Полный текст:
Гравитационное обогащение угля
пластов «Лутугинского» и «Прокопьевского»
шахты им. Калинина
с участием в шихте соответственно 40% и 60%
Содержание
Обработка данных ситового и фракционного анализов углей
3
Корректировка зольностей фракций
8
Количественная характеристика шихты после дробления
8
Количественный состав шихты с учетом истирания
10
Построение кривых обогатимости
12
Составление теоретического баланса продуктов обогащения
15
Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем
20
Расчет подготовительных операций
20
Расчет основных операций
22
Расчет заключительных операций
28
Практический баланс продуктов обогащения
34
Выбор и расчет технологического оборудования
35
Список используемой литературы
49
Обработка данных ситового и фракционного состава углей.
Исходные данные для расчёта: количественные характеристики пластов (табл. 1 и 2); участие пластов в шихте: «Лутугинский» – 40%,
«Прокопьевский» – 40%, марки КО.
Таблица 1
Количественный состав пласта «Лутугинский»
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
>100
6,6
62,9
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
50-100
8,5
17,9
52,0
4,7
31,3
7,8
0,5
14,1
0,1
35,4
0,1
41,6
16,0
80,9
25-50
12,6
13,6
55,6
4,7
32,1
7,7
1,5
16,8
-
-
-
-
10,8
77,9
13-25
8,1
10,2
58,0
4,1
31,8
6,9
3,0
17,2
0,8
28,1
0,2
35,5
6,2
77,1
6-13
19,4
8,2
76,7
4,0
15,7
7,2
2,6
18,3
0,7
28,2
0,6
39,1
3,7
79,8
3-6
13,5
7,5
79,3
4,1
11,6
7,0
4,1
16,3
1,3
27,3
0,8
38,0
2,9
81,2
1-3
16,5
8,3
80,2
4,1
10,3
6,9
3,6
13,9
0,9
23,4
0,7
37,2
4,3
75,0
0,5-1
5,6
8,9
53,9
1,8
34,0
5,3
1,8
14,7
2,2
25,1
2,8
39,0
5,3
73,5
0-0,5
9,2
11,2
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
100
13,7
Выход летучих веществ Vdaf =23,4%
Высшая теплота сгорания Qdaf =34918 кДж/кг
Пластометрические показатели : - усадка Х =24 мм
- толщина пластического слоя У=12 мм
Таблица 2
Количественный состав пласта «Прокопьевский»
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
>100
9,9
17,3
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
50-100
16,4
25,3
17,5
3,2
42,5
7,6
6,9
19,2
5,4
29,9
4,7
42,3
23,0
72,0
25-50
14,7
27,5
18,0
3,1
39,3
7,3
6,3
19,2
5,3
29,8
4,3
41,8
26,8
72,3
13-25
12,1
32,4
15,2
2,9
34,6
7,4
7,1
18,9
5,2
29,7
5,6
42,3
32,3
75,0
6-13
12,3
33,0
19,7
2,8
27,2
7,3
8,8
19,2
5,2
30,3
6,1
42,0
33,0
75,1
3-6
10,2
32,3
25,8
2,7
22,6
7,1
8,6
18,5
5,4
29,7
6,0
41,7
31,6
76,9
1-3
11,5
28,5
33,7
2,6
20,4
7,2
8,2
19,0
5,4
29,1
5,7
41,6
26,6
77,7
0,5-1
5,7
23,1
44,5
2,2
18,5
7,7
4,5
19,1
6,8
33,8
7,0
44,3
18,7
78,2
0-0,5
7,2
22,9
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
100
27,4
Выход летучих веществ Vdaf =25,0%
Высшая теплота сгорания Qdaf =34750 кДж/кг
Пластометрические показатели : - усадка Х =31 мм
- толщина пластического слоя У=12 мм
Определяем ситовый состав пласта «Лутугинский» (графы 2 и 3 табл. 3).
Выход класса к шихте находим по формуле
где - выход i класса, %; - участие плата в шихте (доли единицы).
Выход класса >100 мм к шихте
%,
где 6,60 - выход класса >100 мм (графа 2 табл.1); 0,4 – доля участия пласта в шихте.
Для класса 50 – 100 мм
%
и т. д. для других классов.
Выход и зольность классов шихты определяют по формулам:
;
,
где s - число классов шихты; и - выход к шихте и зольность i-го класса отдельного пласта; п - число пластов.
Проверка правильности заполнения графы 2 табл. 3;
Определяем„фракционный состав пласта «Лутугинский». В графы 5, 7, 9,11, 13 и 15 табл.3 записываем значения зольностей фракций по классам из этих же граф табл.1.
Выход к шихте класса 50-100 мм для фракции < 1,3 г/см3:
где - выход фракции <1.3 г/см3 (из графы 4 табл.1); - выход к шихте класса 50-100 мм (из графы 2 табл.3); х - выход к шихте фракции <1.3 г/см3.
Для фракции 1.3 -1.4 г/см3
и т. д. для других фракций (значения выходов и зольностей округляем до второго знака после целой части).
Проверяем правильность заполнения граф 4, 6, 8, 10, 12 и табл.3 для класса 50-100 мм:
После заполнения табл.3 рассчитываем количественную характеристику пласта «Прокопьевский» (табл. 4) аналогично.
Таблица 3
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
>100
2,64
62,90
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
50-100
3,40
17,98
1,77
4,70
1,06
7,80
0,02
14,10
0,003
35,40
0,003
41,60
0,54
80,90
25-50
5,04
13,75
2,80
4,70
1,62
7,70
0,08
16,80
-
-
-
-
0,54
77,90
13-25
3,24
10,16
1,88
4,10
1,03
6,90
0,10
17,20
0,03
28,10
0,01
35,50
0,20
77,10
6-13
7,76
8,06
5,95
4,00
1,22
7,20
0,20
18,30
0,05
28,20
0,05
39,10
0,29
79,80
3-6
5,40
7,75
4,28
4,10
0,63
7,00
0,22
16,30
0,07
27,30
0,04
38,00
0,16
81,20
1-3
6,60
8,20
5,29
4,10
0,68
6,90
0,24
13,90
0,06
23,40
0,05
37,20
0,28
75,00
0,5-1
2,24
8,58
1,21
1,80
0,76
5,30
0,04
14,70
0,05
25,10
0,06
39,00
0,12
73,50
0-0,5
3,68
11,20
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
40,00
13,71
Количественный состав пласта «Лутугинский» (доля участия в шихте 0,4)
Таблица 4
Количественный состав пласта «Прокопьевский» (доля участия в шихте 0,6)
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
>100
5,94
17,30
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
50-100
9,84
25,28
1,72
3,20
4,18
7,60
0,68
19,20
0,53
29,90
0,46
42,30
2,26
72,00
25-50
8,82
27,39
1,59
3,10
3,47
7,30
0,56
19,20
0,47
29,80
0,38
41,80
2,36
72,30
13-25
7,26
33,64
1,10
2,90
2,51
7,40
0,52
18,90
0,38
29,70
0,41
42,30
2,34
78,60
6-13
7,38
33,15
1,45
2,80
2,01
7,30
0,65
19,20
0,38
30,30
0,45
42,00
2,44
75,10
3-6
6,12
32,30
1,58
2,70
1,38
7,10
0,53
18,50
0,33
29,70
0,37
41,70
1,93
76,90
1-3
6,90
28,51
2,33
2,60
1,41
7,20
0,57
19,00
0,37
29,10
0,39
41,60
1,84
77,70
0,5-1
3,42
23,29
1,52
2,20
0,63
7,70
0,15
19,10
0,23
33,80
0,24
44,30
0,64
78,20
0-0,5
4,32
22,90
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
60,00
27,58
Расчёт ситового состава шихты
Выход и зольность класса 50-100 мм
и т. д. для других классов.
Проверка правильности заполнения строки “Итого” табл.5:
Расчет фракционного состава шихты
Для класса 50-100 мм
и т. д. для других фракций.
Проверка правильности заполнения граф 4, 6, 8, 10, 12 и 14 табл. 5
Аналогично рассчитывается фракционный состав других классов.
Расчет количественной характеристики шихты по машинным классам
Ситовый состав шихты для класса 13-100 мм:
Аналогично определяем ситовый состав машинного класса 1,0-13 мм. Результаты помещаем в графы 2 и 3 табл.6.
Фракционный состав шихты по машинным классам:
класс 13-100 мм, для фракции -1,3 г/см3
и т. д. для других фракций.
Аналогично, определяем фракционный состав машинного класса 1,0-13 мм. Полученные результаты помещаем в табл.6.
