Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Современное состояние техники и технологии для обогащения труднообогатимых углей 9
1.1. Характеристика труднообогатимых углей 9
1.2. Применение гравитационных методов для обогащения углей 15
1.2.1. Обогащение в тяэюелосредних сепараторах и циклонах 15
1.2.2. Обогащение в отсадочных машинах 20
1.3. Развитие технологии и техники для пневматического обогащения 24
Выводы к главе 1 33
Глава 2. Исследование фракционного состава и обогатимости углей гравитационным методом 36
2. 1. Методика исследований 36
2.2. Исследование фракционного состава труднообогатимых углей 41
2.3. Исследование обогатимости углей гравитационными методами 63
Выводы к главе 2 69
Глава 3. Исследование и оптимизация процесса вакуумно-пневматического обогащения углей 71
3.1. Установка для обогащения угля способом вакуумно-пневматической сепарации и методика исследований 71
3.2. Исследования структуры потоков и траектории движения частиц в рабочей зоне сепаратора 77
3.3. Исследование обогащения углей шахты «Эрчим-тхан» способом вакуумно-пневматической сепарации 80
3.4. Исследование обогащения углей разреза «Бунгурский» способом вакуумно-пневматической сепарации
Выводы к главе 3 97
Глава 4. Разработка и внедрение технологии обогащения углей разреза «бунгурскии» с применением способа вакуумно-пневматической сепарации 99
4.1. Разработка полупромышленной установки для обогащения угля методом вакуумно-пневматической сепарации 99
4.2. Полупромышленные испытания технологии пневматического обогащения углей разреза «Бунгурский» и шахты «Эрчим-Тхан» 104
4.3 Промышленное освоение внедрение технологии обогащения угля разреза «Бунгурский» с применением способа вакуумно-пневматической сепарации 109
Выводы к главе 4 114
Заключение и выводы 116
Литература 119
- Обогащение в тяэюелосредних сепараторах и циклонах
- Исследование фракционного состава труднообогатимых углей
- Исследования структуры потоков и траектории движения частиц в рабочей зоне сепаратора
- Полупромышленные испытания технологии пневматического обогащения углей разреза «Бунгурский» и шахты «Эрчим-Тхан»
Введение к работе
В условиях снижения доступности водных ресурсов и необходимости снижения себестоимости переработки углей все большее внимание должно быть уделено методам, не предполагающим использования в качестве рабочей или вспомогательной среды технической воды. Особенно актуальна задача для предприятий Сибири и северных широт, где весьма актуальной является разработка технологий, устойчивых к значительным отрицательным температурам.
Перспективным путем решения задачи повышения эффективности обогащения углей является применение воздушной сепарации. Преимущества данного метода обусловлены возможностью резкого снижения материалоемкости, энергозатрат и уменьшения расхода технической воды. При этом важным является выбор технологических решений, предполагающих применение новых способов с высокой эффективностью разделения, соответствующей показателям обогащения отсадкой или в тяжелых средах. Одним из таких способов является вакуумно-пневматическая сепарация.
Основной задачей исследований при достижении поставленной задачи повышения эффективности технологических процессов обогащения являлось определение закономерностей разделения угля и породных минералов, их распределения и концентрирования в продуктах обогащения в условиях применения вакуумно-пневматического способа воздушной сепарации.
Методической основой оценки характеристик разделения минеральных фракций являются принципы и методы математического и физического моделирования процессов гравитационного обогащения при варьировании
5 параметров технологического процесса и применяемых схем.
Цель работы. Установление закономерностей и определение оптимальных условий разделения угля и породных минералов в восходящих воздушных потоках, создаваемых вакуумно-пневматическим способом.
Идея работы. Применение для повышения эффективности обогащения
углей многопродуктовых вакуумно-пневматических сепараторов,
характеризующихся размещением побудителя расхода воздуха в зоне разгрузки и выполнением нижней поверхности в виде перфорированной сетки, перемещающейся в поперечном направлении относительно воздушного потока.
