928,59
р? 0,33 2,45 6,72 2,83 4,30 21,89 38,52
Порода при 61 — 2,1 ч 1=0,[с р^ г-о 0,27 4,00 809,15 813,42
Уп» % 0,01 0,12 11,51 2
«в № СЧ tc 1 1 1 -1 1 1 1 О СМ ХГ со 1
н ° -6.40 -4,85 -3,85 -2,98 -1,94 —0,40 1
Концентрат при б'— 1,43 и 1 = 0,lflP и ?- 121,95 88,39 107,36 12,47 2,67 335.84
V». % ОС 33.77 10,65 4,88 0,46 0,08 ос с5
•Г «- 99,04 81,33 42,07 14,01 1.79 1
к 2.34 0,89 -0,20 -1,08 -2,10 -3,62 1
Исходный продукт сЗв Л 1,25 1.35 1,45 1,55 1,70 2,0 1
“ч р. •» । 126,17 108,73 255,20 89,43 150,30 2343,02 3077,85
Л°. % СЭ 3,7 8,3 22.0 27,1 33,4 70,3 оо о Я
Р-* 34,1 13,1 11,6 3,3 4,5 33,4 о
11 ПОТНОСТЬ фракции, г/см* СТ Ю СО ОО OJ чД ^4 сч 1 1 1 1 1 1 еч ст in со со Итог о
определяем извлечение (см. табл. 50, графу 11): по приложению 63 находим
F(z) — 0 при х* ~ —6,40 п е — 100 F (х) = 0;
определяем выход породы (см. табл. 50, графу 12):
1'"-'ТоГ=0
и т. Д. дпя других фракций;
заполняем графу 13 в табл. 50
уп-4с 0 -3,7-=0 п т. д.
Промпродукт:
определяем выход промпродукта (см. табл. 50, графу 14):
Ynn^Y-Yb-Y» =34.1 —33.76—0=0,33% » т- Д.5
заполняем графу 13
УлпЛс- 0.33-3,7-1,22
и T- д. для других фракций.
Проверни правильность расчета (строку «Итого» в табл. 50):
£v.m Уу»='А84 II.8'. +38,52-100%;
2£ч-4с- Уу^'+Уу™ lc + У у„.4с 335,84 H928.J9 1813,42 = 3077,85
7. Определяем выход и зольность продуктов обогащения.
Концентрат бея шлама:
У ¥к-1с _ 335.84
“v?------4ЙГ
Концентрат со шламом:
т«=уЛ *3=11.2 I -1Л=13Л%;
„ +*з-<£, 11.2 (>.7 + 1.8-20,5
А‘----*—~----------Пй-----=
Промпродукт:
Т7=^2'""=^7Л8 52 = 8'7%:
лс. 2^у=2®|"=ЭД1%.
>, Vrm
II о р о я а:
V ж2у" 1^"-64’27%
у Yn-lc
813.42
11. ГЛ
70%
5 Заказ 380
6S
8. Проверочный расчет;
Y< = у#-]- y? Т Ye = 13,04-8,74-2,7 — 24,4% J
AJ = 13-8Д+8.7 50 ;2.7 70 = 30J)%
24,4
Для получения более точных результатов расчета операции отсадки произ-
водят разбивку шести фракции (см. табл. 50) на более узкие интервалы плот-
ности по кривым обогатимости [15].
Дробление промпродукта (операция V)
1. По приложению 3 находим количество шлама, образующегося в про-
цессе дробления:
а = 10%;
x<=Y7-i00!“8’7'0,1=(),fl%:
Л'в = Л®=50%-
2. Определяем выход и зольность исходного без шлама:
у;-Yt-®4 =8,7-0,9 = 7,8%;
zl§'=X$=50%.
3. Определяем фракционный состав промпродукта после дробления.
Если имеются данные по расслоению дробленого промпродукта, то их при-
нимают за основу расчета. При отсутствии исследовательских данных фракцион-
ный состав промпродукта принимают из расчета, что 50—60% сростков раскры-
ваются на угольные и породные фракции. Выход этих фракций определяют из
уравнений баланса по формулам:
где
Yn ^Ynn—Yy*
Yy н Yn — выход угольной и породной фракций от раскрывшейся
части сростков, %,
Y™ — выход промпродуктовой фракции, %;
Лу, лй и А$ц — зольность соответствующих фракций, %;
К = 0,5 —0,6 — коэффициент раскрытия.
Па фракция 1,4—1,5 попадает во фракцию <1,3 н >1,8 после дробления
(табл. 51)
0,5-17,4(70,3- 22.0)
70.3-3,7 ’ /о’
Уп =-0,5 • 17,4—6,35 —2,35%.
Из фракции 1,5—1,6
0.5-7.3(70.3-27.1) .
Vy =-----7пЧ_Ч7-------= 2.38% ’
70.3—3,7
Уп=0,5 - 7,3-238 1,27%.
Из фракции 1,6—1,8
0,5 -Ц,1 (70,3-33,4) ол„л,.
70.3-3.7------= 307 ’’
¥п=0,5 11,1-3,07 2,48%.
66
Таблица 51
Фракционный состав промпродукта
Плотность фракции, г/см« До дробления Посте дробтенил
т. 7. Л®, % V. % тш. 7. А %
<1.3 0,9 3,7 12,70 0,99 3,7
1,3—1,4 6,4 8,3 6,40 0,50 8,3
1,4-1,5 17,4 22,0 8,70 0,68 22,0
1.5-1,6 7,3 27,1 3,65 0,29 27,1
1,6-1,8 11,1 33,4 5,55 0,43 33,4
>1.8 56.9 7U.3 63,00 4,91 70,3
Итого ... 100,0 50,0 100,0 7,8 50,0
Выход фракции <1,3
V < 1,8 - 0,9+6,35+2,38+3,07 -12,70%.
Выход фракции >1,8
V > 18 =56,9 +2,35 +1.27 + 2.48 = 63,0%.
Выход остальных фракций
Y1.4
= 8,70% н т. Д.
Полученные данные записываем в табл. 51.
Обесшламливание в загрузочном устройстве (УЗ) (операция VI)
1. Определяем количество материала, поступающего на обесшламливание:
Yo= Уь +Y?= 75,6 +8,7 =84,3%;
-« 75,647,8-8,7.50 д21д%
' ° 84.3
2. Определяем содержание класса 0—0,5 мм в классе 0.5—10 мм (уь):
аЪ= То-одПг»
где Yo-0,6 —Ю,4%.
^0-8,6 — 18.2% (см. табл. 10);
гл - 10,4-0,94=9,8%;
Л$.^Л(-_0л = 18,2%.
Общий выход шлама:
Ч+*ь~ 0,9 9,8=10,7%;
0,9-50^9^.18.2
' *• 10,7
3. Определяем выход н зольность класса 0,5—10 мм (из шлама:
-75Л- Р.8 65,8%
Гм 8
= 17.7%.
67
k. Определяем выход п зольность шлама:
Yie=*e4« %
»де ч = 0,6—к. в д. дугового сита УЗ.
ую 10,7 -0,6 =6,4%;
zlfo = .4J.= 20,fi%.
5. Определяем выход п зольность обесшламленного продукта из уравпеппя
баланса.
Т«= Yo-Yio= 84,3-6,4= 77 8%
5- ^-21.1-6Л-20.9 =2|
Отсадка мелкого угля (операция VII)
1 Провзводим расчет шламообразонанпя. Определяем содержание шлама
в исходном:
*7 <е—у1о*1О>7—6,4—4,3%;
j«e--2o.»%.
Дополнительный выход шлама в процессе отсадки находим по прпложе-
яню 3:
а = 10%£прп Yq-i = 26 1% (см. табл. 9);
*я = (Y. = (77.9-4.3) 0,1 - 7.4% ;
Общин выход шлама:
' г»=27 + хя-4.3 + 7,4=11,7%;
л;.= »20-9+7‘-21-1 =21%-
2. Определяем выход п зольность исходного продукта без шлама:
Yi = Ye—хв =*77,9 -11.7= 66,2%;
, _ 77,9 - 21,1 —11,7 21 _
• “ 66.2 %
3. Определяем фракционный состав исходного (табл. 52) но данным
табл. 18 н 51.
Графы 2, 4 ,5, 6 И 7 заполняем из табл 18 н 51 В строке «Итого» графы 3
записываем у' = 65,8% п находим выход к шихте обычным способом.
Выход п зольность фракции <1,3 исходного (графы 9 и 10 табл. 52):
у< 13 =43,62+ 0,99 =44,61%;
I! т. д. для других фракций.
Данные графы 9 заполняем обычным способом.
4. Составляем таблицу результатов отсадки класса 0,5—13 мм (табл. 53).
Методика составлении табл. 53 аналогична методике составления
табл. 50.
♦А
Таблица 52
Фракционный состав исходного класса 0,5 10 мм
Плотность фракции, г, см1 Класс 0,5 10 мм Дробленый промпро- дукт Исходный
V. •• *ш. •• -<с. % V. % Тш, о 4е. % V. % V . % "ш - °
1 •> 3 4 5 6 7 8 9 10
<1,3 66,3 43,62 4,0 12,7 <1,99 3,7 60,5 44,61 4.0
1,3-1 4 9,7 6 38 ь,6 6,40 0,50 8.3 9,5 668 68
1,4—1,5 4,1 2,0 2.70 19 4 8.70 0,68 22.0 4,6 3 38 19,8
1,5-1,6 1 32 27,6 3,65 0,29 27 1 2,2 1,61 27.5
1,6-1,8 20 1,32 38.1 3.55 0,43 33.4 2.4 1,75 36,9
>1,8 15,8 10 46 77,9 63,00 4,91 70,3 20,8 15,37 75,4
Итого . . . . . 100,0 65,8 17,7 100,0 7,8 50.0 100,0 73,6 21 1
По кривым обогатимости машинного класса 0,5—10 мм (см. рис. 4) находим
плотности разделения 6 р 1.47 нбр— 1,75. Погрешность разделения прини-
маем по приложению 1 I 0,20.
Если фракционный аналлз исходного (см. табл. 52) будет очень отличаться
от фракциоппого анализа класса 0,5—13 мм (см. табл. 18), то по данным табл. 52
строят кривые обогатимости и определяют плотности разделения Ар и 6 р по за-
данной зольности концентрата и породы.
5. Определяем выход н зольность продуктов >бпгащения (см. табл. 53).
Концентрат без шлама:
v;.-i^2vK-^7O.96=/,7.0%;
Концентрат со шламом:
^11 — )114~лг8= 17 '-11.7- 58,7%.
,е тйя;+*»--ч -•и „ )и 47M+II.7-2I
58,7 8'-‘ ’
П ром продукт:
Yl2 100 2 Yf1" ^£10,05-6.7%;
V Vn„.lc
if, < Ynn =
И о p о д a:
'’“iw 2v" W"1" 125",;
I3WC2 Qo,
4?.^—= — Уп 1899
69
Результаты отсадки класса 0,5- 10 мм
X и UEi'>? 1Е 8. 05 СС ю о 00 3,54 6,02
о & ГС ГО
* Е Р^ s \* °т ем СО со 50‘UJ
ч.^ 05 со см
С-5 © □5 ©
S х. С* 1 Z со эо »о
л > — СО СП
1 ttC'J ] о о см см СО LO XT » S
о X >1 С о с с об
о. I w-k
—• хр С5 сэ fr> OJ о
rt I со со хг 1
о е. о =• VT *1 о 8 1
С ОС 1О
ч »— С*ч о СМ 05
т см 1 т т о 1 О 1
X и г—1 х- С5 «С ю S см XT
-» 7 р^ <г 8 СМ ю с ОС 05 WC
о Q >” S со ем
н рх ОС 1О 6з Ю об см О сГ о © © г-
F" Л? >т со 8 СО оо об 3
- ОС Ч.* ио со оо © 1
Ef ЕЕ 03 оо ю см
С И со G •<" со UO ю со к
см с о 1 7 см 1 1
в. 8 1-0 СО ю V- !2 С5 8. 1
СМ
К
ф с ОС f г, ем со
и о о V3 Ю со о
р- -г- СМ со 05 S об ОС 8 •о
см ю
^5 см
3
и ё? ОС СС ю ’ 05
г СС 05 in
СО г~ см
ш ш С— см ХГ оо о
рх CJ Q О С5 *» см ем 8 8‘
X"4
X
г^4 1Л со 00 см
-Ч—1 WM *—1 см
£ о 1 1 1 1 1 1
см со »
s
о
7о
Te=Yii+Yi2 ' Vi3—587 Ь6.7Ч- 12.5=77.9%;
JC 58,7 8.44- G.7 • 37,4 4-12.5 -71.9 л n.
^9----------------~ •’ “°'
Расчет заключительных операций
Обезвоживание крупного концентрата на грохотах (операция VIII)
1. Определяем количество шлама, удаляемого со шламовыми водами:
Yls=aW).
где т] — 0,9 — к. п. д. обезвоживающего грохота.
Yi5=1.8-0,9=t,6%;
Л&=Л«,=20.5%.
2. Из уравнений баланса:
Yu - Т<- Yu -= «.О-1.6= 11.4 %;
.с 13-8,6-1,6-20.5 соп,
Л,«=------j],----— = 6.9%
Классификация в багер-зумпфе (операция IX)
1. Определяем количество материала, поступающего ва классификацию;
V = Yli + Yu = 58.7 +1.6= 60.3%;
.. 58.7-8Л+1.6-2П.5
' --------баз--------—8-7У°-
2. Определяем содержание класса 0—0,5 мм в исходном;
=Чя=*»4 V1S 11.7 + 1.6= 13,3%;
1.1.7 21 + 1.6-2O..-,^2J W-
3. Определяем выход и зольность шлама, удаляемого в слив:
Yie —хюЧ,
где tj= 0,0 — эффективность классификации.
Тмг 13,3-0,9=12%;
ХЬ-Л«и=20.9%.
4. Из уравнений баланса:
Y17^Y~ Yie=60.3 12=48.3:
60.3-8.7-12-20.9
17 48.3
Центрифугирование (операция X)
1 Определяем яолячество шлама, удаляемого с фугатом (принимаем 3%
сходного):
Yjb— Yit 0.03- 48.3 • 0.03= 1.5%:
-3 4М=-4К (2 4-3)-5,7-2= 7.7%.
Таблица 54
Сводный баланс технологической схемы обогащения коксующихся углей
Операция Поступает в операцию Удаляется из операции
М про- дукт! продукт V. % Q, т'ч Л'. ". -M про- дукта продукт V, % Q, т/ч лс. %
/. Предварительное гро- хочепне 1 Рядовой уголь 100 4 (Ml 20,8 2 Класс >75 мм Класс 0—75 мм 11.5 88,5 46 .354 -
Итоги lull 400 20,8 Итого 100,0 400 20.8
// Дробление 2 Класс >75 мм 11,5 46 - 2 Класс <75 мм 11,5 -10
/// Мокрос подготови- тельное грохочение 3 Класс 0 75 мм 100 100 20.8 4 5 Класс 10—75 мм Класс 0—10 мм 24.4 75.6 97.6 .302,4 30 17,8
Итого «00 4(KI 20,8 Итого 100,0 400,0 20,8
IV. Отсадка крупного угля 4 Класс 10—75 мм 24,t 97,6 30 6 7 8 Концентрат Промпродукт Порода 13,0 8,7 2,7 52,0 34.8 10,8 8,6 .50 70
Итого 24,4 97,6 30 Итого 24.4 97,6 30,0
V Дробление промпро- дукта 7 И ромиродукт >10 мм 8.7 34,8 50 7 И ромпродукт <10 мм 8,7 34.8 50
VI. Обесгаламлинаипе па дуговом сите 7 Класс 0—10 мм Промпродукт 75, 6 8.7 302,4 34,8 17,8 50,(1 9 10 Обесшламлеииьш продукт Шламовые воды 77,9 6,4 311,6 25,6 21.3 20,9
И т о г,о 84.3 337,2 21,1 Итого 81,3 337.2 21,1
1 1 1 1 I 111.
VII. Отсадка мелкого угля 9 Обссшламленныи продукт 77.9 311,6 21.1 И 12 13 К< hi ц>нтрат IIромпридукт Порода 58,7 1 6,7 12.5 234,81 26,8 50.0 8.4 37,4 72,0
Итого 77,9 ЗИЛ 21.1 Итого . 77,9 311,6 21,1
VIII. Обезвоживай но на I рихоте G Концентрат класса 10—75 мм 13,0 52,0 8.6 14 15 Концентрат Шламовые воды 11,1 1,6 45,6 6,4 6,9 20,5
Итого 13,0 52.0 8,6 Итого 13,0 .'12.U 8,11
IX. Классификация в багер-зумпфе 11 15 Концентрат класса 0,5—Ю мм Шламовые води 58,7 1,6 234,8 6,4 8,4 20,5 16 17 Шлам <0,5 мм Концентрат >0*5 мм 12,0 48,3 48,0 193,2 20,9 5.7
Итого 60,3 241,2 8,7 Итого 60,3 241,2 8.7
Л’. Цептрифу!ириванне 17 Концентрат >0,5 мм 48,3 193,2 5,7 18 19 Фугат Концентрат 1,3 46,8 В 187,2 7.7 5,6
Итого 48,3 193,2 •5,7 Итого 48,3 193,2 5,7
XI (лущение 10 16 18 Шламов!ic воды Шлам <0,5 мм Фугат 6,4 12,0 1,5 25,6 48,0 6,0 20,9 20.9 7,7 20 21 Слип Сгущенный шлам 19,9 79,6 19.9
Итого . . . 19,9 79,6 19,9 Итого 19,9 79,6 19.9
XII. Флотация 21 Сгущенный шлам 19,9 79.6 19.9 22 23 Концентрат Хвосты 16.6 3,3 66,4 1.3,2 9 75
Итого . . . 19,9 79,6 | 19.9 Итого 19,9 79.6 19,9
П р о д о л ж о к и е т а П л.
о 1 сз •/if 1 в СО СО i
с? 8'1 5 соо О CD СМ OC CD CM 1 s £ •с* 1
X я и та Е> Ф £ CD CD 1 CD CD СМ1О CD I Й СО ЧЭ СО 1
Удаляется из or продукт S 5 и 5 хё Итого . . Фугат Промпродукт Итого . . Слив Сгущенный шлам о о 1- Хвосты я е Итого
Mi про- дукта см см CD tw CM CM со о см см 3 «
oj- С5 СЗ co 75,0 40.4 с со Ь- в
ь о CD CD CD CO Cl oc см оо Е= । £
2 р- £ £ CD СО СМ <4 ю СО со
Поступает я one продукт Флотационный кон- центрат 11 то го Промпродукт Итого. о Я Я хее Итого Сгущенный шлам Итого
£8 cs см см Cl СО CD —< СМ СМ СО С1
Операция XIII. Фильтрация XIV. Центрифугирова- ние ЛГИ. Сгущепие коагуля- цией XVI. Центрифугирова- ние в 1101Ш
74
2. Из уравнений баланса:
Yi®—Yw—Yis—48,3—1’5= 46.8%;
•5.
Сгущение (операция XI)
1. Определяем количество шлама, поступающего на сгущение:
Y0= Yjo+Vm+Ym=<j’4 4 124-1.5= 19.9%;
в/. .20.9+12^20,9 + 1.5-7.7 __
2. Содержание твердого в сливе принимаем ориентировочно ylD = 0, тогда
Y21= Yo= 19.9%; Л$!= Л$= 19.9%-
Флотация (операция XII)
По данным практики принимают зольность флотационного концентрата
= 8-=-9% п хвостов А £ = 70-:-75%.
Принимаем — 9% п Л$, =» 75%
Выход продуктов обогащения определяем н.з уравнений баланса:
Y« + Y23~Y21'.
Y"22-^31 - Y2S^S3~Y-21 ^Si-
Откуда
«* -vn 4=£ =199 “,в6%;
v=3- v«4Hb199^=M%-
Фильтрация (операция XIII)
Содержание твердого в фильтрате принимаем ориентировочно Yi5 — О»
тогда
Tm=Vk=1«.6%; JS. = И',-9%.
Центрифугирование промпродукта (операция XIV)
1. Принимаем выход твердого, удаляемого с фугатом (3% исходного):
Vw= Yw -0.03= 6,7 • 0,03=9.2%;
= 4£i j-(2+3) = 3744-3=40.4%.
2. Из уравнений баланса:
Yt7= Ум -YM= 6,7-0,2= 6,5%;
,с 6.7 37.4 -0.2 -40.4 ,,ол/
Л17--------77Т------=37-3%.
0.0
Сгущение и Центрифугирование флотационных хвостов (операции XV
и XVI)
1. Определяем количество материала, поступающего на сгушсппе:
Ye = Y23 4- Yte=3,3 4- 0.2 — 3.5% >
3.3.75+0.2.^ н%
75
2. Содержание твердого в слпве принимаем уа8 = 0, тогда
Y»=Vo 3.5%; .45-73%.
3. Содержание твердого в фугате принимаем ориентировочно Уз> = О,
тогда
Yao 3.5%; =" - 73% -
Сушка
Па сушку поступает мелкий концентрат н нек ув<-
Потерн концентрата с отходящими газами принимаем: мелким концентрат
0.1%, кек 0,1%, всего 0.2% с зольностью шихты — 20,8%.
Результаты расчета сводим в табл. 54. Выход продуктов обогащения (р т ч)
подсчитываем по формулам (5) и (6).
Пример 2. Рассчитать количественно-качественную схему обогащения
неклассифицированных коксующихся углей (см. рнс. 16).
Таблица 55
Ситовый состав класса
0,5-100 мм
Таблица 56
Фракционный состав класса 0,5—100 мм
Плотность франции, г,см* V. % ле. %
<1.3 39,7 5,0
1,3-1,4 20,1 5,9
1,4-1,5 14,1 11,5
1.5—1,6 3,4 22,0
1,6-1,8 4,4 32.0
>1,8 18,3 74,5
Итого ... 100.0 20,6
Класс, мм V. % лс.%
13—100 16.2 29,6
0,5—13 71,3 18.5
0-0,5 12.5 15,1
Итого 100,0 19,9
Исходные данные: ситовый п фракционный состав класса 0,5—100 мы при-
ведены в табл. 55 и 56; теоретический баланс продуктов обогащения классов
13—100 н 0,5—13 мм — в табл. 57; плотность разделении6 = 1,45 пйр = 1,90
по кривым обогатпмостп машинного класса 0,5—100 мм).
Таблица 57
Теоретический баланс продуктов обогащении
Продукт Класс 1,1-100 мм Класс О.П-13 мм
V. % % Ас. •. V, % Тш. % лс. •.
Концентрат . 48,1 7.8 5.5 71,5 51,0 5,8
Промпродукт . 27,0 4.4 31,0 14.5 10,3 25.6
Порода . . . 24.9 4,0 75,0 14,0 10,0 76,0
Итого . . . 100,0 16,2 29,6 100.0 71,3 18,5
Расчет подготовительных операций
Предварительное грохочение и дробление класса >100 мл (операции I и II)
Операции I и II рассчитываются аналогично операциям I и II схемы,
показанной на рнс. 15.
76
Обесшламливание в загрузочном устройстве (УЗ) (операция III)
1. Определяем выход и вольность класса 0—0,5 мм:
Уб = Уо-о,Л.
где Yo-ол- 12.5%;
Jg-a,* = 151% (см- табл. 55):
т] 0,6 к- и. д. дугового снта УЗ.
уь= 12.5 0.6-7.5;
-15.1%-
2. Ия уравнений баланса;
Y»= Ya—Vs =100—7.5 ~ 92.5%;
7.5-1.-,.! =203%
Расчет основных операции
Отсадка неклассифицированного угля (операция IV)
1 Производим расчет шламообразованпя.
Определяем содержание шлама в исходном классе:
^i = Yo-o,5—Y&= 12.5 7.5~ 3%:
Л«-Л$=|5.|%.
По приложению 3 находим дополнительный выход шлама в процессе отсадки:
а ~ 5% исходного;
*2= (Y4-*i) (92.5- 5) 0.05- 4.4%;
Л$,= .^-20Л%-
Обшии выход шлама:
*а= *1 4-*2= 5.04-4.4= 9.4%:
с _ 5 15.1+ 4.4- 20.3
* 9.4
2. Определяем выход и зольность исходного без шлама:
Y<=Y<—*1=92.5 9.4-83,1%;
‘S-B2ji20^—
3. Составляем таблицу результатов отсадки класса 0,5—100 мм (табл. 58)
Методика составления данной таблицы аналогична методике составления
таблицы для отсадки крупного угля (см. пример 1, операцию IV).
Принимаем погрешность разделения отсадочной машины мелкого угля
I = 0,20.
4. Определяем выход и зольность продуктов обогащения по табл. 58.
77
£?
Результаты отсадки класса 0,5—100 мм
78
Концентрат без шлама:
';=^>2^=та-03Л9 52-6%;
£у«.4с
402.36
63,29
= 6,4%.
Концентрат со шламом:
Ye= 52.64-94= 62%;
yUS’ 4- Zg.32,6 - 6.4 4- 9.4 • 17.5
->S=----62
Промпродуит:
«=ж2^=1б-23-9-1М%;
П о р о д а:
SVinH' 755.2
5 2v™ “23 8
31.6%.
v«=-^2^-W,2-8, = ,ow":
.. IVn1' 900.63 „ов/
^^— = — -70^.
5. Проверочный расчет:
Y«— Ye+Y7 + YB= 62 +19.9 +10.6=92.5%;
62 8,1 + 19.9 • 31.6 -b Ю.6 - 70.3 _
«аз
Грохочение промпродукта (операция V)
1. Определяем выход и зольность промпродукта по классам (табл. 59).
Таблица 59
Выход н зольность промпродукта по классам
Класс, км По теоретическому балансу После обогащения
*'. % ТШ’ '° ЛС, %
1 2 3 4 5
13-100 4,4 31,0 6,0 35,9
0,5—13 10,3 25,6 13,9 29,7
Итого 14,7 27,2 19,9 31,6
Графы 2 н 3 табл. 59 заполняем из табл. 57. В строке «Итого* граф 4 и 5
подставляем уг — 19,9% н ~ 31.6%.
7*
Определяем коэффициент выхода:
К,= -}|у-1.35;
Yi3-ieo= 4.4 1.35= 6,0%
Yo*-13= 103-135= 13,9%.
Определяем коэффициент зольности:
-1&-1W -31.0-1 16=35.9%;
‘0.5-м 25.6-1,16=29.7%-
Пол ученные данпые записываем в графы 4 н 5 табл. 59.
2. Определяем выход и зольность промпродукта класса 0,5—13 мм (прини-
маем к. н. д. грохота т)а — 0,9):
Yio — Т©л-1эЧ2= 13,9 • 0.9 12,2%;
15.-1S.i-ia-29,7%.
3. Из уравнений баланса:
Ya- V?-Via- 19.9— 12.2- 7.7%:
19Я 3..9-.2Д И7 =3/|6%
Дробление промпродукта (операция VI)
1. Определяем выход и зольность шлама, образующегося в процессе дро-
бления.
По приложению 3 находим: а = 6%;
Х4= у» Too = 7>7 °’ов= °’5%:
.^=.-15=34.6%.
2. Определяем выход п зольность исходного без шлама:
Т® - Ve-x4 - 7.7—0,5= 7.2%;
.< -=.45-34,6%.
3- Определяем фракционный состав общего промпродукта после дробле-
ния (табл. 60).
Коэффициент раскрытия сростков при дроблении крупного промпродукта
принимаем К — 0,5
Приведенный ноэффнцпент раскрытия сростков для общего промпродукта
Из фракции 1,4—1,5 попадает по фраици <1,3 и £>1,8:
„ 0.36 29.1(74.5-11.5)
Vy----------------------------
Vn=*iVnn—Vy -0.36-29.1 — 9.5. l.o%.
so
Таблица 60
Фракционный состав общего промпродукта
Плотность фракции, г/см* До проб 1вНИЯ После дробления
V. % Лс- % V. % ЛС, %
<1.3 3.6 5,0 18.8 5,0
1.3—1.4 16.0 5.9 16.0 5.9
1.4-1,5 29.1 11,5 18.6 11,5
1,5—1,6 10.1 22,0 6,5 22,0
1.6—1.8 13,7 32,0 88 32,0
>1,8 27,5 74.5 31,3 74,5
Итого ... 100.0 31.6 100,0 31,6
Из фракции 1.5—1.6:
Yn = 0.36 • 10.1 - 2.7 - 0.9%.
Из фракции 1.6—1,8:
0-36-13.7(74.5-32.0)
Vy--------74Л=5 ^Л'°'
уп-0.36 -13.7 — 3= 1.9%.
Выход фракции <1,3
Y< 11Я-^3.6-г9,54 2.7 <3=18,8%-
Выход фракции »>1 8
Y > 1,8 = 27.5-1.0+ 0.94 1,9= 31.3%
Выход остальных фракций
Y1.4-M-29.1 -(ту-*-уп)-29.1-(9Л+1)-18.6% н т- д.
Полученные данные записываем в табл. 60.
Контрольная отсадка (операция VII)
1. Производим расчет шламообразования-
По приложению 3 находим дополнительный выход шлама в процессе от-
садки:
о = 5%:
-^ = (19.9-0Л)0а> 1%;
1'. -4;-31.6%.
Общим выход шлама:
хв ^ + гь-0-5 | 1-1.5%;
6 Зянаа ЭвО
81
2. Определяем выход и вольность исходного без шлама:.
Tt= Уч—хв= 19.9—1.5= 16.4%;
„с' 19.9-31.6 —1,5-32.6
7----------184--------= 31.Ь%.
3. Производим построение вривых обогатимости промпродукта по данным
табл. 60 (рис. 23) и находим плотности разделения: <тА = 1,4 при = 5,5%;
о; = 1,9 при Л® «= 76%.
Погрешность разделения отсадочной машины принимаем I = 0,20.
4. Составляем таблицу результатов контрольной отсадки промпродукта
(табл. 61). Методвиа составления табл. 61 аналогична методике составления
таблицы для отсадки крупного згля (см. пример 1, операцию IV).
5. Определяем выход н зольность продуктов обогащения (см. табл. 61).
Концентрат без шлама:
>^2’--1£зыз=м*!
253.89
Vv. З6.|3
= 7.1%.
Концентрат со шламом:
Yu Yu’J'5re—6,7- 1,5—8.2%;
-=11.«%.