Таблица 5
Количественный состав шихты по классам
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
>100
8,58
31,33
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
50-100
13,24
23,40
3,49
3,96
5,25
7,64
0,70
19,08
0,53
29,93
0,47
42,29
2,81
73,72
25-50
13,86
22,43
4,39
4,12
5,08
7,43
0,63
18,91
0,47
29,80
0,38
41,80
2,91
73,35
13-25
10,50
26,40
2,98
3,66
3,54
7,25
0,61
18,63
0,40
29,60
0,41
42,19
2,55
78,48
6-13
15,14
20,29
7,41
3,76
3,23
7,26
0,85
18,99
0,44
30,04
0,50
41,73
2,72
75,60
3-6
11,52
20,79
5,86
3,72
2,01
7,07
0,75
17,85
0,40
29,28
0,41
41,31
2,09
77,22
1-3
13,50
18,58
7,62
3,64
2,09
7,10
0,80
17,49
0,43
28,32
0,44
41,14
2,12
77,34
0,5-1
5,66
17,46
2,73
2,02
1,39
6,39
0,19
18,19
0,28
32,28
0,30
43,20
0,76
77,46
0-0,5
8,00
17,52
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
100,00
22,03
Таблица 6
Количественный состав шихты по машинным классам
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
>100
8,58
31,33
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
13-100
37,60
23,88
10,86
3,94
13,87
7,46
1,94
18,88
1,41
29,79
1,26
42,11
8,26
75,06
1,0-13
40,16
19,86
20,89
3,71
7,32
7,16
2,40
18,13
1,27
29,21
1,35
41,41
6,93
76,62
0-1,0
13,66
17,50
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
100,00
22,03
Корректировка зольностей фракций
После заполнения табл.6 необходимо сравнить зольности машинных классов по ситовому и фракционному составам. Значения зольностей могут отличаться друг от друга не более, чем на:
±0,3 % при зольности рядового угля до 12 %;
±0,5 % при зольности рядового угля от 12 до 25 %;
±0,7 % при зольности рядового угля более 25 % .
При больших расхождениях определяют коэффициент коррекции А' по формуле
где - зольность машинного класса по ситовому составу; - зольность машинного класса по фракционному составу.
Затем зольность каждой фракции табл.6 умножают на коэффициент коррекции и получают скорректированный состав шихты по машинным классам. Для дальнейших расчетов используют скорректированный состав.
В данном примере для класса 13-100 мм
Следовательно, корректировка не нужна.
Для класса 1,0-13 мм эта разность составляет 0%, корректировку зольностей также не проводим.
Количественная характеристика шихты после дробления крупного класса >100(150) мм
Выход класса 0-100 мм
Выход машинных классов после дробления крупного класса
где - увеличение выхода i-го класса после дробления крупного класса +100 мм.
Зольность машинных классов после дробления класса +100 мм ходим по формуле
Зольность класса 13-100 мм после дробления
Аналогично определяется выход и зольность классов 1,0-13 и <1,0 мм.
Результаты заносим в графы 2 и 3 табл.9.
Проводим перерасчет выходов фракций класса 13-100 мм (табл. 6) к 100%
где - выход класса 13-100 мм; - выход к шихте i -й фракции класса 13-100 мм; - выход i -й фракции класса 13-100 мм, пересчитанный к100%.
Для фракции -1,3 г/см3
Для фракции 1,3-1,4 г/см3
и т.д. для других фракций.
Аналогично проводим перерасчет выходов для машинного класса 1,0-13 мм. Полученные результаты помещаем в табл. 7.
Таблица 7
Значения выходов машинных классов, пересчитанные к 100 %
Класс, мм
Плотность фракций, г/см.куб
-1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
+1,8
13-100
28,89
36,90
5,16
3,74
3,35
21,97
1,0-13
52,01
18,23
5,98
3,16
3,35
17,26
Проверяем правильность заполнения табл. 7.
Принимаем, что после дробления крупного класса изменяются только выходы фракций -1,3 и +1,8 г/см3. По уравнению баланса определяем выход фракции -1,3 для класса 13-100 мм:
В этом уравнении значения выходов фракций взяты из табл.7, а зольности -из табл. 6; 24,52 - зольность класса 13-100 мм (табл. 9).
Проверяем правильность расчета выходов по уравнению баланса
Найденные значения выходов заносим в табл.8.
Аналогично выполняем расчеты для класса 1,0-13 мм.
Таблица 8
Фракционный состав машинных классов после дробления
Класс, мм
Плотность фракций, г/см.куб
-1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
+1,8
13-100
27,99
36,90
5,16
3,74
3,35
22,87
1,0-13
50,66
18,23
5,98
3,16
3,35
18,61
Пересчитываем значения выходов фракций к шихте.
Класс 13-100 мм, фракция – 1,3 г/см3:
Для фракции 1,3-1,4 г/см3:
и т. д. для других фракций. Результаты помещаем в табл.9 (зольности переносим из табл. 6 без изменения).
Количественный состав шихты с учетом истирания
Принимаем увеличение выхода класса 0-1,0 мм на 10 % за счет истирания других классов. (На углеобогатительных предприятиях Кузбасса эта величина колеблется от 7до 15 % и зависит от способа и дальности транспортирования угля от забоя до обогатительных машин, а также от сорта и марки угля).
Для перерасчета выходов определяем коэффициент коррекции:
Выход класса с учётом истирания определяем из равенства
Принимаем, что зольность угля в этих классах при истирании не изменяется.
Определяем зольность класса < 1,0 мм из уравнения баланса:
Результаты помещаем в графы 2 и 3 табл.10.
Выходы фракций машинных классов пересчитывают аналогично, т.е. значения выходов фракций (графы 4, 6, 8, 10, 12 и 14 табл.9) умножают на коэффициент коррекции k.
Полученные значения выходов помещают в табл. 10.
Таблица 9
Количественный состав шихты по машинным классам после дробления крупного класса +100 мм
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
13-100
41,13
24,52
11,51
3,94
15,17
7,46
2,12
18,88
1,54
29,79
1,38
42,11
9,41
75,06
1,0-13
43,93
20,84
22,25
3,71
8,01
7,16
2,63
18,13
1,39
29,21
1,47
41,41
8,18
76,62
0-1,0
14,94
18,68
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
100,00
22,03
Таблица 10
Количественный состав шихты по машинным классам с учетом истирания
Класс, мм
Ситовый состав
Фракционный состав
<1,3
1,3-1,4
1,4-1,5
1,5-1,6
1,6-1,8
>1,8
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
?
Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
13-100
36,29
24,52
10,16
3,94
13,39
7,46
1,87
18,88
1,36
29,79
1,21
42,11
8,30
75,06
1,0-13
38,76
20,84
19,64
3,71
7,07
7,16
2,32
18,13
1,23
29,21
1,30
41,41
7,21
76,62
0-1,0
24,94
20,26
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Итого
100,00
22,03
Построение кривых обогатимости
Для построения кривых обогатимости класса 13-100 мм по данным табл. 10 составляем табл. 11. В графы 2 и 4 табл. 11 переносим значения выходов и зольностей класса 13-100 мм (графы 4-15 табл. 10) без изменения. Заполняем графу 3 табл. 11. Пересчитываем значения выходов фракций к исходному.
Фракция – 1,3 г/см3:
и т. д. для других фракций.
Заполняем графу 5 табл.11 данными, полученными последовательным суммированием выходов фракций (графа 3) сверху:
и т. д.
Заполняем графу 6 табл.11 данными расчетной средней зольности всплывших фракций сверху:
Заполняем графу 7 данными, полученными последовательным суммированием выходов фракций (графа 3) снизу:
Заполняем графу 8 данными расчетной средней зольности потонувших фракций снизу:
Таблица 11
Данные для построения кривых обогатимости класса 13-100
Плотность фракций, г/см3
Выход
к шихте,
V, %
Выход
к классу, V,%
Зольность, Ad, %
Всплывшие
Потонувшие
V, %
Ad,%
V,%
Ad,%
1
2
3
4
5
6
7
8
<1,3
10,16
27,99
3,94
27,99
3,94
100,00
24,52
1,3-1,4
13,39
36,90
7,46
64,89
5,94
72,01
32,52
1,4-1,5
1,87
5,16
18,88
70,05
6,90
35,11
58,85
1,5-1,6
1,36
3,74
29,79
73,78
8,06
29,95
65,73
1,6-1,8
1,21
3,35
42,11
77,13
9,53
26,22
70,85
>1,8
8,30
22,87
75,06
100,00
24,52
22,87
75,06
Итого
36,29
100,00
24,52
-
-
-
-
Аналогично заполняется табл. 12
Таблица 12
Данные для построения кривых обогатимости класса 1,0-13 мм
Плотность фракций, г/см3
Выход
к шихте,
V, %
Выход
к классу, V,%
Зольность, Ad, %
Всплывшие
Потонувшие
V, %
Ad,%
V,%
Ad,%
1
2
3
4
5
6
7
8
<1,3
19,64
50,66
3,71
50,66
3,71
100,00
20,84
1,3-1,4
7,07
18,23
7,16
68,89
4,62
49,34
38,43
1,4-1,5
2,32
5,98
18,13
74,87
5,70
31,11
56,76
1,5-1,6
1,23
3,16
29,21
78,04
6,66
25,13
65,95
1,6-1,8
1,30
3,35
41,41
81,39
8,09
21,96
71,24
>1,8
7,21
18,61
76,62
100,00
20,84
18,61
76,62
Итого
38,76
100,00
20,84
-
-
-
-
По данным табл. 11 и 12 заполняем табл.13. Для определения выхода i-й фракции суммарного класса 1,0-100 мм складываем с той же фракции машинных классов 13-100 и 1,0-13 мм (графа 2 табл. 11 и 12).
