Д.А. Завалишин директор по обогащению ООО "Проектный Институт "БИМСИСТЕМА", технический консультант лабораторный комплекс АО "СЖС Восток Лимитед", г. Новокузнецк. 02.07.2024 г.
Аннотация: Отмечено, что в настоящее время из-за высоких требований к качеству угольной продукции оценку процесса обогащения угля необходимо проводить еще при формировании технико-экономического обоснования на стадии разведки месторождения. Такая ситуация требует прогнозирования и расчета выхода продуктов обогащения на основе исследования керновых проб. Определено, что в настоящее время Российская нормативная база, в отличие от зарубежной, не освещает процесс исследования обогатимости на керновых пробах и обработки результатов исследований. Рассмотрены подходы к проведению исследования обогатимости на керновых пробах, предлагаемые в австралийских стандартах. Предложены алгоритмы прогнозирования и расчета выхода продуктов обогащения на основе результатов исследования керновых проб.
Ключевые слова: исследование обогатимости, керновые пробы, моделирование выхода продуктов обогащения, расчет выхода продуктов обогащения, гранулометрический состав, фракционный анализ, шламообразование угля.
Ключевые слова: исследование обогатимости, керновые пробы, моделирование выхода продуктов обогащения, расчет выхода продуктов обогащения, гранулометрический состав, фракционный анализ, шламообразование угля.
В настоящее время предъявляются высокие требования к качеству угольной продукции. В частности, высокозольный необогащенный уголь имеет ограниченный сбыт. В соответствии с этим, уже на стадии разведки угольного месторождения во время разработки технико-экономического обоснования (ТЭО) возникает потребность в экономической оценке процесса обогащения угля. Отсюда возникает необходимость в прогнозировании и расчете выхода продуктов обогащения.
Автор данной статьи, выступающий в качестве эксперта по выбору технологии обогащения, может сказать, что подходы эти разнообразны, однако в лучшем случае основываются на анализе работы обогатительных фабрик-аналогов, но чаще всего сведены к «экспертному» мнению без достаточного обоснования.
Очевидно, что в основе прогнозирования выхода продуктов обогащения в первую очередь лежит процедура исследования обогатимости угля. В нашем случае исследование обогатимости, реализуемое на керновых пробах.
Необходимо отметить, что Российские стандарты ничего не говорят о специфике исследования обогатимости керновых проб, в отличие от зарубежных. Наиболее широко рассмотрен данный вопрос в австралийских стандартах, например [1].
Анализ стандарта [1] показывает, что есть несколько подходов (как минимум три) к реализации процедуры исследования обогатимости на стадии исследования керновых проб. При этом стандарт рекомендует комплексной подход к реализации исследований, т.е. реализацию всех видов исследований на стадии разведки одного месторождения.
Подход №1. Данный подход можно считать предварительным и наиболее упрощенным.
При реализации данного подхода проба керна перед исследованием дробится по данным [1] до крупности менее 11.2 мм. Аналогичный подход, правда с дроблением до крупности менее 13 мм рекомендован Российским стандартом ГОСТ Р 59252-2020 [2] при исследовании пластовых проб. Данный подход также рекомендован как основной подход для исследования керновых проб в работах [3, 4].
Далее австралийский стандарт предусматривает проведение ситового анализа гранулометрического состава для дроблёной пробы либо по классу 2, либо по классу 1 мм. И соответственно, фракционный анализ классов крупности по плотностям 1300, 1450, 1600 кг/м3.
Российский стандарт рекомендует проведение ситового анализа по классу 1 мм. Фракционный анализ классов крупности, если ориентироваться на ГОСТ 10100-84 [5], для каменных углей необходимо проводить по плотностям 1400, 1500, 1800 кг/м3.
Проведение фракционного анализа по классам связано со спецификой проведения процедуры фракционного анализа, рекомендуемой по ГОСТ 4790-2017 [6], для класса 1-13 мм фракционный анализ должен проводиться в водных растворах хлористого цинка, для класса 0-1 мм - в органических жидкостях методом центрифугирования.
Аналогично различный способ выполнения процедуры фракционного анализа для крупных и мелких классов угля регламентирован и австралийским стандартом [7].
Подход №2. Данный подход подразумевает расширенное исследование обогатимости и включает в себя следующие процессы:
Подход №3. Данный подход является продолжением подхода №2, но в данном случае проводится более глубокое исследование обогатимости углей. В частности, исследования могут включать в себя:
Подходы №2 и №3 не реализуются в Российской практике. Хотя в настоящее время с подачи зарубежных консультантов подобные исследования были проведены при разведке некоторых угольных месторождений [11, 12].
Возможность реализации того или иного подхода ограничивается массой образца керна.
Так для реализации подхода №1 масса образца должна быть не менее 12.5 кг [1, 2], для реализации подхода №2 масса образца должна быть не менее 25 кг [9], для реализации подхода №3 масса образца должна быть не менее 50 кг [1].
