ВВЕДЕНИЕ
В связи с постоянно растущей потребностью промышленности в высокосортном топливе и сырье для производства кокса количество обогащаемого угля непрерывно растет. За последний период наметилась устойчивая тенденция к увеличению содержания мелких классов и их зольности в углях, поступающих на обогащение.
В рядовых углях количество мелких классов крупностью менее 0,5 мм составляет около 30%. Кроме того, имеет место дополнительное шламообразование при транспортировке и других технологических операциях.
Несовершенство обезвоживающей аппаратуры приводит к накоплению в системе оборотных вод шламов, переработка которых, как правило, сопряжена с большими трудностями.
Опыт работы ряда обогатительных фабрик, а также имеющиеся исследования института УкрНИИуглеобогащения показали, что эффективность обогащения крупнозернистых шламов гравитационными методами очень низка.
Мало эффективно обогащение этих шламов и флотационным методом. На ряде фабрик малозольные шламы 1 стадии сгущения частично или полностью направляется в присадку к мелкому концентрату отсадочных машин.
Не менее острая проблема возникает при обезвоживании крупнозернистого шлама. В частности, в рассматриваемой схеме шлам 1 стадии сгущения поступает на обезвоживание в конические грохота вместе с мелким концентратом отсадочных машин. Циркулируя в системе <пирамидальные сгустители - конические грохота>, крупнозернистый шлам накапливается в значительных количествах и резко ухудшает работу обезвоживающей аппаратуры. Одновременно заметно ухудшается работа всей водно-шламовой системы фабрики, увеличивается количество и крупность шлама, поступающего на флотацию.
В этой связи в настоящей работе поставлена задача - разработать рациональную технологическую схему переработки шламов 1 стадии сгущения, обеспечивающую снижение циркуляции потоков и повышение эффективности процессов обогащения.
АНАЛИЗ УЗЛА ПЕРЕРАБОТКИ КРУПНОЗЕРНИСТОГО ШЛАМА. ОСНОВНЫЕ НЕДОСТАТКИ
В соответствии с рассматриваемой технологической схемой мелкий концентрат контрольной отсадочной машины и отсадочной машины мелкого угля поступает на первичное обезвоживание в конические грохота, а затем в центрифуги. Подрешетные воды конических грохотов направляются на сгущение в пирамидальные сгустители. Сгущенный продукт пирамидальных сгустителей и центрифугат подается с мелким концентратом на конические грохота, циркулируя в системе "конические грохота - пирамидальные сгустители". В результате циркуляции указанных продуктов в конические грохота дополнительно поступает 94,1 т твердого и 374,4 м3 воды, что приводит к их перегрузу. В пирамидальные сгустители поступает 1653,7 м3 воды и 212,5 т твердого. Имеющийся фронт пирамидальных сгустителей не обеспечивает удовлетворительную классификацию по крупности поступающего на сгущение материала. Согласно ситовому анализу сгущенный продукт содержит 76,2% класса 0-0,5 мм, который постоянно циркулирует в системе.
Крупнозернистый шлам частично выводится с обезвоженным мелким углем, частично истирается и возвращается в пирамидальные сгустители, создавая дополнительную нагрузку на флотацию.
Гидравлическая классификация и сгущение шламов в пирамидальных отстойниках осуществляется с удельной нагрузкой по пульпе 15,3 м 3 /(м2 * ч) и по твердому 2,0 т/(м2*ч), что значительно выше средних значений, рекомендованных для данного типа классификаторов.
В этих условиях затрудняется процесс классификации по крупности. Возникает необходимость в непрерывном выпуске сгущенных продуктов, в результате чего содержание тонких классов в зернистом продукте остается высоким. При установившемся режиме с постоянной циркуляцией сгущенного продукта пирамидальных сгустителей (W = 250 м3/ч, Q = 72,5 т/ч ) и фугата обезвоживающих центрифуг (W = 124,4 м3/ч, Q = 21,6 т/ч ) возникают дополнительные нагрузки по пульпе и твердому на аппараты ГК, центрифуги и пирамидальные отстойники .