Для фракции -1,3 г/см3
зольность находим из уравнения баланса
и т. д. для других фракций.
Полученные значения помещаем в графы 2 и 4 табл.13.
Таблица 13
Данные для построения кривых обогатимости класса 1,0-100 мм
Плотность фракций, г/см3
Выход
к шихте,
V, %
Выход
к классу, V,%
Зольность, Ad, %
Всплывшие
Потонувшие
V, %
Ad,%
V,%
Ad,%
1
2
3
4
5
6
7
8
<1,3
29,80
39,70
3,79
39,70
3,79
100,0
22,62
1,3-1,4
20,46
27,26
7,36
66,95
5,24
60,30
35,02
1,4-1,5
4,19
5,58
18,47
72,54
6,26
33,05
57,83
1,5-1,6
2,58
3,44
29,52
75,98
7,31
27,46
65,83
1,6-1,8
2,51
3,35
41,75
79,33
8,77
24,02
71,04
>1,8
15,52
20,67
75,78
100,0
22,62
20,67
75,78
Итого
75,06
100,0
22,62
-
-
-
-
Графы 3, 5, б, 7 и 8 заполняем аналогично заполнению соответствующих граф табл. 11 и 12.
По данным табл. 11,12, 13 согласно ГОСТ 4790-80 строим кривые обогатимости для машинных классов (рис. 1, 2 и 3) для машинного класса 1,0-100 мм строим только две кривые обогатимости: кривую элементарных фракций и кривую всплывших фракций .
Рис. 1 Кривые обогатимости суммарного класса 1,0-100 мм
Кривую всплывших фракций , показывающую зависимость между выходом всплывших фракций и их зольностью, строим по данным граф 5, 6 табл. 11, 12 и 13. На оси ординат откладываем с верху вниз суммарные выходы всплывших фракций (графа 5), из полученных точек проводим параллельно оси абсцисс линии выходов фракций (демаркационные линии). На этих линиях откладываем последовательно суммарную зольность всплывших фракций (графа 6). Полученные точки соединяем плавной кривой.
Кривую потонувших фракций ?, показывающую зависимость между выходом потонувших фракций и их зольностью, строим по данным граф 7 и 8. На оси ординат откладываем снизу вверх суммарные выходы потонувших фракций (графа 7). На линиях выходов фракций откладываем последовательно суммарную зольность потонувших фракций (графа 8). Полученные точки соединяем плавной кривой.
Для проверки правильности построения кривой потонувших фракций на ней откладывают контрольные точки. Вычисляют зольность А"' для условий выбранной контрольной точки по формуле
где Adи - средневзвешенная зольность исходной пробы (графа 4); - выход всплывших фракций для выбранной точки, % ; Аdк - зольность всплывших фракций для выбранной точки, %.
По расчетным значениям контрольных точек корректируют положение кривой ?.
Для построения кривой элементарных фракций , показывающей зависимость между выходом всплывших фракций и зольностью элементарных слоев, на линиях выходов соответствующих фракций откладывают последовательно зольности отдельных фракций (графа 4) и из полученных точек проводят в пределах каждой фракции линии, параллельные оси ординат. Через середины этих линий проводят плавную кривую так, чтобы площади треугольников, отсекаемых кривой в пределах каждой фракции, были равны между собой.
Конечная и начальная точки кривой должны лежать на прямой проведенной параллельно оси ординат через точку суммарной зольности исходной пробы.
Начальные точки кривой ? и элементарной кривой и конечные точки элементарной кривой и кривой ? должны совпадать. Их находят графически, соблюдая равенство площадей треугольников, отсекаемых отрезками элементарной кривой в пределах фракции менее 1,3 и более 1,8 г/см3.
Кривую плотностей ?, показывающую зависимость между выходом всплывших фракций и их граничной максимальной плотностью, строят по данным граф 1 и 5. На линиях, проведенных параллельно оси абсцисс, по данным графы 5 откладывают последовательно граничные (большие) плотности фракций (графа 1), Полученные точки соединяют плавной кривой.
Составление теоретического баланса продуктов обогащения
Теоретический баланс продуктов обогащения предназначен для определения теоретически возможных качественно-количественных показателей результатов обогащения и расчета качественно-количественной схемы обогащения.
Теоретический баланс продуктов обогащения составляют графическим способом по кривым обогатимости машинных классов по заданно общей зольности концентрата и зольности породы отдельных классов.
Последовательность составления теоретического баланса продуктов обогащения:
• задаются средней зольностью суммарного концентрата. По кривым обогатимости находят выход и зольность концентрата по классам. Для получения оптимальных показателей при раздельном обогащении углей используют теорему максимального выхода концентрата;
• по кривым обогатимости машинных классов определяют выход породы по принятой зольности породы для каждого класса, выход и зольность промпродукта (по формулам баланса);
• составляют таблицы теоретического баланса для каждого класса;
• составляют общую таблицу теоретического баланса продуктов обобщения.
Теорема максимального выхода концентрата (теорема Рейнгардта); «Если при раздельном обогащении нескольких углей требуется получить суммарный концентрат с заданной зольностью, то максимальный суммарный выход концентрата с общей заданной зольностью будет получен при одинаковой средней зольности элементарных слоев разделения».
Задаемся зольностью суммарного концентрата класса 1-100 мм. Откладываем на оси абсцисс (рис.1) значение зольности суммарного концентрата (в данном примере зольность принята равной 8,0%) и восстанавливаем перпендикуляр до пересечения с кривой ?. Через точку пересечения проводим горизонталь, пересекающую ось ординат и кривую . Получаем отрезок [а, Ь], характеризующий зольность элементарной фракции.
Категорию обогатимости определяем согласно ГОСТ 10100-84 по данным таблиц 11, 12 и 13.
где: ?1 – выход фракций промежуточного продукта ( от 1500 до 1800 г/см3)
?2 – выход фракций породы (свыше 1800 г/см3)
Для класса 13-100мм (средняя)
Для класса 1,0-13мм (средняя)
Для класса 1,0-100мм (средняя)
Рис. 2 Кривые обогатимости суммарного класса 13 -100 мм
Теоретический баланс продуктов обогащения класса 13-100 мм
Откладываем на оси абсцисс (рис. 2) величину отрезка [a, b] и восстанавливаем перпендикуляр до пересечения с кривой . Через точку пересечения проводим горизонталь, пересекающую ось ординат и кривые ? и ?. Находим выход и зольность концентрата и породы при плотности разделения ? = 1,6 г/см3.
Рис. 3 Кривые обогатимости суммарного класса 1,0-13 мм
Теоретический баланс продуктов обогащения класса 1,0 -13 мм
Откладываем на оси абсцисс (рис. 3) величину отрезка [a, b] и восстанавливаем перпендикуляр до пересечения с кривой . Через точку пересечения проводим горизонталь, пересекающую ось ординат и кривые ? и ?. Находим выход и зольность концентрата и породы при плотности разделения ? = 1,8 г/см3.
Полученные данные заносим в таблицу 14.
Таблица 14
Теоретический баланс продуктов гравитационного обогащения
Наименование продукта
Выход, %
Зольность, %
Концентрат класса, мм
13-100
26,8
8,0
1,0-13
31,6
8,1
Итого концентрата
58,3
8,1
Отходы класса, мм
13-100
9,5
71,0
1,0-13
7,2
76,7
Итого породы
16,7
73,5
Класс 0-1,0
24,9
20,3
Всего
100,0
22,03
По показателю категории обогатимости принимаем метод обогащения:
· для класса 13-100 мм – обогащение в отсадочных машинах по плотности разделения ? = 1,6 г/см3;
· для класса 1-13 мм - обогащение в отсадочных машинах по плотности разделения ? = 1,8 г/см3;
· для класса 0,1-1,0 мм – обогащение в спиральных сепараторах;
· для класса 0-0,1 мм – обогащение в флотационных машинах;
Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы
Расчет подготовительных операций
Часовая производственная мощность фабрики QЧАС. рассчитывается по формуле:
QЧАС. = = т/час ;
где: tС. – число часов работы фабрики в сутки (20час);
NГОД. - число дней работы фабрики в год (357).