Теперь нужно рассмотреть какие методы и методики можно использовать для расчета и прогноза выхода продуктов обогащения при реализации исследования по реализации того или иного подхода к проведению исследования.
При реализации исследования обогатимости по подходу №1 для оценки ожидаемого выхода концентрата можно использовать промышленную оценку обогатимости угля.
Подход к оценке обогатимости угля с промышленной точки зрения прорабатывался еще советскими учеными.
Так в работе Я.И. Фомина [4] для оценки обогатимости угля предложено использовать показатель общей эффективности обогащения (η). Надо отметить, что данный показатель является аналогом хорошо известного в мировой практике показателя эффективности процесса обогащения organic efficiency (OE) [13].
При расчете показателя (η) используются показатели - фактический выход концентрата при заданной зольности (автором назван как технический коэффициент обогащения (Кт)) и теоретический выход концентрата при заданной зольности (автором назван как максимальный теоретический коэффициент обогатимости угля (Кобmax)).
Автором предложено определять показатель Кт, через показатель Кобmax, используя линейную зависимость.
Данная зависимость была получена на статистике работы советских угольных обогатительных фабрик. Проверка ее на результатах обогащения на современных обогатительных фабрик показала, что она дает большую ошибку при расчете.
Автором данной статьи для определения показателя Кт предложен другой подход.
В основе его предложен расчет выхода концентрата по результату фракционного анализа общей пробы угля с использованием уравнения Виттена [14].
Для разработки были приняты результаты фактического обогащения углей разной категории обогатимости на обогатительной фабрике со следующей технологической схемой обогащения:
Были получена высокая сходимость между фактическим выходом концентрата и расчетным выходом концентрата при показателе эффективности разделения (α) в пределах от 10 до 15 в зависимости от принятой для расчета точки разделения (SG50). Точка разделения примется от зольности концентрата, которую необходимо получить.
Учитывая, что вышеупомянутая схема является классической и в нее включен процесс дробления промпродукта до крупности менее 13 мм данный подход можно использовать для предварительного прогнозирования выхода концентрата при проведении исследования обогатимости по подходу №1.
При реализации такого метода прогнозирования алгоритм расчета сводится к следующему.
1. По результатам фракционного анализа по классам крупности рассчитывается фракционный состав общей пробы.
2. Рассчитывается расширенный фракционный состав, для этого можно использовать методики изложенные в [6, 15].
3. Используя уравнение Виттена методом последовательных приближений изменяя плотность разделения, рассчитывается баланс обогащения при заданной зольности концентрата. И соответственно, находится расчётный практический выход концентрата, который возможно использовать при расчете в ТЭО.
Дополнительно можно определить обогатимость по Я.И. Фомину для этого:
4. Определяется теоретический выход концентрата, для этого можно использовать известный графо-аналитический метод, либо математические подходы [6, 10, 16]. Автор данной статьи в этом случае использует математическую три сплайн аппроксимацию кривой Майера.
5. Находится показатель η, как отношение расчётного фактического выхода концентрата и теоретического выхода концентрата. И по [4] определяется категория обогатимости угля, которую можно использовать либо для оценки комфортной зольности обогащения угля, при которой обогащение угля наиболее рентабельная, либо для предварительного выбора схемы обогащения.
Подход №2. При реализации исследования обогатимости угля по подходу №2, можно использовать классические подходы к расчету практического баланса обогащения.
Такой расчет может быть реализован по засорению, с использованием показателя средневероятностного отклонения (Ep) либо по коэффициенту пересчёта выхода концентрата [17, 18].
Автор данной использует второй подход и для расчета выхода продуктов обогащения используя уравнение Виттена [14].
В данном случае процедура расчета и прогнозирования выхода продуктов обогащения может осуществляться по следующему алгоритму.
1. Моделируется гранулометрический состав угля.
Моделирование можно проводить основываясь на рекомендациях стандарта [1] используя уравнение Розина-Раммлера.
Известно, что уравнение Розина-Раммлера имеет два коэффициента: первый коэффициент (n) определяет наклон прямой Розина-Раммлера, второй (k) определяет средний размер частицы [19].
В стандарте [1] предлагается рассчитывать коэффициент (n) на основе показателя размолоспособности по Хардгрову. Приводится корреляционная формула, полученная на анализе австралийских углей. Автор данной статьи проверил данную зависимость, основываясь на лабораторной базе анализов Российских углей различных месторождений по информационной базе лабораторного комплекса СЖС. На рисунке 1 приведены взаимосвязи между расчётными и фактическими значениями коэффициента n. Как видно из корреляционной зависимости такой подход вполне приемлем и для Российских углей.
Значение коэффициента (k) в стандарте [1] предлагается находить по результатам анализа добытых углей аналогов.