Методы исследований. В работе использованы методы химического, минералогического, спектрального и технического анализа угля; методы микроскопического анализа размеров и формы кусков материала; методы математической статистики и моделирования; лабораторные и промышленные исследования на обогатимость.
Научные положения и их новизна.
1. Определены физические и физико-химические характеристики труднообогатимых углей. Определены границы обогащаемого класса (1-50 мм) и предельно-достижимые технологические показатели их обогащения (зольность 12-16%, извлечение горючей массы 90-94%). Установлена закономерность достижения максимума выхода концентрата, извлечения горючей массы и выхода породы в интервале от 3 до 10 мм. Установлено,
что существенной причиной снижения обогатимости угля является присутствие фракции высокозольного пористого фюзенита.
2. Разработан новый способ вакуумно-пневматической сепарации угля,
отличающийся размещением побудителя расхода воздуха в зоне разгрузки угольного концентрата, подачей исходного материала в зону сепарации с постоянной скоростью поперек восходящего воздушного потока и последовательным повторением процесса сепарации в нескольких рабочих зонах с различающейся скоростью воздушного потока.
Впервые установлено, что в рабочей зоне вакуумно-пневматического сепаратора формируются сопряженные восходящий и вихревой потоки, обеспечивающие, максимальное различие в траекториях движения зерен угля и породных минералов. Показано, что в устойчивом вихревом потоке происходит эффективное разделение фракций близкой плотности.
Установлены количественные зависимости выхода обогащенного концентрата и его зольности от крупности обогащаемого класса и скорости восходящего воздушного потока при использовании вакуумно-пневматического способа. Установлен класс крупности угля (+3 - -13 мм), обогащаемый наиболее эффективно. Определены параметры процесса многопродуктовой сепарации, обеспечивающие получение высококачественных (Ad=9-12%), энергетических (Ad=20-24%) и бытовых угольных концентратов (Ad=32-36%) при высоком извлечении в них горючей массы(94,5-96%).
Обоснованность и достоверность научных положений и выводов
подтверждаются удовлетворительной сходимостью расчетных и
экспериментально измеренных значений параметров сепарации (коэффициент
R2=0,85-0,99), соответствием результатов лабораторных, опытно-
промышленных и промышленных испытаний, положительными результатами внедрения разработок в производство.
Научное значение заключается в установлении закономерностей сепарации угля и породных минералов и определении оптимальных условий обогащения углей способом вакуумно-пневматической сепарации.
Практическое значение заключается в разработке технологического
регламента и промышленной установки для обогащения угля способом
вакуумно-пневматической сепарации, обеспечивающих увеличение
извлечения горючей массы на 1,5% при снижении расхода воды на 1,5 м3 на 1 т угля, а также расхода электроэнергии на 2,5 кВтч на 1 т угля.
Реализация результатов работы Разработанный аппарат и метод воздушной сепарации внедрены в опытно-промышленную эксплуатацию на разрезе «Бунгурский-Северный» с ожидаемым экономическим эффектом 19,8 млн. руб. на 1 млн. т переработанного угля.
Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на научных симпозиумах «Неделя горняка» (2007-2008 г., Москва, МГГУ), на Международной научно-практической конференции «Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья» (Екатеринбург, УГГА, 2008 г.), научном симпозиуме, посвященном 105-летию национальной горной академии Украины (Днепропетровск, НГАУ, 2008 г.), семинарах кафедры "Обогащение полезных ископаемых" МГГУ (2007-2008 гг.).
Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 6 работах.
Объем работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения, списка использованной литературы из 112 наименований, содержит 31 рисунок и 29 таблиц.