Расчет производим на основании исходных данных
Y1 = 100 %; Ad1 = 22,03%; Q1 = 420,17т/ч; Wp =8,0%;
Подготовительные операции состоят из предварительной классификации и дробления крупного угля +100(150)мм
Предварительная (сухая) классификация
Определяем выход надрешетного продукта с учетом КПД грохота:
Принимаем ? = 0,95
Y2 = Y>100 + (1-?)*Y0-100, = 8,58 + (1-0,95)*(100-8,58) = 13,15%
Y>100 берем из таблицы 6
Q2 = Y2*Q/100 = 13,15*420,17/100 = 55,26 т/ч
Определяем выход подрешетного продукта (0-100мм):
Y3 = Y1 – Y2 = 100 – 13,15 = 86,85% Q3 = Q1 – Q2 = 420,17 – 55,26 = 364,91 т/ч
Подготовительная (мокрая) классификация
Определяем выход и зольность класса 13-100мм с учетом КПД грохота:
Y4 = Y13-100 + (1-?)*Y0-13 = 36,29 + (1-0,95)*63,71 = 39,48%
Y13-100 берем из таблицы 10
Y0-13 = 100 – 36,29 = 63,71%
Ad0-13 = (Y1-13*Ad1-13 + Y0-1*Ad0-0,1)/Y0-13 = (38,76*20,84 + 24,94*20,26)/63,71 = 20,61%
Данные выходов и зольностей берем из таблицы 10
Ad4 = (Y13-100*Ad13-100 + Y0-13*(1-?) *Ad0-13)/Y4 = (36,29*24,52 +63,71*(1-0,95)*20,61)/39,48
= 24,20%
Q4 = 39,48*420,17/100 =165,88 т/ч
Принимаем количество шлама в оборотной воде поступающей в процесс обогащения равной количеству шлама, содержащемуся в фильтрате гипербарических фильтров Y30 =0,08%, Ad30 = 11,00%, Q30 = 0,33т/ч
Расход воды принимаем равным n 1= 1,4 м3/т [1,табл.,7.7]
V1 = Q1*n1 = 420,17*1,4 = 588,24 м3/ч
Количество воды поступающей с рядовым углем:
V1 = 420,17*8/(100-8) = 36,54 м3/ч
Количество оборотной воды:
V1об = 588,24 – 36,54 = 551,70 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с классом 13-100мм.
Принимаем по приложению [2.48] Wp4 = 9,00%
V4 = Q4* Wp4/(100 – Wp4) = 165,88*9/(100-9) = 16,41 м3/ч
Рассчитываем подрешетный продукт (класс 0-13мм):
Y5 = Y1 + Y30 - Y4 = 100 + 0,08 – 39,48 = 60,60%
Ad5 = (Y1*Ad1 + Y30*Ad30 – Y4*Ad4)/ Y5 = (100*22,03+ 0,08*11,00 – 39,48*24,20)/60,60
= 20,60%
Q5 = Q1 + Q30 – Q4 = 420,17 + 0,33 – 165,88 = 254,62 т/ч
V5 = V1 – V4 = 588,24 – 16,41 = 571,83 м3/ч
Дешламация
Определяем содержание класса 0-1 мм в исходном питании:
Х1 = Y0-1*? = 24,94*0,95 = 23,69%
Принимаем эффективность виброгрохота ? = 0,80
Y7 = X1*? = 23,69*0,80 = 18,96%
Ad7 = Ad0-1 = 20,26%
Q7 =79,65 т/ч
Определяем выход и зольность класса 1-13мм:
Y6 = Y5 – Y7 = 60,60 – 18,96 = 41,64%
Ad6 = (Y5*Ad5 – Y7*Ad7)/Y6 = (60,60*20,60 – 18,96*20,26)/41,64 = 20,76%
Q6 =174,97 т/ч
Принимаем влажность обесшламленного продукта по приложению [2.48]
Wp6 = 20%
V6 = Q6* Wp6/(100 – Wp6) = 174,97* 20/(100 – 20) = 43,74 м3/ч
V7 = V5 – V6 = 571,83 – 43,74 = 528,09 м3/ч
Расчет основных операций
Обогащение угля класса 13-100мм в отсадочных машинах
Определяем содержание класса 0-1 мм и 1-13мм в исходном питании:
Х2 = Y0-1 – Х1 = 24,94 – 23,69 = 1,25%
Adx2 = Ad0-1 = 20,26%
Y1,0-13 = (1-?)*Y0-13 – X2 = 63,71*(1-0,95) – 1,25 = 1,94%
Ad1,0-13 = 20,84%
Определяем фракционный состав исходного с учётом КПД грохота
Из табл.9 записываем значения выходов и зольностей фракций класса 13-100 мм в графы 2 и 3 .
В графу 5 заносим зольности фракций 1-13 мм из табл.10
В строку «Итого» графы 4 помещаем выход класса 1-13 мм .
К этой величине пересчитываем выходы фракций класса 1-13 мм .
Таблица .15
Плотность г/см3
13-100 мм
1-13 мм
Исходный
?ш
Ad
?ш
Ad
?ш
Ad
?
1
2
3
4
5
6
7
8
<1,3
10,16
3,94
0,98
3,71
11,14
3,92
29,14
1,3-1,4
13,39
7,46
0,35
7,16
13,74
7,46
35,95
1,4-1,5
1,87
18,88
0,12
18,13
1,99
18,84
5,20
1,5-1,6
1,36
29,79
0,06
29,21
1,42
29,77
3,71
1,6-1,8
1,21
42,11
0,06
41,41
1,28
42,08
3,35
>1,8
8,30
75,06
0,36
76,62
8,66
75,12
22,65
Итого
36,29
24,52
1,94
20,84
38,23
24,33
100,00
Для фракции <1,3 г/см3
где 22,25 – выход фракции <1,3 г/см3; 43,93 – выход класса 1-13 мм (из табл.10)
Для фракции 1,3-1,4 г/см3
и т.д. для других фракций
Полученные результаты помещаем в графу 4 табл. 15.
Находим выход и зольность исходного угля, поступающего на обогащение, графы 6 и 7.
и т. д. для других фракций.
Проверка правильности заполнения табл. 15
Пересчитываем выходы фракций исходного (графа 8 табл.15) к 100 %
и т. д. для других фракций.
Производим расчет шламообразования, дополнительный выход шлама определяем по приложению [2.42]
При Y0-1 = Y0,5-1 +Y0-0,5 = 5,66 + 8,00 = 13,66% a = 3,0%
X3 = (Y4 – Х2)*a /100 = (39,48 – 1,25)*3/100 = 1,15%
Adx3 = Ad4 = 24,20%
Определяем выход и зольность шлама поступающего на обогащение:
X4 = X 2 + X 3 = 1,25+ 1,15 = 2,39%
Adx4 = (X 3*Adx3 + X 2*Adx2)/X 4 = (1,25*20,26 + 1,15*24,20)/2,39 = 22,15%
Определяем выход и зольность исходного питания без шлама:
Y/4 = Y4 – X 4 = 39,48 – 2,39 = 37,08%
Ad/4 = (Y4*Ad4 – X 4*Adx4)/Y/4 = (39,48*24,20 – 2,39*22,15)/37,08 = 24,34%
Производим корректировку исходного класса к Ad/4 = 24,34%
Скорректированный фракционный состав и результаты обогащения класса 13-100 мм в отсадочной машине записываем в таблицу 16.
Для расчёта выходов концентрата и отходов значение погрешности разделения для отсадочной машины принимаем по приложению [1,табл.4.3] I=0,16. Определяем извлечения при различных плотностях фракций, строим кривые разделения Тромпа Рис.4.
Отклонения средней плотности фракций от плотности разделения определяем по формуле:
где: ?р = 1,6 г/см3 – плотность разделения
?ср - средняя плотность разделения
I = 0,16 – коэффициент погрешности разделения
По величине отклонения Х и по приложению [2.50] определяем F(x) и извлечение данной фракции по формуле:
Ек = 100*F(x) %
Еотх=100 – Е к =100 – 97,72 = 2,28
и т. д. для других фракций.
Таблица 16
Результаты обогащения класса 13-100 мм в отсадочной машине
В процентах
Плотность г/см3
Исходный продукт
Концентрат
?= 1,6г/см3
Отходы
?= 1,6г/см3
Yкл
Ad
Y*Ad
?ср
E
Yк-т
Y*Ad
E
Yотх
Y*Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
<1,3
29,13
3,92
114,24
1,25
99,94
29,12
114,17
0,06
0,02
0,07
1,3-1,4
35,95
7,46
268,04
1,35
97,72
35,13
261,93
2,28
0,82
6,11
1,4-1,5
5,20
18,84
97,98
1,45
85,77
4,46
84,03
14,23
0,74
13,94
1,5-1,6
3,71
29,77
110,42
1,55
62,55
2,32
69,07
37,45
1,39
41,35
1,6-1,8
3,35
42,08
140,81
1,70
28,43
0,95
40,03
71,57
2,40
100,78
>1,8
22,66
75,12
1702,26
2,20
0,51
0,12
8,68
99,49
22,54
1693,58
Итого
100,00
24,34
2433,75
72,09
577,92
27,91
1855,84
Проверка правильности заполнения табл. 16:
Определяем выход и зольность продуктов.
Концентрат без шлама
Концентрат со шламом
Q8 =120,44 т/ч
Отходы
Q9 = 43,48 т/ч
Проверочный расчёт
Q4 = 70,32 + 25,00 =95,32 т/ч
Определяем количество воды, поступающей на отсадку.
Принимаем расход воды по приложению [2,49]
n6/ = 4,0 м3/т (количество воды на одну тонну угля)
V/6 = Q4*n6/ = 165,88*4,0 = 663,51 м3/ч
Определяем расход оборотной воды.