82
Результаты контрольной отсадки промпродукта
1 а ю м5 30,74 138,22 сч се СЭ 218,34 ci со 8 СО о
Ё > о см 16 СМ О см ЧТ и? 6 82 V£ П W‘H
fl со 00 05 Г.
1 § С5 со S S Л со ю
е» ч» Г~ 05 ЧТ
ы 1 О с 05
X S5 1 о С5_ ю •о s 1
р> 3
3 а о я ео 2 ОС ю
и т СО 1 оГ 1 Г т ° 1
V > 1 88,85 S п сО 73,72 19,80 7,68 'М сч 255,89
II « а 5-° 00 Ч-Г сг ео
о CD Г~- чг C-I
X о, ▼- со
п II •ч й? см СР со ЧТ 05 с
ф. 0! СО
И о 8 >л> о О С5 см
X И С? с? 1 7 т 1
ю Ю СО —,
o' см СО чг 1Л см 1
о О !- >•4
Е СД —' чг 05 О ЧТ ОС
Я X 5 < ? 05 05 CJ чу о5 сч м
S о? с> С5 I/O с о 1О СО
v5 1О OJ О) СО СО
00 о со VO =Q СО о
► со ~~5
п ЧТ о со =? см
е т 7 *1
01 СО чг •0 2 О
ч ь«
6*
83
Промпродукт:
Y,2=IwT 2 Vb”= W 11,73= 7,e%:
4J.= У УппЛс X Ynn 1353,99 “ 41.73 J2Z%
Порода: Y1S= Тю 2' ” “W22-14-4194:
2тп-|с _ 1548.87
S Yn =-22лГ = 7М94-
б. Проверочный расчет:
№= Yu + Y18+Vis = 8.2 + 7,6 -]- 4.1 = 19.9%;
8.2-11.8-1 7.6-32.4+4.1 -70 OJ ea,
Л---------------Ш9--------------31>6H-
Рис чет заключительных операций
Обезвоживание и классификация на грохоте (операция VIII)
1. Определяем выход и зольность концентрата по классам (табл. 62).
Таблица 62
Выход я зольность концентрата ио илассам
Класс, мм По теоретическому балансу После обогащения
vtn' лс. % Тщ, % АС, •;
1 •> 3 4 5
13-100 0.5-13 7,8 51.0 5,5 5,8 7,0 45,6 6.0 6,4
Итого ... 58,8 5,8 52,6 6.4
Шлам (та) . . — — 9,4 17,5
Всего ... 58,8 5,8 62,0 8,1
Графы 2 н 3 табл. 62 заполняем пз табл. 57.
В строке *Итого> граф 4 п 5 записываем yj 52,6% н — 6,4%.
Определяем коэффициент выхода:
"-№:
Зо.о
Y13-100 7.8 - 0.895- 7,0%;
То 4-13- 5* 0 - 0,895 45.6%.
84
Определяем коэффициент зольности:
.4$,_10е-5.5-1.К|3 6.0%;
lo.a-ii- 5.8 -1.103= 6.4% -
2. Определяем выход и зольность крупного концентрата:
T1S“ Y13-10o+ (1 — Чз) То-13.
где И» = 0.95 — к. п. д. грохота с отверстиями сита 13 мм;
Yo-13= Y0.5-18 хз= 43.6 -г 9.4 55.0%;
,Ц-ц-45С-5Л^^-аз%;
Vls= 7.0-Н1 —0-95) 35= 9.8%;
.. 7.0-6,<>+(1—0.95)55-8.3 .
Л” =-----------g-g--------- 6.6%.
3. Выход н зольность концентрата 0,5—13 мм определяем из уравнепий
баланса:
Т14 - Ye - Y16 = 62-9,8 - 52,2%;
^=В2-8-1~|-8 ^=8.4%.
Классификация в багер-зумпфе (операция ГХ)
1. Определяем количество материала, поступающего в операцию:
Yo== Y’i<^Yit= 52.24-8.2 = 60-4%;
ле 52.2 8,44-8.2 11.8 _ о о
Л”“--------604---------
2. Определяем содержание шлама в исходном.
В у,4 содержится шлама:
а:?— ХзЦз= 9.4 - 0.95= 8,9%;
Лх,= 15.-17.5%.
Обшпп выход шлама:
xa=*e-h®»= 1.5-1-8.9=?-10,4%;
1.5-32Л+8.9-17.5
3. Определяем выход и зольность класса <0,5 мм:
Yie= хвП«
где ц = 0.9 — к. н. д. классификации;
Ум= 10,4 0.9= 9,4%;
19-6%.
83
4. Выход и зольность класса >0,5 мм определяем нз уравнении баланса:
Y17= Чо- Yie= 60,4-9.4- 51,0%;
е _ 60,4 8.8—9.4 • 19.6
ЛН-----------51---------- 6.8%.
Остальные операции качественно-количественной схемы (см. рнс. 16) рас-
считываем аналогично операциям данным в примере 1, § 15. «
§ 16. ПРАКТИЧЕСКИЙ БАЛАНС ПРОДУКТОВ
ОБОГАЩЕНИЯ КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Практический баланс продуктов обогащения составляется по
результатам расчета качественно-количественной схемы.
Пример. Составить практический баланс продуктов обогащения по данным
расчета качественио-количествешгой схемы примера 1 § 15.
В табл. 63 заносим все данные выхода н зольности конечных продуктов
обогащения.
Таблица 63
Практический баланс продуктов обогащения
Продукт про дукта V. % лс. ;
Концентрат класса, мм:
10 75 14 11,4 6,9
0,5 10 19 46,7 5.6
Флотационным концентрат . . 24 16,5 9,0
Итого копцентрата — 74,6 6,6
Промпрйдукт ... 27 6,5 37,3
Порода класса, мм:
10-75 . . . 8 2,7 70,0
0,5-10 .... 13 12,5 71,9
Флотационные хвосты 30 3,5 73,0
Итого отходов 18,7 72,4
Потери 0.2 20,8
Всего.. 100,0 20,8
Правильность расчета качественно-количественном схемы проверяют по
уравнениям баланса:
Y1 " ¥к + Ynn + Yd+Упот = 74 Л + 6,5-г 18.7 0,2 -= 100%;
.4J-
74.6 • 6.6 -г 6,5 • 37.3 ; 18.7 -72.4+ 0.2 ♦ 20,8
|<Ю
~ 20.8% (зольность шихты).
«6
§ 17. РАСЧЕТ ВОДПО-ШЛАМОВОЙ СХЕМЫ
ПРИ ОБОГАЩЕНИИ КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Водно-шламовую схему рассчитывают на основании данных
качественно-количественной схемы обогащения (см. табл. 54). Ра-
счет схемы производят на сухую массу продуктов обогащения.
Методика расчета водно-шламовой схемы поясняется примером.
Пример. Рассчитать водно-шламовую схему при обогащении коксующихся
углрм по данным примера 1 § 15 (см. рис. 15).
Расчет
Предварительное грохочение и дробление класса >75 мм (операции I и II)
Выход продуктов обогащения (в т/ч) берем нз табл. 54.
1. Определяем количество воды, поступающей с рядовым углем (Ир = 4,8% ):
Wt= Ci"i - 400 0.05= 20 м»/ч.
2. Определяем количество воды, удаляемой с надрешетпым продуктом
(nf = nt = 0,05):
IV2=46 0.05- 2.3 мз/ч.
Мокрое подготовительное грохочение (операция Ш)
1. Определяем количество оборотной воды, потребной для мокрого грохоче-
ния Ио приложению 5 принимаем:
пз =
ИЪ= 400 • 1.3= 520 м3/».
Расход оборотной воды
WoC =WS—W1 = 520— 20 - 500 мз/ч.
2. Определяем количество воды, удаляемой с классом 10—75 мм.
По приложению 4 принимаем влажность класса 10 -75 мм Ир = 30%
п по формуле (9) находим
И J -- 97,6 • 0,43 =42 мз/ч.
3. Количество воды, удаляемой с подрешетным продуктом, определяем
пз уравнении баланса (7).
1РВ В'з KJ 520-42=478 мз/ч.
Отсадка крупного угля (операция IV)
1. Определяем количество воды, потребной для отсадки. По приложению 5
принимаем:
п4 — 3;
И'4= C<n4= 97,П • 3= 292,8 мЗ/ч.
Расход оборотной воды
Woe И'4— II* 292-8-12 250.8 м’/ч.
87
2. Определяем количество воды, удаляемой с иромлродуктом. По прило-
жению 4 принимаем:
влажность промпродукта 1УРО = 12%;
П1^ 100— 12 = 0,И:
W7-= Q7n7 — 34*8 0,14 4,9 мЗ/ч.
3. Количество воды, удаляемой с породой (по приложению 4 принимаем
И'Р- 13%)
13
"• 100=13 °’15:
We= Са«8- Ю.8 • 0,15= 1.6 М«/Ч.
4. Количество воды, удаляемой с концентратом, определяем из уравнения
И’в И’4 - XVч - ВЪ- 292,8- 4,9— 1.6 = 286.3 м3/ч.
Обесшламливание в УЗ (операция VI)
1. Определяем количество воды, поступающей в операцию:
- W6IV7 - 478.04- 4,9 482,9 мз/ч.
2. Количество воды, удаляемой с подрешетным продуктом, принимаем
50% исходной:
W10= Wo 482,9 - 0,5- 241.5 мЗ/ч.
3. Количество воды, удаляемой с обесшламленным продуктом, определяем
на уравнения баланса
W; = В'о—W10 = 482,9 — 2415= 241.4 мэ/ч.
Отсадка мелкого угля (операция VII)
1. Определяем количество воды, потребной для отсадки. По приложению 5
врипинаем:
п9 = 2,5;
We-C»n«=3tl,6-25=779 мз/ч.
Расход оборотной воды
WO6= Wf-M J-779-241,4 = 537.6 м®/ч.
2. Определяем количество воды, удаляемой с промпродуктом. По прило-
жению 4 принимаем:
= 18%;
Wn= Cl2»i!= 28.» - 0.22= 5,9 м’/ч.
3. Определяем количество веды, удаляемой с породой. По приложению 4
принимаем:
= 20%;
H'is - Claris "»>0.2й 12,й мз/ч.
88
4. Количество воды, удаляемой с концентратом, определяем нз уравнения
баланса:
W’n IV»- W12— И,13= 779 —5,9—12,5— 76(1,6 м3/ч.
Для дальнейшего расчета схемы определяем потери воды с конечными
продуктами обогащения н расход свежей воды. Составляем табл. 64.
Таблица 61
Потери воды с конечными продуктами обогащения
Продукт .4 про- дукта (J. т/ч и”. % п 11, м’/ч
1 2 3 4 5 6
Концентрат класса, мм: 10-75 14 45,6 7.0 0,08 3,6
0,5-10 . 19 187.2 8,0 0,09 16,8
Кек 24 66.4 21,0 0,27 17.9
Промпродукт 27 26,0 9.0 0,10 2,0
Порода класса, мм: 10-75 8 10,8 13,0 0,15 1.6
0,5-10 ...... 13 50.0 20,0 0,25 12,5
Флотационные хвосты .... 30 14,0 30,0 0,43 6,0
Итого,. — 400,0 - - 61,0
Па табл. 54 заполняем графу 3 в табл. 64. Данные графы 4 берем нз прило-
жения 4. Графы 5 п 6 подсчитываем во формулам (8) и (9).
Принимаем замкнутый цикл водпо-шламового хозяйства с расходом свежей
воды
И'с.-И'пот-И'! 61—20—41 m»/4.
Свежую воду подаем на ополаскивание крупного концентрата в опера-
цию V111.
Обезвоживание крупного концентрата на грохотах (операция VIII).
1. Количество воды, удаляемой с концентратом, — 3,6 м3/ч (на табл. 64).
2. Количество воды, удаляемой под сито, определяем из уравнения баланса
И\5 - IVл - И’н - 286.3 г 41 - 3.6 - 323.7 м3 /ч.
Классификация в багер-зумпфе (операция IX)
1- Определяем количество воды, поступающей в операцию:
Ио Wu+--760.6+ 323.7 1084.3 мз/ч.
2. Определяем количество воды, удаляемой с классом >0,5 мм. Принимаем
влажность этого класса IVP == 20%; п,7 = 0.25:
IV17 *= = 193.2 • 0.25 - 48.3 мЗ/ч.
3. Количество воды, удаляемой в слив, определяем на уравнения баланса
И'о-1СМЛ- !8,3= 1036 мз/ч-
Центрифугирование (операция X)
1. Количество воды, удаляемой с концентратом, И1в — 16,8 м’/ч (из
табл. 64).
89
2. Определяем количество воды, удаляемой с фугатом, из уравнения баланса:
И'1в W’i7-lVM= 48,3-16,8 =31,5 “3/4-
Сгущение (операция XI)
1. Определяем количество воды, поступающей в операцию:
И0=И’ю гИ'м4-»’м= 241,54-10364-31,5 1309 мЭ/ч.
2. Определяем количество воды, удаляемой со сгушеяным шламом (прини-
маем ntl = 5):
1V21 = ()21nM = 79.6 5= 398 м3/ч.
3. Количество воды, удаляемой в слив, определяем из уравнения баланса:
K"20 И®— ^21— 1309—398= 911 м3/ч (оборотная вода).
Флотация (операция XII)
1. Определяем количество воды, удаляемой с концентратом (принимаем
n«j » 2,5):
«'и- <?и"м= 66.4 2,5= 165 м3/ч.
2. Количество воды, удаляемой с хвостами, определяем пз уравнения
баланса
Wi3= 1V’Z|- IV22 398- l65- 233 м3/ч.
Фильтрация (операция XIII)
1- Количество воды, удаляемой с неком, = 17,9 м3/ч (из табл. 64).
2. Количество воды, удаляемой и фильтрат, определяем из уравнения
баланса:
IP-b — W12—IV 165—17,9=147,1 м3/ч (оборотная вода).
Центрифугирование промпродукта (операция XIV)
1 Количество воды, удаляемой с промпродуктом, IV17 = 2,6 мя/ч (из
табл. 64).
2 . Количество воды, удаляемой в фугат, определяем яз уравнения баланса:
^28= = 5,9- 2,6 = 3,3 мз/ч.
Центрифугирование флотационных хвостов (операция XVI)
1 Определяем количество воды, поступающей в операцию (принимаем
п„ = 4):
1^28= Сгви29 = 14 4= 56 м3/ч.
2. Количество воды, удаляемой с хвостами, IV3O = 6 м’/ч (из табл. 64).
3. Количество воды, удаляемой в фугат, определяем из уравнения баланса:
1^31 1У2в— Wse- 56 - 6= 50 мз/ч.
Сгущение флотационных хвостов (операция XV)
1 Определяем количество аоды, поступающей в операцию:
И'в— И’а-L lr2t Wji 2334- 334- 50= 286,3 м»/ч.
90
2. Количество воды, удаляемой в слав, определяем пз уравнения баланса:
W№— 1У0 —1^28=286,3—56—230,3-м3/ч (оборотная вода).
Результаты расчета водно-шламовой схемы сводим в табл. 65.
Таблица (>5
Сводный баланс водно-шламовой схемы
Операция Поступает в операцию
М продукта продукт Q, т/ч W, м»/ч
1. Предварительное грохочение 1 Рядовой уголь . . 400 20 0,05 л
Итого 400 20 0.05
11. Дробление НТ- Мокрое подгото- вительное грохоче- ние н т. д. К ласе >73 мм Класс 0—75 мм Оборотная вода 46 400 2,3 20 500 0,05 0.05
Итого . 400 520 1,3
Продолжение табл. 65
Удаляется из операции
Операция продукта продукт Q. т,ч W, м»,'ч 71
1 11 редваритсл ьное грохочение 2 Класс>75 мм . . Класс <73 мм . 16 354 2.3 17,7 0.05 0,05
Итого. 400 20 0,05
11. Дробление III. Мокрое подгото- вительное грохоче- ние и т. д. Класс <75 мм . . Класс 10—75 мм Класс 0—10 мм . . '•(5 97.6 302,4 23 478 0,05 0.43 1,54
Итого . 400 520 1.3
§ 1S. СОСТАВЛЕНИЕ БАЛАНСА ВОДЫ ПРП
ОБОГАЩЕНИИ КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
. Пример. Составить баланс оборотной воды по результатам расчета водно-
шламовой схемы, приведенной в § 17.
Составляем табл. 66 (баланс оборотной воды). Прп составлении баланса
количество оборотной воды должно точно соответствовать расходу ее в про-
цессе обогащения.
91
Таблица 66
Баланс оборотной воды
Приход м’ я Расход
Слив сгущения И г> Фильтрат Их,в 911,0 147,1 Мокрое грохочение Отсадка утл я- 500,0
Слив сгущения И ,я 230,3 крупного мелкого 250,6 537,6
Итого 1288,4 Итого.. 1288,4
§ 19. РАСЧЕТ КАЧЕСТВЕННО-
КОЛПЧЕСТВЕННОП СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Методика расчета качественно-количественной схемы поясняется
примером.
Пример. Рассчитать качествен но-количественную схему обогащения энер-
гетических угяей (см. рис. 20).
Исходные данные: ситовый состав шихты приведен в табл. 25 и 26; фрак-
ционный состав машинного класса 6—100 мм приведен в табл. 34; теоретический
баланс продуктов обогащения приведен в табл. 48- кривые обогатимости класса
6—100 мм показаны па рнс. 6; производительность фабрики Q — 450 т/ч; влаж-
ность рядовою угля W? — 5,6%.
Расчет подготовительных операций
Предварительное грохочение и дробление класса >100 мм (операции 1 и 11)
1 Определяем выход над решетного продукта
Y«= У>юо+(1—’ll) Ye-ию»
где ?>io®=8.6%;
Yo-iet = 100 — 8,6 = 91,4% (см табл 25);
— 1,0 — к. п. д. грохота с отверстиями сита 100 мм,
у, = 8.6 + (1—1) 91,4 - 8,6%.
2. Выход и зольность класса 0—100 мм определяем пз уравнений батаиса:
Y3-Y1=1^%; (J ,iS=2f»%.
Подготовительное грохочение (операция 111)
1. Определяем выход и зольность класса 0—100 мм:
Y4— Ye-ioo (1 — th) Yo-e.
О
где Ye-юо = 60,8%;
= 22,5%;
Yo-e = 39,2%;
Л£ e = 16,1% (см. табл. 26);
i)a (\6 — к. n. д. грохота с отверстиями сита 6 мм,
y<= 60,84- (1 -0,6) 39,2 - 76,5%;
6t№-22-,-(1^0.6)34,2-16.1 _ 2)
S2
2. Определяем выход и зольность класса О—6 мм:
Y»~ Yo-e1h~ 39,2 • (|,6= 23,5% •
3. Проверочный расчет:
Уз= Y« 76,5+ 23,5- 100%;
76.3-21.2^-,в., _20%
Обесшламливание (операция IV)
1. Определяем выход н зольпость класса 0—6 мм.
Содержание класса 0—6 мм в исходном:
YU “ Yo-e (»- Чг)= 39,2 (1 - 0.6) = 15.7%;
м it. 16,1%.
где «о ~ 0,95 — к. п. д. обесшламливающего грохотя.
у; -- 15,7-0,95 = 14,9%;
= 16.1%.
2. Выход и зольность обесштамлеппого продукта определяем из уравнений
баланса:
Ye— Yj Y7"= 76,5—1-5,9= 61.6%;
^'=2М%.
Расчет основных операций
Обогащение в тяжелой суспензии (операция V)
1. Производим расчет шламообразованля.
Содержание класса 0—0.5 мм в исходном после грохочения н обесшламли-
ваяия
*1 = Ya-o.fi ( 1 — *li) 11 ~ Чз).
где уо-о.ь = 12,9%;
19,1% (см. табд. 26);
= 12 9 (1 - 0,6) (1 - 0.95) - 0,3%;
Их, = Л£_,.4= 19,1%.
Определяем дополнительный выход шлама в процессе обогащения. По при-
ложению 3 находим:
а — 2% (при содержании класса 0—1 мм 18,5% — по кривой ситового
состава шихты);
*2= (Yo-*j) = (61,6-0,3) 0,02— 1,2%;
4°, =-4$-22,4%.
Общий выход шлама:
*8 = *1+»« = 0.3 + 1,2 = 1.5%;
^=iU-l94+b2-22,4=217%>
93
2. Определяем выход и зольность неходкого класса без шлама:
vi= Yt—х8= 61.6 -1.5= 60,1%;
•.S'-61-22^—- 2^-
3. Производим корректировку фракционного состава класса 6—100 мм
к = 22,4%. Составляем уравнения баланса:
х= 6.6+2,7+ 1,9+ 1,8+у=100;
3,7^+ 6,6 12,44 2,7 • 26,14 1,9-394 1.8 • 56+83.10= 100 • 22,4,
откуда х = 67% н у = 20%.
Скорректированный фракционный состав исходного продукта заносим
в табл. 67.
Таблица 67
Результаты обогащения класса 6—100 мм в тяжелой суспензии
Плотность фракции, г <-м» Исходный продукт Концентрат при во=2,1 г/см1 н /=0,05 Порода
V. % ТЛС ®ср X в, % VK. % уклс v„. % vnA
1 2 3 4 г. в 7 в а 10 11
1.2—1,4 67.0 3,7 247,90 1,30 10,8 100,0 67,00 247,90 •
1 4-1,5 6,6 12,4 81,84 1,45 8,78 1000 6,60 81,84 — —
1,5-1,6 2,7 26,1 70,47 1,55 7,43 100,0 2,70 70,47 — —
1 6—1,8 1 9 390 74,10 1 70 5,40 100,0 1,90 74,10 — —
1 8-2,0 18 56,0 100 80 1,90 2,70 99,65 1 79 100,24 0,01 0,56
2,0-2.4 20,0 83,1 1662,00 2,20 1,35 8,85 1 77 147,09 18,23 1514,91
Итого 100,0 22,4 2237,11 - — - 81,76 721,64 18,24 1515,47
4. По кривым обогатимости машинного класса 6—100 мм (см. рнс. 6) исхо-
дны плотность разделения Лр = 2,1 г/смэ мри вольности концентрата 8,5%.
Среднее вероятное отклонение для сепаратора СКВ принимаем Efim ~ 0,05
(см. приложение 1).
5. Составляем табл. 67 (результаты обогащения класса 6—100 мы в тяжелых
суспензиях).
Исходный:
Определяем среднюю плотность фракции (см- табл. 67, графу 5):
_ 1.24 1.4 _ . -
оср=>--------- 1,3
и т. д. для других фракций.
Концентрат:
Отклонение фракций 1,2—1,4 от плотности разделения бр = 2,1 (см. табл. 67,
графу 6) определяем но формуле (11)
Вер. о 675 _ Л1—!-3 0,675= 10,8%
Ерт 0.05
и т. я- для других фракций.
Определяем извлечение (см. табл. 67, графу 7):
по приложению 63 находим F (z) — 1 прп x — 10,8:
e - 1O.)F (x) =100 -1 -160%
и t. д. для других фракций.
Определяем выход конпептрата (см. табл. 67, графу 8):
ув 67 100
Y"- 100 100 67 **
и т. д. для других фракций.
Заполняем графу 9 (см. табл. 67)
ук-4“-67 3,7 247,9
п т. д. для других фракций.
II о р о д а:
Определяем выход породы (см. табл. 67О графу 10):
Yn=- Y~ Yk"= 67—67 = 0
и т. д. для других фракций.
Заполняем графу 11 (см. табл. 67)
уп.4«-0-3,7 = 0
и т. д. для других фракций.
Проверка нравильпостп расчета (строка «Итого» табл. 67):
У У= 2 V« + 61,76 + 18,24 = 100%;
\_y-ic VyK4» Vyn.4“ 721,4+1515,47 2237,11-
6. Определяем выход и зольность продуктов обогащения по табл. 67.
Кои ц’сГп трат без шлама:
=лет2'"=-та-«'-76 49',*’:
У.¥к 81.76
Концентрат
Порода:
VB - V. I- *, = 49,1 - 1,5 - 50,6%;
4 .4^-8^1,5.21.7
56,6
100 2т" 100 18,24 11%;
= 83,1%.
18.24 ’ *
Ууп
7. Проверочный расчет:
Ye Yi+ ¥»= ЭД.6+11 •» 61.6%;
JC 50.6 -9,2+ 11 *83,1
• 61.6
95
Расчет заключительных операции
Отмывка суспензии от концентрата (операция \1)
1. Содержание шлама в кондиционной суспензии принимаем у|ф = 0.
2. Определяем содержание шлама в нековдициинном суспензии:
ЛЛ Yu
где 1) -= 0,9 — к. п. д. грохота,
Y11 1.5 0,9= 1.4%;
4. 3®. = 21,7%-
3. Выход я зольность концентрата определяем нз уравнении баланса:
Y12— Ye~ Yio— ¥11 50.6—0—1,4— 19,2%;
,е 5И5 9.2-14 217
«5 е’8%
Отнывка суспензии от породы (операция VII)
Принимаем ориентировочно выход шлама в продуктах yjg = у14 = 0, тогда
Yib=Ya=U%: -4f9=.4j -831%
Классификация на сорта (операция VIII)
1. Определяем содержание классов 0—6 н 6—100 мм в исходном
Содержание класса 0,5—6 мм в концентрате
Vo.,-. Vo.s-e(i-ns)(l—Чз)-^ .
где уо.5-е = 26,3% (см. табл. 26);
V;.M= 23,6 (1 -0.6) (1 -0,95) -^1 - О.3«:
Л?, - 8,8%
Содержапие шлама в концентрате:
»= »э—Yn -1,5—1,4= 0,1%;
/45.-21,7%;
Yo-e^= Yo.b в '• х— 0,3 0,1 —0,4%;
,ь_0?. М--0.1.21.7 12%
Выход н зольность класса 6—100 мм:
Ye-ю»— Tis— То в 49,2 — 0,4 48.8%;
2. Определяем выход и зольность концентрата по классам.
Составтяем табл. 68. В графы 2 н 3 заносим данные на габл. 48.
Заполняем графы 4 и 5. Определяем коэффициент выхода:
Л. «-0982-.
Уьэ-ioo -.34-0 982=52%
пт. 1 для других классов.
Q6
Таблица 68
Выход и зольность концентрата по классам
Класс, мм По теоретическому балансу После обогащения
Тш. % лс. •/. тш. % и*."/.
1 9 3 1 5
50-100 5.33 9,0 5,2 9,3
25 50 14,32 7,5 14 Д 7,8
13-25 15,56 8,5 15,3 8,8
6-13 14,49 9,3 14,2 9,6
Итого: 6-100 49,70 8,5 48,8 8,8
0—6 — — 0,4 12,0
Всего 49,70 8,5 49,20 8,8
Определяем коэффициент зольности:
=1,033;
-4»о-1оо -9-1,035= 9,3%
н т. д. для других классов-
3. Определяем выход и зольность сорта 50—Ю0 мм:
У1в= Уьо-1оо+ (1 — Ло) Yo-60.
тдо I)* = 0,95 — к. п. д. грохота с отверстпямп сита 50 мм;
Yso-iaa = 5,2%;
4м-юв == 9,3% (см табл- 68);
Yo-ьв = Vi5-w + Vi3-#& 4 Va is + Yo-e = ^.1 + 15,3 + 14,2 ! 0,4 =•
= 44%;
14,1 7,8 +15,3-«.8— 14,2-9-6 1 0.4 12
-4a-so=-------------------------------------- 8-8%.
Yie= 5,2+ (1 -0,95) 44 = 7,4%I
2-9^4 (1-0,95)44 -8,8 _g
4. Определяем выход и Зольность сорта 25—50 мм:
Y17= lY25-5o + (l — Чб) Y0-2bI
где I)* = 0,92 — к. п. д. грохота с отверстиями сита 25 мм;
То-25 = Y13-25+ Ye-u4 Yo-e^l-ъЗ4- 14,2- 0,4= 29,9%;
15.3 8,8+14.2-9.8 + 0.4 12 _Q90,.
-----------—----------------9.2%.
Yi7= [14.14 (1 — 0,92)29,9]0,95= 15,7%;
<4.1-7.Я 4-(1-0.92) 29,9 М.„-8).
7 Закаа эво
97
Таблице 69
Сводный баланс технологической схемы обогащеннп энергетических углей
Операция Поступает в операцию Удаляется из операции
М про- дукта продукт V. % О.т/ч Ас, % J41 про- дукта продукт V, % Q, т/ч л', %
I. Предварительное гро- хочение 1 Рядовой 100 425 20 2 Класс >100 мм » 0—100 мм 8,6 91,4 36,6 383,4 -
Итого.,... 100 425 20 Итого.. 100,0 425,0 20
II. Дробление III. Подготовительное грохочение 2 3 Класс 100 им Класс 0—100 мм 8,6 100 36,6 425 20 2 4 5 Класс 0—100 мм » 6—100 мм » 0—6 ми 8,6 76,5 23,5 36,6 325,1 99,9 21,2 16,1
Итого. 100 425 20 Итого 100,0 425,0 20,0
IV Обесшламлвванне 4 Класс 6—100 мм 76,5 325,1 21,2 6 7 Обе сшл а м лепным продукт Класс 0—6 мм 61,6 14,9 261,8 63,3 22,4 16,1
Итого . . . 70,5 325,1 21,2 Итого . . . . . 76,5 325,1 21,5
_ 1
_1
V. Обогащение в тяже- лой суспензии 6 Обесшламленный продукт 61,6 261,8 22,4 8 9 Концентрат Порода 50,6 11,0 215,1 46,7 9,2 83,1
Итого.. 61,6 261,8 22,4 Итого 61,6 261,8 22,4
VI Отмывка суспензии от концентрата 8 Концентрат 50,6 215,1 9,2 10 11 12 Кондиционная сус- пензия Некондиционная суспензия Концентрат 1,4 49,2 6,0 209,1 21,7 8,8
Итого... 50,6 215,1 9,2 д Итого . . . . . 50,6 215,1 9,2
VII. Отмывка суспензии от породы 9 Порода 11,0 46,7 83,1 13 14 15 Кондиционная сус- пензия Некондиционная суспензия Порода 11,0 46,7 83,1
Итого., 11,0 46,7 83,1 Итого. . . 11,0 46,7 83,1
VIII Классификация па сорта 12 Концентрат 49,2 209,1 8,8 16 17 18 19 20 Сорт 50—100 им » 25—50 мм » 13—25 ми » 6—13 мм Класс 0—6 мм 7,4 15,7 14,6 11,2 0,3 31,5 66,7 62,0 47,6 1,3 9,2 8,0 8,9 9,6 12,0
. Итого. 49,2 209,1 J 8,8 Итого 49,2 209,1 8,8
Продолжение табл. 60
Л', % 1 см м о о 3?го го о о CDCM CD 12,0 12,0
ь О 1 о CD CD 150,0 19,21 169,2. ОО SS 164,9; а> 1 2 ХТ
I % ‘А 1 35,3 4,5 39,8 35,3 3,5 оо 00 1й ГО го
о ее g ч а X 1 □ Магнитный продукт | Шлам Итого. ... Концентрат Порода Итого. Концентрат Фугат Итого... Слив Сгущенный шлам Итого.