Обогащение в тяэюелосредних сепараторах и циклонах
Тяжелосредное обогащение угля занимает в современной угольной промышленности по-прежнему одно из ведущих мест. В зависимости от качественной характеристики обогащаемого материала, требований потребителей и конкретных условий тяжелосредное обогащение может производиться в одну (с выделением двух продуктов) или в две (с выделением трех продуктов) стадии, причем нижний предел крупности обогащаемого угля может измениться в широких пределах [15,21,49].
В качестве тяжелых сред для обогащения углей в настоящее время используют водные суспензии мелкодисперсных минералов. В подавляющем большинстве случаев в качестве дисперсной фазы (утяжелителя) применяют магнетитовый концентрат. Средний размер зерен магнетитового концентрата, используемого в качестве утяжелителя, составляет для различных ГОКов от 45 до 115 мкм, его плотность изменяется в пределах от 4330 до 4680 кг/м3 [15,54].
Эффективность разделения в суспензии зависит от качества подготовки исходного угля. Технологическим режимом обогащения обусловливается граничная крупность классификации. Основное ограничение при классификации — содержание частиц меньше, чем нижний предел крупности машинного класса, а содержание шлама 0 — 1 мм должно составлять не более 2%; при обогащении мелкого угля содержание класса меньше 0,5 мм не должно превышать 5% [25,81].
Перспективным направлением является обогащение в тяжелосредных циклонах в т.ч. необесшламленных углей. Такая технология нашла применение на зарубежных углеобогатительных фабриках [17,68]. К качеству машинного класса, поступающего на обогащение в циклоны (засорение его избыточными по крупности зернами), предъявляются жесткие требования. Также нормируется и содержание шлама крупностью менее 0,5 мм. В циклон подается уголь с верхним пределом крупности 13 (25) или 40 (30) мм в зависимости от требуемой степени раскрытия сростков. Ввиду высокого содержания в мелких углях шлама требуется развитая система его обесшламливания [61,92].
Мелкие угли так же эффективно обогащают в тяжелосреднах циклонах [16,28]. Эффективность обогащения обусловлена значительным превышением центробежной силы над силой тяжести [37,42]. Технологические схемы циклонных комплексов для обогащения мелких углей так же, как и схемы обогащения крупных углей, делят по числу стадий разделения обогащаемого материала, числу конечных продуктов и их назначению [23,28,90].
Наибольшее распространение получила технологическая схема обогащения в одну стадию в двухпродуктовом тяжелосредном циклоне с выделением двух конечных продуктов [4,28,57]. Двухстадиальная схема обогащения в двух последовательно установленных циклонах при получении трех продуктов отличается от одностадиальной наличием второго аппарата, двух сборников кондиционной суспензии высокой и низкой плотности, дополнительных дугового и вибрационного грохотов для отделения суспензии от смеси продуктов после 1 стадии обогащения, двух регулирующих баков и двух смесителей. Эта схема применяется на зарубежных фабриках [28,54,103].
Применение двухпродуктовых циклонов при трехпродуктовом обогащении существенно усложняет схему, требует либо дополнительной высоты при каскадном расположении оборудования, либо специальной транспортной системы для передачи смеси продуктов с 1 на II стадию разделения (при параллельном расположении) [27]. Классификация исходного угля с обесшламливанием крупного машинного класса рекомендуется в тех случаях, когда невозможно обеспечить эффективную классификацию угля в сухом виде, и в ней предусматривается применение сухой классификации с последующей промывкой водой надрешетного продукта (машинного класса) на грохотах [20]. Предварительно рядовой уголь классифицируют в сухом виде на ситах, чтобы выделить большую часть отсева в сухом виде.
Технология обогащения необесшламленных углей отличается тем, что взамен операций обесшламливания интенсифицируется операция очистки суспензии от шлама для стабилизации содержания в ней немагнитной фракции. Благодаря этому исключается малопроизводительная операция обесшламливания машинного класса, снижается подача воды в шламовую систему фабрики, так как эта операция требует большого расхода воды [81,94]. Сокращается число технологических потоков.