Величина циркулирующей нагрузки С выражается отношением массы твердого (пульпы), поступающего на аппарат в циркуляцию к массе исходного материала (свежей загрузки Q , т/ч или W м3/ч).
Для грохотов ГК циркулирующая нагрузка составляет:
по твердому
C=(72,5+21,6)/363,5*100=26%
по воде
C=(250+124,4)/1420,5*100=26,4%
В этих условиях работа аппаратов ГК обезвоженный продукт грохотов поступает на центрифуги с большим количеством влаги (до 50%), и шлама, что в свою очередь ухудшает процесс обезвоживания в центрифугах.
Циркулирующая нагрузка на пирамидальные отстойники составляет: по твердому около 80% и по пульпе 30% Исключение циркулирующей нагрузки на пирамидальные отстойники позволило бы уменьшить удельную нагрузку на классификационном аппарате по пульпе с 15,3 м3/(м2*ч) до 11,5 м3(м2*ч) и по твердому с 2 т/(м2*ч) до 1,1 т/(м2*ч), Такие нагрузки на пирамидальным отстойник позволяют проводить классификацию по размеру граничного зерна 0,3 мм, предотвратить попадание на флотацию зерен крупнее 0,5 мм, уменьшить общую нагрузку на флотацию, повысить извлечение горючей массы в пенный продукт, снизить потери крупнозернистого шлама с хвостами флотации.
Отсюда следует, что необходимо работу пирамидальных классификаторов, как наиболее слабого звена в схеме ГК - центрифуга, пирамидальный отстойник, осуществлять в открытом цикле с выведением крупнозернистого шлама в самостоятельный цикл обезвоживания.
МЕТОДИКА ПОСТРОЕНИЯ РАСЧЕТНОЙ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ ШЛАМА
Сложность технологической схемы обогащения затрудняет поиск оптимальных решений, предусматривающих отработку различных режимов рассматриваемой схемы.
Для облегчения этой задачи представим водно-шламовую схему в виде укрупненных технологических узлов. Каждый технологический узел представляет собой систему аппаратов, соединенных между собой пульпопроводами и выполнявших определенную роль в процессе разделения:
- Узел гравитационного обогащения УГО, который включает операции классификации, дробления, отсадку, обезвоживание.
- Узел сгущения шламов УСШ, который включает операции сгущения в пирамидальных сгустителях.
- Узел переработки (улавливания) шламов УПШ, который включает флотацию, фильтрацию, флокуляцию и сгущение шламов.
Поступающий в каждый из этих узлов продукт делится на две части с разным содержанием мелочи. Степень разделения характеризуется извлечением в "сгущенный" продукт E. Операция разделения в каждом узле не может произойти мгновенно вследствие его инерционности, поэтому эта инерционность учитывается величиной времени запаздывания T.
В формулах приняты следующие обозначения:
f - количество твердого, поступающего в систему извне, т/ч;
F - количество твердого в питании енотами регенерации, т/ч;
Ci - количество в сливе і-того узла, т/ч;
Qi - количество твердого в сгущенном продукте i-того технологического узла, т/ч;
B - количество твердого, поступающего на ГК, т/ч;
Р - часть слива узла гравитационного обогащения, направляемого на ГК, доли eд;
Ei- коэффициенты извлечения твердого в сгущенный продукт і-тым узлом, доли ед.;
T- мера инерционности і-того технологического узла, ед.времени;
t - время работы системы, ед.времени.