Автором данной статьи получена зависимость между коэффициентом k и показателями выход класса -13 мм или – 6 мм (рисунок 2). Таким образом, расчет коэффициента можно провести, задаваясь выходом класса менее 13 мм или менее 6 мм. Значение данных параметров можно взять также по результатам добычи углей-аналогов. Можно использовать и расчётные подходы. Так в работе [20] предлагается модель расчета выхода разных классов крупности, в том числе и класса +13 мм, а значит можно найти и рассчитать содержание класса -13 мм. В работе [3] предлагается модель расчета содержания класса -6 мм.
Автор данной статьи, выступающий в качестве эксперта по выбору технологии обогащения, может сказать, что подходы эти разнообразны, однако в лучшем случае основываются на анализе работы обогатительных фабрик-аналогов, но чаще всего сведены к «экспертному» мнению без достаточного обоснования.
Очевидно, что в основе прогнозирования выхода продуктов обогащения в первую очередь лежит процедура исследования обогатимости угля. В нашем случае исследование обогатимости, реализуемое на керновых пробах.
Необходимо отметить, что Российские стандарты ничего не говорят о специфике исследования обогатимости керновых проб, в отличие от зарубежных. Наиболее широко рассмотрен данный вопрос в австралийских стандартах, например [1].
Анализ стандарта [1] показывает, что есть несколько подходов (как минимум три) к реализации процедуры исследования обогатимости на стадии исследования керновых проб. При этом стандарт рекомендует комплексной подход к реализации исследований, т.е. реализацию всех видов исследований на стадии разведки одного месторождения.
Подход №1. Данный подход можно считать предварительным и наиболее упрощенным.
При реализации данного подхода проба керна перед исследованием дробится по данным [1] до крупности менее 11.2 мм. Аналогичный подход, правда с дроблением до крупности менее 13 мм рекомендован Российским стандартом ГОСТ Р 59252-2020 [2] при исследовании пластовых проб. Данный подход также рекомендован как основной подход для исследования керновых проб в работах [3, 4].
Далее австралийский стандарт предусматривает проведение ситового анализа гранулометрического состава для дроблёной пробы либо по классу 2, либо по классу 1 мм. И соответственно, фракционный анализ классов крупности по плотностям 1300, 1450, 1600 кг/м3.
Российский стандарт рекомендует проведение ситового анализа по классу 1 мм. Фракционный анализ классов крупности, если ориентироваться на ГОСТ 10100-84 [5], для каменных углей необходимо проводить по плотностям 1400, 1500, 1800 кг/м3.
Проведение фракционного анализа по классам связано со спецификой проведения процедуры фракционного анализа, рекомендуемой по ГОСТ 4790-2017 [6], для класса 1-13 мм фракционный анализ должен проводиться в водных растворах хлористого цинка, для класса 0-1 мм - в органических жидкостях методом центрифугирования.
Аналогично различный способ выполнения процедуры фракционного анализа для крупных и мелких классов угля регламентирован и австралийским стандартом [7].
Подход №2. Данный подход подразумевает расширенное исследование обогатимости и включает в себя следующие процессы:
- Имитацию разрушения керновых проб сбрасыванием с высоты двух метров на металлическую плиту. Количество сбрасываний колеблется от пяти до двадцати [8, 9].
- Ситовый анализ гранулометрического состава разрушенной пробы кернов. В частности, в стандарте [1] это рассев по классам крупности 31.5, 16, 8, 4, 2, 1, 0.25 мм.
- Фракционный анализ для классов крупности. Количество плотностей не уточняется. Однако автор данной статьи, основываясь на основном принципе выбора массы пробы для фракционного анализа озвученном в стандартах [7, 10], считает что для сохранения представительности количество плотностей должно быть не более трех или четырех.
Подход №3. Данный подход является продолжением подхода №2, но в данном случае проводится более глубокое исследование обогатимости углей. В частности, исследования могут включать в себя:
- Исследование истираемости угля [9]. Испытание проводится в барабане, конструкция которого приведена в стандарте [7, 10 ] в сухом виде.
- Исследование шламообразования угля [7, 10]. Испытание проводится в барабане, конструкция приведена в стандарте [7, 10] в воде с металлическими кубиками.
- Исследование флотируемости шлама крупностью менее 0.25 мм [1, 9].
Подходы №2 и №3 не реализуются в Российской практике. Хотя в настоящее время с подачи зарубежных консультантов подобные исследования были проведены при разведке некоторых угольных месторождений [11, 12].
Возможность реализации того или иного подхода ограничивается массой образца керна.
Так для реализации подхода №1 масса образца должна быть не менее 12.5 кг [1, 2], для реализации подхода №2 масса образца должна быть не менее 25 кг [9], для реализации подхода №3 масса образца должна быть не менее 50 кг [1].