Схема обогащения в одну стадию с выделением двух конечных продуктов (концентрата и отходов) предназначена для механизированного удаления породы на шахтных установках, обогащения энергетических углей, антрацитов и сланцев. Плотность разделения в зависимости от характеристики обогащаемых углей и требований к качеству продуктов обогащения принимается от 1800 до 2100 [4,42].
Схему обогащения в две стадии с выделением трех конечных продуктов (концентрата, промпродукта, отходов) применяют для коксующихся углей средней и трудной обогатимости. Основной и наиболее экономичный вариант — выделение в 1 стадии концентрата. Выделение в 1 стадии отходов применяют при их высоком выходе (более 50%) и наличии размокаемых пород [62,95]. Общая операция для любого варианта технологических схем — подготовка углей, эффективность которой оказывает существенное влияние на показатели разделения в магнетитовой суспензии[15,69].
Исследование фракционного состава труднообогатимых углей
Анализ результатов фракционного анализа для класса +100 мм, представленных в табл. 2.3 и на рис.2.1, показал следующее. Суммарный выход фракций плотностью менее 1400 кг/м3 (концентрата) составил 63,9%. Суммарный выход фракций плотностью от 1400 до 1800 кг/м3 (промпродукта) - 13,2%. Суммарный выход фракций плотностью более 1800 кг/м (хвостов) - 24,9%. Фракция относится к труднообогатимым (Т=14,9%). В качестве нормативной зольности обогащенного угля выбрано значение 12%. Это обусловлено высокой «генетической» зольностью угля, составляющей 7,8%. Расчетный выход концентрата с зольностью 12% составляет 62,7% (рис.2.1а). Расчетное извлечение угольной массы при получении концентрата зольностью 12% составляет 80,3% (рис. 2.16). Невысокое значение извлечения угольной массы показывает необходимость додрабливания фракции +100 мм с целью улучшения ее обогатимости. Высокий выход фракции легче 1250 кг/м3 (8,8%) при высокой зольности (7,8%) обусловлен проявлением свойства пористости. Расчетная пористость угля при плотности угольной массы 1270 кг/м составляет 7,9%.
Анализ результатов фракционного анализа для класса +50-100 мм, представленных в табл. 2.3 и на рис.2.2, показал следующее. Суммарный выход фракций плотностью менее 1400 кг/м (концентрата) составил 62,1%. Суммарный выход фракций плотностью от 1400 до 1800 кг/м (промпродукта) - 13,1%. Суммарный выход фракций плотностью более 1800 кг/м3 (хвостов) - 26,8%. Фракция относится к труднообогатимым (Т=15,0%). Расчетный выход концентрата с зольностью 12% составляет 67,0% (рис.2.2а). Расчетное извлечение горючей массы при получении концентрата зольностью 12% составляет 86,1% (рис. 2.26).
Относительно невысокое значение извлечения угольной массы показывает необходимость додрабливания фракции +50-100 мм с целью улучшения ее обогатимости. Высокий выход фракции легче 1250 кг/м3 (7,4%) при высокой зольности (7,5%) обусловлен проявлением свойства пористости. Пористость угля при плотности угольной массы 1270 кг/м3 составляет 7,6%.
Анализ результатов фракционного анализа для класса +25-50 мм, представленных в табл. 2.3 и на рис.2.3, показал следующее. Суммарный выход фракций плотностью менее 1400 кг/м3 (концентрата) составил 71,2%. Суммарный выход фракций плотностью от 1400 до 1800 кг/м3 (промпродукта) - 12,7%. Суммарный выход фракций плотностью более 1800 кг/м (хвостов) - 16,1%. Фракция относится к труднообогатимым (Т=15,0%). Расчетный выход концентрата с зольностью 12% составляет 70,5% (рис.2.За). Расчетное извлечение горючей массы при получении концентрата зольностью 12%) составляет 84,5% (рис. 2.36).