Vоб = V/6– V4 = 663,51 – 16,41 = 647,10 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с отходами.
Принимаем Wр9 = 15% [1,табл.4.6]
V9 = Q9* Wp9/(100 – Wp9) = 43,48*15 (100-15) = 7,67 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом из уравнения баланса:
V8 = V/4 – V9 = 663,51 – 7,67 = 655,84 м3/ч
Обогащение угля класса 1-13мм в отсадочных машинах
Производим расчет шламообразования в процессе отсадки.
Определяем содержание шлама в исходном питании:
X5 = X1 – Y7 = 23,69 – 18,96 = 4,74%
Adx5 = Ad0-1 = 20,26%
Производим расчет шламообразования, дополнительный выход шлама определяем по приложению [2.42]
При Y0-1 =13,66% a = 7%
X6 = (Y6 – X5)*a/100 = (41,64 – 4,74)*7/100 = 2,58%
Adx6 = Ad6 = 20,76%
Определяем выход и зольность шлама:
X7 = X 5 + X 6 = 4,74 + 2,58 = 7,32%
Adx7 = (X 5*Adx5 + X 6*Adx6)/X 7 = (4,74*20,26 + 2,58*20,76)/7,32 = 20,44 %
Определяем выход и зольность исходного класса без шлама:
Y/6 = Y6 – X 7 = 41,64 – 7,32 = 34,32%
Ad/6 = (Y6*Ad6 – X 7*Adx7)/Y/6 = (41,64*20,76 – 7,32*20,44)/34,32 = 20,83%
Производим корректировку исходного класса к Ad/6 = 20,83%
Скорректированный фракционный состав и результаты обогащения класса 1-13 мм в отсадочной машине записываем в таблицу 17.
Для расчёта выходов концентрата и отходов значение погрешности разделения для отсадочной машины принимаем по приложению [1,табл.4.3] I=0,14. Определяем извлечения при различных плотностях фракций, строим кривые разделения Тромпа Рис. 5.
Отклонения средней плотности фракций от плотности разделения определяем по формуле:
где: ?р = 1,8 г/см3 – плотность разделения
?ср - средняя плотность разделения
I = 0,14 – коэффициент погрешности разделения
По величине отклонения Х и по приложению [2.50] определяем F(x) и извлечение данной фракции аналогично табл.16:
Таблица 17
Результаты обогащения класса 1-13 мм в отсадочной машине
В процентах
Плотность г/см3
Исходный продукт
Концентрат
?= 1,8г/см3
Отходы
?= 1,8г/см3
Yкл
Ad
Y*Ad
?ср
E
Yк-т
Y*Ad
E
Yотх
Y*Ad
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
<1,3
50,68
3,71
187,92
1,25
100,00
50,68
187,92
-
-
-
1,3-1,4
18,23
7,16
130,62
1,35
100,00
18,23
130,62
-
-
-
1,4-1,5
5,98
18,13
108,47
1,45
99,56
5,96
107,99
0,44
0,03
0,48
1,5-1,6
3,16
29,21
92,44
1,55
95,54
3,02
88,32
4,46
0,14
4,12
1,6-1,8
3,35
41,41
138,85
1,70
72,91
2,44
101,23
27,09
0,91
37,61
>1,8
18,59
76,62
1424,41
2,20
3,29
0,61
46,86
96,71
17,98
1377,54
Итого
100,00
20,83
2082,70
80,95
662,94
19,05
1419,76
Проверка правильности заполнения табл. 17:
Определяем выход и зольность продуктов.
Концентрат без шлама
Концентрат со шламом
Q10 = 147,48 т/ч
Отходы
Q11 = 27,48 т/ч
Проверочный расчёт
Q6 = 147,48 + 27,48 = 174,96 т/ч
Определяем количество воды, поступающей на отсадку.
Принимаем расход воды по приложению [2,49]
n6 = 2,5 м3/т (количество воды на одну тонну угля)
V/6 = Q6*n6 = 174,96*2,5 = 437,40 м3/ч
Определяем расход оборотной воды.
Vоб = V/6 – V6 = 437,40 – 43,74 = 393,76 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с отходами.
Принимаем Wр11 = 25% [1,табл.4.6]
V11 = Q11* Wp11/(100 – Wp11) = 27,48* 25/ (100-25) = 9,16 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом из уравнения баланса:
V10 = V/6 – V11 = 437,40 – 9,16 = 428,24 м3/ч
Расчет заключительных операций
Обезвоживание концентрата класса 13-100 на грохотах
Определяем количество шлама, удаляемого со шламовыми водами:
Y13 = X4*? = 2,39*0,95 = 2,27% Q13 = 9,56 т/ч
Ad13 = Adx4 = 22,15%
Определяем выход и зольность концентрата:
Y12 = Y8 – Y13 = 29,13 –2,27 = 26,86% Q12 = 112,84 т/ч
Ad12 = (Y8*Ad8 – Y13*Ad13)/Y12 = (29,13*9,18 – 2,27*22,15)/26,86 = 8,08%
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом.
Принимаем Wp12 = 7,0%, по приложению [2.48]
V12 = Q12* Wp14/(100 –Wp14) = 112,84*7,0/ (100-7,0) = 8,49 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой со шламом, из уравнения баланса:
V13 = V8 – V12 = 655,84 – 8,49 = 647,34 м3/ч
Обезвоживание концентрата класса 1-13 на грохотах
Определяем количество шлама, удаляемого со шламовыми водами:
Y15 = X7*? = 7,32*0,95 = 6,96% Q15 = 29,23т/ч
Ad15 = Adx7 = 20,44%
Определяем выход и зольность концентрата:
Y14 = Y10 – Y15 = 35,10 – 6,96 = 28,15% Q14 = 118,26т/ч
Ad14 = (Y10*Ad10 – Y15*Ad15)/Y14 = (35,10*10,74 – 6,96*20,44)/28,15 = 8,35%
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом.
Принимаем Wp14 = 18%, по приложению [2.48]
V14 = Q14* Wp14/(100 –Wp14) = 118,26*18,0/ (100-18,00) = 25,96 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой со шламом, из уравнения баланса:
V15 = V10 – V14 = 428,24 – 25,96 = 402,28 м3/ч
Обезвоживание концентрата 1-13мм на центрифугах
Определяем выход и зольность шлама, удаляемого с фугатом.
Количество твердого уносимого с фугатом принимаем 3% от исходного, а зольность на 2–3% больше исходного.
Y16 = Y14*0,03 =28,15*0,03 = 0,84% Q16 = 3,55 т/ч
Ad16 = Ad14 + 3 = 8,35+ 3 = 11,35%
Определяем выход и зольность концентрата:
Y17 = Y14 – Y16 = 28,15 – 0,84 =27,30% Q17 = 114,71 т/ч
Ad17 = (Y14*Ad14 – Y16*Ad16)/Y17 = (28,15*8,35 – 0,84*11,35)/27,30 =8,26%
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом.
Принимаем Wp17 = 7,0%, по приложению [2.48]
V17 = Q17* Wp14/(100 –Wp17) = 114,71*7,0/ (100-7,0) = 8,63 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с фугатом, из уравнения баланса:
V16 = V14 – V17 = 25,96 – 8,63 = 17,32 м3/ч
Обезвоживание отходов класса 1-13мм на грохотах
Определяем количество воды, удаляемой с отходами.
Принимаем Wp18 = 10,0%, по приложению [2.48]
V18 = Q11* Wp14/(100 –Wp17) = 27,48*10,0/ (100-10,0) = 3,05 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой со шламом, из уравнения баланса:
V19 = V11 – V18 = 9,16 – 3,05 = 6,11 м3/ч
Классификация в гидроциклонах
Определяем выход и зольность продукта поступающего на классификацию:
Yo = Y7+Y13+Y15+Y16+Y24+Y26 = 18,96+2,27+6,96+0,84+0,43+0,24 = 29,70%
Ad0 = (Y7*Ad7+Y13*Ad13+Y15*Ad15+Y16*Ad16+Y24*Ad24+Y26*Ad26)/Y0 =
(18,96*20,26+2,27*22,15+6,96*20,44+0,84*11,35+0,43*9,00+0,24*9,89)/29,70 =19,95%
Q0 = 79,65+9,56+29,23+3,55+1,80+1,03 = 124,81 т/ч
Определяем количество шлама в сгущенном продукте, принимаем выход 30-35% от исходного, а зольность на 2% ниже исходного.
Y20 = Y0*0,35 = 29,70*0,35 = 10,40% Q20 = 43,68т/ч
Ad20 = Ad0 – 2 = 19,95 –2 =17,95%
Определяем выход и зольность в сливе:
Y21 = Y0 – Y20 = 29,70 – 10,40 = 19,31% Q21 = 81,13т/ч
Ad21 = (Y0*Ad0 – Y20*Ad20)/Y21 = (29,70*19,95 – 10,40*17,95)/19,31 =21,02 %
Определяем количество воды поступающей на классификацию:
V0 = V7+V13+V15+V16 +V24+V26= 528,09+647,34+402,28+17,32+144,86+11,80 =1751,70 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой со сгущенным продуктом.