М про- дукта см см см СО ХГ см см й“ г-со см см
Л', % 21,7 см 16,1 16,11 21,7 16,3 ( оо m см го оз 12,0 см
о § 1 О се О>ГОО CD ГО CD О» CD см сь CD 150,0 14,9 а с» С5
& 1 V, % 2 । 23,5 14,9 1,4 39,8 35,3 3,5 со со го ГО го
с о «о QJ 1 с продукт Некондиционная I суспензия Некондиционная суспензия Итого Класс 0—6 мм » 0—6 мм Шлам Итого Концентрат Сгутценный шлам Итого.. Фугат Итого
N про- дукта X? ГО г-см см ГООС см см 8
1 , S о IX Магнитная сепара-1 ПИЯ X Центробежная гидро- сепарация XI. Центрифугирование XII- Сгущение
100
1
5. Определяем выход и зольность сорта 13—25 мм:
Yie= Н1»-м+(1 — Те) Yo-isl Ч*Пь»
где т]Ь = 0,9 — к. п. д. грохота с отверстиями 13 мм;
Yo-iB=Yt-i3TYo-e= 14,24-0,4= 14,6%;
14,2-9,6+0.4-12 _
Y18= [153+(1 -о,9) 14,6] 0,95 - 0,92= 14,6%;
л!_ 15.3-8,8+(l-0,9)U,6 9.7 0.85.0.в2 = м%.
6. Определяем выход и зольность сорта 6—13 мм:
Yie = lYe-u + (1 ~ »)т1 Yo-el ЩПьПв.
где т|, = 0,87 — к. п. д. грохота с отверстиями сдта в мм;
Yis = [14,2+(1—0,87) 0,4] 0,95 • 052 - 0,9=11,2%;
9.6+^-0,87)0,4 12 qода. fis =д 6%-
7. Определяем выход и зольность класса 0—6 мм:
Yio = Yo-вП =0,4 0,95 • 0,92 • 0,9 • 0,87=0,3%;
И5о=^-=12%.
8. Проверочный расчет:
Yia = Yie+Yit+ Yis+Yi*Yto — 7.4 +15,7+14,6+11,2+0,3=49,2%;
7,4 • 9,2 +15,7 • 7,8 +14,6 - 8,9 + j 1,2 - 9,6+0,3 -12 _
Лм - щ “ S3 Л •
Магнитная сепарация (операция IX)
Содержание шлама в магнитном продукте принимаем v81 = О, тогда у.. =
= Уи + Y14 = М%; = 21,7%.
Центробежная гидросепарация (операция X)
1 Определяем количество материала, поступающего на гидросепарацию:
Ye=Уь +Y1+ Ум =23,5 +14,9 +1,4 = 39,8%;
23,5 -16.1 + 14,9-16,1 + 1.4- 21,7
=------------------------------=16,3».
2 - Определяем выход продуктов обогащения. Пронимаем зольность кон-
центрата Л§, = 9% и породы Л$4 = 73% [30]:
ж Ah-AS ._fi 73-16,3 _____
. YM^T° °39'8 7.3-9
л,« -м» 16.3-9 ,r_
у"=т" = зад ^з=9— 4-5%-
101
Центрифугирование концентрата и сгущение фугатд (операции XI u XII)
1. Выход твердого в фугат принимаем:
а = 10%;
Y2.= V»-j^-=35^^-=3,5%;
-* Ап 4- 3 ---9 + 3=12%.
2. Содержание твердого в сливе принимаем у17 = Q, тогда у «в = Yia = 3,5%;
Л^е = ~~ 12%.
3. Выход и зольность концентрата после центрифугирования определяем
из уравнений баланса:
Yas = V«o—¥17=35,3-0= 35,3%;
АЪ Л®, 9%.
Результаты расчета качественно-количественной схемы сводим в табл. 69
(сводный баланс технологической схемы обогащения).
§ 20. ПРАКТИЧЕСКИЙ БАЛАНС ПРОДУКТОВ
ОБОГАЩЕНИЯ ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Практический баланс продуктов обогащения составляют по
ренультатам расчета качественно-количественной схемы обогащения.
В практический баланс нходят только конечные продукты обога-
щения.
Пример Составить практический баланс продуктов обогащения энерге-
тических углей по данным расчета качественно-количественной схемы, при-
веденной в 5 19»
В табл. 70 заносим все данные выхода и зольности конечных продуктов
обогащения» Потерн принимаем равными 0,2% от продукта у16.
Таблица 70
Практическим баланс продуктов обогащения
Продукты продукта V. % лс, %
Сорт:
50—100 мм 16 7,4 9,2
25—50 мм 17 15,7 8,0
13—25 мм . . 18 14,6 8,9
6—13 мм . . . . . 19 11.2 9.6
Итого концентрата , . 48,9 8,8
Класс 0—6 мм 20 0,3 12,0
Концентрат класса 0—6 мм 25 35,1 9,0
Порода 0—6 мм ... 24 4,5 73,0
Итого 39,9 16,3
Порода класса 6—100 мм 15 11,0 83,1
Потери — 0,2 20,0
Всего - 100,0 20,0
102
Правильность расчета качественно-количественной стены проверяют по
уравнениям баланса:
у = 48,9+ 39,9 + 11,0+0,2 = 100%;
„ 48,9 - 8.8+ 39,9 • 16.3 + 11-83,1 +0,2 • 20 gAOZ
ДС—= _---1--------i--= 20% (ЗОЛЬНОСТЬ шихты).
§ 21. РАСЧЕТ ВОДНО-ШЛАМОВОЕ СХЕМЫ
ПРИ ОБОГАЩЕНИИ ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ
УГЛЕЙ
Водно-шламоную схему рассчитывают на основании данных
качественно-количественной схемы обогащения»
Методика расчета схемы поясняется примером.
Еример. Рассчитать водно-шламовую схему для энергетических углей по
данным § 19 (см. рис. 20)- Даппые расчета приведены в табл- 69
Расчет
Предварительное грохочение и дробление класса >>100 мм (операции I и II)
1. Определяем количество воды, поступающей с рядовым углем:
W1 =
уур 5 6
где "1= 1O0-1VP = 100 — 5,6 = 0’058:
Qi = 425 т/ч (см. табл. 69).
1^ = 425-0,059 = 25 мЗ/ч.
2. Определяем количество воды, удаляемой с падрешетным продуктом:
VFs = (?2n2,
где в. = в. = 0,059;
Wt=36,6 0,059 = 2,2 мз/ч.
3. По балансу
178 = 17i = 25 мз/ч.
Подготовительное грохочение (операция III) ,
1. Определяем количество воды, удаляемой с классом 0—6 мм:
ив ₽» zij ₽» 0,06;
Wt=(fob=99,9 • 0,06 = 6 мз/ч.
2. Количество воды, удаляемой с классом 6—100 мм:
W\=W9— TF6=25—6 = 19 мЗ/ч.
Обесшламливание (операция IV)
1. Определяем количество воды, потребной для обесшламливания. По при-
ложению 5 принимаем:
и* = 0,4;
Wt = Q^4=325,1 -0,4=130 мз/ч.
Расход оборотной воды
,. IVo6=W4—if; = 130^-19'- 111 мЗ/ч.
103
2. Определяем количество волы, удаляемой с обесшлам.юппым продуктом
(принимаем Wp = 8%):
"•=«£-§•=°-м:
We= 0влв = 2ад • 0,09=28,6 мз/ч.
3. Количество воды, удаляемой с подрешетным продуктом, определяем
иа уравнения баланса:
W7= 1УЛ— We= 130- 23,6= 106,4 мз/ч.
Обогащение в тяжелой суспензии (операция V)
Определяем количество циркулирующей суспензии плотностью Д = бр =
= 2,1 т/м8. Принимаем количество суспензии 2 м’/т:
И'2Л = <>в • 2= 2613 - 2 = 523,6 мз/ч.
Определяем концентрацию утяжелителя в суспензии Д = 2,1 т/м8:
c=4^T=‘Bd"=0’306'
где б = 4,6 т/м3 — плотность утяжелителя (магнетита).
Количество воды в суспензии
Wc = W2A (1—с)= 523,6 (1 - 0,306) = 363,4 мз/ч.
Содержание магиетита
9в = П2ЛсЪ = 523,6 • 0,306 • 4,6 = 737,02 т/ч.
Расход оборотной воды
1Ров= И^с - Ив=363,4 - 23,6 = 339,8 мз /ч.
2. Определяем количество воды п магнетита, удаляемых с породой (прини-
маем 0,5 м’/т):
Wn = Св 0.5 =46,7 0,5=23,4 мз/ч.
Количество волы и магнетита в суспензии:
W9 = И'п (1 -с)= 23,4 (1 -0,306) -16,2 мз/ч;
q9= Wn<$ = 23,4 • 0,306 • 4,6 = 32,94 т/ч.
3. Из уравнений баланса определяем количество воды н магнетита, удаля-
емых с концентратом:
^8 = ^-1^= 363,4-16,2 =347.2 м»/ч;
9» =qt— 9»=747,02 - 32,94 = 704,08 т/ч.
Для дальнейшего расчета определяем потери воды с конечными продуктами
обогащения (табл. 71). Влажность сортов ирпнимасм по табл. 5. Величины п
я W (табл. 71) подсчитываем по формулам (5) н (8).
Принимаем замкнутый цикл водно-шламового хозяйства с расходом свежей
воды WCB = И^потерв — = 48,2 — 25 = 23,2 м’/ч. Свежую воду подаем
на ополаскивание концентрата в операцию VI.
Отмывка суспензии от концентрата на грохоте (операция VI)
1. Определяем количество суспензии, удаляемой с концентратом.
W* = WtA-Wn = 523.6-23.4 = 5002 м»/в.
101
Таблица 71
Потерн волы с конечными продуктами обогащения
Продукты JA про- дукта Q, -чч и ₽. % п W. м’/ч
Сорт, мм: 50-100 16 31,5 4,0 0,04 1.3
25-50 17 66,7 4,5 0.05 3,3
13-25 18 62,0 5.0 0,05 3,1
6-13 19 47,6 5,5 0.06 2.9
Класс 0—6 мм 20 +3 8,0 0,09 0,1
Концентрат класса 0—6 мм 25 150,0 15,0 0,18 27,0
Порода класса, мм: 0-6 24 19,2 15,0 0,18 3,5
6-100 15 46,7 13.0 0,15 7,0
Итого — 425,0 - - 48,2
2. Определяем количество кондиционной суспензии (принимаем 85%
исходной):
WK с = • 0,85 = 500.2 • 0,85= 4252 м»/ч;
Wro=WK. с (1 - с)=425,2 (1 - 0,306)=295,1 мэ/ч;
9ю = WK. с^б -425.2-0,306 • 4.6= 598,51 т/ч.
3. Определяем количество воды, удаляемой с концентратом (см. табл. 71):
Wi8-Ww + W„+W18 + W16 + W20 = l,3 + 3,3 + 3.1j 2,9+0.1 = 10,7 м»/ч.
Потерн магнетита с концентратом, принимаем 0,5 кг/т [25]
’“-^ЖГ=209-1ТЖ=0-1т/’-
4. Определяем количество воды н магнетита в кондициовнои суспензии.
Количество воды для отмывки суспепзни принимаем по приложению 5
0,8 м3/т:
Wo = (?в -0,8=213,1 0.8= 172,1 м»/ч.
Расход оборотной воды
Woo=We-Wc.=172,1—23.2 = 148,9 мз/ч.
5. Количество воды п магнетита, удаляемых с некондиционной суспензией,
определяем по балансу:
Wu = We+ Wo -Wlo- WJ2 = 347,2+172,1 - 295,1 -10,7=213.5 м3/ч:
9и = 9a-910 -911 = 704,8-598,51 -0,1 = 105,47 т/ч.
Отмывка суспензии от породы на грохоте (операция VII)
1. Определяем количество кондиционной суспензии (принимаем 85%
исходной):
- WK. е = Wn - 0,85 = 23 4 • 0,85 = 19.9 м»/ч;
Wii - WK, с (1 - с)= 19.9 (1 - 0.306) = 13,8 м»/ч;
* 913 = Wk. ссб = 19,9 • 0,306 • 4.6=28,01 т/ч.
105
2. Определяем ноличество воды и магнетита, удаляемых с породой (прини-
маем W₽ = 13%);
13
"15= 100 = 43 =°Л5:
46.7-0.15= 7 м’/ч.
Потеря магнетита с породой принимаем 0,5 кг/т.
1000 "46,7 Тооб"= 0,02 Т/Ч‘
3. Определяем количество воды и магнетита в кондиционной суспензии.
Количество оборотной воды для отмывки суспензии принимаем 0.8 ма/т,
WO6=• 0.8 = 46,7 • 0.8= 37Л мЗ/ч.
4. Из уравнений баланса получаем;
W14 = W,+ Woe-- Wu = 16,2+ 37.4-133-7=323 м3/ч;
«и=9»—«1з - 91»=32.94- 28.01 -0,02 = 4,91 т/ч.
Магнитная сепарация (операция IX)
1. Определяем количество воды н магнетита, поступающих в операцию;
Wo=Wu + W14=213,5+ 32Л=246.3 м»/ч;
9» —9n+9i4= Ю5Л7 +4,91 = 110,38 т/ч.
2. Определяем выход магнетита (принимаем к. п. д. магнитного сепаратора
1) = 0,998):j
9м = 9»Ч = 1Ю-38 0,998 = 110.16 т/ч. J
Принимаем ntl=0.25,
W21 = 921*21 = 110.16 • 0.25=27.5 м»/>
3- Определяем ноличество воды и магнетита в шламе:
W22=W0-W21 = 246,3 — 27.5 = 218.8 м3/ч;
ваз=98—921 — 110,33 —110,16=0,22 т/ч.
Центробежная еадросепарация (операция X)
1. Определяем количество воды, потребной для гидросепарации. Прини-
маем по = 3 [30]:
Wo = Со"© “ 169.2 • 3 = 507.6 мз/ч.
Расход оборотной воды
WO6=W0-WT-W22= 507^-6.0-106.4-218,8 = 176.4 м’/ч.
2. Количество воды, удаляемой с породой, We4 = 3,5 м’/ч (см. табл. 71).
3. Количество воды, удаляемой с концентратом, определяем из уравнения
баланса:
Wa = Wo-W24 = 507,6 —3.5 = 504,1 мз/ч.
Центрифугирование (операция XI)
1. Определяем количество воды, поступающей со сгущенным шламом (при-
нимаем пм = 3):
WM = -14.9 • 3= 44,7 м’/ч.
2. Количество воды, удаляемой с концентратом, Ww = 27 (см. твбд. 71).
106
Сводный баланс водно-шламовой схемы
с 0,059 0,059 550'0 0,06 0,06 0,06 90'0 | 89*1 60*0 о 1.61 0,35 6ЕЗ
.г ч 2,0 23,0 0'53 см см 19.0 6,0 О ю ем 23,6 106,4 о S 347,2 16,2 363,4
ерации Q.f/ч 36,6 388.4 О й -О’ 36,6 325,1 99,9 о 1П см sy 00 СО S 3 см i 215.1 46,7 261.8
Удаляется из оп продукт Класс >100 мм » <200 мм Итого Класс <100 мм Класс 6—100 мм » 0—6 мм О о S Обесшламлеппый 1 продукт Класс 0—6 мм о о S Концентрат Породы Итого
М про- дукта см см <£> Г- со СП
е 0,059 0,059 0,06 90*0 8 О 90'0 О 1 1 а» со Д
рацию Q, т/ч ЫТ'Ч 425,0 25 425,0 25 СМ СМ СО 425,0 25,0 : Q ш см о й 'О’ 325.1 19,0 - 111.0 1 й СО <с со a g со 8 1 sy 3 со со S см
Поступает a onej продукт Рядовой уголь Итого Класс >100 мм Класс 0—100 мм S Класс 8—100 мм Оборотная вода о о S 11 hi о о И того в т. д.
М про- дукта см со CD
Операция I. Предварительное гро- хочение 11. Дробление 111. Подготовительное 1 грохочение IV Обесшламлнванне j V» Обогащение в тяже- | лой суспензии
107
3. Количество воды, удаляемой с фугатом, определяем из уравнения ба-
ланса;
И^2« - -4- И^2в— Wn = 504,1 т 44.7 27- 521.8 м2 3/ч.
Сгущение
Определяем количество воды, удаляемой в слив:
^27=1^2®— W29=521.8 — 44.7 = 477.1 мя/ч (оборотная вода).
Результаты расчета водно-шламовой схемы сводим в табл. 72.
§ 22. СОСТАВЛЕНИЕ БАЛАНСА ВОДЫ
П МАГНЕТИТА ПРИ ОБОГАЩЕНИИ
ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Пример. Составить баланс оборотной воды п магнетита по результатам рас-
чета водно-шламовой схемы (см. § 21).
Решение. 1. Баланс оборотной воды. Расход оборотной воды Для
приготовления суспензии JVQ6 = 339,8 м3/ч.
Поступает воды с суспензией
= Wal 4- Wio 4- = 27.5 4- 295.1 +1ЗЛ=336,4 м»/ч.
Добавочный расход оборотной воды для регулирования плотности суспензии
339.8 - 336,4 = 3.4 мя/ч.
Составляем таблицу (баланс оборотной воды —табл. 73). Количество оборот-
ной воды должно точно соответствовать расходу ее в процессе обогащения.
Таблица 73
Баланс оборотной воды
Операция Приход, м"/ч Операция Расход,
Слив сгущения Wn 477,1 Обесшламлввание Отмывка суспензии от концен- трата Отмывка суспензии от породы Центробежная гвдросепарацня Регулирование плотности сус- пензии 111,0 148,9 37.4 176,4 3,4
Итого 477,1 Итого. ... 477,1
2. Баланс магнетита. Количество магнетита, потребного для приготовления
суспензии, д9 = 737,02 т/ч.
Поступает магнетита из процесса обогащения
9г = 9ю + 91а+921=598.51 4- 28.014 110,16 = 736.68 т/ч.
Потерн магнетита
9л=918 т 91Ь т 9м = 0,14- 0.02 }- 0.22= 0.34 т/ч.
Баланс магнетита
9а = 9о 4-9п= 736,684-0.34 — 737.02 т/ч.
Расход магнетита
9п 1000 034 1000
г------=0-8 «>/’
Глава VII ВЫБОР И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ
РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
§ 23- РЕЖИМ РАБОТЫ
И ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ФАБРИКИ
На вновь строящихся центральных углеобогатительных фабриках
предусматривается трехсменная работа при 300 рабочих днях в году»
третья сиена — ремонтная. Число часов работы фабрики в сутки 17.
Для углеобогатительных фабрик, входящих в состав коксо-
химических заводов, режим работы принимается в соответствии
с режимом работы коксохимических цехов.
Режим работы индивидуальных и групповых фабрик устанавли-
вается в соответствии с режимом работы шахт.
Режим работы цехов и отделений углеобогатительной фабрики
следующий:
цех углеподготовкп (ямы привозных углей и дозировочные
бупкера) ЦОФ и ГОФ рассчитываются на трехсменную работу;
обогатительный цех рассчитывается в соответствии с общим
режимом работы фабрики;
флотационный цех рассчитывается на 0,5 ч больше времени
работы фабрики в связи со спецификой технологического процесса»
при этом предусматриваются буферные емкости для кека;
сушильное отделение, как правило, работает только в зимний
период (например, для условий Донецкого бассейна с 15 ноября
по 15 марта).
Годовая производительность фабрики определяется по формуле
Л=Л14-Аа-|-.. . + ЛП, т/год, (14)
где Alt Ait. .. , Ап — добыча каждой шахты, закрепленной за фаб-
рикой, т/год.
Если проектируется фабрика у потребителя (например, при
иоксохимическом заводе), то годовая производительность опреде-
ляется исходя из годовой потребности концентрата
А = — 100, т/год, (15)
Тк
где С — годовая потребность концентрата, т/год;
уя — выход, концентрата, %.
109
Часовая производительность фабрики определяется в зависи-
мости от производственной мощности и режима ее работы
= (“)
где А — годовая производительность фабрики, т/год;
а — количество рабочих дней в году;
Ь — количество рабочих смен в сутки;
с — количество машинных часов в смену.
Производительность ОФ принимается равной производитель-
ности шахты с учетом валовой выдачи из шахты горной массы.
Производительность ГОФ и ЦОФ принимается по типовому
ряду: 300, 450, 600, 900 и 1200 т/ч.
В отдельных случаях предусматривается секционная работа
фабрики. Секцией называется совокупность всех устройств, отне-
сенных к отдельным аппаратам, при совместной работо которых
может быть завершен технологический процесс обогащения угля.
Секционная работа фабрики предусматривается при:
раздельной приемке, обогащении и отгрузке различных групп
угдей при одинаковой технологической схеме обогащения каждой
из групп; секции проектируются однотипными;
раздельпой приемке, обогащении и отгрузке различных групп
углей при различных схемах обогащения; секция проектируются
разнотипными;
посекционном монтаже и пуске фабрики в эксплуатацию при
большой ее производственной мощности и с сырьевой базой посте-
пенно вводимых в эксплуатацию шахт.
Число секций определяется в зависимости от числа раздельно
обогащаемых углей, часовой производительности фабрики, числа
и производительности однотипных обогатительных машин, удоб-
ства размещения и обслуживания машин и технико-экономических
показателен.
При совместном обогащении углей и наличии высокопроизводи-
тельных обогатительных машин следует предусматривать одну секцию
для удобства эксплуатации фабрики.
§ 24. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ВЫБОРЕ
• И ТЕХНОЛОГИЧЕСКОМ РАСЧЕТЕ
ОБОРУДОВАНИЯ
При выборе и расчете оборудования решаются три основных
вопроса: выбор типа, конструкции и размеров аппарата; определе-
ние производительности аппарата в зависимости от его размеров
и условий работы; определение числа аппаратов.
Выбор типа и конструкции аппарата производится в зависимости
от принятой проектом технологической схемы обогащения, харак-
теристики исходных продуктов операции, требований к качеству
продуктов обогащения и технико-экономических показателей работы
аппаратов. При выборе типа аппарата для данной операции сравни-
мо
вают несколько типов аппаратов, учитывают преимущества и недо-
статки и основные технико-экономические показатели их работы.
В результате сравнения принимают лучший тип аппарата.
Определение производительности технологического оборудования
производится по теоретическим и эмпирическим формулам, удель-
ной производительности, времени пребывания обрабатываемого ма-
териала в аппарате и данным каталогов и справочников.
При расчете оборудования рекомендуется принимать коэффи-
циент неравномерности загрузки для ГОФ и ЦОФ к — 1,15, для
ОФ к = 1,25 и для транспортных устройств цеха углеподготовки
к = 1,5.
Потребное число аппаратов зависит от выбранных их равмеров
и производительности. При значительной производительности фаб-
рики рекомендуется применять аппараты больших размеров, так
как применение аппаратов малых размеров приводит к увеличению
их числа, требует дополнительной площади здания, затрудняет
обслуживание и ремонт. Можно принимать аппараты большего раз-
мера, если при расчете получается больше четырех однотипных аппа-
ратов. Число аппаратов принимается по расчету с учетом запасного
оборудования: обезвоживающих грохотов, центрифуг, флотацион-
ных машин, гидроциклоиов, вакуум-фильтров, воздуходувок и ва-
куум-насосов. При зтом па 3—4 аппарата принимается один запас-
ной, а насосы дублируются.
Данные для расчета оборудования берут из табл. 54, 65, 69 и 72.
-Установочная и потребляемая мощность, скорость вращения,
размеры аппарата и другие показатели при выборе и расчете обо-
рудования находят по технической характеристике, на исключением
транспортных устройств, показатели которых определяют расчетом.
§ 25. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ДРОБЛЕНИЯ УГЛЯ
Выбор типа и размера дробилок зависит от вида и крупности
дробления.
Валкевые зубчатые дробилки ДДЗ и ДЦЗ-М (тихоходные) при-
меняют для дробления крупного угля (см. приложения 6 и 7).
Расчет двухвалковых зубчатых дробилок ДДЗ-М производят
в следующем порядке:
определяют диаметр валков в зависимости от максимального раз-
мера куска в исходном (принимают = 150 200 мм)
П = (2ч-4)йш„;
по приложению 6 находят ближайший больший размер валков,
их длину и скорость вращения;
определяют производительность одной дробилки по формуле
Qt = 188Z>n£$6p, т/ч, (17)
где • D — диаметр валков, м;
п — скорость вращения валков, об/мин;
1И
L — длина валков, м;
s — ширина щели между валками, м;
б — плотность угля, т/м3;
ц — 0,25 <- 0,5 — коэффициент разрыхления материала;
определяют число дробилок
где к — 1,15;
Q — количество материала, поступающего на дробление, т/ч;
определяют мощность электродвигателя по формуле
N = 0,85D2>, квт. (19)
где D и L дано в метрах.
В настоящее время находятся в стадии освоения дробилки ДДЗ-4,
ДДЗ-6 и ДДЗ-10 (см. приложение 7), которые более надежны и дол-
говечны по сравнению с существующими дробилками.
Молотковые дробилки М (ГОСТ 7090—72) (см. приложение 8)
применяют для дробления промпродукта.
Производительность одной молотковой дробилки определяют по
формуле
Kd^Ln- . /ПЛ.
—зеоо(1 —1) ’ т^ч>
где к — 4,0 6.2 — коэффициент, зависящий от конструкции дро-
билки и твердости угля;
d — диаметр ротора, м;
L — длина ротора, м;
п — скорость вращения ротора, об/мин;
i — степень дробления.
Величины d, L и п берут из приложения 7.
Число дробилок определяют по формуле (18). Мощность электро-
двигателя
/V —ОЛбс^Лп, квт. (21)
Роторные дробилки типа ОЦД (отбойные центробежные дробилки)
применяют для среднего дробления крепких и средней крепости
углей, а также промпродукта (см. приложение 9).
Число дробилок определяют по формуле (18), гле берут из
приложения 8.
Барабанные дробилки типа ДБ (см. приложение 10) применяют
для избирательного дробления углей и удаления из них крупных
кусков породы.
§ 26. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ГРОХОЧЕНИЯ УГЛЯ
Выбор типа грохота зависит от впда и способа грохочения.
Для предварительного грохочения угля применяются грохоты
колосниковые, ГЦЛ, ГИТ-51 и ГИТ-71. Из этих типов грохотов
лучшими* являются ГЦЛ н ГИТ.
112
Для подготовительного и окончательного грохочения па товар
ные сорта применяются грохоты: колосниковый гидрогрохот ГГЛ
(для мокрого грохочения), ГРД62, ГРД72, ГИЛ42, ГИЛ43 и ГИЛ52.
Лучшими типами грохотов являются гидрогрохоты, резонансные
и вибрационные.
Колосниковые грохоты в виде решеток устанавливают на бунке-
рах рядовых углей для отделения крупных кусков более 150—200 мм
или для отсева угля размером >50 мм перед дроблением. Недоста-
ток этих грохотов — малая эффективность грохочения.
Гидрогрохоты типа ГГЛ (см. приложение 11) предназначены для
мокрого подготовительного грохочения. Глдрогрохоты обеспечивают
высокую удельную производительность и высокий к. п. д. Рабо-
чую площадь ГГЛ-1 можно изменять установкой подвижных бор-
тов. Гидрогрохот ГГЛ-2, кроме мокрого грохочения, предназначен
для частичного обезвоживания подрешетного продукта на дуговых
ситах.
Грохоты цилиндрические легкого типа ГЦЛ (см. приложение 12)
применяют для предварительного грохочения. Они высокоэффектив-
ные, при работе не оказывают динамического воздействия на пере-
крытие, бесшумные.
Число цилиндрических грохотов определяют по формуле
г_ *Q
Qi ’
где Q — количество угля, поступающего па грохочение, т/ч;
— производительность одного грохота, т/ч (по приложению 12)
к = 1,15.
Грохоты резонансные двухкоробные тина ГРД (см. приложение 13)
применяют для подготовительного и окончательного грохочения,
они мепее громоздки по сравнению с грохотами старого типа ГРЛ.
Число колосниковых и резонансных грохотов определяют по
формуле
(22)
Mj
(23)
где к = 1,15;
Q — количество материала, поступающего на грохочение, т/ч;
9 — удельная производительность, т/ч*ма (по приложению 14);
— рабочая площадь сита, м1 (по приложениям 11 и 13).
Расчет двухситных грохотов производят по каждому ситу и при
нимают большее число.
Пример. Определить число грохотов ГРД72 (Fx — 15 м1) для подготови
тельного грохочения угля на классы 6—100 и 0—6 мм, если на грохочение посту
паст Q = 425 т/ч. Верхнее сито с отверстиями 13 мм разгрузочное; количество
угля, поступающего на нижпее сито, = 235 т/ч.
Ре пенис. 1. По прптожению 14 находим удельную производительность
ио верхнему ситу с отверстиями 13 мм gx = 25 т/ч м2.
Определяем число грохотов по верхнему ситу по формуле (23)
<1 - —1.3, или 1 грохот.
2.1,15
8 Занда ЗвО
ИЗ
2. По ирпложевию 14 находим удельную пронвводительностъ по нижнему
снту с отверстиями 6 мм дв = 9 т/ч • ма (средняя).
Число грохотов по нижнему ситу
1,15-235 _ „
—^—^2 грохота.
Принимаем большее число грохотов 1а = 2.