Теперь нужно рассмотреть какие методы и методики можно использовать для расчета и прогноза выхода продуктов обогащения при реализации исследования по реализации того или иного подхода к проведению исследования.
При реализации исследования обогатимости по подходу №1 для оценки ожидаемого выхода концентрата можно использовать промышленную оценку обогатимости угля.
Подход к оценке обогатимости угля с промышленной точки зрения прорабатывался еще советскими учеными.
Так в работе Я.И. Фомина [4] для оценки обогатимости угля предложено использовать показатель общей эффективности обогащения (η). Надо отметить, что данный показатель является аналогом хорошо известного в мировой практике показателя эффективности процесса обогащения organic efficiency (OE) [13].
При расчете показателя (η) используются показатели - фактический выход концентрата при заданной зольности (автором назван как технический коэффициент обогащения (Кт)) и теоретический выход концентрата при заданной зольности (автором назван как максимальный теоретический коэффициент обогатимости угля (Кобmax)).
Автором предложено определять показатель Кт, через показатель Кобmax, используя линейную зависимость.
Данная зависимость была получена на статистике работы советских угольных обогатительных фабрик. Проверка ее на результатах обогащения на современных обогатительных фабрик показала, что она дает большую ошибку при расчете.
Автором данной статьи для определения показателя Кт предложен другой подход.
В основе его предложен расчет выхода концентрата по результату фракционного анализа общей пробы угля с использованием уравнения Виттена [14].
Для разработки были приняты результаты фактического обогащения углей разной категории обогатимости на обогатительной фабрике со следующей технологической схемой обогащения:
- Тяжелосредное обогащение класса 13-150 мм и 2-13 мм;
- Дробление промпродукта крупностью +13 мм до крупности менее 13 мм и дообогащение дробленого промродукта;
- Обогащение класса 0.2-2 мм гравитационным методом в водной среде;
- Обогащение класса 0-0.2 мм методом флотации.
Были получена высокая сходимость между фактическим выходом концентрата и расчетным выходом концентрата при показателе эффективности разделения (α) в пределах от 10 до 15 в зависимости от принятой для расчета точки разделения (SG50). Точка разделения примется от зольности концентрата, которую необходимо получить.
Учитывая, что вышеупомянутая схема является классической и в нее включен процесс дробления промпродукта до крупности менее 13 мм данный подход можно использовать для предварительного прогнозирования выхода концентрата при проведении исследования обогатимости по подходу №1.
При реализации такого метода прогнозирования алгоритм расчета сводится к следующему.
1. По результатам фракционного анализа по классам крупности рассчитывается фракционный состав общей пробы.
2. Рассчитывается расширенный фракционный состав, для этого можно использовать методики изложенные в [6, 15].
3. Используя уравнение Виттена методом последовательных приближений изменяя плотность разделения, рассчитывается баланс обогащения при заданной зольности концентрата. И соответственно, находится расчётный практический выход концентрата, который возможно использовать при расчете в ТЭО.
Дополнительно можно определить обогатимость по Я.И. Фомину для этого:
4. Определяется теоретический выход концентрата, для этого можно использовать известный графо-аналитический метод, либо математические подходы [6, 10, 16]. Автор данной статьи в этом случае использует математическую три сплайн аппроксимацию кривой Майера.
5. Находится показатель η, как отношение расчётного фактического выхода концентрата и теоретического выхода концентрата. И по [4] определяется категория обогатимости угля, которую можно использовать либо для оценки комфортной зольности обогащения угля, при которой обогащение угля наиболее рентабельная, либо для предварительного выбора схемы обогащения.
Подход №2. При реализации исследования обогатимости угля по подходу №2, можно использовать классические подходы к расчету практического баланса обогащения.
Такой расчет может быть реализован по засорению, с использованием показателя средневероятностного отклонения (Ep) либо по коэффициенту пересчёта выхода концентрата [17, 18].
Автор данной использует второй подход и для расчета выхода продуктов обогащения используя уравнение Виттена [14].
В данном случае процедура расчета и прогнозирования выхода продуктов обогащения может осуществляться по следующему алгоритму.
1. Моделируется гранулометрический состав угля.
Моделирование можно проводить основываясь на рекомендациях стандарта [1] используя уравнение Розина-Раммлера.
Известно, что уравнение Розина-Раммлера имеет два коэффициента: первый коэффициент (n) определяет наклон прямой Розина-Раммлера, второй (k) определяет средний размер частицы [19].
В стандарте [1] предлагается рассчитывать коэффициент (n) на основе показателя размолоспособности по Хардгрову. Приводится корреляционная формула, полученная на анализе австралийских углей. Автор данной статьи проверил данную зависимость, основываясь на лабораторной базе анализов Российских углей различных месторождений по информационной базе лабораторного комплекса СЖС. На рисунке 1 приведены взаимосвязи между расчётными и фактическими значениями коэффициента n. Как видно из корреляционной зависимости такой подход вполне приемлем и для Российских углей.