Исходя из расчетной схемы системы регенерации оборотных вод и предположения, что в данный момент в узел гравитационного обогащения поступает некоторое количество мелочи F(t), а также понятия извлечения и инерционности, можно определить количество мелочи в циркуляционных продуктах с помощью соотношений, приведенных ниже:
С1 = (1 - E1)*F*(t-T1)
C2 = P*(1-E1)*(1-E2)*F*(t-T1-T2)
Q2 = P*(1-E1)*E2*F*(t-T1-T2) (1.1)
C3 = P*(1-E1)*(1-E2)*(1-E3)*F*(t-T1-T2-T3)
Q1 = E1*F*(t-T1)
Q3 = P*(1-E1)*(1-E2)*E3*F*(t-T1-T2-T3)
В свою очередь в любой момент времени t >T1+T2+T3 справедливым будет равенство:
F(t) = f +(1-P)*C1+Q2+C3 (1.2)
или, учитывая значения С1, Q2 и С3, найдём
F(t) = f +(1-P)*(1-E1)*F*(t-T1)+P(1-E1)*E2*F*(t-T1-T2)+ +P*(1-E1)*(1-E2)*(1-E3)*F(t-T1-T2-T3) (1.3)
Соотношение (1.3) является разностным уравнением и представляет процесс накопления частиц твердого в питании рассматриваемой системы регенерации. Его решение определит функцию, описывающую процесс накопления твердого в питании системы в зависимости от (f, Ek, Tk, t). Приняв Tk = 0 (считая узлы безинерционными) можно определить величину предельного количества твердого в продуктах питания системы.
F = f +(1-P)(1-E1)*F+P*(1-E1)*E2*F +P*(1-E1)*(1-E2)*(1-E3)F (1.4)
Откуда легко определить значение F по отношению того количества мелочи, которое поступает в систему извне и вновь образуется в ней вследствие истирания и размокания.
F = f/(1-(1-E1)(1-PE3(1-E2))) (1.5)
Используя соотношение (1.1) легко определить количество тонкого шлама и в продуктах разделения технологических узлов.
C1= f*((1-E1)/(1-(1-E1)(1-PE3(1-E2))))
C2= f*((P(1-E1)(1-E2))/(1-(1-E1)(1-PE3(1-E2))))
C3= f*((P(1-E1)(1-E2)(1-E3))/(1-(1-E1)(1-PE3(1-E2))))
Q1= f*(E1/(1-(1-E1)(1-PE3(1-E2))))
Q2= f*((P(1-E1)E2)/(1-(1-E1)(1-PE3(1-E2))))
Q3= f*((P(1-E1)(1-E2)E3)/(1-(1-E1)(1-PE3(1-E2))))
Определив значение f, E1, E2, E3, T1, T2, T3 и P можно определить названные параметры, а также и все технологические характеристики рассматриваемой системы регенерации. Для этого используем математические возможности сравнения действующей системы с предлагаемыми вариантами возможной реконструкции. Для более полной характеристики влияния на процесс накопления тонких частиц в циркуляционных продуктах за счет возврата сгущенного продукта вновь на ГК выделим дополнительный узел в системе.
Учитывая, что:
С4 = (1-E4)*F1*(t-T4)
C2 = (1-E4)*(1-E2)*F1*(t-T4-T2)
Q2 = (1-E4)*E2*F1*(t-T4-T2) (1.7)
C3 = (1-E4)*(1-E2)*(1-E3)*F*(t-T4-T2-T3)
и то, что F(t) = PC1 + Q
или
F(t) = P*(1-E1)*F*(t-T1) + (1-E4) * E2*F1*(t-T4-T2) (1.8)
Найдем F(t) F(t) = f + (1-P)*(1-E1)*F*(t-T1) + (1-E4) *(1- E2)*(1- E3)*F1*(t-T4-T2-T3) (1.9)
Предельное количество твердого в питании системы найдем исходя из предельного значения F1(t)
F1= F *(P(1-E1))/(1-(1-E4)E2) (1.10)
Следовательно,
F = f+(1-P)(1-E1)*F+((P(1-E1)(1-E4)(1-E2)(1-E3))/(1-(1-E4)E2))
Откуда
F = f/(1-(1-E1)(1-P+(P(1-E4)(1-E2)(1-E3))/(1-(1-E4)E2)))
Приведённая методика, при наличии конкретных показателей технологического процесса, даёт возможность анализировать различные технологические схемы с целью совершенствования переработки шламов 1 стадии сгущения.