Относительно невысокое значение извлечения горючей массы показывает целесообразность додрабливания фракции +25-50 мм с целью улучшения ее обогатимости. Высокий выход фракции легче 1250 кг/м (8,7%)) при высокой зольности (7,4%) обусловлен проявлением свойства пористости. Пористость угля при плотности угольной массы 1270 кг/м составляет 7,5%. В целом, исследованные фракции угля шахты «Эрчим-тхан» характеризуются близкими технологическими свойствами, предопределяющими рекомендации о нецелесообразности их обогащения без предварительного раскрытия комплексов уголь - вмещающие породы.
Анализ результатов фракционного анализа для класса +13-25 мм, представленных в табл. 2.3 и на рис.2.4, показал следующее. Суммарный выход фракций плотностью менее 1400 кг/м3 (концентрата) составил 76,8%. Суммарный выход фракций плотностью от 1400 до 1800 кг/м3 (промпродукта) - 11,6%. Суммарный выход фракций плотностью более 1800 кг/м (хвостов) - 11,6%. Фракция относится к труднообогатимым (Т=13,1%). Расчетный выход концентрата с зольностью 12% составляет 78,8% (рис.2.4а). Расчетное извлечение горючей массы при получении концентрата зольностью 12% составляет 90,0% (рис. 2.46).
Достигнутое значение извлечения горючей массы позволяет сделать заключение о возможности обогащения фракции +13-25 мм без ее додрабливания. Высокий выход фракции легче 1250 кг/м (9,1%) при высокой зольности (7,4%) обусловлен проявлением свойства пористости. Пористость угля при плотности угольной массы 1270 кг/м3 составляет 7,5%.
Анализ результатов фракционного анализа для класса +6-13 мм, представленных в табл.,2.3 и на рис.2.5, показал следующее. Суммарный выход фракций плотностью менее 1400 кг/м (концентрата) составил 77,6%. Суммарный выход фракций плотностью от 1400 до 1800 кг/м3 (промпродукта) - 11,8%.
Суммарный выход фракций плотностью более 1800 кг/м3 (хвостов) — 10,6%. Фракция относится к труднообогатимым (Т=13,1%). Расчетный выход концентрата с зольностью 12% составляет 81,7% (рис.2.5а). Расчетное извлечение горючей массы при получении концентрата зольностью 12% составляет 91,5% (рис. 2.56).
Исследования структуры потоков и траектории движения частиц в рабочей зоне сепаратора
Для обеспечения возможности визиометрического изучения процессов сегрегации зерен угля и породных минералов в вакуумно-пневматическом сепараторе «Сепаир-1-05» торцевая стенка рабочей зоны была выполнена из износостойкого небьющегося стекла. Этим обеспечивалась возможность видеосъемки рабочей зоны и находящегося в ней угля.
Методика определения траектории движения включала фиксацию координат наблюдаемых кусков через заданный промежуток времени (0,01 сек) и сведения этих точек (координат) в непрерывную линию (траекторию движения).
Средние траектории получали путем построения и соединения средневзвешенных координат нахождения кусков угля и породы через заданные промежутки времени. Каждая точка на рис.З.ЗБ представляет собой средневзвешенную координату (X,Y) для 12 частных координат (х,у) кусков в заданный момент времени t.
Размеры кусков определялись по данным видеоизображений путем сравнения с размещенным на экране эталоном длины. Для получения особо контрастных снимков в исходный уголь подгружались хорошо видимые куски щебня белого цвета.