Вибрационные грохоты тина ГИЛ и ГИТ (с инерционным вибра-
тором) обладают простотой конструкции, легкостью регулировки
и надежностью в эксплуатации. Эти грохоты выпускаются заводами
в подвесном и опорном исполнении (см. приложение 15).
Производительность вибрационного грохота определяют по фор-
муле
Qi = FrfSJclmnop, т/ч, (24)
где — рабочая площадь сита грохота, м3 (по приложению 15);
5 — удельная производительность, м8/ч*мя (по приложению 16);
6в — насыпная масса материала, т/м3.
Поправочные коэффициенты на условия грохочения к, I, т,
п,оир приведены в приложении 17.
Число грохотов определяют по формуле (22), где Qi определяют
по формуле (24).
Расчет двухситных грохотов производят по каждому ситу и при-
нимают большее число.
Пример. Определить число грохотов ГИЛ52 (Fi = 7,44 мя) для окончатель-
ного грохочения концентрата в количестве Q = 209 т/ч па товарные сорта:
50—100, 25—50, 13—25 в 6—13 мм. Насыпная масса угля 60 = 1 т/м3. К. п. д.
грохота па ситах с отверстиями 50 мм — = 9^%, с отверстиями 25 мм —
т]* = 92%, с отверстиями 13 мм — т]3 - 90% и с отверстиями 6 мм — т]* = 87%.
Кривая сотового анализа концентрата класса 0—100 мм, построенная по данным
табл. 68, показана на рис. 24.
Решение. 1. Определяем число грохотов с отверстиями сита 50 мм.
По приложению 16 находим удельную производительность gt — 42 м"/ч-м3.
По кривой ситового анализа (см. рис. 24) определяем в исходном содержание
частиц ^размером меньше половины размера отверстий сита (0—25 мм) Vo-ts =
По приложению 17 находим = 1,4.
По кривой ситового анализа находим содержание избыточных частиц
«= 10,6% нпо приложению 17 находим = 0,94. При ijj = 95% гц =
=0,8; П1 = 1«5; 01 = 0,9 и pt w 1.
По формуле (24) определяем производительность грохота
— Q1 = 7,44 - 42 • 1 • 1,4-0,94-0,8 • 1,5 • 0,9 -1 ~ 440 т/ч.
Число грохотов
*(> _ 1.15-209
1 <>, 440 U,M-
2. Определяем число грохотов с отверстиями сита 25 мм.
По приложению 16 находим удельную производительность gt = 31 ма/ч-м*.
По кривой ситового анализа определяем выход классов 0—50 и 0—13 мм:
Vo-в. = ЮО - Y>6. = 100-10,6 = 89,4%; Yo-18 = 29,7%.
114
Определяем содержание в исходном частиц размером меньше половины раз-
мера отверстий сита (0—13 мм):
, Yo-13-lOO 29,7-100
У-и 89Л "*•
Рис. 24. Кривая ситового анализа концентрата класса
0-100 мм
По кривой ситового анализа определяем содержание набыточвых частиц
Y>i8 = YM-ao “ 28,6%, или к исходному
?>2»
Y>W10Q
Yo-w
28,6 • 100
89,4
«=32%.
По приложению 17 находим: /* = 1,06. При = 92% mt = 0,9; ла = 1,5;
оз — 0,9 и pt = 1.
Производительность грохота по ситу 25 мы
= 7.44 31-1 0,86-1,06-0,9-1,5 - 0,9-1 «252 т/ч
8*
115
Чпсло грохотов
. = *С>¥с-боЧ1 = 1.15-209-89,4-0,95
3 (>2-100 252 • 100
3. Определяем число грохотов с отверстиями сита 13 мм.
По приложению 16 находим удельную производительность q9 = 24 мэ/ч • м2.
По кривой ситового анализа находим выход классов 0—25 н 0—6 мм: Yo-ie =
= 60.8% н Yo-e =0,8%.
Определяем содержание в исходном частиц размерами меньше половпьы
размера отверстий сита (0—6 мы)
- _ Yo е • 100 0.8 • 100 __
" = ---- — 1.О70-
«0.8
По приложению 17 находим к3 = 0,23.
По кривой оптового анализа определяем содержание избыточных частиц
Т>13 = Y13-S5 = 31,1%, или к исходному
. _ У>13 <ОО _ 31,1 - too
V>1S you ад s
По приложению 17 находим 1Я = 1,21. При = 90% та = 1; я» = 1>5;
os = 0,85 н Ра = 1.
Производительность грохота ио ситу 13 мм
Qs = 7,44 - 24-1 0,23 -1,21 1 -1,5-0,85 • 1 63 т/ч.
Число грохотов
. _ *CVo-M’li’12 1.15 • 209 60.8 0.95 • 0.92 _
3 </,-100 63-100
4. Определяем число грохотов с отверстиями сита 6 мм.
По приложению 16 находим удельную производительность = 13 м*/ч • м^
По кривой ситового анализа находим выход классов 0—13 н 0—3 мм: уо~1з =
= 29,7% и Yo. = 0,4%.
Определяем содержание в исходном частиц размером меньше половины
размера отверстий сита (0—3 мм)
. Т<,-,-100„ 0,4-100 _
Т’-’ V.-13 29,7 *
По приложению 17 находпм — 0,23.
По кривой ситового анализа находим содержание избыточных частиц
Y>e = Ye-is = 28,9%, или и исходному
*“ —9 — ₽97%-
Y‘“' Vo-.s 29,7
По приложению 17 находим lt = 3,36. При = 0,87 т4 = 1,09; л4 = 1,5;
= 0,8 и рз = 1.
Производительность грохота по ситу 6 мм
<?е=7,44 • 13,1 - 0,23 3,36 -1,09 0.8 • 1 66 т/ч
Число грохотов
. „ frCYo-ism’k’b 1,15 209 29,7 • 0,95 - 0.92-0.9
4 Се-100 66-100
116
5. Для получения сортов 50—100 л 25—50 мм принимаем один грохот (is =
= 0,8)- Для получения сортов 13—23 и 6—13 мм принимаем два грохота (г3 — 2)
н всего три грохота ГИЛ52.
Новые грохоты. Проектируется новый тип иаклоииого грохота
с самоочищающимися ситами ГС51 для подготовительного и оконча-
тельного грохочения углей и антрацитов.
§ 27. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ОБЕСШЛАМЛИВАНИЯ УГЛЯ
Грохоты ГСЛ42, ГСЛ62 и ГСЛ72 применяют для обесшламли-
ваиня угля перед обогащением в тяжелых суспензиях. Обссшлам-
пивающие грохоты рассчитывают так же, как и обезвоживающие
грохоты.
Дуговые сита типа СД (см. приложение 18) применяют для обес-
шламливания угля и классификации шлама. Высота напора пульпы
веред напорными дуговыми ситами должна быть не мепее 1,5 м.
Недостатки дуговых сит: сравнительно быстрый износ колосниковых
сит и низкая эффективность обесшламливания.
Число дуговых сит определяют по формуле
где W — количество пульпы, поступающей на грохоты, м3/ч;
9 — удельная производительность по исходпому, м8/ч-м2; q =
150 4- 200 м3/ч-ма;
Fi — рабочая площадь сита, м8 (по приложению 18).
Загрузочные устройства к отсадочным машинам (см. приложе-
ние 19) применяют для равномерного распределения исходного
материала по шири но отсадочной машины и обесшламливания.
У312 применяют для отсадочных машин ОМ-8 и ОМ-12, а У318 —
для ОМ-18.
§ 28- ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЯ В ТЯЖЕЛЫХ
СРЕДАХ
Сепараторы колесные с вертикальным элеваторным колесом
типа СКВ (см. приложение 20) применяют для обогащения угля круп-
ностью >-6 мм в тяжелых суспензиях.
Число сепараторов определяют по формуле
« = (26)
VI
где Q — количество угля, поступающего в сепараторы, т/ч;
Qj — производительность одного сепаратора, т/ч (по приложе-
нию 20).
Комрлексы специального оборудования гндроциклонных устано-
вок типа КГ (см. приложение 21) состоят из обесшламливающего
117
грохота, питателя, гидроциклонов, грохотов для отмывки суспензии
от концентрата и породы, сборников для кондиционной и неконди-
ционной суспензии. КГ применяются для обогащения угля круп-
ностью 0,5—25 мм.
Новое оборудование для обогащения в тяжелых средах. Проекти-
руются сепараторы с вертикальным колесом СКВД32 для двух
классов с двумя плотностями суспензии и трохпродуктовые сепара-
торы АТТ32.
Аэросуспензионный сепаратор СВС-100 предназначен для обога-
щения угля крупностью 13—100 мм в аэросуспензии (в «кипящем
слое»). Производительность сепаратора 100 т/ч.
§ 29. ВЫБОР И PAC4ETJ ОТСАДОЧНЫХ
МАШИН
Отсадочные машины типа ОМ Гипромашуглеобогащен я (см. при-
ложение 22) применяют для обогащения крупного, мелкого и неклас-
сифицированного угля всех категорий обогатимости, а также для
контрольной отсадки.
Отсадочные машины ОМА-10 (см. приложение 22) применяют
для обогащения антрацита крупностью 6—250 мм.
Отсадочные машины типа ОМ имеют сравнительно высокую
производительность, равномерную пульсацию воды по площади
решета, более совершенную разгрузку тяжелых фракции.
Проектируется новая отсадочная машина ОМ-24 производитель-
ностью до 650 т/ч.
Расчет отсадочных машин производят по исходному углю и породе.
Число отсадочных машин по исходному углю
М?
1 91^1 ’
где Q — количество материала, поступающего иа отсадку, т/ч;
91 — удельная производительность по исходному углю, т/ч-м*
(но приложению 23).
Pi — рабочая площадь решета одной отсадочной машины, м8
(по приложению 22).
По породе
i
8 92^1
где Qn — содержание породы в исходном продукте, т/ч;
93 —удельная производительность по породе, т/ч-м* (по при-
ложению 23).
Из двух расчетных величин принимают ббльшую.
118
§ 30. ВЫБОР II РАСЧЕТ КОНЦЕНТРАЦИОННЫХ
СТОЛОВ И СЕПАРАТОРОВ
Концентрационные столы СКПМ-6 (см. приложение 24) приме-
няют для обогащения антрацитовых штыбов и угольных шламов.
Основные недостатки концентрационных столов: низкая точ-
ность разделения и громоздкость конструкции.
Число концентрационных столов определяют по формуле
i=2e_,
где Q — количество материала, поступающего иа столы, т/ч;
— производительность одного концентрационного стола, т/ч
(по приложению 24).
Сепараторы шнековые типа СШ (см приложение 25) предназна-
чены для обогащения антрацита и угля крупностью 6—25 (100) мм
в криволинейных потоках. Сепараторы СШ могут быть применены
для переобогащения промпродукта отсадочных машин. Преимущество
сепараторов СШ — возможность регулирования плотности разде-
ления в широких пределах.
Гидросепаратор НОГШ-НООВ (см. приложение 33) предназначен
для обогащения в водной среде класса 0—1 и 0—6 мм способом цен-
тробежной гидросепарации.
Преимущества гидросепарации по сравнению, с флотацией: высо-
кая удельная производительность гидросепаратора (45 т/ч-м8),
отсутствие реагентов, сокращение расхода электроэнергии.
§ 31. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ПНЕВМАТИЧЕСКОГО
ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЯ
Пневматические сепараторы СП-6, СП-8 и СП-12 (см. приложе-
ние 26) применяют для обогащения каменных и бурых углей легкой
и средней обогатимости крупностью до 75 мм.
Пневматические отсадочные машины ПОМ-2А (см. приложе-
ние 27) применяют для обогащения углей крупностью до 13 мм легкой
и средней обогатимости.
Пневматические машины имеют ряд недостатков: низкую точ-
ность разделения (особенно при влажных углях), большие потери
угля в породе и промпродукте.
§ 32. ВЫБОР I! РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ КЛАССИФИКАЦИИ
Багер-зумифы применяют для классификации и обезвоживания
мелкого концентрата после отсадочных машин, шлама и других
продуктов обогащения. Для багер-зумпфов применяют багер-эле-
ваторы ЭОБ-6 (В = 600 м, производительность Q — 90 т/ч), ЭОБ-1О
(5 = 1000 мм; Q = 230 т/ч), ЭОСБ-Ю (В = 1000 мм; Q = 368 т/ч).
119
Недостатком багер-зумпфов является громоздкость установки,
преимуществом — возможность отделения крупного угля от шлама.
Число багер-зумпфов определяют по формуле
kW
qL* ’
(30)
где W — количество пульпы, поступающей в багер-зумпфы, м8/ч;
q — удельная производительность, мэ/ч-м2;
L — шаг колонн здания фабрики, м (принимают L = 6 м).
Гидроциклоиы типа ГЛ (см. приложение 28) применяют для
классификации шлама на классы >0,5 и <0,5 мм.
Основной недостаток гндроциклонов — быстрый износ. Угол
наклона продольной оси при установке гидроциклона принимают
30—45° к горизонту. Число гидроциклонов определяют по формуле
НУ
30dodc> Я ’
(31)
где В — количество пульпы, поступающей на классификацию, м8/ч;
dn — диаметр питающего патрубка, м;
dc — диаметр сливной насадки, м;
Н — давление пульпы на входе, н/м2 (принимают Н = 60 -а-
-т-200 кН/м2).
Отстойный классификатор типа КО УкрНИИУглеобогащения
предназначен для отделения шлама от мелкого угля. Производитель-
ность по пульпе W = 450 — (Ю0 м3/ч и по твердому Q — 100 ч- 200 т/ч,
поверхность отстойника 12—20 ма. Отстойный классификатор нахо-
дится в процессе освоения.
§ 33. ВЫБОР И РАСЧЕТ ФЛОТАЦИОННЫХ
МАШИН
Механические флотационные машины МФУ2-63 (см. приложе-
вие 29) применяют для флотацпи шлама крупностью 0—0,5 мм.
Число флотационных машин определяют по формуле
kQ (1 + рб) t
(32)
где Q — количество шлама, поступающего на флота-
цию. т/ч;
р — отношение Ж : Т;
6 — плотность шлама, т/м8;
t — время флотации, мин;
— 0,65 0,7 —коэффициент, учитывающий аэрацию пульпы;
п — число камер в машине;
V — объем одной камеры, м8.
120
§ 34. ВЫБОР II РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ОБЕЗВОЖИВАНИЯ ПРОДУКТОВ
ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЯ
Сита предварительного обезвоживания прямолинейные в дуговые
применяют для предварительного сброса воды, а также для отделе-
ния суспензии. Техническая характеристика сит типа СД приведена
в приложении 18.
Число сит предварительного обезвоживания определяют по
формуле
. kW
1 *
rie W—количество воды, удаляемой из операции, м3/ч;
q — удельная производительность спта, м3/ч’Ма;
F\ — площадь одного сита, м8.
Для прямолинейных сит q = 50 4- 60 м3/ч»ма, для дуговых
q — ЮО м3/ч-ма (по подрешетной воде).
Обезвоживающие грохоты ГС Л 42, ГСЛ62 и ГСЛ72 применяют
для обезвоживания крупного и мелкого угля и шлама, дляобесшлам-
лмвания, отделения суспензии и отмывки утяжелителя от продуктов
обогащения.
Техническая характеристика грохотов приведена в приложении 30.
Основным недостатком обезвоживающих грохотов является бы-
стрый нзиос щелевидных сит.
Расчет обезвоживающих грохотов производят по твердому и
жидкому продуктам.
Число грохотов по твердому
5*1
где Q — количество твердого материала, поступающего на обезво-
живание, т/ч;
q — удельная производительность, т/ч-ма (по приложению 31);
Fr — площадь сита одного грохота, ма.
Проверочный расчет по жидкому
W' = iglF1, (35>
где W — количество воды, удаляемой под сито, м3/ч;
qr — удельная производительность, м3/ч*ма (по приложению 31).
Если с исходным продуктом поступает больше, чем W, то излиш-
няя вода должна быть сброшена на ситах предварительного обезво-
живания. При обезвоживании па двухситном Грохоте верхнее сито
будет разгрузочным (с отверстиями для крупного угля 13 мм и мел-
кого — 6 мм).
Обезвоживающие элеваторы (ЭО6, Э06С и 9010) с разомкнутыми
и сомкнутыми ковшами применяют (вместе с отсадочными машинами
и другими аппаратами) для обезвоживания промпродукта и породы.
121
Производительность обезвоживающего элеватора определяют по
формуле
Q = 3,6 ~~ v60q?, т/ч, (36)
где i — емкость ковша, л;
/х — шаг ковшей, м;
v — скорость цепи, м/сек.
6 о — насыпная масса материала, т/м8;
<р=0,5 — коэффициент заполнения ковшей.
Для крупного угля принимают v = 0,25 -i- 0,27 м/сек и мелкого
v = 0,15 — 0,17 м/сек. Высота точки разгрузки элеватора от уровня
воды должна быть пе менее 6 м.
Обезвоживающие бункера применяют для обезвоживания сорто-
вого угля и породы.
Общая емкость обезвоживающих бункеров определяется по
формуле
<? = 9(^1 + Т + га), т, (37)
где q — количество материала, поступающего на обезвожива-
ние, т/ч;
и I, — время загрузки п разгрузки одного бункера, ч;
Т — время обозвоживаипя, ч.
Время обезвоживания принимают: 2—3 ч для класса >»25 мм,
4—5 ч для класса 13—25 мм, 6—8 ч для класса 6—13 мм.
Время- загрузки одного бункера
<1 = -^-. -- (38)
где (?i т* емкость одного бункера, т (принимают = 80 -ь 150 т).
Время разгрузки принимают is osa tY. Число бункеров
iasXl
Qit
Фильтрующие центрифуги НВШ-1000, НВВ-1000, ВГС-2 и
ЦВП-1100 (см. приложение 32) применяют для обезвоживания мел-
кого концентрата со шламом и промпродукта. Центрифуги НВВ-1000
и ВГС-2 дают влажность обезвоженного продукта на 1% больше,
чем центрифуги HBIH-1000, и требуют равномерной загрузки.
Чпсло центрифуг определяют по формуле
Cl
где Q — количество материала, поступающего па центрифугиро-
вание, т/ч;
— производительность одной центрифуги, т/ч (по приложе-
нию 32).
Осадительные центрифуги НОГШ-1350 (см. приложение 33) при-
меняют для обезвоживания мелкого угля и шлама. Центрифуги
НОГ ГЩ-1100А применяют для обезвоживания флота пленных хвостов.
19
Число осадительных центрифуг определяют по формулам:
по
твердому
kQ .
<21 ’
(39)
по
пульпе
(40)
где
(41)
'•=-wr-
Q — количество материала, поступающего на центрифу-
гирование, т/ч;
W — количество пульпы, поступающей в центрифуги, м’/ч;
Qi и W1 — производительность одной центрифуги по твердому
(т/ч) и пульпе (м3/ч) (по приложению 33),
Вакуум-фильтры дисковые типа ДУ и «Украина-80» (см. при-
ложение 34) применяют для обезвоживания шлама и флотационного
концентрата.
Число вакуум-фильтров определяют по формуле
___
gFi *
1де Q — количество материала, поступающего на фильтрацию, т/ч;
q — удельная производительность, т/ч*ма;
Ft — фильтрующая поверхность одного вакуум-фильтра, м*.
Удельную производительность вакуум-фильтров принимают
q = 0,25 -т- 0,4 т/ч-ма.
Камерные фильтр-прессы типа ФПАКМ преднавначены для
обезвоживания флотационных хвостов. Вследствие громоздкости
конструкции и малой удельной производительности фильтр-прессы
не нашли широкого применения.
Пневматическая фильтрующая машина МПФ-10 (см. приложе-
ние 35) предназначена для предварительного обезвоживания мелкого
угля и шлама вместо обезвоживающих грохотов
§ 35. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ СГУЩЕНИЯ ШЛАМА
Цилиндричес>4Йе сгустители с периферическим и центральным
приводами (см. приложения 36 и 37) применяют для сгущения шлама
и флотационных хвостов.
Недостатками цилиндрических сгустителей являются громозд-
кость и низкая эффективность сгущения. Цилиндрические сгусти-
тели с центральным приводом часто шламуются, поэтому следует
отдавать предпочтение сгустителям с периферическим приводом.
Расчет сгустителей для сгущения шлама производят по удельной
производительности или по скорости осажденпя шлама.
Потребную площадь сгустителя определяют по формуле
Л = (42)
12Я
где Q — количество шлама, поступающего па сгущение, т/ч;
q — удельная производительность, т/ч-м2 (по приложениям 38
и 39 в зависимости от Ж : Т исходной пульпы и сгущеппого
продукта).
Диаметр сгустителя
О = м. (43)
Потребная площадь сгустителя по скорости осаждения
(45)
F — Vе м2 (АА\
r 3600u>oA ’ ’
где Qc — количество твердого шлама, удаляемого со сгущенным
продуктом, т/ч; п.} и пг — отношение Ж : Тв исходной пульпе и сгу-
щенном продукте; к± = 1,3 — коэффициент запаса; w0 — скорость
осаждения шлама, м/сек; Д = 1,025 ч- 1,030 — плотность слива,
т/м3.
Скорость осаждения шлама находят опытным путем или по фор-
муле Стокса
„,=0,5453^^)., м/сек,
где е — коэффициент пористости,
с "I6
10004-м *
/ = 0,5 ч- 0,7 — коэффициент формы; — размер граничной
частицы, м; dr — 0,05 ч- ОД мм; 6 — плотность шлама, кг/м3;
Д = 1000 кг/м8; р. = 0,001 п-сек/м’ — коэффициент вязкости
воды.
Производительность сгустителя по сливу
Wc ~ ЗООО/^о, м’/ч. (46)
Потребную площадь сгустителя для сгущения флотационных
хвостов с получением чистого слива определяют по формуле
F= —, №, (47)
Q1 ' '
где W — количество флотационных хвостов, поступающих на сгу-
щение, м’/ч;
qr — удельная производительность, м3/ч-м’.
Удельную производительность принимают qt = 0,3 ч- 0,5 м’/ч-м1
без флокулянтов и qt = 1,0 ч- 1,3 м’/ч-м1 — с применением фло-
кулянтов [25].
Сгустительные воронки (см. приложение 40) применяют для
сгущения шлама перед обезвоживающими грохотами и как буферную
емкость перед другими аппаратами.
124
Расчет сгустительных воронок производят а на логи >ш о расчету
сгустителей.
Гидроциклоны тина ГЛ (см. приложение 28) предназначены для
сгущения и классификации шлама.
§ 36. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ СУШКИ УГЛЯ
Барабанные сушилки прямого действия типа СБ (см. приложе-
ние 41) применяют для сушки шлама, флотационного концентрата
и мелкого концентрата крупностью 0,5—13 мм. На практике нашли
применение барабанные сушилки СБ-3,5 с барабаном длиной 22 м-
Барабанные сушилки отличаются большой производительностью,
малым потреблением энергии, сравнительно низкими эксплуатацией
ними расходами и надежностью в работе Недостатки барабанных
сушилок — громоздкость установки и высокие капитальные затраты.
Диаметр сушильного барабана определяют по формуле
D= .2^2=1/^. м, (48)
F100-P ' » '
где р — коэффициент заполнения барабана, равный 10—25%;
Гг — объем газов, выходящих нз барабана и определяемых
по тепловому расчету [26], м3/ч;
v — скорость газа при выходе из барабана, равная 1,5—2,5 м/сек.
Длину барабана определяют по формуле
L~ nDi ’ м'
где Г* — объем барабана,
v W .
М«=—. «3;
W — количество испаряемой влаги, кг/ч;
А — напряжение барабана по влаге, кг/м’-ч.
Для каменных углем крупностью 0—13 мм принимают А = 35 ч-
-t. 40 кг/м’-ч, для шлама и флотационного концентрата А =
120 кг/м’-ч.
Трубы-сушилки применяют для сушки концентрата крупностью
О—13 мм, шлама и флотационного концентрата.
Преимущества труб-сушилок по сравнению с барабанными:
более высокая напряженность по испаряемой влаге, меньшее время
соприкосновения материала с газами, меньшие капитальные затраты.
Основными недостатками труб-сушилок являются большой упос
пыли, высокий расход электроэнергии, повышенные эксплуатацион-
ные расходы.
Диаметр трубы-сушилки определяют по формуле
“• <49>
125
где vr — количество газов, выходящих из сушилки н определяемых
по тепловому расчету |26], мя/ч;
v — скорость движения газа, м/сек; принимают равной ско-
рости витания самой крупной частицы в трубе-сушилке
по формуле
v ~ * м/сек» (50)
где d — максимальный размер частицы, м;
Д — плотность гава, кг/м*;
6 — плотность частицы, кг/м’.
Плотность гава в начале трубы-сушилки при температуре 750* С
составляет Д — 0,33 кг/м8 и в конце — при t = 110° С равна Д =
= 0,8 кг/м8.
Длину трубы-сушилки принимают 20—25 м п определяют по
формуле
L=^. м, (51)
где IF — количество испаряемой влаги, кг/ч;
А — напряжение по влаге, кг/м8-ч;
Fr — площадь сечения трубы, м8.
Напряжение по влаге принимают А = 400 ч- 600 кг/м’-ч для
мелкого концентрата и А = 700 ч- 900 кг/ма«ч для флотационного
концентрата. Производительность труб-сушилок приведена в при-
ложении 61.
Установка для сушки угля в «кипящем слое» типа КС предназна-
чена для сушки мелких классов и флотационного концентрата. Про-
изводительность установки типа КС по флотационному концентрату
Q = 65 ч- 70 т/ч, по классу 0—13 мм - 90 ч- 100 т/ч и влагосъем
1600 кг/м2-ч. Установка типа КС находится в стадии освоения.
§ 37. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ПЫЛЕУЛАВЛИВАНИЯ
Циклоны (см. приложение 42) применяют для улавливания
из воздуха иди газа грубой пыли при сушке угля.
Недостатком циклонов является низкая эффективность пылеулав-
ливания (т] = 60 ч- 70%). Поэтому циклоны применяют для первой
ступени пылеулавливания.
Производительность циклопа определяют по формуле
Vj = 3600Ь/»р, м’/ч, (52)
где Ъ и Л —ширина и высота входного патрубка, м (по приложению 42),
w = 20 ч- 25 м/сек — входная скорость газа в циклон.
Батарейные пылеуловители типа БПР и ПКН (см. приложе-
hjh<43) применяют для улавливания из воздуха или газа более тон-
кой пыли (во второй ступени пылеулавливания).
126
Число батарейных пылеуловителей определяют по формуле
kV
*=тг-
где V — количество воздуха или газа, поступающего на очистку,
м3/ч;
— производительность одного пылеуловителя, ма/ч (по при-
ложению 43).
Рукавные фильтры РФГ-У (см. приложение 44) применяют для
очистки воздуха после пневматических обогатительных машин.
Производительность рукавного фпльтра определяют по формуле
Р = М’/ч, (53)
где Fo — фильтрующая поверхность фильтра, ма;
— удельная производительность (180—200 м8/ч*ма).
Мокрые прутковые золоуловители МП —ВТИ (см. приложе-
ние 45) применяют для мокрого пылеулавливания на сушильных
установках.
§ 38. ВЫБОР II РАСЧЕТ
ВСПОМОГАТЕЛЬНОГО ОБОРУДОВАНИЯ
Оборудование для ре енерации суспензии
Размагничивающие аппараты типа РА (см. приложение 46)
предназначены для размагничивания частиц магнетита после реге-
нерации их из некондиционной суспензии в магнитных сепараторах.
Электромагнитные барабанные сепараторы типа ЭВМ (см. при-
ложение 47) применяют для регенерации магнетитовой суспензии
в одну стадию в комплексе с сепараторами типа СКВ.
Число сепараторов определяют:
по суспензии
, kW
1 ~ BGl ’
по магнетиту
,• = *2.,
* <2. ’
где W — количество суспензии, поступающей па магнитную
сепарацию, м3/ч;
Q — количество магнетита в суспензии, т/ч;
и Qi — производительность одного сепаратора, м’/ч и т/ч
(по приложению 47).
Из'двух расчетных величин принимают большую.
Сборники кондиционной и некондиционной суспензии типа СБ
(см. приложение 48) предназначены для сбора, хранения и регулиро-
вания подачи суспензии.
Центробежные насосы типа МШ и С (см. приложение 49) пред-
назначены для подачи магнетитовой суспепзпи из сборников в сепа-
раторы и на регенерацию
127
Оборудование для отсадки угля
Воздуходувки типа ТВ (см..приложение 50) применяют для подачи
воздуха в беспоршпевые отсадочные машины.
Оборудование для флотации уеля
? Агрегат «Каскад» (АКП) применяют для подготовки пульпы
перед флотацией угля (см. приложение 51). Оп обеспечивает одно-
временно эффективное перемешивание всех потоков, поступающих
на флотацию, подачу реагентов в виде аэрозоля, предварительную
аэрацию пульпы и распределение пульпы по флотационным машинам.
q Двухступенчатый струйный эмульсификатор типа СЭД предназна-
чен для эмульгирования флотационных реагентов перед флотацией.
Расход свежей воды составляет 0,8 м3/ч.
Центробежные пеногасители «Вихрь* (см. приложение 52) пред-
навначены для гашения пенного флотационного концентрата перед
фильтрацией на вакуум-фильтрах.
/’"^Вакуумный пеногаситель диаметром 2700 мм предназначен для
(иппения пенного концентрата флотационных машип.
Оборудование для фильтрации
^Вакуум-насосы и воздуходувки типа КВН и ВВП (см. приложе-
ние 53) применяют для создания вакуума и отдувки при обезвожива-
нии на вакуум-фильтрах.
Число вакуум-насосов и воздуходувок определяют по формуле
_ *090
Vi ’
(54>
где Fo — суммарная поверхность фильтрации вакуум-фильтров, м2;
Чо — удельная производительность, м8/мии*ма;
F, — производительность одной машины, м3/мин (по приложе-
нию 53).
Для вакуум-насосов д0 = 0,6 ч- 0.8 мв/мин-м2 и для воздухе
дувок д0 = 0,2 -Т- 0,5 м3/мпн-ма.
Вакуум-ресиверы и ловушки (см. приложение 54) применяют для
отделении воздуха от фильтрата перед вакуум-насосами.
Центробежные шламовые насосы типа ШИ и ГР применяют для
откачкп фильтрата и шламовых вод 114).
Железоотделители электромагнитные подвесные типа ЭПР (см.