РАЗРАБОТКА РАЦИОНАЛЬНОЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ПЕРЕРАБОТКИ ШЛАМОВ 1 СТАДИИ СГУЩЕНИЯ
Математическая модель рассматриваемой системы переработки шламов представлена двумя вариантами. В 1 варианте рассматриваемой модели выделим шесть технологических узлов регенерации, характеризующихся соответствующими коэффициентами извлечения твердого в сгущенный продукт и инерционностью. Исходя из модели системы регенерации и принятых обозначений, количество твердого в продуктах разделения технологических узлов системы в некоторый момент времени составит величину:
С1(t) = (1-E1)*F1*(t-T1)
Q1(t) = E1*F1*(t-T1)
C2(t) = (1-E1)*(1-E2)*(1-P)*F1*(t-T1-T2)
Q2 = (1-E1)*E2*(1-P)*F1*(t-T1-T2)
C3(t) = (1-E3)*B*(t-T3)
Q3(t) = E3*B*(t-T3)
C4(t) = (1-E4)*E3*B*(t-T3-T4)
Q4(t) = E4*E3*B*(t-T3-T4) (1.11)
C5(t) = (1-E5)*(1-E3)*B*(t-T3-T5)
Q5(t) = E5*(1-E3)*B*(t-T3-T5)
C6(t) = (1-E6)*(1-E5)*(1-E3)*B*(t-T3-T5-T6)
Q6(t) = (1-E5)*(1-E3)*B*(t-T3-T5-T6)
Разностные уравнения, представляющие процесс накопления шлама в питании системы и питании ГК примут вид:
F(t) = f +(1-E1)*(1-E2)*(1-P)*F*(t-T1-T2)+(1-E3)*(1-E5)*(1-E6)*B*(t-T3-T5-T6) (1.12)
B(t) = P*(1-E1)*F*(t-?T1)+(1-E4)*E3*B*(t-T3-T4)+(1-E3)*E5*B*(t-T3-T5)
Предельное количество твердого в продуктах питания системы и ГК можно определить из разностных уравнений процесса накопления (1.12) при этом: Сумма Tі = 0, находим:
F=f/((1-(1-E1)(1-E2)(1-P))/((P(1-E1)(1-E3)(1-E5)(1-E6))/(1-E3(1-E4)-E5(1-E3)))
B =(P(1-E1))/(1-E3(1-E4)-E5(1-E3))*F (1.13)
Анализ результатов опробования продуктов разделения показывает, что предельное значение коэффициентов извлечения твердого в сгущенный продукт технологических узлов составляет: E1 = 0,1975, E2 = 0,7969, E3 = 0,5356, E4 = 0,9119, E5 = 0,3412, E6 = 0,9600, Р = 0,7215.
Следовательно, исходя из соотношений (1.11) и (1.13), предельное количество твердого в циркуляционных продуктах по отношению к твердому, поступающему извне, составляет:
F = 1,0620*f B = 0,8320*f
C1 = 0,9160*f C4 = 0,0393*f
Q1 = 0,1460*f Q4 = 0,4064*f
C2 = 0,0518*f C5 = 0,2545*f (1.14)
Q2 = 0,2033*f Q5 = 0,1318*f
C3 = 0,3864*f C6 = 0,0102*f
Q3 = 0,4456*f Q6 = 0,2444*f
Количество циркулирующего твердого в рассматриваемой системе можно определить из соотношения:
Собщее = С2+С4+С6+Q5 (1.15)
Учитывая значения 1.14 находим
Собщее = 0,2331*f т/ч
Циркуляцию шлама в рассматриваемой системе можно существенно уменьшить, если сгущенный продукт пирамидальных сгустителей и фугат центрифуг направить в отдельный узел обезвоживания. Это будет второй вариант схемы переработки.