Анализ полученных траекторий движения кусков угля и разделяемой породы показал следующее. При движении ленты под рабочей зоной сепаратора восходящий поток воздуха передает импульс транспортируемому по конвейеру материалу. Мелкие куски угля, имеющие меньшую плотность, захватываются воздушным потоком и попадают в концентратный бункер. Крупные куски породы, имеющие большую плотность, остаются на конвейере б, и транспортируются в накопительную емкость для хвостов. Куски промежуточной гидравлической крупности (крупные куски угля и мелкие куски породных минералов), не попадают в зону разгрузки концентрата и хвостов, а концентрируются в вихревом потоке в рабочей зоне сепаратора. Здесь происходит их дальнейшая сегрегация (рис.5Б). Более тяжелые фракции входят в рабочую зону с обратным импульсом скорости по вертикали, который не позволяет им быть захваченным рабочим потоком воздуха в зоне сепарации. Эти куски падают на сетчатый конвейер и выносятся из зоны разделения. Менее тяжелые фракции входят в основную зону сепарации по горизонтальным траекториям с нулевым или малым импульсом скорости по вертикали.. Видеокадр (А) и схематическое изображение (Б) движения зерен (кусков) угля (9) и породы (О) в рабочей зоне сепаратора в воздушном потоке, создаваемым методом разряжения Взаимодействие сопряженных восходящего и устойчивого вихревого потока делает возможным возврат в зону сепарации кусков угля, не достигших зоны разгрузки из-за потери скорости вследствие столкновений с стенками рабочей зоны сепаратора, или другими кусками.
Размещение побудителя расхода воздуха в зоне разгрузки концентрата и подача обогащаемого материала с постоянным импульсом скорости в поперечном направлении относительно воздушного потока отличаются от имеющихся в известных аппаратах пневматического обогащения и создают в рабочей зоне сепаратора совокупность восходящего и устойчивого вихревого потоков, в котором происходит обогащение фракций промежуточной плотности, что обеспечивает высокие конечные показатели процесса. В данных исследованиях в качестве разделительного признака продуктов обогащения были выбраны плотность фракций и средняя скорость воздушного потока в зоне сепарации.
Представленные в таблице 3.1 и на рис.3.4 результаты обогащения угля крупностью +1-3 мм, включая данные по измерению зольности продуктов сепарации, показали, что выход угольного концентрата с зольностью менее 16,0% составил 60,2 %, а промпродукта с зольностью 23,0% - 29%. При этом выход отхода обогащения (хвостов) с зольностью 75,0% составил 8,0%. Хвосты обогащения можно разделить на высокозольный промпродукт и отвальные хвосты с зольностью 80%. Расчетный выход угольного концентрата из класса +1-3 мм с зольностью 16,0% при ведении процесса в одну операцию составляет 82%. Таблица 3.1.
Сравнение сепарационных характеристик с использованием в качестве разделительных параметров плотности фракций и скорости восходящего потока показывает, что в последнем случае возможна более плавная регулировка и стабилизация процесса
Итого 24,3 100,0 24,7 Выход фракций угольного концентрата с зольностью менее 16% составил 62%, а фракций промпродукта с зольностью 26,1% - 29,9%. При этом выход отхода обогащения (хвостов) с зольностью более 75% составил 4,5%. Расчетный выход угольного концентрата из класса +3-8 мм с зольностью 16,0% при ведении процесса в одну операцию составляет 72,5%.
Представленные в таблице 3.3 и на рис.3.6 результаты обогащения угля крупностью +8-13 мм, показали, что зависимость выхода продуктов от зольности аналогична зависимости полученной при сепарации класса +3-8 мм. Выход углей с зольностью 16 % составил 65,0%, промпродукта с зольностью 21,5% - 31,2%, а отхода с зольностью 75,.0% - 12,4%.
Получаемый при использовании одностадиальной схемы промпродукт может быть дообогащен с применением различных методов. Важным является удаление из промпродукта зерен породных минералов неправильной (вытянутой, плоской) формы. Одним из перспективных путей является использование метода воздушной сепарации с поперечным направлением движения обогащаемого материала относительно направления восходящего воздушного потока.