приложение 55) предназначены для извлечения железных деталей
из угля, перемещаемого ленточным конвейером.
Электромагнитные шкивы типа ШЭ (см. приложение 56) пред-
назначены для извлечения железных деталей из угля.
12Я
§ 39. ВЫБОР ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО КОНТРОЛЯ
Пробоотборники ковшовые типа ПК (см. приложение 57) приме-
няют для отбора проб угля из потока. Недостатком пробоотборника
типа ПК является залипание ковша при отборе проб от влажных
углей.
Пробоотборники скреперные типа ПС (см. приложение 58) приме-
няют для отбора проб угля из потока непосредственно с ленточного
конвейера.
Пробоотборники щелевые типа ПЩ (см. приложение 59) приме-
няют для отбора проб пульпы (шлама и флотационных хвостов).
Выбор пробоотборников типа ПЩ производят в вависимости от диа-
метра трубопровода для пульпы. ‘
Машины для подготовки проб МПЛ-150, МПЛ-300, МПА-150 и
МЛА-3 (см. приложение 60) применяют для подготовки проб.
Машины для подготовки проб МПЛ-150, МПЛ-300 н МПА-150
применяют вместе с пробоотборниками в местах отбора проб,
МЛА-3 — в проборазделочном помещении для подготовки анали-
тических проб.
§ 40. ВЫБОР И РАСЧЕТ БУНКЕРОВ
И РАЗЛИЧНЫХ ЕМКОСТЕЙ
Для обеспечения непрерывности технологического процесса на
углеобогатительной фабрике в схему цепи аппаратов включают
промежуточные емкости в виде бункеров, сборников, складов ряде
вого угля н продуктов обогащения.
Приемные устройства (бункера) преднавначены для разгрузки
рядового угля, прибывающего на фабрику.
Для ГОФ и ЦОФ большой производительности устанавливают
роторные и боковые вагопоопрокидыватели.
Емкость приемных устройств, оборудованных вагоноопроки-
дывателем, определяют по формуле 113]
v= м«, (55)
Со ' 9г /
где — количество угля в разгружаемой партии вагонов, т;
71 — производительность конвейера под бункером, т/ч;
— производительность вагоноопрокндывателя, т/ч;
б о — насыпная масса угля, т/м*.
Для приема угля от шахтных скиповых подъемов строятся одно-
скатные или двухскатные бункера.
Дозировочные бункера служат для шихтовки и усреднения углей
перец обогащением и одновременно являются аккумулирующими
бункерами. Дозировочные бункера выполняют пирамидальной или
цилиндрической формы. Емкость одного бункера 200—1000 т
и более.
I звказ 3fi
129
Общую емкость дозировочных бункеров принимают ие меие
сменной производительности шахты для индивидуальных ОФ и суточ
ной производительности фабрики — для ЦОФ.
Емкость промежуточных емкостей (бункеров и др.) принимаю
не более чем на получасовой запас работы оборудования.
Емкость буферных устройств — сборников, чанов и других -
рассчитывают на вмещение в них всего возможного аварийно г
выпуска материала из сопряжонных с этой емкостью аппаратов.
Погрузочные бункера. Емкость погрузочных бункеров принл
мают исходя из условий обеспечения суточной отгрузки пре
дуктов обогащения и режима отгрузки в течение суток.
Определение геометрической емкости бункеров
Нирамидальный^бункер квадратною сечения (рис. 25). Геометр]
ческие размеры бункера определяют следующим образом:
объем бункера
V = (56)
Ряс. 25. Схема пи-
рамидального бун-
кера II)
где — вместимость одного бун-
кера, т;
60 — насыпная масса матери-
ала, т/м8; принимают для
рядовых углей б0 =
= 0,8 ч- 0,9 т/м8, для
концентрата 6Э = 0,9-i-
4-1,0 т/м";
<р — коэффициент заполнения
бункера, равный 0.8—
. 0.85;
высота пирамидальной части
бункера
#! =—-—tga, м,
Рис. 26. Схема
цилиндриче-
ского бункера
Ш
(57)
где L — шаг колонн здания фабрики, м;
Ь — ширина разгрузочного отверстия бункера, м (принимаю
в вависимости от крупности угля Ь — 300 4- 600 мм);
а — угол наклона днища бункера, градус (принимают а =
=50 — 60°);
объем пирамидальной части бункера
V, = (£*+ Lb + fe«), м»;
(58)
высота призматической части бункера
V — Vj
<Р1£2 •
130
где <Pi — коэффициент заполнения призматической части бункера,
равный 0,4—0,7.
Для обезвоживающих бункеров общая высота Н — Ht + *5
8 м.
Цилиндрический бункер (рис. 26):
объем бункера V определяют по формуле (56);
высота конической части бункера
Hi— D~~-tga, м, (60)
D — диаметр цилиндрической части бункера, м;
d — диаметр выпускного отверстия, м (принимают d = 900 -ь
-^1800 мм);
а — угол наклона конической части бункера, градус (принимают
для угля а = 50 ч- 60® и для кека а = 75 ч- 80*);
объем конической части бункера
Vl = ^§-(D'+Dd+d‘). м; (61)
высота цилиндрической части
где <р2 — коэффициент заполнения цилиндрической части бункера,
равный 0,4—0,7.
§ 41. СОСТАВЛЕНИЕ СХЕМЫ ЦЕПИ
АППАРАТОВ ФАБРИКИ
Схемой цепи аппаратов называется графическое изображение
njTH следовапия исходного угля, продуктов обогащения и различ-
ных материалов от одних аппаратов и механизмов к другим.
Схему цепи аппаратов составляют после выбора и расчета обо-
рудования. На схему наносят в условном ивображении все ма-
шины, аппараты и механизмы. Примерное условное изображение
оборудования покавано на рис. 27.
Схема цепи аппаратов выполняется в вертикальном изображении
аппаратов (рис. 28) и реже в плане или перспективе. Путь движения
различных материалов условно изображают линиями различной
толщины и прерывности. Каждый вид оборудования обовиачают
соответствующим номером позиции, под которым оно помещено
в спецификации оборудования на чертеже. Спецификацию помещают
на листе над основной надписью.
При описании схемы цепи аппаратов делают ссылку на номера
позиции оборудования.
9*
131
Рис. 27, I. Условные обозначения для схемы цени аппаратов
13Z
НанагничиВающий аппарат НА Осади гориз тельная центрифуга октальная
Размагничивающий аппарат Дисковый Вакуум-фильтр V’
Обезвоживаю 1.1 щие бункера 1 Сгустительная Воронка
Фильтрующая центрифуга Вертикальная А Цилиндрический, сгуститель
1
Фильтруют горизонтали. ая центрифуга ная Дуговое Сатпо или загрузсч - ное устройство 63 'h
Рис. 27i II- Условные обозначения для схемы цепи аппаратов
133
Молотковая дробилка
Дробилка избирательного
дробления
Колесный сепаратор
в-
Беспоршневая отсадочная
машина двухступенчатая
Электромагнитный бара
банный сепаратор ЭВМ
Рнс- 27. III. Условные обозначения дли схемы цепи аппаратов
134
Элек тродибра ционны й пита - тель Вибрационный грохот ГИЛ
Колосникобый грохот Вибрационный самобалансный грохот ГОЛ
КолвсникоВый. грохот для мокрого грохочения В аг ер-зум /7£7 ГА
। У_
барабанный грохот Гиброциклон л
Резонансный грохот ГРД Валковая дробилка (то)
Рис. 27, IV Условные обозначения для схемы цепи аппаратов
135
Класс fJ-fOO нм
Рис 28. Схема цели аппа-
ратов фабрики для обо-
гащения коксующихся
углей:
1 — железнодорожный nai о-
ноопрокидыватсль; £ — бун-
кера — ямы для привозных
углей; 3, 5, Р, 10,42,43, 44,
46. 47, 60, 66*56 — ленточ-
ные конвейеры; 4 — грохот
ГЦЛ-1; С — валковая дро-
билка; ? и 43 — чолноковые
ленточные конвейеры; » —
дозировочные бункера; 11 —
гидрогрохот; отсадочная
машина ОМ для крупного
угля; 13 и 13 ковшовые
элеваторы для породы, 14 и
10—ковшовые элеваторы для
промпродукта; 15 — молот-
ковая дробилка; 18 — загру-
зочное устройство УЗ; —
отсадочная машина ОМ для
мелкого угля; го — обезво-
живающий грохот ГСЛ; 21—
багер-зумпф; 22 — фильтру-
ющие центрифуги для кон-
центрата; S3—фильтрующие
центрифуги для промпродук-
та; 24 — цилиндрический
сгуститель, 23 И 38, 52 —
зумпфы; 26, 30, 32 И 57 —
шламовые насосы; 27—агро-
гат «Каскад»; вз — флотаци-
онные машины; 99 — пенога-
ситель «Вихрь»; 30 — диско-
нте вакуум-фильтры; 31 —
ресивер, 33 — тидрозатвор;
34 — ловушка; зз—вакуум-
насос; Зб — воздуходувка;
37 — цилиндрический сгу-
ститель для хвостов; 40 —
сгустительная воронка; <J —
осадительная центрифуг
Ш " - —--
Глава VIII ВЫБОР И ОБОСНОВАНИЕ
ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ
ПРОЦЕССА ОБОГАЩЕНИЯ
§ 42. параметры процесса обогащения
В ТЯЖЕЛЫХ СУСПЕНЗИЯХ
Основные параметры процесса обогащения в тяжелых суспен-
зиях: крупность исходного угля, плотность суспензии н произво-
дительность сепаратора.
Крупность исходного угля влияет на производительность сепа-
ратора и точность разделения. С уменьшением крупности угля про-
изводительность сепаратора уменьшается и точность разделения
понижается.
Плотность суспензии принимают равной плотности разделе-
ния 6р (по кривым обогатимости) и поддерживают постоянной.
Производительность сепаратора влияет на точность разделения.
С увеличением проивводительности среднее вероятное отклонение
Ерт увеличивается.
§ 43. ПАРАМЕТРЫ ПРОЦЕССА ОТСАДКИ
Основные параметры процесса отсадки: частота и амплитуда
пульсаций воды в отсадочной машине, удельная производительность.
Частота и амплитуда пульсаций зависит от физических свойств
материала породного слоя постели—средпеди нами ческой крупности
частиц dcp, средне динамической плотности породного слоя постели
6ср — и связаны соотношением
(63)
где А — амплитуда пульсации воды, м;
ее — коэффициент пористости уплотненного породного слоя
постели;
vQ — конечная скорость свободного падения породной частицы
размером dcp, м/сек;
п — часгша пульсаций воды в ммвутх.
Зависимость между частотой и амплитудой пульсаций показана
на рис. 29.
Частота пульсаций воды для беспорпшевых отсадочных машин
крупного угля п = 35 -5- 45 и мелкого угля п = 45 -г 55 пульсаций
в минуту.
Рис. 29. Зависимость частоты от Рис. 30. Зависимость погрешности раз-
амплитуды пульсаций воды в отса-
дочной машине
деления 1 от удельной производитель-
ности q отсадочной ашины
Пример. Определить амплитуду пульсаций воды в беспоршневой отсадоч-
ной’машина дли мелкого угля, если частота пульсаций п — 45 и минуту; средне-
динамическим размер частиц dcp = 6,7 мм; среднединамическая плотность ча
отец породного сл.оя постели ficp = 2100 кг/м3; коэффициент формы частиц f —
— 0,5; коэффициент пористости породного слоя и0 — 0,51.
Решение. 1. Определяем конечную скорость свободного падения частиц
постели по числу Рейнольдса
Re»$= 513 - 10W?p (6Ср - А)=513 10* • 0,5» - 0,00673 (2100—1000) =212612.
' По кривой зависимости f (7?е*ф) = Re находим Re=1200,
И Re 0/)Ql • 1200
V° 1dcfb “ 0,5 - 0,0067 «ЮО
= 0,36 м/сек.
2. Амплитуду пульсаций определяем по формуле (63)
30-0^0,^^ м=2Эии.
3,14 • 45
Удельная производительность влияет на погрешность разделе-
ния I (рис. 30). С увеличением удельной производительности уве-
личивается I.
§ 44. ПАРАМЕТРЫ ПРОЦЕССА ФЛОТАЦИИ
Осиовные’параметры процесса флотации: крупность исходного
шлама, плотность пульпы, реагентный режим.
Оптимальная крупность шлама должна быть 0—0,5 мм. При по-
вышенном содержании тонкого класса 0—0,1 мм эффективность
процесса флотации понижается.
Плотность пульпы влияет на производительность флотационных
машин и качество продуктов фтотации. Понижение плотности пульпы
13«
уменьшает производительность машин и ухудшает работу вакуум-
фильтров. Обычно плотность пульпы принимают п = Ж : 5
10. С повышением зольности и уменьшением крупности исходного
шлама необходимо уменьшать плотность пульпы.
Реагентный режим зависит от флотируемости угля, плотности
пульпы, свойств реагентов и других факторов.
Подбор реагентов и их расход производят на основании данных
практики.
Наиболее распространенные реагенты: активизированный реа-
гент АФ-2, высокомолекулярные спирты и х-масло, а также сульфи-
рованный, тракторный и осветительный керосины.
Дробная дозировка реагентов способствует увеличению произво-
дительности флотационных машин и улучшению качества продуктов
флотации.
Глава IX ТЕХНИЧЕСКИЙ КОНТРОЛЬ
НА УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКЕ
Организация опробования на фабрике осуществляется в соот-
ветствии со схемой опробования, на которой наносятся точки отбора
проб (с условными обозначениями). Примерная схема опробования
показана на рис. 31.
Частота отбора и масса проб в каждой точке указаны в специаль-
ных инструкциях.
Опробованию подвергаются рядовые угли, поступающие на фаб-
рику, шихта рядового угля, продукты обогащения, вся товарная
продукция, отправляемая потребителям, оборотная вода и др.
Для отбора и обработки проб рядового угля и продуктов обога-
щения применяют пробоотборники п машины для обработки проб
(см. § 39).
Хранение и разделку проб производят в проборазделочных
помещениях, укомплектованных необходимым оборудованием.
Оперативный контроль за работой обогатительных машин (сепа-
раторов, отсадочных машин, пневматических машин) осуществляют
зкспресс-анализом. Расслоение проб в тяжелых жидкостях про-
изводят по принятым плотностям разделения.
Регулирование обогатительных машин производят по результатам
акспресс-анализа.
Для контроля за плотностью суспензии применяют автомати-
ческие регуляторы РПСМ.
Для определения производительности флотационных машин по
пульпе применяют расходомеры с треугольным водосливом [24]
и расходомеры ИГИ с параболическим водосливом.
Электронный влагомер ЭВ-1 (ГОСТ 11056—67) предназначен
для непрерывного контроля sa влажностью продуктов обогащения
пз потока.
Золомер ЗАР (ГОСТ 11055— 67) предназначен для определения
зольности продуктов обогащения.
Рентгенометрический анализатор РАМ предназначен для опре-
деления зольности мелкого угля в потоке
141
Класс
Рядовой уголь
♦°
I Предварительное
грохочение
~ ___^gcc Jo
О 75нн
Ш Покрое подготовитель-
нов грохочение
Класс |г<
О Юмм^
Ш ОбесшланлиВание В
загрузочном устройстве
Д Дробление
Класс 1075нм О
IV Отсадка крупного
------------------г-
Промпро Пороса
оукгЬ
V- Дробление
Концентрат | *—------
УШ- ОбезВожиВание
на грохотах
js
Концентрат .-------
Обесшламлен - г------—----j----
HNii продукт *|о ЛаН°^оды
УД- Отсадка мелкого
угля
tjo napote ||
И. Классификация В
багер - зумп/ре
Класс
< 0,5нм
Класс I.
>0,5мм\
XI Сгущение
СлиВ О Сгущенный о
шлам I
Оборотная Вода „ !
ХК.Флотация
X Центрифугирование
| Фугат
Концен- О
трат f
Сушка
Кон цен -
1 трат
ХШ Фильтрация
Мосты
XIV ЦентрщруеироВание
Фугат |о
, Промпродукт
Фильтр а лГ|о
Сушка Оборотная Вода
£*ясд|<
XV Сгущение с,коа-
гуляцией
Условные обозначения
О Сменная (разовая) проба
• Проба на экспресс-анализ
1 Сгущенный,
шлам
Вода -КК1 Центрифугирование
ХВосты
Фугат |°
Рис. 31. Схема опробования
Для количественного контроля применяют железнодорожные
и конвейерные весы (навешивание угля и продуктов обогащения),
а таиже контрольной а мерительные приборы.
Глава X
ГЕНЕРАЛЬНЫЙ ПЛАН ПЛОЩАДКИ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКИ
§ 45. ВЫБОР МЕСТА СТРОИТЕЛЬСТВА
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНОЙ фабрики
При выборе места строительства фабрики учитывают [13];
комплексный план развития промышленности данного района
или бассейна;
географическое расположение шахт, входящих в сырьевую базу
фабрики;
производственную мощность и срок существования шахт;
местоположение потребителей товарной продукции фабрики;
расположение железнодорожных путей и станций примыкания
шахтных подъездных путей к путям МПС;
удобство площадки.
Площадка для строительства фабрики должна удовлетворять
следующим требованиям-
быть свободной от застройки и иметь достаточную территорию
для размещения на ней всех зданий и сооружений;
форма площадки должна быть четырехугольной и расположена
вдоль горизонталей;
рельеф местности должен быть спокойный;
грунт площадки должен быть достаточно прочным; подпочвен-
ный воды, в особенности агрессивные, по возможности должны отсут-
ствовать;
вблизи площадки должны находиться источники электроснабже-
ния и водоснабжения для питания фабрики свежей технической водой;
вблизи площадки необходимо иметь свободную площадь для
отвала породы и флотационных хвостов.
§ 46. СОСТАВЛЕНИЕ ГЕНЕРАЛЬНОГО
ПЛАНА ПЛОЩАДКИ ФАБРИКИ
Составление генерального плана площадки представляет собой
комплексное решение вопросов размещения технических и админи-
стративных зданий и сооружений в горизонтальной и вертикальной
плоскостях, сети транспортных и инженерно-технических коммуника-
ций, организации охраны предприятия и благоустройства территории.
На генеральный план наносят здания и сооружения техноло-
гического комплекса: ямы привозимых углей, дозировочные бункера,
обогатительный и суши 1ьный цехи, погрузочные бункера, склады
143
рядового угля и продуктов обогащения, шламовые отстойники,
а также административные здания. Генеральный план площадки
проектируют на основе плана съемки территории фабрики в мас-
штабе 1 : 1000 или 1 : 5000 с горизонталями, инженерно-геологиче-
ских изысканий, ситуационного плана расположения технологиче-
ского комплекса, набора хозяйственных и административных зданий
и сооружений с указанием их габаритов и нормативных материалов.
Прп проектировании генерального плана руководствуются сле-
дующими положениями [13]:
1) предусматривают размещение всех зданий и сооружений с уче-
том принятой технологической схемы, рельефа местности, развития
железнодорожной станнин, местоположения жилищных поселков,
направления господствующих ветров;
2) при размещении зданий и сооружений сохраняют принцип
прямолинейности, избегая расположения зданий под углом друг
К другу;
3) максимально сокращают территорию промплощадкн благодаря
блокировке отдельных зданий и сооружений;
4) уменьшают объемы земляных работ благодаря наиболее рацио-
нальному размещению и планировке;
5) принимают разрывы между зданиями и сооружениями в соот-
ветствии с действующими противопожарными нормами строитель-
ного проектирования, в зависимости от стеиени огнестойкости
зданий и их назначения;
6) угольные склады размещают обычно аа железнодорожными
путями;
7) шламовые отстойники располагают в пониженном месте рельефа;
8) приемные устройства и склад магнетита располагают, как
правило в блоке с главным корпусом;
9) склады реагентов располагают у железнодорожного разгру-
зочного пути на расстоянии не ближе 8 м от него;
10) адмипистративно-бытовой комбинат должен быть с фасадной
стороны промплощадкн; фасад комбината должен находиться вне
ограждения промплощадкн;
11) отвалы породы размещают за железнодорожными путями,
избегая направления развития отвала в стороны повышения рельефа
местности; по отношению к линии господствующих ветров отвалы
располагают так, чтобы продукты горения не попадали на пром-
площадку или близлежащие населенные пункты;
12) территория фабричного двора должна быть асфальтирована
и озеленена. Должно быть предусмотрено освещение всех проездов
и площадок.
К непосредственному составлению проекта генерального плана
приступают после размещения зданий и сооружений технологического
комплекса, определения габаритов всех производственных, адми-
нистративных и хозяйственных зданий и сооружений.
Пример генерального плана площадки обогатительной фабрики
показан на рис. 32.
144
10 Заказ 9во
145
Глава XI
РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ
§ 47. ТИПЫ ЗДАНИИ И ИХ
УНИФИЦИРОВАННЫЕ ПАРАМЕТРЫ
Типы здаппй, применяемые для углеобогатительных фабрик:;
многопролетный, многоэтажный тип здания, в котором строи-
тельные конструкции связаны с конструкциями каркаса здания.
Несущие конструкции здания — колонны, на которые опираются
балкн (ригели) перекрытий и покрытий. Стены выполняют роль
ограждений. Оборудование на верхних перекрытиях устанавливают
в помещении зального типа, где отсутствуют колонны 'средних
рядов. Высота многоатажпого каркаспого здания не ограничивается
и должна быть кратна модулю 0,6 м;
павильонный тип здания. Каркас здания не связан с конструк-
циями для размещения оборудования, которые представляют собой
этажерки с 1, 2 и 3 этажами. Высота здания 25,2 ы кратна модулю
0,6 Мч Недостатком эдапия павильонного типа является высокая
стоимость основных конструкций (двухветьевых колонн) и трудность
ремонта оборудования на этажерках;
антресольно-павильонный тип здания. Каркас антресолей не
связан с внутренними этажерками с 1, 2 и 3 этажами для разме-
щения оборудования. Антресоли устраивают по длине здания с двух
сторон, пролет антресолей принимают 6 м. Этот тип эдапия обладает
преимуществами многоэтажного и павильонного типов зданий.
В соответствии с нормами Госстроя СССР устанавливаются следу-
ющие унифицированные параметры зданий обогатительных фабрик.
1. Размеры пролетов назначаются 6 или 9 м (пролет — рассто-
яние в осях колонн в поперечном направлении).
Размеры пролетов верхних этажей назначаются 6, 9,12.18 и 24 м.
При необходимости допускаются сочетания в здании пролетов 6
и 9 м.
Сетка колонн зданий может приниматься 6x6 и9х6м.
2. Шаг колонн (расстояние в осях колонн в продольном направ-
лении) принимается равным 6 м.
3. Высота этажей (расстояние от отметки чистого пола одного
втажа до отметки пола другого этажа) принимается 3,6; 4,8; 6,0 м
(кратна укрупненному модулю 1,2 м). Высота верхних этажей при
отсутствии кранов при пролетах 12, 18 и 24 м принимается 6,0
и 7,2 м. При наличии кранов высота этажа принимается 8,4; 9,6
и 10,8 м.
При необходимости, обусловленной технологией проектируемой
фабрики, допускается увеличение высоты этажа до 13,2 м и нерегу-
лярное сочетание в здании этажей различных высот (указанных
в п. 3).
4. Для удобства монтажа и ремонта оборудования в верхних
этажах предусматриваются краны грузоподъемностью до 10 т или
подвесные кран-балки. В нижних этажах принимаются монтажные
балки с тельферами.
5. Глубина заложения фундаментов под колонны каркаса назна-
чается 1,1—1,5 м. Размер подошвы фундамента 1,3—2,1 м.
6. Сечение прямоугольных колонн каркаса здания принимается
40x50, 40x60 50x60 и 60x80 см.
Сечение квадратных колонн 40x40, 50x50 и 60x60 см.
7. Толщина степ из кирпича принимается равной 51 см, железо-
бетонных 20—30 см.
8. Толщина плиты монолитного железобетонного перекрытия
составляет 10—20 см, высота главной балки 40—60 см, второстепен-
ной балки (прогона) 20—30 см.
9. Размеры оконных проемов по ширине следует назначать 2,
3, 4 и 6 м, а по высоте кратныьги 1,2 м, т. е. 2,4; 3,6; 4,8 и 6,0 м. Рас-
стояние от пола до пиза окопного проема принимается равным 0,8—
1,0 м. Расстояние от пола до низа оконного проема принимается
равным 0.8—1,0 м.
10. Размеры типовых дверей: по высоте 2,4 м, по ширине 1,0;
1,5 и 2,0 м.
§ 48. ОБЩИЕ ПРИНЦИПЫ И СХЕМЫ
РАЗМЕЩЕНИЯ ОБОРУДОВАНИЯ
При размещении оборудования внутри здания фабрики необхо-
димо:
1) предусмотреть самый короткий путь движения угля п продук-
тов обогащения из аппарата в аппарат при максимально возможном
Самотеке;
2) располагать оборудование только вдоль или поперек
основных осей здания. Располагать оборудование под углом к осям
нельзя;
3) размещать оборудование таким образом, чтобы было обеспе-
чено удобство его эксплуатационного обслуживания и ремонта,
для чего в горизонтальной и вертикальной плоскостях предусматри-
ваются необходимые габариты;
4) иметь наименьшее количество перепадов и точек перегрузки
угля и продуктов обогащения;
5) соблюдать нормы па углы наклона самотечных желобов и тру-
бопроводов (см. приложение 62);
1U* 1
6) технологически и конструктивно обосновать взаимное распо-
ложение оборудования. Оборудование, выполняющее технологи-
чески связанные операции, размещать на одних этажах в одном или
смежных пролетах;
7) добиваться максимальной компактности в размещении обору-
дования н устранять излишества площадей и объемов;
8) обеспечивать гибкость схемы, предусматривая взаимозаменя-
емость однотипных аппаратов;
9) иметь при наличии нескольких секций однотипное оборудо-
вание;
10) цехи с вредными условиями изолировать от цехов с менее
вредными условиями работы;
11) оставлять у машин с рабочей стороны свободные площадки
шириной не менее 1,5 м и с нерабочей — 0,75 м от края аппарата
пли машины; ширина обслуживающих площадок должна быть также
нс менее указанных размеров. Расстояние между отдельными видами
оборудования должно быть не менее 0;7 м;
12) учитывать нормативы проектирования зданий фабрики
(см. § 47);
13) предусматривать систему производственного дренажа и воз-
врата продуктов дренажа в процесс обработки. Уклон полов площа-
док, занятых под оборудование, должен быть не менее 2,5%;
14) строго соблюдать действующие правила технической эксплуа-
тации, техники безопасности, противопожарной техники и промышлен-
ной санитарии.
Существуют следующие схемы размещения оборудования угле-
обогатительных фабрик;
вертикальная, при которой оборудование располагают по одной
вертикали п движение материала из аппарата в аппарат происходит
под действием силы тяжести (самотеком). По этой схеме материал
поднимается на необходимую высоту в один прием. Вертикальную
схему размещения оборудования применяют редко ввиду наличия
циркулирующих нагрузок на аппараты;
горизонтальная — оборудование располагают на одном уровне
с подачей материала при помощи транспортных устройств. В прак-
тике проектирования эту схему не применяют ввиду необходимости
большой площади здания при небольшой ее высоте;
комбинированная, сочетающая в себе элементы вертикальной
и горизонтальной схем размещения оборудования. Эта схема полу-
чила широкое применение при проектировании.
Графическая часть проекта содержит все планы перекрытий
(отметок), поперечные и продольные разреаы, выполненные по осям
колонн здания фабрики. Поперечные разрезы обычно обозначают
цифрами 1—1 2—2, 3—3 и т. д., продольные — буквами А—А,
Б—Б, В—В и т. д. Планы перекрытий обозначают отметками по высоте
в метрах, на которой находится данное перекрытие. Планы и разрезы
выполняют в масштабе 1 : 100 пли 1 : 50 на бумаге стандартных
размеров.
Оборудование на чертежах выполняют упрощенно в масштабе
чертежа, с отчетливым изображением внешнего вида аппарата и увяз
кой его со строительной конструкцией здания. На чертежах разрезы
машин и аппаратов ие показывают, за исключением сооружений;
сгустителей, бункеров, сборников и др.
На каждом чертеже плана и разреза здания и сооружения фаб-
ри кп наносят размеры;
меж iy осями аппаратов и машин;
между осями аппаратов и машин и осями колопп здания;
между осями колонн здания;
между осями аппаратов и перекрытием (отметкой в метрах);
между нулевой отметкой фабрики до каждого перекрытия (отмет-
кой в метрах).
Основные размеры оборудования, размеры строительных эле-
ментов зданий (колонн, перекрытий, окон) на чертежи не наносят.
На чертежах указывают номера позиций оборудования, которые
должны совпадать с номерами позиций схемы цепи аппаратов (см.
§ 41). Спецификацию оборудования помещают на одном из чертежей
над основной надписью (штампом).
Пояснительная записка к проекту и чертежи должны быть выпол-
нены с соблюдением требований действующих ГОСТ по единой системе
конструкторской документации (ЕСКД).
Ниже приводятся примеры размещения оборудования по цехам
применительно к дипломным проектам.
§ 49. РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ
ЦЕХА УГЛЕПОДГОТОВКИ
Приемные устройства с вагоноопрокидывателями предназначены
для разгрузки рядовых углей, прибывающих на ГОФ и ЦОФ в желез-
нодорожных вагонах. Для этой цели применяют роторные стацио-
нарные вагоиоопрокидыватели ВРС-2. Пример размещения обору-
дования приемного устройства с вагоноопрокидывателем показан
на рис. 33.
Дозировочные бункера сооружают между ямами привозных углей
и главным корпусом фабрпкп и соединяют между собой мостами
с ленточными конвейерами. В зависимости от емкости дозировочные
бункера сооружают в один пли два ряда.
В верхней части здания дозировочных бункеров устанавливают
грохоты для предварительного грохочения и дробилки для дробле-
ния крупного класса. При размещении оборудования этого узла
необходимо соблюдать углы наклона желобов, подающих уголь
с конвейеров и па конвейеры (см. приложение 62).
Распределение угля по бункерам производится Челноковыми
ленточными илп скребковыми конвейерами.
Пример размещения обору 1ования дозировочных бувкеров пока-
зан на рис. 34.