Значение коэффициента (k) в стандарте [1] предлагается находить по результатам анализа добытых углей аналогов.
Автором данной статьи получена зависимость между коэффициентом k и показателями выход класса -13 мм или – 6 мм (рисунок 2). Таким образом, расчет коэффициента можно провести, задаваясь выходом класса менее 13 мм или менее 6 мм. Значение данных параметров можно взять также по результатам добычи углей-аналогов. Можно использовать и расчётные подходы. Так в работе [20] предлагается модель расчета выхода разных классов крупности, в том числе и класса +13 мм, а значит можно найти и рассчитать содержание класса -13 мм. В работе [3] предлагается модель расчета содержания класса -6 мм.
Рис. 1. Взаимосвязь между расчетными и фактическими значениями коэффициента n уравнения Розина-Раммлера.
Рис. 2. Взаимосвязь между содержанием классов менее 13 мм и менее 6 мм и коэффициентом k уравнения Розина-Раммлера
Таким образом, основываясь на вышеизложенном подходе рассчитываются коэффициенты, а с помощью их с использованием уравнения Розина-Раммлера рассчитывается ожидаемый гранулометрический состав угля.
2. Рассчитывается зольность элементарных классов. Данный расчет можно реализовать, используя следующий алгоритм. Основываясь на рекомендациях [20] рассчитывается зольность четырех или трех опорных классов отталкиваясь от исходной прогнозируемой общей зольности. Зольность промежуточных классов можно рассчитать используя графо-аналитический метод приведённый в [21] или математический подход приведенный в [14].
3. Проводится расчет шламообразования угля. Расчет можно проводить по приращению выхода класса менее 0.5 мм или менее 1 мм , как это рекомендовано в [17]. Приращение класса менее 0.5 мм можно принять по [22] или рассчитать по формуле приведенной в [17]. Автором данной статьи также построена расчётная модель зависимости выходка класса менее 0.5 мм после шламообразования от содержания его в исходном угле, по результатам лабораторных испытаний шламообразования в барабане по стандартам [7, 10] основываясь на лабораторной базе лабораторного комплекса АО СЖС Восток Лимитед различных Российских углей. В целом была получена близкая зависимость, предлагаемая автором в работе [17]. Однако наблюдались выпады, чаще всего для углей с сильно размокаемой породой. В целом возможность таких выпадов отмечается и в [22]. Это обуславливает необходимость проведения прямых лабораторных тестов по оценке шламообразования угля.
4. Проводится пересчет фракционного состава по классам крупности на полученную расчетную зольность классов используя подход приведенный в [3], и также проводится расчет расширенного фракционного состава используя методы приведенные в [6, 15].
5. Используя уравнение Виттена, рассчитывается процесс обогащения по машинным классам крупности. Для расчета используются нормируемые показатели работы обогатительного оборудования, которые можно взять по данным [17, 22, 23].
6. Сводится и рассчитывается общий баланс обогащения.
В данном случае, как и в подходе №1 можно рассчитать показатель промышленной обогатимости.
Подход №3. Подход №3 позволяет провести полноценный расчет качественно-количественных показателей обогащения основываясь на лабораторных исследованиях, используя известные для этого методы [17, 24].
При данном расчете используются все те же подходы по имитации гранулометрического состава угля, что и при расчете по подходу №2.
Процесс шламообразования угля рассчитывается на основе результатов прямого лабораторного опыта.
Расчет процесса флотации шлама проводится на основе прямых лабораторных опытов по оценке флотируемости шлама.
Выводы:
1. Повышенные требования к качеству угольной продукции и в частности низкий рынок сбыта высокозольных необогащённых углей, требует уже на стадии разведки месторождения проводить оценку возможного процесса обогащения, а значит рассчитывать и прогнозировать выход продуктов обогащения.
2. В основе расчета и прогнозирования выхода продуктов обогащения лежит исследование обогатимости угля на стадии разведки исследования обогатимости на керновых пробах.
3. Российские стандарты в отличие от зарубежных не описывают процедуру исследования обогатимости угля. Наиболее подробно реализацию процедуры исследования обогатимости угля на керновых пробах рассматривает австралийские стандарты.
4. Основываясь на анализе австралийского стандарта предложено три подхода к реализации исследования обогатимости угля на керновых пробах.
5. На основе анализа литературных данных предложены возможные алгоритмы расчета и прогнозирования выхода продуктов обогащения при реализации трех подходов исследования обогатимости угля.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ:
1.AS 2519—1993. Australian Standard. Guide to the technical evaluation of higher rank coal deposits. Reconfirmed 2013.