Принимаем n20 = 4 м3/т
V20 = Q20*n20 = 43,68*4 = 174,74 м3/ч
Определяем количество воды в сливе из уравнения баланса:
V21 = V0 – V20 = 1751,70 – 174,74 = 1576,97 м3/ч
Обогащение угля класса 0,1-1,0мм в спиральных сепараторах
Y20 = 10,40% Q20 = 43,68т/ч Ad20 = 17,95% V20 = 174,74 м3/ч
Определяем выход и зольность продуктов обогащения.
Принимаем Ad22 к-т = 7,0% и Ad23 отх = 70,0%.
Y22 к-т = (Y20*(Ad23 – Ad20))/(Ad23 – Ad22) = (10,40*(70 –17,95))/(70,0 – 7,0) =8,59%
Y23 отх = (Y20*(Ad20 – Ad22))/(Ad23 – Ad22) = (10,40*(17,95 – 7,0))/(70,0 – 7,0) = 1,81 %
Q22 = 36,09т/ч Q23 = 7,59т/ч
Проверочный расчет:
Y20 = Y22 + Y23 = 8,59 + 1,81 = 10,40%
Ad20 = (Y22*Ad22 + Y23*Ad23)/Y20 = (8,59*7,0 + 1,81*70,0)/10,40 = 17,95%
Принимаем разжиженность пульпы Ж:Т = 2:1
Определяем количество воды, удаляемой с отходами
V23 = Q23*2 = 7,59*2 = 15,18 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом из уравнения баланса:
V22 = V20 – V23 = 174,74 – 15,18 = 159,56 м3/ч
Обезвоживание концентрата спиралей на дуговых ситах
Определяем выход и зольность шлама в сливе:
Принимаем выход шлама 5% от исходного, а зольность на 2% выше исходного
Y24 = Y22*0,05 = 8,59*0,05 =0,43% Q24 = 1,80т/ч
Ad24 = Ad22 + 2 = 7,00 +2 =9,00%
Определяем выход и зольность концентрата:
Y25 = Y22 – Y24 = 8,59 – 0,43 = 8,16% Q25 = 34,29т/ч
Ad25 = (Y22*Ad22 – Y24*Ad24)/Y25 = (8,59*7,00 – 0,43*9,00)/8,16 =6,89 %
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом.
Принимаем Wp25 = 30,0%,
V25 = Q25* Wp25/(100 –Wp25) = 34,29*30,0/(100-30,0) = 14,70 м3/ч
Определяем количество воды в сливе из уравнения баланса:
V24 = V22 – V25 = 159,56 – 14,70 = 144,86 м3/ч
Обезвоживание концентрата спиралей на центрифугах
Определяем выход и зольность шлама, удаляемого с фугатом.
Количество твердого уносимого с фугатом принимаем 3% от исходного, а зольность на 2–3% больше исходного.
Y26 = Y25*0,03 = 8,16*0,03 = 0,24% Q26 = 1,03т/ч
Ad26 = Ad25 + 3 =6,89 + 3 = 9,89%
Y27 = Y25 – Y26 =8,16 – 0,24 = 7,92% Q27 = 33,26т/ч
Ad27 = (Y25*Ad25 – Y26*Ad26)/Y27 = (8,16*6,89 – 0,24*9,89)/7,29 =6,80%
Определяем количество воды, удаляемой с концентратом.
Принимаем Wp27 = 8,0%,
V27 = Q27*Wp27/(100 –Wp27) = 33,26*8,0/(100-8,0) = 2,89 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с фугатом, из уравнения баланса:
V26 = V25 – V27 = 14,70 – 2,89 = 11,80 м3/ч
Флотация угля класса 0-0,1мм
Y21 =19,31% Q21 = 81,13т/ч Ad21 = 21,02% V21 = 1576,97 м3/ч
Определяем выход и зольность продуктов флотации.
Принимаем Ad28 к-т = 7,0% и Ad29 отх = 70,0%.
Y28 к-т = (Y21*(Ad29 – Ad21))/(Ad29 – Ad28) = (19,31*(70,0 –21,02))/(70,0 – 7,0) =15,01%
Y29 отх = (Y21*(Ad21 – Ad28))/(Ad29 – Ad28) = (19,31*(21,02 – 7,0))/(70,0 – 7,0) = 4,30 %
Q28 = 63,07т/ч Q29 = 18,06т/ч
Проверочный расчет:
Y21 = Y28 + Y29 = 15,01 + 4,30 = 19,31%
Ad21 = (Y28*Ad28 + Y29*Ad29)/Y21 = (15,01*7,0 + 4,30*70,0)/19,31 = 21,02%
Определяем количество воды, удаляемой с флотационным концентратом
Принимаем n28 = 2,5 м3/ч
V28 = Q28*n28 = 63,07*2,5 = 157,45 м3/ч
Определяем количество воды, удаляемой с отходами флотации:
V29 = V21 – V28 = 1576,97 – 157,45 = 1419,51 м3/ч
Обезвоживание (фильтрование) концентрата флотации на гипербарическом фильтре
Определяем выход и зольность фильтрата.
Принимаем выход фильтрата 0,5% от исходного, а зольность на 4% выше исходного.
Y30 = Y28*0,005 = 15,01*0,005 = 0,08% Q30 = 0,32т/ч
Ad30 = Ad28 + 4 =7,00 + 4 =11,00%
Определяем выход и зольность осадка:
Y31 = Y28 – Y30 = 15,01 – 0,08 = 14,94% Q31 = 62,75т/ч
Ad31 = (Y28*Ad28 – Y30*Ad30)/Y31 = (15,01*7,00- 0,08*11,00)/14,94 = 6,98%
Определяем количество воды, удаляемой в осадок.
Принимаем Wp31 = 7,0%
V31 = Q31*Wp31/(100 –Wp31) = 62,75*7,0/(100-7,0) = 4,72 м3/ч
Определяем количество воды в фильтрате из уравнения баланса:
V30 = V28 – V31 = 157,45 – 4,72 = 152,73 м3/ч
Обезвоживание отходов спиралей на высокочастотных грохотах
Определяем выход и зольность шлама в сливе:
Принимаем выход шлама 5% от исходного, а зольность на 2% выше исходного
Y32 = Y23*0,05 = 1,81*0,05 =0,09% Q32 = 0,38т/ч
Ad32 = Ad23 + 2 = 70,00 +2 =72,00%
Определяем выход и зольность отходов:
Y33 = Y23 – Y32 = 1,81 – 0,09 = 1,72% Q33 = 7,21т/ч
Ad33 = (Y23*Ad23 – Y32*Ad32)/Y33 = (1,81*70,0 – 0,09*72,00)/1,72 =69,89 %
Определяем количество воды, удаляемой с отходами.
Принимаем Wp33 = 15,0%,
V33 = Q33* Wp33/(100 –Wp33) = 7,21*15,0/(100-15,0) = 1,27 м3/ч
Определяем количество воды удаляемой со шламами из уравнения баланса:
V32 = V23 – V33 = 15,18 – 1,27 = 13,91 м3/ч
Сгущение отходов флотации
Определяем количество материала, поступающего на сгущение
Y34 = Y29 + Y32 = 4,30 + 0,09 = 4,39% Q34 = 18,44т/ч
Ad34 = (Y29*Ad29 + Y32*Ad32)/Y34 = (4,30*70,0 + 0,09*72,00)/4,39 = 70,04%
Принимаем Y35 = 0, тогда Y36 = Y34 = 4,39% , Ad36 = 70,04% Q36 = 18,44т/ч
Определяем количество воды поступающей на сгущение.
V34 = V19 +V29 + V32 + V37 = 6,11 + 1419,51 + 13,91 + 65,85 = 1505,37 м3/ч
Определяем количество воды в сгущенном продукте.
Принимаем n36 = 4 м3/ч
V36 = Q36*n36 = 18,44*4 = 73,75 м3/ч
Определяем количество воды в сливе из уравнения баланса:
V35 = V34 – V36 = 1505,37 – 73,75 = 1431,62 м3/ч
Обезвоживание отходов флотации на фильр-прессах
Принимаем Y37 = 0, тогда Y38 = Y36 = 4,39%, Ad38 = Ad36 = 70,04% Q38 = 18,44т/ч
Определяем количество воды удаляемой с отходами.
Принимаем Wp38 = 30,0%
V38 = Q38* Wp38/(100 –Wp38) = 18,44*30,0/(100-30,0) = 7,90 м3/ч
Определяем количество воды в фильтрате из уравнения баланса:
V37 = V36 – V38 = 73,75 – 7,90 = 65,85 м3/ч
Сгущение и фильтрование отходов флотации производим с применением полимерных флокулянтов типа Магнафлок-345, Магнафлок-155 (анионактивный) и Магнафлок-1597 (катионактивный).