Распределение твердого по продуктам разделения в предлагаемой системе регенерации описывается следующими соотношениями:
С1(t) = (1-E1)*F *(t-T1)
Q1(t) = E1*F*(t-T1)
C2(t) = (1-P)*(1-E1)*(1-E2)*F*(t-T1-T2)
Q2 = (1-E1)*E2*(1-P)*F*(t-T1-T2)
C3(t) = Р*(1-E1)*(1-E3)*F*(t-T1-T3)
Q3(t) = P*(1-E1)*E3*F*(t-T1-T3)
C4(t) = P*(1-E1)*(1-E4)*E3*F*(t-T1-T3-T4)
Q4(t) = P*(1-E1)*E4*E3*F*(t-T1-T3-T4)
C5(t) = P*(1-E1)*(1-E3)*(1-E5)*F*(t-T1-T3-T5)
Q5(t) = P*(1-E1)*(1-E3)*E5*F*(t-T1-T3-T5) (1.16)
C7(t) = P*(1-E1)*(1-E7)*[E3*(1-E4)*F*(t-T1-T3-T4-T7)+ +(1-E3)*E5*F*(t-T1-T3-T4-T7)]
Q7(t) = P*(1-E1)*E7*[E3*(1-E4)*F*(t-T1-T3-T4-T7)+ +(1-E3)*E5*F*(t-T1-T3-T4-T7)]
C6(t) = P*(1-E1)*(1-E6)*[(1-E3)*(1-E5)*F*(t-T1-T3-T5-T6)+ +(1-E7)[(1-E4)*E3*F*(t-T1-T3-T4-T7-T6)+(1-E3)*E5*F*(t-T1-T3-T7-T6)]
Q6(t) = P*(1-E1)*E6*[(1-E3)*(1-E5)*F*(t-T1-T3-T5-T7)+ +(1-E7)[(1-E4)*E3*F*(t-T1-T3-T4-T7-T6)+(1-E3)*E5*F*(t-T1-T3-T7-T6)]
Разностное уравнение процесса накопления шлама в питании системы будет иметь вид:
F(t) = f+(1-E1)*[(1-P)*(1-E2)*F*(t-T1-T2)+P*(1-E6)[(1-E3)*(1-E5)*F(t-T1-T3-T5-T6)+ +(1-E7)[(1-E4)*E3*F*(t-T1-T3-T4-T7-T6)+(1-E3)*E5*F*(t-T1-T3-T5-T7-T6)]]] (1.17)
Предельное количество твердого в питании системы составит величину:
F=f/(1-(1-E1)((1-P)(1-E2)+P(1-E6)((1-E3)(1-E6)+(1-E7)((1-E4)E3+(1-E3)E5))) (1.18)
Допуская, что узел сгущения обеспечивает извлечение с коэффициентом E7=0,9 предельное количество в продуктах разделения в предлагаемой системе регенерации составит величину (по твердому):
F = 1,0603*f Q2 = 0,2030*f C4 = 0,0311*f C6 = 0,0086*f
C1 = 0,9445*f C3 = 0,3064*f Q4 = 0,3223*f Q6 = 0,2068*f
Q1 = 0,1458*f Q3 = 0,3534*f C5 = 0,2019*f C7 = 0,0136*f
C2 = 0,0517*f Q5 = 0,0984*f Q7 = 0,1152*f
Количество циркулирующего твердого в данном случае составляет величину:
Собщее = С2+С6 = 0,0604
Результаты расчета двух вариантов систем регенерации с учетом общих исходных данных при f = 5500т/ч приведены ниже.
№ Наименование узлов системы Вариант 1, т/ч Вариант 2, т/ч
1 Питание систем 584,1 583,2
2 ГК 457,6 362,9
3 Центрифугирование 245,1 194,4
4 Сгущение в пирамидальных сгустителях 212,5 168,5
5 Флотация 140 118,5
6 Отсадка крупного угля 140,3 140,3
7 Количество шлама, находящегося в циркуляции системы 122,7 33,2
Анализ полученных результатов позволяет сделать следующий вывод. Реализация системы регенерации оборотных вод с выводом сгущенного продукта пирамидальных: сгустителей в самостоятельный узел обезвоживания (вариант 2) позволяет существенно уменьшить циркуляционную нагрузку на большинство технологических узлов системы, снизить шламообразование, качественно улучшить процесс разделения и уменьшить энергозатраты.