2.ГОСТ Р59252-2020. УГЛИ БУРЫЕ, КАМЕННЫЕ, АНТРАЦИТ И ГОРЮЧИЕ СЛАНЦЫ. Метод отбора пластовых проб – Москва : Стандартинформ, 2020. – 11 с.
3.Воронков В. П., Жуков П. П. Методы прогнозирования ситового и фракционного состава углей. М., «Недра», 1977, 136 с.
4.Прянишников, В. К. Обогатимость каменных углей на основе углепетрографических методов исследования / В. К. Прянишников. – М. : Недра, 1969. – 160 с. – Текст : непосредственный
5.ГОСТ 10100-84. УГЛИ КАМЕННЫЕ И АНТРАЦИТ. Метод определения обогатимости – Москва : Издательство стандартов, 1984. – 5 с.
6.ГОСТ 4790-2017. Топливо твердое. ОПРЕДЕЛЕНИЕ И ПРЕДСТВЛЕНИЕ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ФРАКЦИОННОГО АНАЛИЗА. Общие требования к аппаратуре и методике – Москва : Стандартинформ, 2018. – 24 с.
7.AS 4156.1–1994. Australian Standard. Coal preparation. Part 1: Higher rank coal – Float and sink testing. Reconfirmed 2014.
8.Australian coal preparation - A 2000 review. – Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy, 2001 – 101(3):107-113 с.
9.Luttrell G., Got a Question? Something to Share? Ask Mr. Prep! - CPSA Journal, 2014. – Vol. 13, No.2 (дата обращения: 02.07.2024).
10.ISO 7936. Coal – Determination and presentation of float and sink characteristics – General directions for apparatus and procedures. – Moscow : AO SGS Vostok Limited, 2022.
11.Комплексное исследование обогатимости и качественных характеристик технологической пробы «Марки К» (Пласт E8 в.п.) - отчет : АО «СЖС Восток Лимитед». – Новокузнецк, 2019. – 15 с.
12.Комплексное исследование обогатимости и качественных характеристик технологической пробы «Марки КО» - отчет : АО «СЖС Восток Лимитед». – Новокузнецк, 2018. – 16 с.
13.ISO 923:2000. Technical Committee ISO/TC 27, Solid mineral fuels, Subcommittee SC 1. 2000
14.Close, A. Severstal – Usinskaya-1 Deposit. Large Diameter Bore Core or Bulk Sample Testing Procedure – Australia: East Maitland NSW, 2021. – 7 c.
15.Коткин, А. М. Оценка обогатимости угля и эффективности процессов обогащения / А. М. Коткин, М. Н. Ямпольский, К. Д. Геращеико. – М. : Недра, 1982. – 200 с. – Текст : непосредственный
16.Королев И. А., Удовицкий В. И. Разработка комплекса программ для построения кривых обогатимости с помощью численных методов анализа // ГИАБ. 2012. №5. URL: https://cyberleninka.ru/article/n/razrabotka-kompleksa-programm-dlya-postroeniya-krivyh-obogatimosti-s-pomoschyu-chislennyh-metodov-analiza (дата обращения: 02.07.2024).
17.Полулях, О. Д. Практикум з розрахунків якісно-кількісних і водно-шламових схем вуглезбагачувальних фабрик: Навч. посібник. / О. Д. Полулях, П. I. Пілов, О. I. Сгурнов – Д.: Національний гірничий університет, 2007. – 504 с. – ISBN 966-350-051-4 – Текст : непосредственный
18.ИНСТРУКЦИЯ ПО ОПРЕДЕЛЕНИЮ И НОРМИРОВАНИЮ ПОТЕРЬ УГЛЯ (СЛАНЦА) ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ разработана с учетом требований Закона Российской Федерации "О недрах" в редакции Федерального закона от 03.03.95 N 27-ФЗ "О внесении изменений и дополнений в Закон Российской Федерации "О недрах", Федерального закона "О промышленной безопасности опасных производственных объектов" от 21.07.97 N 116-ФЗ, Положения о Федеральном горном и промышленном надзоре России, утвержденного постановлением Правительства Российской Федерации от 03.12.01 N 841, и Типовых методических указаний по определению, учету, экономической оценке и нормированию потерь твердых полезных ископаемых и содержащихся в них компонентов при переработке минерального сырья, утвержденных Госгортехнадзором СССР 23.06.87 г.
19.Improving the effectivity of work with Rosin-Rammler diagram by using MATLAB R GUI tool – Acta Montanistica Slovaca, 2010 – 15(2):152-157 с.
20.Борисов К.П., Еремин И.В. Прогноз гранулометрического состава спекающихся углей по геолого-генетическим признакам// Химия твердого топлива. 1981. №3. С. 115-129.
21.ГОСТ 2093-82. Топливо твердое. Ситовый метод определения гранулометрического состава – Москва : ИПК Издательство стандартов, 2001. – 20 с.