Практический баланс продуктов обогащения
Таблица 18
Практический баланс продуктов обогащения
В процентах
Наименование продукта
№
продукта
Выход, %
Зольность, %
Q т/ч
Концентрат класса, мм
13-100
12
26,86
8,08
112,84
1,0-13
17
27,30
8,26
114,71
0,1-1,0
27
7,92
6,80
33,26
0-0,1
31
14,94
6,98
62,75
Итого концентрата
77,01
7,80
323,56
Отходы класса, мм
13-100
9
10,35
66,50
43,48
1,0-13
11
6,54
74,51
27,48
0,1-1,0
33
1,72
69,89
7,21
0-0,1
38
4,39
70,04
18,44
Итого отходов
22,99
69,71
96,61
Всего
100,00
22,03
420,17
Таблица 19
Баланс воды по фабрике
В процентах
Операции
Приход
воды, м3/ч
Операции
Расход
воды, м3/ч
Потери
Расход
воды, м3/ч
1
2
3
4
5
6
Мокрая
подготовительная
классификация
588,24
Сгущение
отходов флотации
пр.35
1431,62
Концентрат
13-100мм пр.12
8,49
Отсадка угля
класс 13-100мм
647,10
Фильтрат
гипербарфильтров
пр.30
152,73
Отходы
13-100мм пр.9
7,67
Отсадка угля
класс 1-13мм
393,66
Концентрат
1-13мм пр.17
8,63
Отходы
1-13мм пр.18
3,05
Концентрат
пр.27
пр.31
2,89
4,72
Отходы
пр.33
пр.38
1,27
7,90
Всего
1629,00
Итого
1584,35
Итого
Всего
44,64
1629,00
Принимаем замкнутый цикл водно-шламового хозяйства.
Качественно-количественная и водно-шламовая схема приведена на рис. 6.
Расчет технологического оборудования
При выборе оборудования решаются три основных вопроса: выбор типа, конструкции и размеров аппарата; определяющие производительность аппарата в зависимости от его размеров и условий работы, а также определение числа аппаратов.
Выбор типа и конструкции аппарата производим в зависимости от принятой проектной технологической схемы обогащения, характеристики исходных продуктов операций, от требований к качеству продуктов обогащения и технико-экономических показателей работы аппаратов.
Определение производительности технологического оборудования производим по теоретическим и эмпирическим формулам, удельной производительности, времени пребывания исходного угля и продуктов обогащения в аппарате и данным каталогов и справочников.
При расчете оборудования принимаем коэффициент неравномерности загрузки К = 1,15.
Потребное число аппаратов зависит от выбранных их размеров и производительности. Число аппаратов принимаем по расчету с учетом резервного оборудования.
Выбор оборудования производим на всю фабрику.
Оборудование для дробления угля
Число дробилок определяем по формуле:
i = K*Q2/Q = 1,15*55,26/190 = 1
где: Q – производительность одной дробилки
Q2 – количество материала, поступающего на дробилку
Принимаем 1 молотковую дробилку ДКУ-1М и 1 резервную.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность по исходному углю, т/ч
190
Размеры ротора, мм
диаметр
1000
длина
1020
Скорость вращения ротора, об/мин
350
Частота вращения ротора, мин-1
59,4
Количество электродвигателей, шт
1
Мощность электродвигателя, кВт
75
Скорость вращения электродвигателя, об/мин
1000
Габаритные размеры, мм
длина
4400
ширина
1920
высота
2700
Масса дробилки, кг
8240
Оборудование для классификации угля
Число грохотов определяем по формуле:
i = K*Q1/Q = 1,15*420,17/1000 = 1
где: Q – производительность одного грохота
Q1 – количество материала, поступающего на грохот
Для предварительной классификации принимаем 1 грохот ГЦЛ-3-1 и 1 резервный.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность по исходному углю, т/ч
1000
Максимально допустимая крупность кусков, мм
400?400?500
Рабочая длина цилиндра, мм
2860
Диаметр рабочей поверхности (внутренний), мм
1700
Ширина щелей между витками рабочей поверхности, мм
150
Угол наклона оси цилиндра, град.
8
Частота вращения цилиндра, мин-1(об/мин)
9,26
Мощность электродвигателя, кВт
10,0
Габаритные размеры грохота, мм
длина
5760
ширина
2660
высота
3460
Масса, кг
8960
Для подготовительной классификации число грохотов определяем по формуле:
i = K*Q1/ Q = 1,15*507,35/(20*21) = 2
где: q - удельная производительность [18 – 20 т/(ч*м2)]
F – площадь сита (F = 21 м2)
Принимаем 2 грохота ГИСЛ-82 и 1 резервный.
Оборудование для дешламации угля
Для дешламации угля принимаем виброгрохот.
Количество аппаратов определяем по формуле:
i = K*Q5/Q = 1,15*254,61/250 = 2
где: Q – производительность одного грохота
Q5 – количество материала, поступающего на грохот
Принимаем 2 виброгрохота и 1 резервный.
Техническая характеристика аппарата:
Площадь просеивающей поверхности, м 2
18
Размер отверстий сит, мм
1,5
Количество ярусов сит, шт.
1
Угол наклона короба, град.
0
Производительность по исходному углю, т/ч
200-250
Габаритные размеры грохота, мм
длина
3,8
ширина
5,6
высота
2,1
Оборудование для отсадки
Расчет производим по формуле, по исходному углю и породе.
i4 = K*Q4/q*F i6= K*Q6/q*F
Расчет по исходному углю:
i4 = K*Q4/q*F = 1,15*165,882/15*12 = 1
i6 = K*Q6/q*F = 1,15*174,96/15*12 = 1
где: q - удельная производительность по исходному углю, т/(ч*м2)
F – рабочая площадь отсадочного решета (F = 12 м2)
Обогатимость угля классов 13-100мм и 1 –13 мм средняя, по приложению [3.23] q4 =14-17 q6 =12-15
Производим расчет по породе:
i9 = K*Q9/q*F = 1,15*43,48/17*12 = 0,2
i11 = K*Q11/q*F = 1,15*27,48/15*12 = 0,1
Из двух расчетных величин принимаем большую.
Принимаем 1 отсадочную машину фирмы «Батак» для обогащения угля класса 13-100мм и 1 отсадочную машину фирмы «Батак» для обогащения угля класса 1-13мм и 1 резервную.
Техническая характеристика аппарата :
Максимальная производительность, т/ч
по исходному углю
до 165
по выделению отходов
110
Удельная (по площади отсадочного отделения)
производительность по исходному углю, т/ (м 2 ·ч)
13,7-15,0
Крупность обогащаемого материала, мм
13-100
Крупность обогащаемого материала, мм
1-13
Общая площадь отсадки, м2
12
Число отсеков (секций), шт
6
Ширина отсадочного отделения, м
2
Амплитуда пульсаций воды, мин -1
36-85
Давление воздуха в воздухосборнике, МПа
0,03
Средний расход воздуха, м3/мин
до 51
Габаритные размеры, мм
длина
6725
ширина
2000
высота (общая)
9860
Масса, т
22,5
Оборудование для классификации
Число гидроциклонов определяем по формуле:
i = (K*W)/ (30*d п*d c*vH)
где: W – количество материала поступающего на гидроклассификацию
d п – диаметр питающего патрубка, м = 85 мм
d с – диаметр сливного патрубка, м = 150 мм
Н – давление пульпы на входе (60000 –200000 ПА)
W = Q0/1,5 + V0 = 124,81/1,5 + 1751,70 = 1834,9 м3/ч
i = (1,15*1834,9)/(30*0,085*0,15*v200000) = 12
Принимаем 2 блока из 6 гидроциклонов ГЦЧ-360.4
Техническая характеристика аппарата (одного г/ц):
Производительность
по пульпе, м3/ч
50-150
по твердому, т/ч
5-30
Угол конусности, град.
20
Диаметр гидроциклона , мм
360
Диаметр насадок, мм
питания
50-85
верхнего продукта (слив)
50-150
нижнего продукта (сгущенный)
24-48
Габаритные размеры, мм
длинна
700
ширина
750
высота
1900
Оборудование для обогащения в спиральных сепараторах
Для обогащения принимаем спиральный сепаратор LD-7.
Количество определяем по формуле:
i = K*Q20/Q = 1,15*43,68/65 = 1
где: Q – производительность одного сепаратора
Принимаем 1 блок спиральных сепараторов LD-7 и 1 резервный.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность по исходному углю, т/ч
65
Количество спиралей в блоке, шт.
6
Количество заходов спирали, шт.
3
Количество витков спирали, шт.
4
Крупность питания, мм
0,1-3,0
Общий расход транспортной воды, м3/час
100-150
Габаритные размеры одного блока, мм
длина
3310
ширина
2150
высота
4640
Масса блока, кг
2100
Оборудование для флотации
Для обогащения принимаем пневмомеханическую эжекторную флотационную машину WEMCO – Smart Ceell
Число машин определяем по формуле:
i = [K*Q21*(1+P*?)*t]/(60*K1*n*V1*?)