Полупромышленные испытания технологии пневматического обогащения углей разреза «Бунгурский» и шахты «Эрчим-Тхан»
Опытно-промышленные испытания обогатимости методом пневматической сепарации углей марки Т, добываемых на шахте «Бунгур», проводились на полупромышленной обогатительной установке СЕПАИР по одностадиальной схеме (рис.4.3). Масса пробы, обогащенной на полупромышленной установке в рамках разовых испытаний, составляла не менее 10 т. Для оценки возможности промышленного применения разработанного метода и аппарата были так же поставлены опыты на фракции угля широкого диапазона крупности. Учитывая полученные результаты исследований, средний размер и, соответственно, границы класса были сдвинуты в область меньших величин. Исследованиям был подвергнут класс + 1 -13 и +13 -50 мм. Полученные результаты (табл. 4.1) показали, что при обогащении угля широкого класса крупности (+13 -50 мм) происходит снижение выхода качественного концентрата (с 67 до 62%) и отвальных хвостов обогащения (с 11,2 до 9,5%). При этом растет зольность концентрата (с 12,5 до 14,5%).
При обогащении мелких фракций угля широкого класса крупности (+1 -13 мм) так же происходит снижение выхода качественного концентрата (с 66,3 до 63%) и растет зольность концентрата (с 10,5 до 13,0%) (табл. 4.2). В этом случае (обогащении мелких фракций широкого класса крупности) достижение требуемых технико-экономических показателей также возможно только на основе применения развитых схем обогащения с замкнутым или промпродуктовым циклом. Другим путем достижения приемлемых технико-экономических показателей является сужение обогащаемого класса крупности и увеличение количества получаемых концентратов.
Применение способа вакуумно-пневматического обогащения позволило решить задаче обогащения труднообогатимых углей разреза «Бунгурский» с получением приемлемых технологических показателей.
В случае наличия в обогащаемом угле значительного количество нераскрытого угля и одновременном присутствии слабометаморфизованных фракций достижение требуемых технико-экономических показателей возможно только на основе применения развитых схем обогащения с замкнутым или промпродуктовым циклом и операции додрабливания класса +25-50 мм. (рис.4.4). Обогащение угля по двухстадиальной схеме реализуется на вышеописанной установке путем перенаправления промпродукта (концентрата третьей стадии сепарации) в питание первой или второй стадии сепарации (рис.4.4).
Аналогичные испытания, проведенные на пробе углей, добываемых на шахте «Эрчим-Тхан» так же показали, что методом воздушной сепарации можно производить высокоэффективное обогащение мелких, труднообогатимых (инверсионных) фракций. Применение двухстадиальной схемы обогащения класса +3-13 мм с применением способа вакуумно-пневматической сепарации обеспечивает получение обогащенного концентрата с зольностью 13-20% и отвальных хвостов с зольностью 73% (таблица 4.3).
Учитывая результаты переработки малотоннажных проб при проведении опытно-промышленных испытаний был существенно снижен диапазон крупности кусков в обогащаемом классе. С учетом расчетного значения коэффициента равнопадаемости (2) для обогащения крупного угля был выбран диапазон крупности +25 - 50 мм. Полученные результаты опытно-промышленной переработки фракции +25 - 50 мм на установке пневматического обогащения «Сепаир» показали высокую эффективность применения разработанного способа для переработки углей с различной зольностью. Результаты опытно-промышленной эксплуатации показали возможность обогащения малозольного угля разреза «Бунгурский-Северный» трудной обогатимости с получением металлургического концентрата (12,5 % зольности), энергетического концентрата (зольность 34,5%), промпродукта и отвальных хвостов (табл. 4.4).
В этом случае получение максимально-достижимых технико-экономических показателей возможно без применения развитых схем обогащения с замкнутым или отдельным промпродуктовым циклом. Таким образом, полученные результаты показали, что применение метода пневматического обогащения позволяет решить задачу обогащения труднообогатимых углей разреза «Бунгурский-Северный» с получением приемлемых технологических показателей. Результаты проведенных испытаний позволяют рекомендовать разработанную технологию и аппарат для применения на других разрезах или обогатительных фабриках Кузбасса, Якутии и других регионов.