22.ВНТП 3-92. ВРЕМЕННЫЕ НОРМЫ. Технологического проектирования обогатительных фабрик. – Харьков : Институт "Южгипрошахт",1993. – 119 с.
23.Coal Preparation“A Discussion on Conventional and AdvancedTechnology” – India: Presented at the : Coal Preparation WorkshopRanchi, 2007. – 27 c.
24.Технологические расчеты при проектировании строительства новых и реконструкции действующих углеобогатительных фабрик - отчет : ОАО «Сибнииуглеобогащение». – Прокопьевск, 2011. – 166 с.
Таким образом, основываясь на вышеизложенном подходе рассчитываются коэффициенты, а с помощью их с использованием уравнения Розина-Раммлера рассчитывается ожидаемый гранулометрический состав угля.
2. Рассчитывается зольность элементарных классов. Данный расчет можно реализовать, используя следующий алгоритм. Основываясь на рекомендациях [20] рассчитывается зольность четырех или трех опорных классов отталкиваясь от исходной прогнозируемой общей зольности. Зольность промежуточных классов можно рассчитать используя графо-аналитический метод приведённый в [21] или математический подход приведенный в [14].
3. Проводится расчет шламообразования угля. Расчет можно проводить по приращению выхода класса менее 0.5 мм или менее 1 мм , как это рекомендовано в [17]. Приращение класса менее 0.5 мм можно принять по [22] или рассчитать по формуле приведенной в [17]. Автором данной статьи также построена расчётная модель зависимости выходка класса менее 0.5 мм после шламообразования от содержания его в исходном угле, по результатам лабораторных испытаний шламообразования в барабане по стандартам [7, 10] основываясь на лабораторной базе лабораторного комплекса АО СЖС Восток Лимитед различных Российских углей. В целом была получена близкая зависимость, предлагаемая автором в работе [17]. Однако наблюдались выпады, чаще всего для углей с сильно размокаемой породой. В целом возможность таких выпадов отмечается и в [22]. Это обуславливает необходимость проведения прямых лабораторных тестов по оценке шламообразования угля.
4. Проводится пересчет фракционного состава по классам крупности на полученную расчетную зольность классов используя подход приведенный в [3], и также проводится расчет расширенного фракционного состава используя методы приведенные в [6, 15].
5. Используя уравнение Виттена, рассчитывается процесс обогащения по машинным классам крупности. Для расчета используются нормируемые показатели работы обогатительного оборудования, которые можно взять по данным [17, 22, 23].
6. Сводится и рассчитывается общий баланс обогащения.
В данном случае, как и в подходе №1 можно рассчитать показатель промышленной обогатимости.
Подход №3. Подход №3 позволяет провести полноценный расчет качественно-количественных показателей обогащения основываясь на лабораторных исследованиях, используя известные для этого методы [17, 24].
При данном расчете используются все те же подходы по имитации гранулометрического состава угля, что и при расчете по подходу №2.
Процесс шламообразования угля рассчитывается на основе результатов прямого лабораторного опыта.
Расчет процесса флотации шлама проводится на основе прямых лабораторных опытов по оценке флотируемости шлама.
Выводы:
1. Повышенные требования к качеству угольной продукции и в частности низкий рынок сбыта высокозольных необогащённых углей, требует уже на стадии разведки месторождения проводить оценку возможного процесса обогащения, а значит рассчитывать и прогнозировать выход продуктов обогащения.
2. В основе расчета и прогнозирования выхода продуктов обогащения лежит исследование обогатимости угля на стадии разведки исследования обогатимости на керновых пробах.
3. Российские стандарты в отличие от зарубежных не описывают процедуру исследования обогатимости угля. Наиболее подробно реализацию процедуры исследования обогатимости угля на керновых пробах рассматривает австралийские стандарты.
4. Основываясь на анализе австралийского стандарта предложено три подхода к реализации исследования обогатимости угля на керновых пробах.
5. На основе анализа литературных данных предложены возможные алгоритмы расчета и прогнозирования выхода продуктов обогащения при реализации трех подходов исследования обогатимости угля.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ:
1.AS 2519—1993. Australian Standard. Guide to the technical evaluation of higher rank coal deposits. Reconfirmed 2013.
2.ГОСТ Р59252-2020. УГЛИ БУРЫЕ, КАМЕННЫЕ, АНТРАЦИТ И ГОРЮЧИЕ СЛАНЦЫ. Метод отбора пластовых проб – Москва : Стандартинформ, 2020. – 11 с.
3.Воронков В. П., Жуков П. П. Методы прогнозирования ситового и фракционного состава углей. М., «Недра», 1977, 136 с.
4.Прянишников, В. К. Обогатимость каменных углей на основе углепетрографических методов исследования / В. К. Прянишников. – М. : Недра, 1969. – 160 с. – Текст : непосредственный
5.ГОСТ 10100-84. УГЛИ КАМЕННЫЕ И АНТРАЦИТ. Метод определения обогатимости – Москва : Издательство стандартов, 1984. – 5 с.
