Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ геотехнологий со снижением зольности отбитого угля и размещением пустых пород в шахте 13
1.1 Технологические схемы разработки пластовых месторождений с оставлением пород в шахте 13
1.2. Существующие технологии закладки пустых пород в погашаемые выработки 21
1.3. Современное состояние и практика снижения зольности отбитого угля 27
1.4. Постановка цели и задач исследований 41
2. Физические свойства добываемых углей, используемые для задач снижения зольности 45
2.1. Гранулометрическая характеристика и контрастность отбитого угля 47
2.2. Использование вторичного характеристического рентгеновского излучения для идентификации углей 58
2.3. Изучение электрических свойств угленосных формаций 68
2.4. Теоретические и экспериментальные исследования упругих и фрикционных свойств углесодержащих формаций 82
2.4.1. Коэффициенты трения 82
2.4.2. Упругие и фрикционные свойства сыпучих материалов. 87
2.4.2.1. Методика определения фрикционных характеристик углесодержащих продуктов 87
2.4.2.2.Теоретический анализ движения и удара частицы обогащаемого материала о наклонную плоскость 92
2.5. Выводы 102
3. Исследование процессов снижения зольности угля на различных аппаратах 104
3.1. Формирование требований к конструктивным параметрам аппаратов для обогащения угля в условиях шахт 104
3.2. Конструктивные особенности и технологические показатели разделения углей на сепараторах рентгенорадиометрическом (РРС) и радиорезонансном (ПИАТ) 108
3.3. Разработка аппаратов для разделения материалов с различными упругими и фрикционными характеристиками 111
3.3.1. Обоснование принципиальной конструкции барабанно-полочного сепаратора с дефлектором 111
3.3.2. Математическая модель движения частицы в аппарате 113
3.3.3. Имитационное моделирование процесса разделения в БПФС 122
3.4. Экспериментальные исследования процесса разделения углей на аппаратах БПФС и СПРУТ 132
3.5. Выводы 150
4. Подземная технология со снижением зольности отбитого угля и размещением породы в погашаемые выработки 153
4.1. Технологические схемы управления качеством угля при подземной разработке 153
4.2. Технические решения при оборудовании подземных обогатительных пунктов 160
4.3. Размещение в шахте выделенных при обогащении угля пустых пород 169
4.4. Технико-экономическая эффективность технологии подземного углеобогащения 175
4.5. Выводы 180
Заключение 182
Список используемой литературы 185
Приложения 197
- Существующие технологии закладки пустых пород в погашаемые выработки
- Использование вторичного характеристического рентгеновского излучения для идентификации углей
- Конструктивные особенности и технологические показатели разделения углей на сепараторах рентгенорадиометрическом (РРС) и радиорезонансном (ПИАТ)
- Технические решения при оборудовании подземных обогатительных пунктов
Введение к работе
По прогнозам специалистов доля угля в мировом топливно-энергетическом балансе (ТЭБ) к 2020 году возрастет до 25 - 30 %. В России к этому году рассчитывают добывать 450 млн т угля с ростом его доли в ТЭБ до 18 - 23 % против 10 -12 % в 2005 году, в котором было добыто 286 млн т.
Подземным способом, который считают наиболее экологическим по сравнению с другими способами, в нашей стране добывают 35 - 37 % угля от общего объема. Значительную часть в этой доле составляют ценные коксующиеся угли - основное сырье коксохимического производства. Исходя из вышесказанного, можно полагать, что составляющая подземной разработки снижаться не будет, а абсолютные объемы добычи согласно прогнозам будут расти. Но, как и любая геотехнология, подземная разработка угольных месторождений сопряжена с решением ряда проблем, обусловленных в основном горно-геологическими условиями залегания пластов, структурными особенностями и качественными характеристиками угля, а также увеличением глубины ведения работ [1,2].
Одной из важных проблем подземной технологии является высокая зольность отбитого угля. В России в 2005 году в каждой тысяче тонн отбитой угольной массы на поверхность выдавалось в среднем 195 т породы [3,4].
Это происходит в результате отработки сложноструктурных пластов на всю вынимаемую мощность без селекции породных прослойков высокопроизводительными механизированными комплексами и агрегатами, удельный вес которых в подземной угледобыче в 2002 году превысил 90 %. Разубожи-вание угля происходит также при проведении подготовительных выработок по пласту с подрывкой боковых пород сплошным забоем без раздельной выемки, что неизбежно при современных высоких темпах подготовки очистного фронта. В силу указанных причин зольность отбитого угля на отдельных
шахтах России достигла 35 - 41 % при материнской зольности пластов в диапазоне 8 - 20 %.