ПЕРЕРАБОТКА ШЛАМОВ В ПИРАМИДАЛЬНОМ СГУСТИТЕЛЕ
Гидравлическая классификация и сгущение шламовых вод осуществляется в пирамидальных отстойниках общей площадью 108 м2с параллельной схемой подключения ячеек, что обеспечивает одинаковую характеристику по крупности в сгущенном продукте каждой ячейки..
Поступающая в них пульпа значительно разбавлена (130 г/л), что обеспечивает хорошее осаждение зернистого материала.
Работу пирамидальных отстойников оценивают по показателю эффективности осветления:
nосв=(Bпит-Bсл)/Bпит*100,
где nосв - эффективность осветления,%,
Bпит - содержание твердого в питании, г/л;
Bсл - содержание твердого в сливе, г/л;
Показатель эффективности осветления угля пирамидальных сгустителей зависит не только от содержания, но и в большой степени определяется удельной нагрузкой по пульпе, содержанием твердого в оборотной воде. В условиях работы изучаемого объекта показатель эффективности осветления составляет:
nосв=(130-100)/130*100=23%.
Гидравлическая классификация в пирамидальных сгустителях рассматривается как разделение взвешенного материала в зависимости от крупности, плотности и формы зерен. На гидравлическую классификацию существенное влияние оказывает удельная нагрузка по пульпе и твердому, гранулометрический состав пульпы. В пирамидальных классификаторах с горизонтальным потоком, работающих без подачи нижней воды, механизм разделения по высоте слоя среды происходит в неодинаковых условиях. Вблизи зеркала олива, где пульпа более разжижена, происходит свободное или близкое к нему осаждение зерен. По мере опускания зерен содержание твердого в пульпе увеличивается, и разделение зерен происходит в стесненных условиях. Разделение материала в густых пульпах происходит при турбулентном перемешивании взвеси, вследствие чего происходит засорение получаемых конечных продуктов не свойственными им зернами.
Работа пирамидального сгустителя представлена на рисунке в виде анимации.
Рисунок 1. - Пирамидальный отстойник
1 - шлюзовый питатель;
2 - двигатель.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Анализ работы узла сгущения шламов свидетельствует о несовершенстве технологии их обработки, следствием чего является потеря органической массы и ухудшение эффективности регенерации оборотных вод.
Детальное исcледование причин неудовлетворительной работы системы переработки крупнозернистых шламов позволило разработать мероприятия по их устранению.
На основании выполненных исследований вытекают следующие выводы:
1. Циркуляция крупнозернистого шлама в системе "пирамидальные сгустители - конические грохоты ГК" приводит к перегрузу по твердому и воде центрифуги и пирамидального сгустителя. В результате этого повышается влажность мелкого концентрата и затрудняется процесс классификации шламов, поступающих на сгущение. В свою очередь это приводит к попаданию на флотацию зерен крупнее 0,5 мм, которые теряются с отходами.
2. С помощью математического моделирования теоретически обоснована целесообразность реализации технологической схемы, обеспечивающей вывод крупнозернистого шлама из циркуляции в узел самостоятельной переработки.
3. Найдены зависимости содержания твердого в продуктах разделения от изменения величины извлечения твердого узлом обезвоживания крупнозернистого шлама.
4. Установлена высокая эффективность обезвоживания крупнозернистых шламов в пирамидальных сгустителях.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1. Справочник по обогащению углей. - М.: Недра, 1974. - 488с.
2. Технология обогащения антрацитов. - М.: Недра, 1974. - 232с.
3. Андреев С.Е., Перов В.А., Зверевич В.В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - М.: Недра, 1980. - 415с.
4. Мальцева О.Ю., Самылин В.Н. Доклад по Студенческой научно-технической конференции на тему "Исследование технологии переработки шламов первой стадии сгущения".
5. Мальцева О.Ю., Самылин В.Н. Обогащение полезных ископаемых. Лекция.
6. Чуянов Г.Г. Обезвоживание, пылеулавливание и охрана окружающей среды.: Учебник для вузов. - М.: Недра, 1987 - 260с.
7. Руденко К.Г., Шемаханов М.М. Обезвоживание и пылеулавливание. Учебник для вузов. 2-е издание, перераб. И доп. - М.: Недра, 1981, 350с.