149
Рис. 34. Размеще=
пне оборудования
дозировочных бун=
керов;
J, J и 7 — ленточные
конвейеры; в — виб-
рационный грохот
ГИТ-7Г, 4 — в ал но-
вая дробилки
ДДЗ-ЗМ; 5 — челно-
1 овый ленточный
конвейер; в — илен-
тропибрациоиный пи-
татель
§ 50. РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ
ОБОГАТИТЕЛЬНОГО ЦЕХА С ОТСАДОЧНЫМИ
М ШИНАМИ ДЛЯ КОКСУЮЩИХСЯ УГЛЕЙ
Размещение технологического оборудован в я обогатительного цеха
может быть выполнено в различных вариантах. Каждый вариант
размещения оборудования включает несколько технологических
узлов. Сетку колонн здания принимают 6x6 м.
Узел подготовки угля к обогащению включает оборудование
для операции подготовительного грохочения и обесшламливания.
При сухом грохочении распределение угля с конвейера по гро-
хотам производят желобами (до двух грохотов) и скребковыми
конвейерами (более двух грохотов). Угол наклона желобов должен
быть не менее 40—45°.
Загрузочные устройства типа УЗ для обесшламливания мелкого
класса устанавливают непосредственно перед отсадочными машинами.
Узел обогащения машинных классов включает операцию отсадки
крупного и мелкого угля и контрольную отсадку, а также сепараторы
для обогащения в тяжелых суспензиях.
Транспортирование машинных классов к отсадочным машинам
производят водой по желобам, угол наклона которых принимают
по приложению 62.
При отсадке неклассифицированного угля рекомендуется пода-
вать его в отсадочную машину непосредственно из бункера.
Размещение отсадочных машин производят на одном перекрытии
в один ряд при числе машин до двух и в два ряда — при числе машин
более двух. В последнем случае отсадочные машины должны быть
правого и левого исполнения
Угол наклона обезвоживающих элеваторов принимают не более
65—70° и высоту над уровнем воды в отсадочной машине не менее 4—
6 м. Башмаки элеватора устанавливают на раме на высоте 0,5—0,7 м
от перекрытия. Элеваторы не должны перерезывать основные балки
здания.
При применении трехступенчатых отсадочных машин ОМ-12
и OV1 18 обезвоживающий элеватор второй ступени обычно не уста-
навливают. Материал из второй ступени подают желобом в башмак
породного или промпродуктового элеватора (в зависимости от выхода
породы и промпродукта).
На перекрытии отсадочных машнн устанавливают ленточные
конвейеры для породы.
Молотковую дробилку для дробления крупного промпродукта
устанавливают выше отсадочных машин с таким расчетом, чтобы
дробленый промпродукт поступал на отсадочную машину самотеком.
Узел обезвоживания включает операции обезвоживания круп-
ного и мелкого концентрата яа грохотах, в багер-эумпфах и центри-
фугах.
Транспортирование концентрата отсадочных машин к обезво-
живающим аппаратам производят самотеком по желобам.
153
Рис. 36. Разысщевве
цилиндрического сгу-
стителя с централь-
ным приводом в от-
дельном здании:
1 — шламовые насосы;
2 — насосы для оборот-
ной воды; 1—сгустите н>
Рис. 37,2. Размещение
оборудования обога-
тительного цеха с от-
садочными машинами
для коксующихся
углей:
J, Ю, 11 и ю — ленточ-
ные конвейеры; S — гид-
рогрохот ГГЛ; 3 — отса-
дочная машина ОМ-12
для крупного угля; 4 —
отсадочная катина
ОМ-18 для мелкого угли;
J — загрузочное устрой-
ство УЗ 18; в — багер-
зумпф; 7 — багер-елевя-
тор типа ЭОВ; в — скреб-
ковый конвейер; 9 —
фильтрующая центри-
фуга НВШ-ЮОО; 1г в
13 — обеавожива кядпе
элеваторы 30; J4 — мо-
лотковая дробилка; 15—
фильтрующая центрв-
фуга НВШ-ЮСО для
промпродукта; 17 мо-
стовой ЯфЫН
1М
Обезвоживающие грохоты для крупного и мелкого концентрата
устанавливают ниже отсадочных машин.
Для обезвоживания и классификации мелкого концентрата уста-
навливают багер-зумпфы. Мелкий концентрат багер-злеваторами
подается в центрифуги. Слив багер-зумпфов и фугат центрифуг
подаются самотеком в цилиндрический сгуститель.
На нулевой отметке обогатительного цеха устанавливают ленточ-
ные конвейеры для транспортирования концентрата.
Узел сгущения шлама и осветления моечных вод. Цилиндри-
ческие сгустители размещают в отдельном здании около главного
корпуса фабрики (рис. 35 и 36). Слив сгустителя подают насосами
в баки оборотной воды, а сгущенный шлам — на флотацию.
Пример размещения оборудования обогатительного цеха для
коксующихся углей показан па рис. 37.
§ 51. РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ
ОБОГАТИТЕЛЬНОГО ЦЕХА С СЕПАРАТОРАМИ
ДЛЯ ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Сетку колонн здания принимают 6x6 м.
Узел подготовки угля к обогащению включает операции подго-
товительного грохочения и обесшламливания.
Рнс. 38, J. Размещение оборудования обогатительного цеха с сепараторный для
энергетических углей:
J 4 ленточные конвейеры, > — резонансные грохоты ГРД72-1; л — сепараторы СКВ32.
4 - грохоты ГСЛ82; 5 — баки для С¥- лензии; б — насосы магнетито-шламовые; 7 — гро-
хоты ГРД42; S мостовой крап
157
При сухом грохочении распределение угля с конвейера по гро-
хотам проиаводят так же, как указано в § 50.
Обесшламливание машинного класса перед обогащением в тяже-
лых суспензиях производят на грохотах с отверстиями сита, равными
минимальному размеру куска в машинном классе. Обесшламлива-
ющие грохоты устанавливают ниже грохотов для подготовительного
грохочения. При применении отсадочных машин обесшламливание
крупного класса не производят,
Узел обогащения включает операцию обогащения в тяжелых
суспензиях или отсадки.
Сепараторы для обогащения в тяжелых суспензиях устанавливают
ниже обесшламливающих грохотов.
При применении отсадочных машин размещение оборудования
производят так же, как указано в § 50.
Узел отмывки суспензии и обезвоживания включает операции
отмывки утяжелителя от продуктов обогащения и их обезвоживание
на грохотах.
Грохоты для отмывки суспензии размещают ниже сепаратора
с расчетом подачи продуктов обогащепия самотеком по желобам.
Кондицпоппая и некопдпцпонная суспензия направляется в соот-
ветствующие сборники.
Узел классификации на сорта. Грохоты для классификации
концентрата па сорта располагают над железнодорожными погру-
зочными бункерами. Распределяют концентрат (сорта) по бункерам
желобами или ленточными конвейерами. Для предотвращения измель-
чения сортов внутри бункеров устанавливают спиральные спуски.
Узел классификации выносят также отдельно с погрузкой сортов
непосредственно в вагоны.
Узел регенерации суспензии включает магнитную сепарацию
и размагничивание.
Некондиционную суспензию из сборника насосами подают на
электромагнитный сепаратор, на котором происходит отделение
магнетита от шлама. Магнитный продукт после размагничивания
поступает в сборник кондиционной суспензии. Сюда же подают
воду п магнетит для пополнения его потерь с продуктами обога-
щения.
Узел приготовления суспензии включает операции доставки
магнетита н его смешивания с водой.
Узел обезвоживания и сгущения шлама включает операции
обезвоживания продуктов обогащения, сгущения.обогащения и обез-
воживания шлама.
Сгущение шламовых вод производят в цилиндрических сгусти-
телях, расположенных н отдельном здании. Сгущенный шлам насо-
сами подают в главный корпус.
Пример размещения оборудования обогатительного цеха с сепа
раторамп для энергетических углей показан на рис. 38.
§ 52. РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ
ФЛОТАЦИОННОГО ЦЕХА
Сетку колонн здания принимают 6x6 м.
Узел подготовки пульпы к флотации включает операции дози-
ровки реагентов, контакта пульпы с реагентами и распределения
пульпы по флотационным машинам в агрегате «Каскад». Подачу
пульпы в агрегат производят насосами.
Рис. 39. Схемы фильтровальных установок [26]:
1 — вакуум-фильтр? в — ресивер; з — барометрическая труба; 4 — сборник
фильтрата; л — вакуум-насос; 6 — ловушка; 7 — шламовый насос для филь-
трата; 8 — воздуходувка
Узел флотации включает операцию флотации пульпы во флота-
ционных машинах, которые размещают на одном перекрытии нпже
агрегата «Каскад».
Узел обезвоживания флотационного концентрата включает опе-
рации пеногашения и фильтрации.
Для пеногашения концентрата устанавливают пеногасители
«Вихрь» ниже флотационных машин. Вакуум-фильтры для обезво-
живания флотационного концентрата устанавливают ниже пено-
гасителей. Распределение концентрата по вакуум-фильтрам произ
водят пульподелителями.
Кек с вакуум-фильтров направляют на ленточный конвейер, ко-
торый подает его в бункер сушильной установки. Фильтрат поступает
в ресиверы, откуда насосами или самотеком удаляется в зумпф. Схему
фильтровальной установки принимают в зависимости от расположе-
ния вакуум-фильтров по высоте: на схеме, показанной иа рис. 39. а.
вакуум-фильтры расположены иа высоте менее 10 м, па схеме, при-
веденной па рис. 39, б, — на высоте 10 м и более. Ресиверы распола-
гают ниже вакуум-фильтров. Переливы вакуум-фильтров поступают
в сборник и насосами подают снова на фильтрование.
Узел сгущения и обезвоживания флотационных хвостов включает
операции сгущения с флокуляцией и центрифугирования (с флоку-
лянтами).
Цилиндрический сгуститель для хвостов размещают впе вданпя
фабрпкп. Сгущенный шлам подают в осадительные центрифуги, а слив
используют как оборотную воду. Обезвоженпыс хвосты подают
в отвал вместе с породой фабрики, а фугат направляют снова иа сгу-
щение или в хвостохранилщца (по мере надобности).
При размещении оборудования флотационного цеха необходимо
соблюдать углы пак л опа желобов и трубопроводов (см. приложе-
ние 62).
Пример размещения оборудования флотационного цеха показан
па рис. 40.
Рис. 40. Размещение оборудования флотационного цеха:
1 — агрегат •Каскад»; а — флотационные машины МФУ2-83; J — пеногасители '"•Вихрь-;
4 - осадительные центрифуги НОГШ-1350- а — сборнян флотационного концентрата; 6 —
шламовые насосы; 7 — вакуум-фильтры ДУ80-2.7 «Украина»; 8 15 — ленточные конвейеры;
9 — ргсиверы; 10 — баки гидроэатвора; 11 — пульподелитель; 18 — приемная воронка.
14 — вакуум-насосы ВВН-50; 15 — мостовой кран
1.
11
1Ъ1
Рис. 40. Окончание’
0009-———— 0009-
3
§ 53. РАЗМЕЩЕНИЕ ОЕОР>ДОВАНПЯ
СУШИЛЬНОГО ОТДЕЛЕНИЯ
Сушильное отделение размещают в отдельном здании или в глав-
ном корпусе обогатительной фабрики [26].
Сушильные установки оборудуют топками со слоевым сжиганием
топлива (промпродукта) или топками, работающими на газе.
Предусматривают агрегатное размещение тонок и сушильных
устройств: для каждой трубы-сушилки или сушильного барабана
сооружают отдельную топку. Удаление шлака рекомендуется про-
изводить механизированным способом — скребковыми конвейерами
илп гидротранспортом.
Для обеспечения равномерной подачи материала в сушилку
предусматривают буферные цилиндрические илп пирамидальные
бункера с пптателямп. Питание труб-сушилок осуществляют спе-
циальными забрасывателями (цепными и др.) на высоте 5—6 м от
точки подачи газов в трубу-сушилку. Провал труб-сушилок удаляют
через шлюзовые затворы пли гидрозатворьт.
Пылеулавливание из отходящих газов осуществляют в три
стадии при помощи циклонов, батарейных и мокрых пылеулови-
телей. Су шильная установка должна быть герметизирована от под-
сосов воздуха.
Для регулирования процесса суптьи сушильную установку обо-
рудуют ковтрольпо-пзмерптелышми приборами.
§54. ДИСПЕТЧЕРСКОЕ УПРАВЛЕНИЕ
11 АВТОМАТИЗАЦИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ
ПРОЦЕССОВ ОБОГАЩЕНИЯ
Диспетчерское управление
Для централпзовзппого текущего контроля и оперативного управ-
ления производственными процессами углеобогатительной фабрики
предусматривают диспетчерское управление.
Структурная схема управления обогатительной фабрикой пока
зона па рис. 41.
Дпепетчерское управление сосредоточивают в зависимости от
размеров производства и сложности технологического процесса на
диспетчерском пункте у одного дежурного диспетчера или у дежур-
ного диспетчера и нескольких операторов.
Диспетчерский пункт оборудуют:
средствами электрического дистанционного контроля и изме-
рений: амперметрами; вольтметрами; контрольно-измерительными
приборами, автоматически регистрирующими показатели работы
машин и механизмов (самопишущие приборы, расходомеры и др.)'
приборами, показывающими заполнение бункеров, уровень воды
в резервуарах, в др.;
сре (ствами производственной сигнализации: сигнальными лам-
пами целиками, гирепами и др.;
средствами связи: телефонами, радио и телевидением;
средствами дистанционного и автоматического управления маши-
нами и механизмами: кнопками управления, рубильниками, систе-
мами автоматического запуска серии механизмов и машин.
Автоматическое регулирование технологических процессов
обогащения
Совершеипой формой управления процессами производства явля-
ется автоматическое управление. При этом достигается наибольшая
эффективность работы оборудования и высокая производительность
труда. Автоматизация углеобогатительных фабрик слагается из:
автоматизации операций приема углей п погрузки товарной про-
дукции;
автоматизации транспортных устройств;
автоматизации регулирования технологических процессов обо-
гащения;
автоматизации контроля за технологическими процессами.
В настоящее время комплексную автоматизацию всего производ-
ственного процесса фабрики осуществить затруднительно ввиду недо-
статочной изученности отдельных процессов обогащения. Поэтому
предусматривают автоматизацию отдельных технологических про-
цессов, машин и механизмов.
1. Для механизации разгрузки угля, прибывающего па фабрику
r железнодорожных вагонах, применяют роторные стационарные
вагоноопрокидывателп ВРС-2. Подачу вагонов осуществляют авто-
матической липнем, а также маневровыми устройствами МУ12М
и МУ25А.
2. Для контроля за уровнем заполпення бункеров применяют
указатели: нажимные, мембранные, поплавковые, поворотные, вра-
щающиеся, злектрпческие и др. [8].
3. Для равномерной загрузки и дозировки угля в цехе углепод-
готовки применяют лепточиые автоматические дозаторы ЛДА и ДН.
4. Для регулирования плотности суспензии и плотности пульпы пе-
ред флотацией применяют автоматические регуляторы РПСМ 17,24].
5. Для регулирования разгрузив породы и промпродукта из
отсадочных машин ОМ применяют автоматические регуляторы
А-3 116, 24].
6. Дтя определения расхода пульпы перед флотационными маши-
нами применяют расходомеры с треугольным водосливом 124] и рас-
ходомерй ПГИ.
7. Для отбора проб применяют автоматические скреперные и ков-
шовые пробоотборники типа ПС п ПК.
8. Для непрерывного контроля за влажностью продуктов обо-
гащения при .меняют злоктрошшй влагомер ЭВ-1 (ГОСТ 11056—67).
9. Для определения зольности применяют золомер ЗАР (ГОСТ
11055—67) и рентгенометрический анализатор мелкого упя РАМ.
10- Для автоматического запуска насосов применяют поплавко-
вые пли пневмонические р< ц» [8].
11. Замер количества поступающего угля производится конвей-
ерными весами ЛТМ-1М.
12. Для автоматической подачи топлива в топки сушильных
установок применяют колонку дпстаицпошюго управления типа КДУ.
13. Для автоматизации погрузкн угля в железподорожпые вагоны
применяют установку, состоящую из маневрового устройства, желез-
нодорожных весов и трапспортпых устройств.
14. Для взвешиванпя угля в вагонах применяют тензометри-
ческие и циферблатные весы.
15. Смазку манит п механизмов производят циркуляционными
станциями жидкой смазкн ЦС-70М.
§ 55. ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ
II ПРОТИВОПОЖАРНАЯ ТЕХНИКА
Общие правила
Для обеспечения безопасной работы па проектируемой углеобога-
тительной фабрике предусматриваются следующие правила без-
опасности.
1. Машины н аппараты высотой 1,5 м и более должны иметь
специальные площадки и лестницы, огражденные перилами высотой
1 м и сплошным бортом понпзу не мспео 180 мм.
2. Все доступные открытые движущиеся части (муфты, ременные
передачи, шкивы и т. п.) должны быть надежно ограждены. Работать
па оборудовании со снятыми ограждениями и без предохранитель-
ных приспособлений запрещается.
3. В конвейерных галереях между конвейером и стеной оста-
вляется проход для людей шпрппой ио мепее 0,7 м, а между двумя
конвейерами — не мепее 1 м. Зазор между конвейером и стеной, не
предназначенный для прохода людей, должен быть пе менее 0,4 м,
между наиболее высокой частью конвейера и потолком или высту-
пающей частью перекрытия — не ыеиео 0,6 м.
4. Свободные проходы для надзора за машинами и аппаратами
оставляются шпрппой пе менее 0,7 м от наиболее выступающих
частей механизмов.
5. Для свободного прохода через конвейеры, длина которые
более 20 м, в необходимых местах устанавливаются постоянные
металлпческпе переходные мостики со ступеньками и поручнями.
6. В помещениях для работы с реагентами и хлористым цинком
предусматривается вытяжная вентиляция.
Правила безопасности при обслуживании машин и аппаратов
для обогащения угля
1. Грохоты. Все вращающиеся части грохотов должны быть
надежно ограждены: шкивы, клипоременпые передачи, муфты, копцы
валов, выступающие пшоики, звездочки, дебалансы, эксцентрики,
подвески и др.
Прп сухом грохочении угля грохоты должны быть герметизиро-
ь ты р вытяпшой веити 1яцш>п запыленного возтуха.
1 1
2. Дробилки. Вращающиеся части дробилок должны быть огра-
ждены: шкивы, шестерни, приводные ремни, концы валов, высту-
пающие шпонки, а также места загрузки исходного и разгрузки
дробленого продукта.
Все места пылеобразован ня дробилок должны быть тщательно
герметизированы с вытяжной вентиляцией.
3. Отсадочные машины. Все вращающиеся части отсадочных
машин должны быть ограждены: муфты привода пульсаторов и ротор-
ных разгрузчиков.
Для обслуживания отсадочных машип должны устраиваться
рабочие площадки шириной не менее 1 м.
4. Сепараторы для обогащения в тяжелых суспензиях. Должно
быть предусмотрено:
ограягдеиие вращающихся частей гребкового устройства: муфт,
концов вала, выступающих шпонок:
ограждение вращающихся частей привода злеваторпого колеса:
звездочек, муфт, концов вала, выступающих шпонок;
наличие рабочих площадок для обслуживания, оборудованных
перилами и лестницами;
уплотнение мест присоединения к сепаратору питающих п раз-
грузочных желобов.
4. Флотационные машины. Вращающиеся части флотационных
машин должны быть ограждены: привод импеллеров, звездочки
и цепные передачи привода пепогонов и др.
Для обслуживания машин должны быть оборудованы рабочие
площадки, при этом высота желобов над площадкой должна быть
не менее 0,7 м.
Пылегазовый режим и противопожарная техника
На фабриках, признанных опасными по взрыву пыли, должен
вводиться пылегазовый режим.
Все приемные аккумулирующие, дозировочные, обезвожпва-
юпдее п погрузочные бункера должны иметь вытяжную вентиляцию
или естественную вытяжную вентиляцию.
Все здания и сооружения углеобогатительной фабрики должны
удовлетворять требованиям «Общих правил противопожарной охраны
промышленных предприятий п норм противопожарного водоснабже-
ния шахт п обогатительных фабрпк угольной промышленности СССР».
Для своевременной эвакуации людей из опасных мест при воз-
никновении пожара должно быть пе менее двух выходов.
Внутри зданий п сооружений углеобогатительной фабрики дол-
жен быть противопожарный водопровод с разветвлением труб по
отдел ьпым помещениям
Для забора воды противопожарный водопровод оборудуется
пожарными крапами с рукзвами длиной 10 м и брапдепонтами.
Для 1 утопия пожара иа каждом перекрытии должны быть уста-
новлены огнетушители и ящики с сухим песком
ПРИЛОЖЕНИЯ
Приложение ]
Величины Ерт п I различных обогатительных машин
Тип машины Крупность угля, мм Низкая плотность разделения
Ерт 1 °р
Суспензионные гидроцикло- ны 0,5-13 0,015—0,03 1.5
Колесные сепараторы типа СКВ 6-300 0,03 1,5
Отсадочные машины типа ОМ 13-100 — 0,12-0,16 1,5
Отсадочные машины типа ОМ 0,5-13 — 0,14-0,20 1.5
Отсадочные машины ОМА-10 (для антрацита) .... 6-250
Концентрационные столы 1-6 — 0,16 1,6
Пневматические сепараторы 0,5-50 — 0,18-0,25 1.5
Продолжение прил. 1
Тип машины Крупность угля, ым Высокая плотность разделения
Ерт I %
Суспензионные гидроцикло- вы 0,5—13 0,03—0.06 1,9
Колесные сепараторы типа СКВ 6-300 0,05 — 1.9
Отсадочные маппшы типа ОМ 13-100 — 0,12-0,16 2.0
Отсадочные машины типа ОМ 0,5—13 — 0,14—0,20 2,0
Отсадочные машины ОМА-10 (для антрацита) 6-250 — 0,12 2,0
Концентрационные столы . 1-6 — 0,16 1.8
Пневматические сепараторы 0,5-50 0 18—0.25 1,9
Приложение 2
Зольность суммарного концентрата
(для донецких углей)
Категория обогатимости Зольность кон- центрата, °,
Коксующиеся угли обогатимости: 5,8-6,5
легкой . . .
средней . 5,0-5,7
трудной 4,5-5,0
Энергетические угли легкой и сред- Л,0-9,0
пой обогатимости
Приложение 3
Шламо- и пылеобразование при обогащении углей
Операция Машинный класс, мм Выход шлама (пыли), •; 1 от исходного угля (дли углей, содержащих класс 0—1 мм)
>10 10-20 < 10
Обогащение в тяжелых суспензиях: Более 13
угля . . — 3 2 1
породы — 5 3 2
Отсадка:
крупного угля мелкого и неклассифшдорован- Более 8 5 3 1,5
ЕОГО уГЛЛ . . Менее 8 10-15 5-10 3—5
контрольная Мевее 8 7-10 5-7 3—5
Пневматическое обогащение . 2-3 2 1
Обогащение в гидроциклопах Менее 13 5 3 2—.3
Дробление промпродукта 13—100 До 10 6-8 4-5
Приложение 4
Влажность продуктов обогащения
Продукт Класс, мм Аппарат для оГм’звожнваиия Влажность, %
Надрешетный продукт >10 Грохот для мокрого Гро- 30-40
хоченмя
Обесшламленпып продукт <13 Грохот 18-20
>10 7—8
Крупный концентрат >8 Грохот 7-9
Бункер 6-7
Мелкий концентрат <8 Грохот с отверстиями си-
та мм.
1 15—16
0.5 17-18
Центрифуга 7-9
Бункер 11-13
>8 Элеватор 12-14
Промир оду кт <8 18-20
<8 Центрифуга 8-9
Порода. Элеватор 13-25
— Бункер 11 14
Шлам <2 Грохот 23-27
Центрифуга 23 24
<1 Вакуум-фильтр 20-23
Центрифуга 23-27
Флотационный понцеп- <1 Вакуум-фильтр 20—23
трат Центрифуга 26—29
Фчотацпонные хвосты —— »
Шлам наружных отстой- — — 25-35
ников
Приложение 5
Расход свежен и оборотным воды при обогащении угля
Операция Расход воды, м*/т
свежей оборотной
Мокрое грохочение ... 1,3—1,5
Обесшламливашге перед: 1,0—2,5
отсадкой —
обогащением в суспензиях — 0,4—0,8
Отсадка угля:
крупного —- 3—4
мелкого и контрольная отсадка . — 2,5—3
неклассифицированного — 3—4
Отмывка cvcneuami от продуктов обогащения X 0,8-1,2
Обезвоживание на грохотах: 0—0,25
крупного концентрата . . —
меткого концентрата 0,2—0,3 —
шлама 0,3-1,0
Приложение 6
Техническая характеристика валковых дробилок с зубчатыми валками
типа ДДЗ-М (ГОСТ 12237- 66)
Показатель ДДЗ-ЗМ ДДЗ-4Ы
Производительность, т/ч Максимальным размер куска дробимого материала, мм Крупность дробленого продукта, мм ........ 125-180 200-240
800 1000
0-150 0—150
Размеры валков,, мм: 900
диаметр ... 900
длина ..... 900 1200
Скорость вращения валков, об-лпш .... 36 36
•Члектродвигатель привода- КО41-8 КО42-8
тип ......
МОЩНОСТЬ, КВТ 25,0 32.0
Масса дробилки, кг 11 400 12 500
Основные размеры мм: 4000
длина .... 4000
ширина . 3270 3570
высота . . 1215 1215
Цена, руб. . .... 4*60 5ий0
171
Приложение 7
Техническая характеристика палковых дробилок с зубчатыми
валками типа ДДЗ
Показатель ДДЗ-4 ДДЗ-6 ДДЗ-iV
Производительность, т/ч Максимальная крупность кусков, мм: 50 150 200
питания . . . . . 300 600 1000
дробленого продукта 0-100 0-125 0-150
Размеры валков, мм:
диаметр ...... 400 630 1000
длина ......... , 500 800 1250
Скорость вращения валков, об/мин . . 64 50 36
Мощность электродвигателя, квт 13 20 40
Масса дробилки, кг 4855 12 000 —
Основные размеры, мм: (И 200) 23507
Длина . . . 2700 3600 5000
ширина . . 2500 3445 4375
высота 925 1235 1750
Приложение 8
Техническая характеристика молотковых дробнлои твпа М
(ГОСТ 7090-72)
Показатель М-8-4 М-8-6В М-10-8В
Размеры ротора, мм:
диаметр . . . 600 600 1000
длина ...... 400 600 800
Скорость вращения, об/мин 1250 1000 975
Максимальная крупность дробимого мате-
риала, мм 150 250 300
Мощность электродвигателя, квт 20 55 125
Масса дробилки, кг 1500 2245 5055
Основные размеры, мм:
длина . . . 1100 1350 2100
ширина 1100 1400 1750
высота 1150 1250 1600
Цена, руб — 1900 3430
Приложение 9
Техническая характеристика роторных дробилок тина ОЦД
Показатель ОЦД-50С ОИД-fDOM
Производительность, т/ч 50 100
Максимальная крупность дробимого материала, мм 350 500
Крупность дробленого продукта, мм . 0—13 0—20
Диаметр ротора, мм ....... . 600 800
Скорость вращения ротора, об/мин . 600- 12(0 292; 370; 486
Эл ектродвигатрт i
тип МЛ 145-1/4 Л0101-8
мощность, кот 36 75
Масса дробилки с двигателем, кг 3895 8639
Основные размеры, мм:
длина . . 1870 2335
ширила 1525 2015
высота 1545 1925
Цена, руб. ... 2800 5290
Приложение 10
Техническая характеристика барабанных дробилок типа ДБ
Показатель ДБ-22 ДБ-_’Я ДБ-35
Производительность, т ч . До 400 До 750 До 1500
Размер отверстий решет, мм 50-150 25-300 50—300
Барибал дробил кп:
диаметр, мм ..... . . 2200 2800 3500
длина, мм 2800 4500 - 4500
скорость вращения, об мин , . . 16.1 15,4 14,1
Максимальная крупность дробимого мате-
риала, мм ... . 600 800 1200
Число рядов:
поднимающих полок 4 5 6
подающих лопаток 4 5 6
Электродвигатель:
ТПП КО22-4 КО42-4 КО52-4
мощность, квт 20 50 90
Масса дробилки без двигателя, кг 19 000 31 800 43 400
Основные размеры, мм:
длина ... 6165 9250 9680
ширина . 4110 4325 5170
высота 3315 4050 4655
Цена, руб 16 980 18 040 —
17
Приложение Л
Техническая характеристика гпдрогрохнтов типа ГГЛ
Показатель ГГЛ-1 ГГЛ-2
Рабочая площадь решета. мя . . 2,9-4,0 4,2
Размер щелн решета, мм 10 (13) 10; 13; 18; 25
Угол наклона решета, град . 15 15
Напор воды, кн мг . НЮ 100
Число дуговых сит ... — 3
Площадь дуговых сит, м2 . ... — До 2.3
Масса грохота, кг 5245 7200
Основные размеры, мм;
длина ...... 4800 4735
ширина ................... 1900 1920
высота 3250 ЗОЮ
Приложение
Техническая характеристика грохотов цилиндрических со спиральной
просеивающей поверхностью типа ГЦЛ
Показатель ГЦЛ-1 ГЦЛ-з
Производительность, т/ч ... Барабан: До 400 До 1000
диаметр, мм 1650 1710
длина, мм ......... 2300 3340
скорость вращения, об/мин 11 9,26
Шаг спирали, мм ................ 1539 —
Расстояние между витками спирали, мм 50; 75; 100 100; 150; 200
iron наклона, град ......... 8 8
Площадь решета, м’ Электродвигатель: 11,92 —
тип .... КОМ32-6 ВАО52-6
мощность, КВТ 4,5 7,5
Масса грохота, кг .... . Основные размеры, мм; 3046 8963-8686
длина 3750 5760
ширина ... 2400 2660
высота . ... 1850 3460
Цепа, руб 3500
П риложение 13
Техническая характеристика резонансных грохотов типа ГРД
Показать ГРД62 ГРД72 С-
Максимальный размер кусков в исходном, мм . . . 600 600
Сито: число ... . - .... . . 2 2
длина, мм . 5000 6000
ширина, мм 2000 2500
площадь, мг 10 15
Частота колебании короба в минуту . . 550—650 550-650
Амплитуда колебаний короба, мм .... 10 10
Угол наклона короба, град .... 0—5 0-5
Электролшпатсль-- ТИ11 ... KO2I-6 КО22-6
МОЩНОСТЬ, КВТ ... 11 15
Масса грохота, кг .... 12 900 14 900
Основные размеры, мм: длина . . 6100 7100
ширила ... 3720 4270
высота . 1835 1835
Приложение 14
Удельная производительность колосниковых и резонансных грохотов
Тип грохота Рявмер отверстий сита, мм Удельная производительность. Т/Ч-М*
при подготови- тельном И ПрГД- варнтетыюм грохочении ирп грохочении на сорта
Кплосшиншый (сухое грохоче- 150 60—100
нпе) 100 40-60 —-
50 20-40 —
Колосниковый (мокрое грохо- 10 (13) 150-200 —
чеште) ГГЛ
Резонансный 100 80-90 50-60
75 50-70 45-50
50 40—60 35—40
25 30-35 25—35
13 20-25 18—20
10 Н-ж-17 8-15
8 8-10 6—8
(> 6-12 4—6
F». U-4IH । >д«чы1ал прок<»>Т11те.-11>ио-'7ъ принимается пля сухих
П риложгнчс IS
Техническая характеристика инерционных грохотов
Покаватсль ГИЛ32А ГИЛ42 ГИЛ43 ГИЛ 5 2 ГИТ51 ГИТ71
Максимальный размер кускон >гля в исход- 1200 1200
ном, мм Сито: 100 300 300 300
число .... 2 2 3 2 1 1
длила, ым . . 2500 3750 3750 4250 3500 5000
ширина, мм . . . 1250 1500 1500 1750 1750 2500
площадь, м’ . . Частота колебаний короба 3,125 5,6 5,6 7,44 6,125 12,5
в мипуту Двойная амплитуда ко- 1200 900; 1000 900; 1000 900 580; 720 600
лобашш, мм .... Угол наклона короба, 5 6-7 5—6 6 8-14 9—14
град Электродвигатель: 15—25 10-25 10-25 15-25 10-18 15-30
тип КОМ32-6 КОИ-4 КО12-4 КОН-4 КО22-4 КО31-4
МОЩНОСТЬ, КВТ . . 4,5 8,0 10,0 8,0 20,0 25,0
Масса грохота, кг ... Основные размеры, мм: 1450 3240 3390 3670 6900 13 000
длина - 2690 4450 4370 4500 4150 5150
1670 2860 2860 2580 3275 3370
высота 1450 2890 3290 2250 3235 3900
Цена, руб . 968 2700 338<» 2050 5295 8975
Приложение 16
Удельная производительность
Размер отверстий сита, мм
д, м3/ч м’ .................