где: P – параметр для пульпы
P = V21/Q21 = 1576,97/81,13 = 19,4 м3/ч
? = 1,5 м3/т – плотность шлама
t = 5-8 мин – время флотации
К1 = 0,65-0,7 – коэффициент, учитывающий аэрацию пульпы
n = 6 шт. – число камер в машине
V1 = 85 м3 – объем камер
i = [1,15*81,13*(1+19,4*1,5)*8]/ (60*0,7*6*85*1,5) = 2
Принимаем 2 машины WEMCO – Smart Ceell и 1 резервную.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность:
по твердому, т/ч
62-66
по пульпе, м3/ч
950-1200
Число камер, шт
6
Вместимость камеры, м3
85
Конфигурация камеры
цилиндрическая
Количество блоков аэраторов в одной камере, шт
1
Скорость вращения вала блока аэратора, об/мин
200
Мощность привода блока аэратора, кВт
30
Крупность угля в питании, мм
0-1
Удельный расход реагентов:
собиратель (РСО), кг/т переработанного шлама
4-4,5
вспениватель (КОБС), кг/т переработанного шлама
0,10-0,15
Оборудования для обезвоживания продуктов обогащения
Обезвоживание концентрата 13-100мм на грохотах
Количество грохотов определяем по формуле:
i = (K*Q8)/(q*F) = (1,15*122,40)/(20*10) = 1
Принимаем 1 грохот ГИСЛ-62 и 1 резервный.
Обезвоживание концентрата 1-13мм на грохотах
Количество грохотов определяем по формуле:
i = (K*Q10)/(q*F) = (1,15*147,48)/(20*10) = 1
Принимаем 1 грохот ГИСЛ-62 и 1 резервный.
Обезвоживание отходов 1-13мм на грохотах
Количество грохотов определяем по формуле:
i = (K*Q11)/(q*F) = (1,15*27,48)/(20*10) = 1
Принимаем 1 грохот ГИСЛ-62 и 1 резервный.
Техническая характеристика аппарата:
Размеры просеивающей поверхности, мм
ширина
5000
длина
2000
Площадь просеивающей поверхности, м 2
10
Размер отверстий сит, мм сита штампованные
10,13,25,50,100;
Количество ярусов сит, шт.
1
Частота колебаний, мин –1
735
Амплитуда колебаний, мм
6
Угол наклона короба, град.
0-25
Мощность привода, кВт
17?2
Габаритные размеры грохота, мм
длина
5670
ширина
2700
высота
2690
Масса, кг
18000
Обезвоживание концентрата класса 1-13мм на центрифугах
Количество центрифуг определяем по формуле:
i = (K*Q17)/Q = (1,15*114,71) / 110 = 2
Принимаем 2 центрифуги типа HSG-1110 (фильтрующая с вибрационной выгрузкой осадка) и 1 резервную.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность (паспортная), т/ч
110
Максимальный диаметр ротора, мм
1100
Частота:
вращения ротора, мин-1
975
осевых вибраций ротора, Гц
50
Максимальная влажность обезвоженного продукта, %
7,0
Мощность электродвигателя, кВт
22,4
Габаритные размеры, мм
длина
2300
ширина
1900
высота
1700
Масса, кг
3600
Обезвоживание концентрата спиралей на дуговых ситах
Количество дуговых сит определяем по формуле:
i = (K*Q22)/Q = (1,15*36,09) / 40 = 1
Принимаем 1 вибрационное дуговое сито и 1 резервное
Техническая характеристика аппарата:
Производительность, т/ч
40
Граничное зерно, мм
ном.0,1
Угол наклона, градус
60
Ширина сита, мм
2000
Обезвоживание концентрата спиралей на центрифугах
Количество центрифуг определяем по формуле:
i = (K*Q25)/Q = (1,15*34,29) / 65 = 1
Принимаем 1 центрифугу типа H-900 (шнековая фильтрующая) и 1 резервную.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность (паспортная), т/ч
65
Максимальный диаметр ротора, мм
900
Частота вращения ротора, мин-1
1480
Крупность питания (угольный концентрат), мм
ном. 0,1х3,0
Максимальная влажность обезвоженного продукта, %
7-9
Мощность электродвигателя, кВт
74,6
Обезвоживание отходов спиралей на высокочастотных грохотах
Количество грохотов определяем по формуле:
i = (K*Q23)/Q = (1,15*7,59) / 32 = 1
Принимаем 1 высокочастотный грохот типа IDS и 1 резервный
Техническая характеристика аппарата:
Производительность, т/ч
32
Крупность питания, мм
ном.0,1х3,0
Площадь просеивающей поверхности, мм2
1220х3658
Мощность привода, кВт
3
Ход и частота колебаний
6,9ммх1000цикл.1мин
Оборудование для фильтрования концентрата флотации
Количество гипербарических фильтров определяем по формуле:
i = (K*Q28)/ Q = (1,15*63,07)/90 = 1
Принимаем 1 высоконапорный гипербарический фильтр Андритц HBF-S 96/8 и 1 резервный.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность:
удельная, т/ч ? м2
0,08-0,1
полная, т/ч
90
Площадь фильтрования, м2
полная
80,0
сектора
0,83
Число дисков, шт
8
Диаметр дисков, мм
2834
Число секторов в диске, шт
12
Число оборотов фильтра, об/мин
0,5-1,0
Разница давлений, бар
5,5
Объем резервуара, м3
141
Диаметр резервуара, м3
4,2
Мощность привода, кВт
вала дискового фильтра
7,5
мешалки
18,5
насоса подачи материала
75
насоса низкого давления
3
насоса высокого давления
28
гидравлического устройства шлюза
22
скребкового транспортера
18,5
Влажность осадка, % не более
7,0
Оборудование для сгущения отходов флотации
Количество сгустителей определяем по формуле:
i = (K*Q34)/(q*F) = (1,15*18,44)/(250*0,20) = 1
Принимаем 1 радиальный сгуститель фирмы «Вемко» диаметром 20 м и 1
резервный.
Техническая характеристика аппарата:
Диаметр чана, м
20
Площадь осаждения, м2
250
Объемная производительность, м3
650
Количество электродвигателей, шт
1
Мощность привода, кВт
1,1/1,3
Скорость вращения электродвигателя, об/мин
1400/1700
Масса общая, кг
40723
Концентрация анионактивного флокулянта, %
0,02-0,05
Концентрация катионактивного флокулянта, %
0,01-0,025
Расход анионактивного флокулянта, г/т
50-75
Расход катионнактивного флокулянта, г/т
25-35
Оборудование для фильтрования сгущенных отходов флотации
Количество фильтр-прессов определяем по формуле:
i = (K*Q36)/Q = (1,15*18,44)/25 = 1
Принимаем 1 ленточный фильтр-пресс фирмы «Вемко» и 1 резервный.
Техническая характеристика аппарата:
Производительность, т/ч
15-35 (25)
Габариты, м
длина
5,6
ширина
2,6
высота
3,02
Фильтровальные салфетки, шт
2
Размер нижней фильтрующей салфетки, м
24,0
Размер верхней фильтрующей салфетки, м
17,5
Распылительные линии, шт
2
Распылительные насадки, шт (на каждую линию)
30
Мощность привода, кВт
11/12,5
Скорость вращения электродвигателя, об/мин
1455/1750
Концентрация флокулянта,%
анионактивного
0,02-0,05
катионактивного
0,01- 0,025
Расход флокулянтов: анионактивного, г/т
75-100
катионактивного, г/т
30-50
Оборудование для вспомогательных операций.
Для размагничивания принимаем аппарат РА.
Для подачи воздуха в отсадочные машины принимаем воздуходувкиТВ-250-1,5.
Для отделения флотации принимаем аппарат кондиционирования пульпы (АКП-2), щелевые расходомеры, дозатор реагентов, плотномер.
Для отделения фильтрации принимаем вакуум-насосы ВК-50, ВВН-12, ресиверы, ловушки, центробежные шламовые насосы.
Для приготовления флокулянтов – установку для приготовления и подачи флокулянтов фирмы «Вемко».
Схема и экспликация основного технологического оборудования по проектируемой фабрике приведены на рис. 7
Список используемой литературы.
1. Нормы технологического проектирования углеобогатительных и брикетных фабрик. ВНТП 3-92, Москва, 1992г.
2. Артюшин С.П. Сборник задач по обогащению углей. М.: Недра, 1979
3. Артюшин С.П. Проектирование углеобогатительных фабрик.
М.: Недра, 1974.
4. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. М.: Недра, 1982.
5. Техника и технология обогащения углей. Справочное руководство под редакцией Чантурия В.А., Молявко А.Р. М.: Наука, 1995.
6. Справочник по обогащению углей. М.: Недра, 1984.
7. Хадайкин В.И., Бутовецкий В.С. и др. Наладка и эксплуатация технологических комплексов углеобогатительных фабрик. М.: Недра, 1986.
8. Коткин А.М. Оценка обогатимости угля и эффективности процессов обогащения. М.: Недра, 1984.
9. Антипенко Л.А. Технологические регламенты обогатительных фабрик углеобогатительных фабриках. Справочное пособие. М.: Недра, 1989.