6.ГОСТ 4790-2017. Топливо твердое. ОПРЕДЕЛЕНИЕ И ПРЕДСТВЛЕНИЕ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ФРАКЦИОННОГО АНАЛИЗА. Общие требования к аппаратуре и методике – Москва : Стандартинформ, 2018. – 24 с.
7.AS 4156.1–1994. Australian Standard. Coal preparation. Part 1: Higher rank coal – Float and sink testing. Reconfirmed 2014.
8.Australian coal preparation - A 2000 review. – Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy, 2001 – 101(3):107-113 с.
9.Luttrell G., Got a Question? Something to Share? Ask Mr. Prep! - CPSA Journal, 2014. – Vol. 13, No.2 (дата обращения: 02.07.2024).
10.ISO 7936. Coal – Determination and presentation of float and sink characteristics – General directions for apparatus and procedures. – Moscow : AO SGS Vostok Limited, 2022.
11.Комплексное исследование обогатимости и качественных характеристик технологической пробы «Марки К» (Пласт E8 в.п.) - отчет : АО «СЖС Восток Лимитед». – Новокузнецк, 2019. – 15 с.
12.Комплексное исследование обогатимости и качественных характеристик технологической пробы «Марки КО» - отчет : АО «СЖС Восток Лимитед». – Новокузнецк, 2018. – 16 с.
13.ISO 923:2000. Technical Committee ISO/TC 27, Solid mineral fuels, Subcommittee SC 1. 2000
14.Close, A. Severstal – Usinskaya-1 Deposit. Large Diameter Bore Core or Bulk Sample Testing Procedure – Australia: East Maitland NSW, 2021. – 7 c.
15.Коткин, А. М. Оценка обогатимости угля и эффективности процессов обогащения / А. М. Коткин, М. Н. Ямпольский, К. Д. Геращеико. – М. : Недра, 1982. – 200 с. – Текст : непосредственный
16.Королев И. А., Удовицкий В. И. Разработка комплекса программ для построения кривых обогатимости с помощью численных методов анализа // ГИАБ. 2012. №5. URL: https://cyberleninka.ru/article/n/razrabotka-kompleksa-programm-dlya-postroeniya-krivyh-obogatimosti-s-pomoschyu-chislennyh-metodov-analiza (дата обращения: 02.07.2024).
17.Полулях, О. Д. Практикум з розрахунків якісно-кількісних і водно-шламових схем вуглезбагачувальних фабрик: Навч. посібник. / О. Д. Полулях, П. I. Пілов, О. I. Сгурнов – Д.: Національний гірничий університет, 2007. – 504 с. – ISBN 966-350-051-4 – Текст : непосредственный
18.ИНСТРУКЦИЯ ПО ОПРЕДЕЛЕНИЮ И НОРМИРОВАНИЮ ПОТЕРЬ УГЛЯ (СЛАНЦА) ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ разработана с учетом требований Закона Российской Федерации "О недрах" в редакции Федерального закона от 03.03.95 N 27-ФЗ "О внесении изменений и дополнений в Закон Российской Федерации "О недрах", Федерального закона "О промышленной безопасности опасных производственных объектов" от 21.07.97 N 116-ФЗ, Положения о Федеральном горном и промышленном надзоре России, утвержденного постановлением Правительства Российской Федерации от 03.12.01 N 841, и Типовых методических указаний по определению, учету, экономической оценке и нормированию потерь твердых полезных ископаемых и содержащихся в них компонентов при переработке минерального сырья, утвержденных Госгортехнадзором СССР 23.06.87 г.
19.Improving the effectivity of work with Rosin-Rammler diagram by using MATLAB R GUI tool – Acta Montanistica Slovaca, 2010 – 15(2):152-157 с.
20.Борисов К.П., Еремин И.В. Прогноз гранулометрического состава спекающихся углей по геолого-генетическим признакам// Химия твердого топлива. 1981. №3. С. 115-129.
21.ГОСТ 2093-82. Топливо твердое. Ситовый метод определения гранулометрического состава – Москва : ИПК Издательство стандартов, 2001. – 20 с.
22.ВНТП 3-92. ВРЕМЕННЫЕ НОРМЫ. Технологического проектирования обогатительных фабрик. – Харьков : Институт "Южгипрошахт",1993. – 119 с.
23.Coal Preparation“A Discussion on Conventional and AdvancedTechnology” – India: Presented at the : Coal Preparation WorkshopRanchi, 2007. – 27 c.
24.Технологические расчеты при проектировании строительства новых и реконструкции действующих углеобогатительных фабрик - отчет : ОАО «Сибнииуглеобогащение». – Прокопьевск, 2011. – 166 с.