Ifli
инерционных грохотов
.6 8 10 13 25 50 75 100
. 13 17 19 24 31 42 54 63
Поправочные ’коэффициенты для расчета производите, и. ноет и пне ртишпых грохотов
Условен грохочения и числовые значения коэффицш нтлв 8 3 асе Уголь Для отверстий сита больше 25 мм С о о Е * « S о о с 2 Е а св св и | 0.9-1.0 Для отверстий сита больше 25 мм Любое О
8 . °? а см 8 с
О г- F- с? S 00 о
S 2 СО 05 о Округленная(например морская галька) № 1
й гм S W S о
с - о 8 g со 1 Для отверстий сита меньше 25 мм КОМКУЮШИЙ;Н | 0,2-0.fi I Для отверстий ента меньше 25 мм I сухое) мокрое (с орошением) он-ггч |
R 00 го = о ч
м «о ш см S 3 05 чн Дробленый мате- риал разный (кроме угля) о | сухой| влажный | ( 0,75-0.85 '
5 С1 S 3 см
о СМ = 3 § со см = О
Содержание в исходном мате- риале зорен paaviepoM мепыпе половины размера отверстий сита. % Значение It | (.одержание в исходном мато-j риале избыточных зерен, % | Значение 1 ( Эффективность (к. п. Д.) гро-1 хоченля, % Значение т | Форма зерен | Значение л Влажность материала | Значение о I Грохочение сухое или мокрое | Значение р
а У..твил, учиты- & иные козффв- цяентом Влияние мелочи Влияние крупных! :«реп т ' Эффективность грохочения Фарма зорен н материал 1 Влияние вл аж- 1 нгк ти Способ грохочения
* — о
It риложгние 18
Техническая характеристика дуговых сит типа СД
Понаватель СД-1 СД-2А сдо-з
Производительность по пульпе, м’/ч 200 300—400 450-500
Радиус изгиба сита, мм 550 550 800
Рабочая площадь сита, м’ . . 0,95 19 3,0
Ширина щелей сит, мм Регулировка щели для входа пульпы 0,5—1,5 0,5—2,0 0,5—1
в пределах, мм . 15—30 0-30
Масса, кг Основные размеры, мм: 296 508 832
длина . 830 1440 1850
ширина . , 1330 1330 1415
высота 1680 1690 2819
Цепа, руб 460 1106 1450
Приложение
19
Техническая Характеристика загрузочных устройств и отсадочным
машинам типа ОМ
Показатель У312 У31В
Максимальная производительность по твердому, т/ч . До 300 До 500
Отношение Ж : Т в исходном . .... 2 2
Крупность исходного угля, мм .... 0—13; 0-13;
0-125 0-125
Площадь дуговых сит. м1 1,52 2,28
Ширина щели, мм:
дугового сита 1 1
в колосниковом решете 13 13
Эффективность по сбросу воды, % прп нагрузке, т/ч:
до 200 75 —
до 300 . . 55 75
до 500 — 45
К. п. д. дугового сита по отделению класса 0—0,5, %
прп нагрузке, т/ч:
до 200 .... 73 —
до 300 50 70
до 500 — 40
Масса, кг ... . 2150 3400
Основные размеры, мм:
длина . . . 2720 3 ч50
ширина 2204 W4
высота 2670 3780
178
Приложение 20
Техническая характеристика сепараторов типа СКВ
Показатель СКВ 20 СКВ 32
Производительность по классу, т/ч: 25—300 ми . До 240 До 380
13—300 мм . . - . До 190 До 300
6—300 мм .... До 160 До 250
Размеры ванны: длина, мм . . 2250 3500
ширина, мм 2000 3200
объем, ы’ 8 18
Скорость вращения элеваторного колеса, об/мин . . 2,1 —
Электродвигатель: тип АО251-8 АО251-6
МОЩНОСТЬ, квт 5,5 5,5
Масса, кг .... 15 700 25 500
Основные размеры, мм: длина .......... „ .... . 4300 5300
4200 5700
высота . . ... 4150 5700
Цена, руб .... 1200 —
П риложение 21
Техническая характеристика комплексов гпдроцпклонных установок
типа КГ
Показатель КГ2/50 КГ2/100
Производительность, т/ч Крупность обогащаемого угля, мм Расход суспензии, ы3/т Масса, кг ...... 40-50 0,5-25 4-5 11 500 80-100 0,5-25 4-5 15000
Приложение 22
Техническая характеристика отсадочных машин типа ОМ
Показатель ОМ-8 ОМ-12 ОМ-18 ОМА-10
Ширина отсадочного отделе- ния, мм 2000 2000 3000 2000
Длина ступени, мм . . 2000 2000 2000 3000—2000
Число ступеней ..... 2 3 3 2
Рабочая площадь решета. ыа 8 12 18 10
Размер отверстий решета, мм 4-6 4-6 4-6 10
Максимальная крупность нс годного у«ля, мм ... 125 125 125 250
Ч астота пульсаций воды в ми- нуту 36; 43 51; 57 67 45; 51
Продолжение прилож. 22
Показатель ОМ-8 Ом-12 ОМ-18 ОМЛ-10
Амплитуда пульсации, мм Давление воздуха в ресиве- ре, кн/ма Расход воздуха, ма/сск . . Электродвигатель пульсато- ров: тип МОЩНОСТЬ, КВТ . . . Электродвигатель роторных разгрузчиков: тип ... МОЩНОСТЬ. КВТ . . . Масса машины, кг . . Основные размеры, мм; длина ... ширина . . высота Цена, руб. 1 Удетьная произвол До 130 24 До 0,45 АО241-6 3 ПБС-33 1.6 15 500 4980 3385 4540 19 370 итстьноеть До 130 24 До 0.7 АО2-41-6 3 ПБС-33 1,6 23184 7255 3385 4540 27 625 отсадочных До 130 24 До 1.05 АО2-41-6 3 ПГ.С-33 1.6 27 900 7255 4025 4540 33170 77/ машин типа До 130 40 0,9 3 16 800 6160 3470 4510 сложение 23 ОМ
Показатель Категория оЬогятимостп угэн
легкая средняя трудиак
Производительность по исходному углю, т/ч-м2: крупного угля мелкого угли неклассифицированного угля . . контрольная отсадка Производительность по породе, т/ч-мя . 18-22 15—18 20—25' 5—10 6,3 — СЛ d М 4S £i 1 I 1 осуч 12—14 10—12 5—10 6,3
Приложение 24
Техническая характеристика концентрационных столон CKIDI-G
Производительность, т/ч;
по классу 0 3 мм ... . 35 40
по классу 0—6 мм ... . . 40
Число качаний доки в минуту . 270—350
Амплитуда качаппп................................. 6—25
Число док . . 6
Размер деки, ми:
длина ... . . Mix?
ширина .... . . 1800
Площадь дем. м1 ................. .......... :•»
180
IIродалжение прил. 24
Угол наклона деки, 1рад:
поперечного ... ................ 0—10
продольного .................. 0—3
Привод - ....... Самобалапсный
вибратор
Электродом атель, кит 1.7
Мосса, кг......................................... 2800
Основные размеры, мм:
длина ... 4800
ширина 2550
высота 4350
Цена, руб ................................... 21000
Uриложеиие 25
Тсхническан характеристика шнековых сеиарсторов типа СШ
Показатель сш-ю СШ-15
Производительность, т/ч . . 50 120
Расход воды, ма/т Крупность исходного угля, мм Шпек: 6-25 5—6 6—100 1500
диаметр, мм . . 1000
скорость вращения, об мин 25 50 10-Зв
Мощность электродвигателя, квт Масса, кг 5585 20 12000
Основные размеры, мм: ДЛПВа 6868 7880
ширина . . . . высота 1164 1450 1960 2200
Цена, руб. . 6000 —
Приложение 26
Техническая характеристика пневматических сепараторов тппа СП
Пон» мтель СП-6 сп-в СП-12
Производительность, т'ч Максимальная крайность кусков обога- 40-50 75 100
щаемого угля, мм Дека: 50 75 75
рабочая площадь, м“ 6,7 8,0 12,0
число качаний и минуту 310—400 310—400 310—400
Мощность электродвигателя, квт 9,8 13,8 19,8
Масса сепаратора, кг . . Основные размеры, мм: 7100 12 130 14 506
длина 6485 7082 8150
ширила 2985 3270 3590
высота 5440 6-.-60 5000
Цеп» руб 6500 14 860 17 450
Приложение 27
Техническая характеристика II0M-2A
Производительность, т/ч.............................. 100
Площадь деки, м’...................... .... 4,5
Число пульсации воздуха в минуту ................ 200—420
Расход воздуха, м*/ч ............... 15 000—20 000
Напор воздуха, кп/м* ................................ 3,6
Электродвигатель:
тли..................................... . КОМ31-4
мощность, квт.............. 4,5
Масса малпшы, кг . 6200
Основные размеры, мм:
длина ... . . . . 5712
ширина 1850
высота .... . . 6000
Цева губ . . . . 11200
Лриложение 28
Техническая характеристика гпдрецнклонов типа ГЛ
Показатель ГЛ? ГЛ 12
Диаметр, мм Диаметр, мм: 900 1200
питающего патрубка 200 250
сливного насадка . . . 200—250 200—300
нижнего насадка Угол конусности конической части гидроциклона, 60—150 60-150
град 20 20
Крупность исходного угля, мм 0-3 0-3
Масса, кг 1370 2830
Приложение 29
Технический характеристика флотационных машин МФУ2-63
Производительность по пульпе, м3/ч .......... 350—450
Камера:
число............................................. 6
объем, м3........................................ 6,3
Скорость вращения вала импеллера, об/мин 600
Время флотации, мин ..................... 5—8
Электродвигатель импеллера:
тип........................................ АО2-72-8
мощность, квт ... 17
Электродвигатель пеногона, квт 1,5
Масса, кг............................ 27 ЬОи
Основные размеры, мм:
длила . 16 320
ширина 3390
высота ............................. .... Зг >0
Цена. руб. ......................... 20 000
Приложение 30
Техническая характеристика самобалансных грохотов типа ГС Л
Показатель ГСЛ42 ГСЛ62 ГСП 72
Размеры сита, мм: ширина ... .... 1500 2000 2500
длина 5000 5000 0000
Число сит 2 2 2
Площадь сита, м’ 7,5 10,0 15,0
Частота колебаний короба в минуту 820 820 820
Амплитуда колебании, мм 4 4,5 —
Электродвигатель: тип КО22-4 КО22-4 KO2I-4
мощность, квт 20 20 15 х 2
Масса грохота, кг .... 8080 8720 12 490
Основные размеры, мм: длина .... .... 5530 5530 6890
ширина .... 2580 2980 4750
высота .... 2280 2280 2430
Цена, руб .... 8670 9435 12 000
Приложение 31
Удельная произвядвтельность обезвоживающих грохотов
Продукт Удельная производительность
«. т/ч-м’ 9ь ы'/ч-м1
Крупный класс:
деухептлый грохот До 40 60—70
ОДНОСПТИЫЙ 18 20 60—70
Me наш класс:
двухептвый 20—24 60-70
одпоситный 10- 12 60-70
Швам ... 2-3 —
Приложение 32
Техническая харшстсрпстпка фильтрующих центрифуг
Показатель нвш-iooo нвв-юоо ВГС-2 ЦВП-1100
Производительность, т/ч До 100 До 100 До 100 До 120
Диаметр ротора, мм ... . Углт наклона образующей к 940 1000 1040 1100
вертикали, градус . . . 20 10 13 13
Гачмер отверстии сита, мм 0,5 0,25 0,5 0.5
Продолжение прил 32
Показатель НВШ-1000 HBB-fOOO ВГС-2 ЦВН-1100
Скорость вращения, об/мин- ретора 594 420 400—450
пшена 582
Чистота вибраций ротора в минуту ..... . 1600-1800 1600—1700 1600—1800
Фактор разделения (макси- мальным) 185 98 220 125
Электродвигатель ротора: тип .... АО2-81-4 АО72-4 АО72-4
мощность, квт . . 40 20 30 35
Масса центрифуги, кг 3690 3800 4215 3400
Основные размеры, мм- длина 2450 2870 2290 2725
ширина . . , 1680 2250 2105 1740
высота 1500 1505 2236 1525
Цена, руб. . 8900 13 100 30 900 15 000
Приложение S3
Техническая характернстнка центрифуг тина НОГШ
Показатель НОГШ-1100А ногт-1 шов НОГШ-1350Ш
11ровзв(>дительность:
по пульпе, [3/ч До 60 До 180 До 300
по твердому, т/ч 12 15 50
Крупность исходного угля, мм Ротор: 0-1 0-1 0—13
диаметр (больший), мы 1100 1100 1350
длина, мм 1500 1500 1987
Скорость вращения ротора, об/мин . . . Относительная скорость вращения шнека 1000:750:500 До 2з0 600; 700; 800
об мин . . . 8—20 8—20 18,5
Фактор резделенпя (максимальный) Электродвигатель: 600 30 480
тип ...... .... AO10I-6M АОП2-92-Ю ЛКЮЗ-tiM
мощность, квт . . 100 40 160
Масса, кг Основные размеры, мм: 8500 8500 12500
длина 4520 4520 3650
ширина 3450 3760 3800
высота .... ... I860 1800 180-
Цена, руб 20 0О0 25 000 22 900
Приложение 34
Техническая характеристика дисковых вакуум-фильтров
Показате it ДУ 68-2.5 ДУ80-2.7 <Украииа» ДУ100-2,5
Диаметр дисков, м . 2,5 2,7 2,5
Число дисков 8 8 12
Площадь фильтрации, м2 68 80 100
Мощность электродвигателя, квт 3 3 3
Масса вакуум-фильтра, кг 8500 16 400 17 570
Основные размеры, мм:
длина .... 5370 5950 7575
ширина . . . . - 3150 3380 3750
высота ... 2640 2945 2640
Цена, руб. . 16 300 20 000 40000
Приложение 35
Техническая характеристика пневматической фильтрующей
машины МПФ-10
Площадь фильтрующих сит, м2 ................. 10
Диаметр диафрагменных пульсаторов, мм .... 800
Максимальная амплитуда колебаний диафрагмен-
ных пульсаторов, мм ......................... 40
Частота колебаний диафрагменных пульсаторов
в минуту .................................... 140
Скорость движения скребков транспортирующего
устройства м/сек .................... .... 0.16—0,25
Мощность электродвигателей, квт . . 16
Масса, кг............... 10 200
Основные размеры, мм:
длина .... 7327
пшрпна . 2736
высоэа . . 2130
Цена, руб. 13 860
Приложение 35
Техническая характеристика цилиндрических сгустителей с периферическим
приводом
Показатель и-> H-3G П-40 П-50
Диаметр чана (внутренний).. м 25 30 '.0 50
Площадь (чущенпл, м2 500 700 1250 1963
Э тектродпш ателъ: ТПП .... АО72-8 6 4 А072-8'6/4 АО83-12/8/6/4 АО83-12/8/6/4
МОЩНОСТЬ. КВТ 4.5 6,5 8,5-18 8.5-18
Масса, кг . 30 500 ззиоо 02 938 72 750
Цена. р\б. ... ... — 37 740
Приложение 37
Техническая харсктерпстика цилиндрического сгустителя
с центральным приводом Ц-18
Диаметр чана (внутренний), м ........................ 18
Площадь аущсиия, ма ................................ 250
Эл<ьтродвИ!атсль привода механизма вращения;
ТПП............................................ АО51-6
мощность, квт .................................. 2.8
Масса, кг................................. 13 230
IIриложение 38
Удельная производительность сгустителей для первичного сгущения
Т: Ж в исходной Удельная прокалидителыюсть по твердому на 1 м* площади сгущения, т/ч
Т : Ж в сгущенном продунте
ггулъв i ; 10 1 : 6 1 : 6 1 : 5 1 : 4 1 : 3 1 : 2
1 : 100 0,047 0,046 0,045 0,045 0,044 0,043 0,042
1 : 75 0,064 0,062 0,061 0,060 0,059 0,058 0,057
1 : 50 0.1U2 0,097 0,093 0,091 0,088 0,087 0 085
1 : 40 0,135 0.126 0,119 0 115 0,112 0,110 0,106
1 : 25 0,250 0,227 0,204 0,192 0,185 0,175 0,169
1 : 20 0,384 0,312 0,270 0.250 0,238 0,222 0,208
1 : 15 0,714 0,512 0,400 0,354 0,322 0,298 0.277
1 : 12 1,665 0,834 0,571 0,501 0,435 0,384 0,345
1 : 10 — 1,665 0,834 0,666 0,540 0,455 0,390
1 : 9 — 3.330 0,995 0,768 0,624 0,512 0,444
1 : 8 — — 1,400 0,990 0,742 0,588 0,500
1 : 7 — 2,850 1,430 0,905 0,688 0,555
1 : 6 — — 2,495 1,250 0,832 0,625
1 : 5 — — — 2,250 1,110 0,714
1 : 4 — — — — — 1,656 0,844
IIриложение 39
Удельная производительность сгустителей для вторичного сгущения
Т: Ж в СХОДНОЙ ву.тьие Улелышя производительность по твердому иа 1 м1 илощапи стущекял. т/ч
Т : НС в сгущенном род> нте
1 : 10 I:S 1:в 15 1 : 4 1 : 3 1 : 2
1 :100 0,016 0,014 0,012 0,011 0.010 0,009 0,008
1 : 75 0,017 0,016 0,015 0,015 0,014 0.014 0,015
1 : 50 0,026 0,025 0,024 0 02;$ 0,022 0.022 0 021
1 40- 0,039 0„039 0 030 0,029 0,028 0.027 0,026
1 . 25 0,064 0 057 0,051 0 048 0,046 0 044 0 042
1 20 0,095 0 079 0 068 0,0ti8 0,059 0.056 0,053
1 15 0,128 0,100 0,090 0 082 0,075 0.069 0,064
1 12 0,426 0,213 0,143 0,123 0,107 0.U95 0,085
1 10 — 0,400 0,202 «0,161 0.135 0,115 0,101
1 • 9 — 0,770 0,259 0,162 0,156 и. 130 0 112
1 : 8 — — 0.370 O.25U 0.185 0.149 0,125
1 : 7 — —- 0,6.90 U,Jb0 0,208 0.175 0,140
1 ; 6 __ 0,625 0,317 ".213 0,151
1 : 5 0,555 и.270 0182
1 : 4 — — о Ш8 0.204
П риложение 40
Техническая характеристика сгустительных воронок
Показатель Диаметр, воронки, мм
3000 4000 4500
Площадь сгущения, м2 7,1 12,5 15,0
Высота воронки, мм 3(500 3825 4430
Масса, кг ..... 1650 3422 4197
Цепа, руб 530 1090 1330
Приложение 41
Техническая характеристика барабанных сушилок типа СБ
Тип сушилки Размер барабана, м Угол наклона бараоана Скорость Электродвигатель Масса Цена, руб.
диа- метр Длина барабана., ои/мив тип мощ- ность Сушилки, т
СБ-2,8 2,8 14 2’31' 4; 7 АО 102 55 82,3 39000; 46 500
СБ-3,5 3.5 22; 27 3° 2; 3; 4; 6 ЛО114 200 198; 225 91 500; 96000
Приложение 42
Техническая характеристика взрывобезопасных циклонов НИИОГаз
Диаметр циклона, Размеры входного патрубка Высота циклопа, мм Масса, кг Цепа, руб.
высота, мм ширина, мм CF Ч I 11
2150 1160 543 0,630 12 950 3 836 1190
2650 1430 669 0.960 15 860 6 480 2070
3UW 162Н 760 1,230 17 920 8 385 гзоо
325U 1755 845 1,470 19 210 10 810 2645
400О 216U 10'10 2,250 23 754 25 416 5280
187
Приложение 48
Техническая характеристика батарейных пылеуловителей
тина БПР н ПКН
Показатель БПР-35 БПР-50 БПР-75 ЕПР-100 ПКН-75
Производительность, м’/ч . . 35 000 50 000 75000 100 000 75 000
Число секций . — — 2 3 —
Число циклонов и секции . . — —— 6 6 —
Общее число циклонов 6 8 12 18 4
Диаметр циклона, мм 800 800 800 800 —
Общее сопротивление, н/ма 850 850 850 850 900
Масса, кг ... 5140 6864 И 342 15 220 6085
Основные размеры, мм:
длина . 3500 4465 5600 6470 3000
ширина 1920 1920 4120 4120 2110
высота 9300 10 527 9300 10 480 4170
Цена, руб. .... 2080 2644 3962 4770 3962
Приложение 44
Техническая характеристика пылевых рукавных фильтров
типа РФГ-У
Показатели Фильтры
одинарные двойные
Число секций 4; 6; 8; 10 8; 12; 16; 20
Число рукавов в секции 14 14
Фильтрующая поверхность, м*:
одного рукава 2 2
секции 28 28
Фильтрующая поверхность общая, м2 112. 168, 224, 280 224, 336, 448, 500
Размеры фильтра, мм:
длина . _ . . 3005; 4505; 6005; 3005; 4505; 6005;
5705 7505
шприпа . . 22 80
высота 7000
Мощность электродвигателя привода на
две секции, квт 8
Давление сжатого воздуха, н/.м3 . . . 1300-1500
Сопротивление фильтрующей ткани, н/м® До 1000
Допустимая температура газа, град:
хлопчатобумажная ткань . < 60—65
шерстяная ткань 80- -90
itриложение 45
Техническая харагтгеристнка золоуловителей МП-ВТИ
Показатель Диаметр волоу.ловителя, мм
2300 2500 27Q0 зюо ззоо
Производительность, тыс. м?/ч 18,7 22,0 25,6 33,8 38,2
Расход воды, м3/ч 10,5 11.0 12,0 14.2 14,8
Масса, кг 7065 7875 8760 10 650 11 930
К. П- д. очпеткн, % 92 92 92 92 92
П риложенис 46
Техническая характеристика РА
Показатель РА-1 РА-2 РА-3 РА-4 РА-5
Производительность, м3/ч . . 25 54 85 210 300
Диаметр питающей трубы, мм Напряженность макпгшого по- 50 75 100 150 200
ля в трубе, :» 500 500 500 480 500
Потребляемая мощность, квт . 0,105 0,107 0.13 0,15 0,23
Масса, кг Основные размеры, мм: 200 252 367 462 500
длина 1145 1150 1170 1150 1440
ширина .... 656 700 803 880 850
высота . . 865 890 1010 1050 1070
Цена, руб. . . 1135 1050 1420 870 Йрил зжеиис 47
Техническая характеристика ЭВМ
Показатель -3BS180/170 ЭЕЫ80/250
П рониводптельность: До 2111 270
но суспензии, м8,'ч
по магнетиту, т ч До 60 90
Барабан, мм;
диаметр 800 800
длина ......... . . . 1700 2550
Скорость вращения, об мин 10 —
Напряженность нагнигного поля, а . . 1500 1500
Напряжение постоянного тока, в 220 220
Мощность магнитной системы, кат . . 5,1 7.2-8.9
Э.тектродвп! атель: АОЛ2-И-6
тип АОЛ2-31-6
мощность, КВТ . . 2,2 3,0
Масса, кг 4840 7ПЮ
Основные размеры, мм;
длина ...... 2700 2100
ширина . 2100 3465
высота 1750 1750
Цепа, р\б 7270 12 000 189
Приложение 48
Техническая характеристика СБ
Показатель СБ15 СЕН 15 СБЗО СБНЗО
Емкость, м3 15 15 30 30
Диаметр, мм 2900 2900 4500 4500
Высота, мм 4600 4600 5070 5070
Диаметр патрубков, мм:
для суспензии 175 175 200 200
для воздуха 20 20 20 20
Масса, кг ... 3150 3166 6391 6406
Приложение 49
Техническая характеристика центробежных насосов
для магнетитовых пульп
Покаватель 5ЫШ-1 8ЫШ-8
Производительность, м3 ч 150 360
Напор, кп/м2 325 360
Мощность электродвигателя, квт на 160
Масса насоса, кг . . . 356 1192
Основные размеры, мм:
длина 1044 1630
ширина . 560 800
высота . . . . . . 580 1180
Цена, руб 1835 5639
Приложение 50
Техническая характеристика воздуходувок ТВ
Покаватель ТВ-42-1,4 ТВ-30-1,2 ТБ-200-1.2
Производительность, м’/ч . . 2500 5000 12 000
Давление (абсолютное), кн/м2 140 120 125
Мощность электродвигателя, квт . . . 55 55 160
Масса воздуходувки, кг Основные размеры, мм: 4216 3063 5030
длина 2450 2213 2396
nuipirrui 1550 1550 1685
высота , , 1570 1530 1655
Цена, руб. .... 3285 2160 3860
Приложение 51
Техническая характеристика агрегата «Каскад» ЛКП
Производительность по пульпе (наибольшая). м3/ч .......... 800
Пропускная способность одного отводящего патрубка пулыю-
делителя (наибольшая), м3/ч............................... 200
Число отводящих патрубков................................. 4; 6; 8
Мощность электродвигателя, квт . ......................... 4,5
Масса агрегата, кг ............... ....... 3610—4710
Основные размеры, мм:
длина.................... . . .......................... 3260
ширина........... . . ....................... 2130
высота ... ............................... 2530
Цена, руб. .... ............................... 7300
Приложение 52
Техническая характеристика пгнигаентелеп «Вихрь»
Производительность по пульпе, м’/ч ................. 350
Скорость вращепия турбппкп пасоса, об мин .... 400
Развиваемое насосом давление, кн/м1 ... ... 60
Электродвигатель:
лш.............................................. КО32-8
мощность, квт............................. 20
Масса, кг . ................... . . . . 4000
Основные размеры, мм:
длила . 2720
ширина . . . -.................. 2300
высота 2495
Цена, руб. 5800
Приложение 53
Техническая характеристика вакуум-насосов и воздуходувок
Показатель КВН-50/1,5 BDH-12 ВВН-50 (В К-50)
Производительность, м3 мин; при вакууме 95- Зо°о . . . 50 4-12,5 50
ирп давлении 130—30 кн/м55 50 8,9-10,5 30
Мощность электродвигателя, квт 12 5 28 IU0
Масса, кг .... . 28Ю 1180 4865
Основные размеры, мм: длина 2285 1865 2035
ншрина 1120 700 IOO0
ВЫ Old ...... ... 144U 9()0 1343
Цена, руб — 615 43*25
191
Приложение 54
Объем ресиверов я аивушек
Вакуум-фильтр
ДУ-08 . . .
«Украина-80»
Объем, м’
ресивера ловушки
4 1.5
4 1.5
Приложение 55
Техническая характеристика подвесных жетезоотде ште.тей тина ЭПР
Показатель ЭПР80 В№120
Ширина ленты . 800 1200
Скорость движения разгрузочной ленты, м,сек . 2,0—4,5 2,0
Мощность электродвигателя, квт 2,8 2,8
Высота подвески, мм ....... . 300 280-350
Масса, кг Основные размеры, мм: 4163 4670
длила 2317 3470
ширина .... 1310 1810
высота . 850 1170
Цена, руб. . . ... 8000 9000
Приложение 56
Техническая характеристика электромагнитных шкивов типа ШЭ
Показатель ШЭйО-ЗО ШЭ 100-80 ШЭ120-1О ШЭ140-100
Ширина конвейерной ленты, мм 800 1000 1200 1400
Толщина стоя угля на лен- те. мм До 250 До 250 300 300
Потребляемая мощность квт 4,8 4,8 6,4 8,05
Шкив: диаметр, мм 800 800 1000 1000
масса, кг 3334 3,47 4750 5*58
Цена, руг» 5090 5070 6450 8670
Приложение 57
Техническая характеристика пробоотборников типа ПК
Подаватель ПК2-3 ПК2-10 ПК2-12.5
Производительность опробуемого потока.
т/ч Максимальная крупность материала, мм Влажность материала, % . . • Ковш: 525 1030 300 До 15 1350
длина, мм ........... ширина, мм . , 800 1000 250-750 1250
скорость, м/сск Электродвигатель: тип мощность, квт ......... 1,53—2,07 2,54 КО21-4/12 12/6 3,06
Масса, кг Основные размеры, мм- длила ............. 2855 3024 3720—4010 2991
ширина ............. высота . 3145 3345 ИЗО 3545
Цепа, руб 2650 2910 3000
Приложение 58-
Техннческая характеристика вроб^отборплков типа ПС
Показатель ПС2-В IIC-2-lfl ПС2-12 ПС2-14
Производительность ©пробу-
емого потока, т/ч .... 420 660 950 1300
Максимальная крупность ма-
терпала, мм ..... 300 300 300 300
Влажность материала, °0 . До 14 До 14 До 14 До 14
Ширина конвейерной лепты,
мм .......... 800 1000 1200 1400
Электродвигатель:
тип KON32-4
мощность, квт 7 1
Масса, кг ........ 1316 1356 1400 1418
Основные размеры, мм:
длина . . 3755 3955 4380 4655
ширина 195 ю
высота . . . 2240 2340
Цена р>б. 2000 2020 2050
19
Приложение 59
Техническая характеристика ПЩ
Показатель ПЩ-15 ПЩ-20 ПЩ-25 пщ-зо НЩ-35
Диаметр питающего труГюпро- вода, мм 150 200 250 300 350
Крупность материала в пульпе, мм Размер щели пробника, мм Электродвигатель: тип мощность, квт Масса, кг 225 236 0—3 3—15 AOJ1C2-11 0,6 260 -4 265 286
Основные размеры, мм: длина 555 610 660 730 790
ширила . , . 530 560 60U 640 730
высота . . 760 760 760 760 760
Цепа, р$б. 480 485 486 494 507
Приложение 60
Техническая характеристика
машин для подготовки проб
Покаяатель МПЛ-150 МПЛ-300 МПА-150 МЛА-3
Производительность, т/ч Крупность разделываемого материала, мм: 1,3—2.0 7.7-12,2 1,3—2,0 -
исходного . . . До 150 До 300 До 150 До з
конечного . . . 0-3 0-3 0-0,2 0—0,2
Влажность материала, % До 18 До 15 До 18 До
Электродвигатель, квт 10 0 11,0 13,0 2,2
Масса, кг Основные размеры, мм: 1775 4070 2000 188
длина . . 2300 3170 1-400 1Ю0
ширина , . 970 2910 1400 600
высота . 1700 2140 2520 1300
Цена, р>б. . 4330 5800 4480 465
П рияожение 61
П]и>11зводнтельность труб-сушилок
Диаметр трубы, мм . .
Производительность, т/ч:
по углю .................................
по испаренной влаге ...............
900 1100
До 60 До 120
До 6 До 12
Приложение 62
Углы наклона желобов и трубопроводов
УГОЛ На-
продукт мм Ж : Т клина, градус
Рядовой уголь . 0—80 — 40—47
1 1 ©обогащенным уголь 10—80 32—35
То же 0,5—10 — 47—55
» 0—0,5 — 60-70
Исходным отсадочных малин 10-80 1,5—2 7—10
То же . . . . . 0,5-10 1,5—2 6—8
Концентрат 10—80 0,5—10 4-6 4-6 5—6 3-5
Промпродукт 10—80 0,5—10 37—40 50-55
Порода 10-80 0,5-10 5SS 1 3 v
Кек 0—0,5 — 05-70
Флотационный концентрат 0—0,5 2,5 8—10
Сгущенный шлам 0—1 3—4 4—6
Шлам по тру<5опроводам 0-1 2 в более 2—3
Приложение 6$
2 dz
Значение интеграла вероятности Гаусса
I 2л
ж F(«l 1 F<x> F(*> 1 F(«)
3,60 0,0001 —3,34 0,0004 -3,08 0,0010 —2,82 0,0024
3,59 0,0002 —3,33 0.0004 -3 07 0.0011 —2,81 0,0025
—3,58 0,0002 - 3,32 0,0004 —3,06 0,0011 —2,60 0,002(5
—3,57 0,0002 —3,31 0,0005 -3,05 0,0011 —2,79 0,0026
3'56 0.0002 -3,30 0,0005 -3,04 0 0012 —2,78 0,0027
3.55 0,0002 —3,29 0 0005 -з.оз 0.0012 —2,77 0 0028
—3,54 0,0002 —3,28 0,0005 -3,02 0,0013 —2,76 0,0029
3,53 (1.0002 —3.27 0,0005 —3.01 0,001.3 —2,75 о,о():40
3 52 0.0002 —3.26 (l,0U06 —3,00 0,(М)14 —2,74 0,0031
1 51 0,0002 —3.25 0.0006 -2,99 0,0014 —2,73 0.0032
3,50 0,0002 —3,24 0.0006 -2,98 0.0014 -2,72 о,оозз
—3,49 0,0002 —3,23 0.0006 —2,97 0.0015 —2.71 0 0034
—3 48 0.0003 -3,22 0 0001» —2,96 0,0015 —2,70 0,0035
—3,47 о.оооз —3,21 0,0007 —2,95 0 0016 —2,69 0,0036
—3,46 0,0003 -3,20 0,0007 -2,94 0,0016 -2,68 0 0037
—3,45 о.оооз —3,19 0,0007 —2,93 0,0017 —2,67 0,0038
—3,44 о.оооз —3,18 00007 -2,92 0,0018 —2,66 0,0039
—3,43 о.оооз -3,17 0 0008 -2,91 0,0018 —2,65 0,0040
—3,42 о,иооз —3,16 0,0008 -2,90 0,0010 —2,64 0,0041
3,41 0,0003 —3,15 0,0008 -2,89 0,0019 —2,63 0,0043
—3,40 0,0003 -3,14 0,0008 —2,88 0,0020 —2,62 0,0044
—3/19 0,0004 -3,13 0,0009 —2,87 0,0021 —2.61 0.0045
—3 38 0,0004 —3,12 0,0009 —2.86 0,0021 —2.60 0.0047
—3,37 О.0004 -3,11 0,0009 —2,85 0.0022 —2,59 0,0048
-3,36 О.(Ю(М —3,10 0.0010 -2,М 0,0023 —2.58 0,0049
- 3,35 (1 coot —3,09 0.0010 -2,83 0.(4123 —2.57 0,0051
195
Продолжение при л. 63
X F(x) * F(« * F(x) ж
—2,56 0,0052 —2,03 0,0212 —1.50 0,0668
—2.55 0,0054 —2,02 0,0217 —1,49 0,0681 —0,96
—2,54 0,0055 2.01 0,0222 —1,48 0,0694 -0,95
—2.53 0,0057 —2,00 0,0228 —1,47 0,070В —0,94
—2.52 0,0059 —1,99 0,0233 -1,46 0,0721 -0,93
—2,51 0,0060 —1,98 0,0239 —1,45 0,0735 —0,92
—2.50 0,0062 —1,97 0,0244 —1 44 0,0749 —0,91
—2,49 0,0064 —1,96 0,0250 -1,43 0,0761 —0.90
—2.48 0,0066 -1,95 0.0256 -1,42 0,0778 —0,89
—2,47 0,0068 —1,94 0.0262 —1,41 0.0793 -0,88
—2,46 0,0069 —1,93 0,0268 —1,40 0,0808 —0,87
—2,45 0,0071 —1,92 0,0274 —1,39 0,0823 —0,86
—2.44 0,0073 -1.91 0.0281 —1,38 0,0838 —0,85
—2,43 0,0076 -1,90 0,0287 -1,37 0,0853 —0,84
—2.42 0,0078 —1,89 0,0294 —1,36 0,0869 —0.83
—2,41 0,0080 - 1.88 0,0301 -1,35 0,0885 —0,82
—2,40 0,0082 —1,87 0,0307 —1,34 0,0901 —0,81
—2,39 0,0084 -1.86 0,0314 -1.33 0.0918 - 0.80
—2,38 0,0087 -1,85 0,0322 -1.32 0,0934 —0,7»
—2,37 0,0089 —1,84 0.0329 -1,31 0,0951 —0,78
—2,36 0,0091 —1,83 0,0336 -1,30 0.0968 —0,77
—2,35 0,0091 —1.82 0,0344 -1.29 0,0985 —0,76
—2,34 0.0096 —1.81 0,0351 —1,28 0.1003 —0,75
—2,33 0,0099 —1,80 0,0359 -1,27 0,1020 —0,74
—2,32 0.0102 —1,79 0,0367 —1.26 0,1038 —0,73
—2,31 0,0104 —1.78 0,0375 —1,25 0,1056 —0,72
—2.30 0,0107 —1,77 0,0384 -1,24 0,1075 —0,71
—2,29 0,0110 —1,76 0,0392 —1,23 0,1093 —0,70
—2,28 0,0113 — 1,75 0,0401 —1.22 0,1112 —0,69
—2,27 0,0116 -1.74 0,0469 —1,21 0,1131 —0,68
—2,26 0,0119 —1,73 0,0418 —1.20 0,1151 —0,67
—2,25 0,0122 —1,72 0,0-427 —1,19 0,1170 —0,86
—2,24 0,0125 —1,71 0.0436 —1,18 0,1190
—2,23 0,0129 —1,70 0.0446 —1,17 0,1210 -0,64
0,0132 -169 0,Ц4ээ -1.16 0,1230 —0,63
—2,21 0.0136 —1,68 0,0465 —1,15 0,1251 —0,62
--2.20 0,0139 — 1.67 0,0476 -1,14 0,1271 —0,61
—2,19 0,0143 —1.86 0,0485 —1,13 0,1292 —0,60
—2,18 0,0146 -1,65 0,0495 -1,12 0,1314 —0,59
—2,17 0,0150 -1,94 0,0.505 —1,11 0,1335 —0,58
—2,16 0.0154 —1,63 0,0516 —1,10 0.1357 -0,57
—2,15 0 0158 —1,62 0,0526 —1 09 0,1379 -0,56
—2.14 0 0162 —1,61 0,0537 —1,08 0,1401 —0,55
—2,13 0 0166 —1.60 0,0548 —1,07 0,1423 —0,54
—2,12 0,0170 —1,59 0,0559 -1,06 0,1446 —0.53
—2,11 0174 —1,58 0,0571 —1,05 0 1469 —0 52
—2,10 0.0179 -1,57 03*582 —1,04 0 1492 —0 51
—2,09 0,0183 —1.56 0,0594 -1,03 0 1515 —0,50
—2,08 0.0188 —1,55 0,0606 —1,02 0 1539 —0 49
—2,07 0.0192 I.M 0,0618 —1,01 0,1562 —0 48
—2,06 0.0197 1,53 о.огю —1,00 0,1587 *—0,47
—2.05 0.0202 -1.52 O.Ofc/3 —0,99 0,1611 —0,46
—2,04 Р.О2О7 -1,51 0.0655 -0.98 0.1635 “’"5
F(x)
0,1660
0,1 685
0,1711
0,1736
0,1762
0,1788
0,1814
0,1841
0,1867
0,1894
0,1922
0,1949
0,1977
0,2005
0,2033
0,2061
0,2090
0,2118
0,2148
0,2177
0.2206
0,2236
0.2266
0,2296
0,2327
0,2358
0,2389
0,2420
0,2451
0,2483
0,2514
0,2546
0,2578
0 2611
0,2643
0,2676
0,2709
0,2743
0,2776
0,2810
0,2843
0,2877
0.2912
0,2946
0,2981
0,3015
0,3050
0,3085
0,3121
0,3156
0,3192
0,3228
О 3261
Продолжение прил. СЗ
X F(«> F(x> X F(x) X F(x)
—0.44 0,3300 0,09 0,5359 0,62 0,7324 1,15 0,8749
—0,43 0,3336 0,10 0,5398 0,63 0,7357 1,16 0,8770
—0,42 0,3372 0,11 0,5436 0,64 0,7389 1,17 0,8790
—0,41 0,3409 0,12 0,5478 0,65 0,7422 1,18 0,8810
—0,40 0,3446 0,13 0,5517 0,86 0,7454 1,19 0,8830
—0,39 0,3483 0,14 0,5557 0,67 0.7486 1.20 0,8849
-0,38 0,3520 0,15 0,5596 0,68 0,7517 1.21 0,8869
—0,37 0,3557 0,16 0,5636 0,69 0,7549 1,22 0,8888
—0,36 0,3594 0,17 0,5675 0,70 0,7380 1,23 0.8907
—0,35 0,3632 0,18 0,5714 0,71 0,7611 1,24 0,8925
—0,34 0,3669 0,19 0,5753 0,72 0.7642 1,25 0,8944
—0,33 0,3707 0,20 0,5793 0,73 0,7673 1.26 0,8962
—0,32 0,3745 0,21 0.5832 0,74 0,7704 1,27 0,8980
—0,31 0,3783 0,22 0.5871 0,75 0,7734 1,28 0,8997
—0,30 0,3821 0,23 0,5910 0,76 0,7764 1,29 0 9015
—0,29 0,3859 0.24 0,5918 0,77 0,7794 1,30 0,9032
—0.28 0,3897 0,25 0,5987 0,78 0,7823 1,31 0,9049
—0,27 0,3936 0,26 0.6026 0,79 0,7852 1,32 0,9066
—0,26 0.3974 0,27 0,6064 0,80 0,7881 1,33 0,9082
—0,25 0,4013 0,28 о,бюз 0,81 0,7910 1.34 0,9099
-0,24 0,4052 0,29 0,6141 0,82 0,7939 1,35 0,9115
-ОЛЗ 0,4О!Ю 0,30 0,6179 0,83 0,7967 1,36 0,9131
-0,22 0,4129 0,31 0,6217 0,8-4 0,7995 1,37 0,9147
—0,21 0,4168 0,32 0,6255 0,85 0,8023 - 1,38 0,9162
—0,20 0,4207 0,33 0,6293 0,86 0,8051 1,39 0,9177
—0,19 0,4247 0,34 0,6331 0,87 0,8078 1,40 0,9192
-0,18 0,4286 0,35 0.6388 0,88 0,8106 1,41 0.9207
—0,17 0,4325 0,36 0,6406 0,89 0,8133 1,42 0.9222
—0,16 0,4364 0,37 0,6443 0,90 0,8159 1,43 0,9236
—0,15 0,4404 0,38 0,6480 0,91 0,8186 1,44 0,9251
—0,14 0,4443 0.39 0,6517 0,92 0,8212 1,45 0,9265
—0,13 0,4483 0,40 0,6554 0,93 0,8238 1,46 0.9279
—0,12 0,4522 0,41 0,6591 0,94 0,8264 1,47 0.9292
—0,11 0,4562 0,42 0,6628 0,95 0,8289 1,48 0.9306
—0,10 0,4602 0,43 0,6664 0.96 0,8315 1,49 0,9319
—0,09 0,46-41 0,44 0,6700 0,97 0,8340 1,50 0,9332
—0,08 0,4681 0,45 0,6736 0,98 0,8365 1,51 0,9345
—0,07 0,4721 0,46 0,6772 0,99 0,8389 1,52 0,9357
—0,06 0,4761 0,47 0,6808 1,00 0,8413 1,53 0,9370
—0,05 0,4801 0.48 0,6844 1,01 0.8438 1,54 0,9382
—0,04 0,4840 0,49 0,6879 1,02 0,8461 1,55 0,9394
—0,03 0,4880 0,50 0,6915 1,03 0,8485 1,56 0,9406
—0,02 0,4920 0,51 0,6950 1,04 0,8508 1,57 0,9418
-0,01 0,4960 0,52 0,6985 1,05 0,8531 1,58 0,9429
0 0 5000 0,53 0,7019 1.06 0,8554 1 59 0.9441
0 01 0,5040 0,54 0,7054 1,07 0,8577 1,60 0,9452
0 02 0,5080 0 55 0,7088 1,08 0.8599 1,61 0,9463
0,03 0,5120 0,56 0 7123 1,09 0,8821 1 82 0,9474
0,04 0,5160 0,57 0.7157 1 10 0,8643 1.83 09484
0,05 0,5199 0.ГЛ 0,7190 1.11 0.8665 1.64 0,94 U5
0,06 0,5239 0.5« 0,7224 1.12 0,8686 1,65 одаь
0,07 0/-79 0,60 0,7257 1.13 0 8708 1»66 0,9(115
0,08 0 5.119 0.61 0,7291 1,14 0 8729 1.67 0Д625
Продолжение прил. 63
X F(x) Г(х) X F(x> * F(x)
1,68 0,9535 2.21 0,9864 2,74 0,9969 3,27 0,9995
1,69 0,9545 2.22 0,9868 2,75 0,9970 3,28 0,9995
1.70 0,9554 2,23 0,9871 2,76 0.9971 329 0,9995
1,71 0,9564 2,24 0 9875 2,77 0.9972 3,30 0,9995
1.72 0,9573 2,25 0,9878 2,78 0.9973 3,31 0,9995
1,73 0,9582 2,26 0,9881 2,79 0,9974 3,32 0,9996
1.74 0 9591 2,27 0,9884 2,80 0,9974 3.33 0,9996
1,75 0,9599 2,28 0,9887 2,81 О,997о 3,34 0,9996
1,76 0,9608 2,29 0,9890 2.82 0,9976 3,35 0,9996
1,77 0,9616 2,30 о.э&й 2,83 0 9977 3,36 0,9996
1,78 0,9625 2,31 0,9896 2,84 0,9977 3.37 0,9996
1,79 0,9633 2,32 0,9898 2,85 0,9978 3,38 0,9998
1,80 0 9641 2,33 0.99U1 2,86 0,9979 3,39 0,9996
1,81 0.9649 2.34 0.9904 2.87 0,9979 3,40 0.9997
1.82 0.9656 2.35 (•,9906 2.88 0,9980 3.41 0,9997
1.83 0,9664 2.36 0.9909 2.89 0.9981 3,42 0.9997
1.&4 0.9671 2.37 U,9911 2.90 0.9981 .3,43 0.9997
1 85 0,9678 2.38 0 ‘*913 2.91 0.9982 .3.44 0,9997
186 0,9686 2,39 0.9916 2.92 U 9982 <3.45 0,9997
1 87 0.9693 2.40 0.9918 2.93 0.9983 .3.40 0,9997
1,88 0.9699 2,41 0.9920 2.94 0 9984 3,47 0.9997
1.89 0,9706 2,42 0.9922 2.95 0.9984 3,48 0.9997
1.90 0.9713 2,43 0.9924 2,96 0,9985 3.49 0.9998
1.91 0,9719 2,44 0.9927 2.97 0.9985 3,50 0.9998
1.92 0.9726 2,45 >.9929 2,98 0.9986 3.51 0,9998
1.93 0.9732 2.46 0.9931 2.99 0,9986 3.52 0,9998
1,94 0,9738 2,47 0,9932 з.оо 0,9986 3,53 0 9998
1.95 0 9744 2,46 0.9934 3,01 0.9987 3.54 0.9998
1.96 О.9750 2,49 (1.9936 3,02 0,9987 .3,55 0.9998
1.97 0.9756 2.50 0.9938 3,03 0.9988 3,56 0 9998
1,98 о 9761 2 51 0,9940 3.04 0,9988 3,57 0,9998
1.99 0 9767 2.52 0 9941 3.05 0.9989 3,58 0.9998
2.00 0.9772 2,53 0,9943 3 06 ДО 9989 3.59 0,9998
2.01 0,9778 2.54 0,9945 3.07 0.9989 3.60 0.9999
2 02 0,9783 2.55 0.9946 3.U8 0,9990 3,60 1.0000
2,03 0.9786 2,56 0.9948 3.09 0.9990
2.04 0,9703 2.37 0 9949 3,10 0,9990
2.05 0,9798 2.58 0,9951 3,11 0,9991
2.06 0,9803 2.59 0.9952 3,12 0.9991
2.07 0 0808 2.60 0.9953 3,13 0 9991
2,08 0,9812 2.61 0.9955 3,14 0,9992
2,09 0 9817 2.62 0 995(» 3.15 0,9992
2,10 0,9821 2,63 0.9957 3.16 0,9992
2,11 0,9826 2,64 0,9959 3,17 0.9992
2.1? 0,9830 2.65 0.9960 3,18 0 9903
2,13 0.9834 2.66 0.9961 3,19 0.9993
2.14 0.9838 2.67 0,9962 3,20 0.999?
2.15 0,9812 2,68 0,9963 3,21 0.9993
2,16 0,9846 2,69 0.9964 3,22 0,9994
2,17 0.9850 2,70 0.9965 3.23 0,9994 ,
2,18 0.985-1 2,71 0.9966 3,24 0,9994
2,19 0,0857 2.72 0.9967 3.25 0,9994
2.20 О.Овб! 2.73 0.9968 0.9994
список ЛИТЕРАТУРЫ
1. Артюшин С. П. Проектирование углеобогатительных фабрик. М.,
Госгортехиздат, 1962.
2. А ртю шн н С. П. Сборник задач1 по обогащению угля. М., «Недра*,
1968.
3. Артюшпп С. П. Теория гравитационных процессов обогащения.
Сб. ЦНИЭИ Обогащение и брикетирование угля», As 1, 1969.
4. Артюшпп С. П. Обезвоживаппе п пылеулавливание па углеобо-
гатительных фабриках. М., Углетехпздат, 1956.
5. Бедрапь Н. Г. Флотационные машины для обогащения углей,
о: Недра», 1968.
6. Благов И. С. Обогащение па концентрационных столах. М.,
«Недра», 1967.
7. Бриллиантов В. В., Г у р е в п ч Р. И. Обогащение угля в пес-
чаной суспензии. М., «Недра», 1966.
8. Б у п ь к о В. А.. В о л о т к о в с к н й С. А., Я п к и л е в п ч II. Г.
Автоматизация ва обогатительных фабриках. М., Госгортехпвдат, 1961.
9. Верховский И. М. Основы проектирования п оцепкп процессов
обогащения полезных ископаемых. М., Углетехпздат, 1949.
10. Горное дело. Энциклопедический справочник, т. 11. М.. Гос-
гортехпздат, 1960.
1. Духан В. А., Коган С. А. Резервы углеобогатительных фабрик.
«Донбасс , 1968.
12. Каминский В. С. Центробежное обогащение углей и сланцев. М.,
«Недра», 1967.
13. К о й б а ш В. А. Король В. Я. Проектирование углеобогати-
тельных фабрик. М., Госгортехиздат 1962.
14. М о л я в к о А. Р. Опыт эксплуатации нового оборудовании на
углеобогатительных фабриках. М ЦН ИЭ И уголь, 1967.
15. Мушловпн Л. Б. Определение п оценка эффективности обшаще
пня на углеобогатительных машинах. М., Госгортехиздат, 1963.
16. И а боков К. Ф-, Дубинский Ю. М. Эксплуатация беспорш
невых отсадочных машин М., «Недра», 1966
17 Новые физические методы сепарации минерального сырья АН
СССР Ш И- М-, «Наука», 1969
18. Обогатительное оборудование Кататог-сиравочпик.
ГОСИНТИ 1964.
19 Оборудование углеобогатительных фабрик М Цептрогппро
шахт, 1970.
20. Обогатительно» оборудование. Каталог-сиравочпин М
ПИИИнформтяжмаш, 1971.
21. Основные положения п требования к комплексной механизации
п автоматизации углеобогатительных фабрик па 1969 — 1975 гг. Над. Мпиугле-
пром СССР, 1969. „ „ _
22 Павлович В. И., Фомепко Т. Г. Определение показателен
обпщяхнля улк< М-. «Негра», 1969.
23. Перечень оборудования, рекомендуемого для применения в проек-
тах новых и реконструируемых углеобогатительных фабрик Министерства
угольной промышленности СССР па 1972 г. Цептрогппрошахт, 1971.
24. Пренгерзон Г. И. Обогащение угля. М.» «Недра», 1969.
25. Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик. М..
«Недра», 1970.
26. Р у д е и ко К. Г., Ш е м а ха п о в М. М. Обезвоживание и пыле-
улавливание иа обогатительных фабриках. М., «Недра», 1967.
27. Самылип Н. А. Технология обогащения углей гидравлической
отсадкой. М., «Недра», 1967.
28 Сборник ЦНИИЭИугля «Обогащение и брикетирование угля*
«а 1969—1970 гг.
29. Справочник коксохимика. Гом. 1. М-, «Металлургия», 1964.
30. Те орпя и практика обезвоживания угольной мелочи. Сб. статей
М., «Наука», 1966.
31. Технический прогресс н обогащении углей. Сб. под ред.
И. С. Благова. М., «Недра», 1970.
32. У глообогатительное оборудование- Каталог-си равочип к.
М., ЦПИЭИуголь, 1970.
* 33. Шламы, лх улавливание и обезвоживание. М., «Недра», 1968. Авт.;
Т. Г. Фоменко, И. С. Благов, А. М. Котки н, А. М. Бутовецкнй.
О Г Л А И Л Е Н П Е
Стр.
Предисловие ......................................................... 3
Глава 1. Общие сведения о проектировании .... 5
§ 1. Классификация углеобогатительных фабрик............ 5
§ 2. Организации проектирования углеобогатительных фабрик 5
§ 3. Содержание дипломного проекта .............. 7
Глава И- Исходные данные для проектирования углеобогатительной
фабрики ..................................... 9
§ 4. Технические условия и требования, предъявляемые к про-
дуктам обогащения .... 10
Глава III. Выбор процесса обогащения п машинных классов 12
§ 5. Выбор процесса обогащения................... . • 12
§ 6. Выбор машинных классов . . 14
Глава IV. Обработка псходпых данных для проектирования 17
§ 7. Обработка данных ситового и фракционного анализов коксу-
ющихся углей.................................................. 17
§ 8. Обработка данных ситового и фракционного анализов энергети-
ческих углей ............. . 29
Глава V. Теоретический баланс продуктов обогащения.................. 40
§ 9. Составление теоретического баланса продуктов обогащения
коксующихся углей............................................. 40
§ 10- Составление теоретического баланса продуктов обогащения
энергетических углей ..................-.................. 45
Глава VI. Выбор л расчет схемы технологического процесса обога-
щения ........................... ... . . . • 47
§11. Общие сведения о схемах обогащения...................... 47
§ 12. Выбор и обоснование схемы техмоиогического процесса обо-
гащения коксующихся углей............................. - - '*8
§ 13. Выбор п обоснование схемы технологического процесса обо
гащепня энергетических углей.................................
§ 14. Общие сведения о расчете схемы технологического процесса
обогащения .....................................................*
Стр.
§ 15. Расчет качественно-количественной Схемы обогащения кок-
сующихся углей............................................... 60
§ 16. Практический баланс продуктов обогащения коксующихся
Мной .................................................... 86
§ 17. Расчет водно-шламовой схемы при обогащении коксующихся
углей ....................................................... 87
§ 18. Составление баланса воды при обогащении коксующихся
углей ..................................................... 91
§ 19. Расчет качественно-количественной схемы обогащения энер-
гетических у тлей.......................................... 92
§ 20. Практический баланс продуктов обогащения энергетиче-
ских углей.................................................. 1и2
§ 21. Расчет водпо-шламовий схемы при обогащении энергети-
ческих углей................................................ 103
§ 22. Составление баланса воды и магнетита при обогащении энер-
гетических углей.......................................... . 108
Глвва VJ1. Выбор в технологический расчет оборудования 109
§ 23. Режим работы и производительность фабрики................. 109
§ 24. Общие сведения о выборе и технологическом расчете обору-
дования ............................................... .... ЦО
§ 25. Выбор и расчет оборудования для дробления угля . И!
§ 26. Выбор п расчет оборудования для грохочения угля ... 112
§ 27. Выбор и расчет оборудования для обесшламлпванпя угля 1(7
§ 28. Выбор и расчет оборудования для обогащения угля в тяже-
лых средах.............................................. Ц7
§ 29. Выбор в расчет отсадочных машин. 118
§ 30. Выбор и расчет концентрационных столов и сепараторов 119
§ 31. Выбор я расчет оборудования для пневматического обога-
щения угля 119
§ 32. Выбор d расчет оборудования для классификации . 119
§ 33. Выбор и расчет флотационных машин. 120
§ 34. Выбор в расчет оборудования для обезвоживания продук-
тов обогащения угля 121
§ •35 . Выбор и расчет оборудования для сгущения шлама 123
§ 36. Выбор п расчет оборудования для сушки угля . . 125
§ 37. Выбор п расчет оборудования дли пылеулавливания . 121»
§ 38. Выбор и расчет вспомогательного оборудования.............. 127
§ 39. Выбор оборудования для технологического контроля . 129
§ 40. Выбор и расчет бункеров и различных емкостей . . 129
§ 41- Составление схемы цепи аппаратов фабрики . . 131
Глава VII1. Выбор и обоснование основных параметров процесса
обогащения . ................................................. 138
§ 42. Параметры процесса обогащения н тяжелых суспензиях 13о
§ 43. Параметры процесса отсадки............................... 13#
§ 44. Пирометры процесса флотации............................ 13 1
Стр.
Глава IX. Технический контроль на углеобогатительной фабрике . . 141
Глава X. Генеральный план площадки углеобогатительной фабрики ] 13
§ 45. Выбор места строительства углеобогатительной фабрики . . 143
§ 46. Составление генерального плана площадки фабрики ... 143
Глава XI. Размещение оборудования . ............................... 116
§ 47. Типы зданий и их унифицированные параметры .... 146
§ 48. Общие принципы и схемы размещения оборудования . . . 147
§ 49. Размещение оборудования цеха углеподготовки............ 119
§ 50. Размещение оборудования обогатительного цехв с отса-
дочпыми машинами для коксующихся углей 152
§ 51. Размещение оборудования обогатительного цеха с сепа-
раторами для знерге^ческпх углей............................ 157
§ 52. Размещение оборудования флотационного цеха............ 139
§ 53. Размещение оборудования сушильного отдезенпя.......... 164
§ 54. Диспетчерское управление и автоматизация технологических
процессов обогащения . ............................... 164
§ 55. Техника безопасности л противопожарная техника .... 167
Приложения...................... . ......... 169
Список литературы . ..............: . . . . 199
Л- -