Установлено, что даже после обогащения разные фракции (разные марки) обогащенного угля имеют зольность от 4 до 20 - 25 % и более. Низкое качество добываемого угля становится серьезным препятствием на пути к рынку. Неполная реализация добытого угля - огромный ущерб не только для угольной отрасли, но и для его потребителей. Однако гораздо больший ущерб несут шахты, обогатительные фабрики, а также и предприятия, использующие уголь при производстве тепловой и электрической энергии. Комплексы этих предприятий наносят огромный вред окружающей среде, поскольку отходы от обогащения и переработки зольного угля достигают 60 - 70 % его массы [1].
Породные отвалы шахт на поверхности, содержащие значительные объемы угля, являются опасными объектами по его самовозгоранию и сбросу в почвы, водные источники и атмосферу вредных веществ. Но, с другой стороны, эти отвалы могут быть квалифицированы как техногенные месторождения.
Лучшим способом утилизации пустой породы и отходов обогащения представляется закладка выработанных пространств после выемки угля, что не только исключает возможность загрязнения поверхности, но и сохраняет ее от проседания и провалов. Размещение породы в шахте с выкладкой ее в охранные бутовые и закладочные массивы обеспечит полноту выемки запасов угля, снизит объемы горнопроходческих работ по воспроизводству очистного фронта, снизит опасность проявлений горного давления в очистном забое и на его сопряжениях. Достигаемая при этом экономия за счет снижения затрат на транспорт породы, уменьшения зольности добываемого угля и улучшения состояния очистных и подготовительных выработок позволит повысить эффективность разработки сложных по структуре пластов.
Многие угольные месторождения представлены пластами различной мощности и с разным качеством энергетических углей (материнской зольностью, теплотворной способностью, содержанием серы, фосфора и т. п.). При этом на шахтах обычно отрабатывают в первую очередь более мощные пласты с углем далеко не всегда высокого качества, а затем переходят к отработке менее мощных пластов. Такой порядок отработки пластов разной мощности и качества угля обычно ограничивает производственную мощность шахты в начальный период эксплуатации и особенно при переходе на менее мощные, но качественные пласты. В результате оказывается, что при разработке менее качественных или меньшей мощности пластов, работа шахты эффективна из-за недостаточной малой производственной мощности и большой доли условно-постоянных затрат в себестоимости разработки, которая обычно составляет от 0,65 - 0,8 на шахтах небольшой производственной мощности и до 0,4 - на крупных шахтах. Часто такие запасы оказываются бросовыми, что привело к закрытию шахт (табл. П. 1), [2 - 9].
Сложившееся положение является следствием недостаточной разработанности в современных экономических условиях научных основ рационального использования недр и совершенствования технологии разработки в направлении повышения качества добываемого угля. Эти вопросы рассматриваются без учета взаимосвязи с процессами обогащения и дальнейшей переработки угля. Обоснования экономической целесообразности повышения качества добываемых углей, особенно коксующихся, является весьма актуальной задачей для отрасли [1].
Совершенствование технологий с обогащением углей и, соответственно, улучшение экономических показателей очистных работ в последние годы связывают, в первую очередь, с введением операции предварительного обогащения на добычных участках.
Предварительное обогащение углей может быть реализовано: механическими методами - гравитационными, специальными, избирательным дроблением-грохочением или методами радиометрической сепарации.
Возможна и комбинированная технология предварительного обогащения, включающая несколько различных процессов.
Применительно к углям известны случаи использования для предварительного обогащения: механизированной переработки избирательного дробления-грохочения, радиометрической сепарации, разделение углей и породы по коэффициентам трения, сочетание гидравлической выемки угля с гидроудалением породы в подземных условиях [4, 5,6].
Преимущества подземного обогащения угля по сравнению с традиционными схемами заключаются в следующем:
- породу можно использовать для закладки выработанного пространст
ва и укладки бутовых полос без дополнительных затрат на транспортировку,
что позволяет перейти к управлению кровлей очистного забоя способом за
кладки;
- возрастает производительность шахтного подъема по углю, что по
зволяет при тех же параметрах существенно повысить годовую мощность
шахты и улучшить ее технико-экономические показатели;
- упрощается, а иногда и исключается отвальное хозяйство на поверх
ности, что позволяет кардинально улучшить экологическую обстановку в
районе разработки.
Работы по улучшению качества угля и уменьшению количества выдаваемой на поверхность породы за счет внедрения комплекса обогащения отбитой горной массы непосредственно под землей с оставлением породы в шахте находятся в начальной стадии. В связи с этим исследования, направленные на обоснование технологии разработки угля со снижением его зольности в стесненных подземных условиях с использованием методов и мало-
габаритных аппаратов предварительной концентрации углесодержащих формаций, являются актуальными.
В каждом случае задача должна решаться путем поиска рационального сочетания способов разработки угля и его обогащения с целью обеспечения максимального выпуска товарного угля при минимальных затратах. Более перспективным представляется выполнение производственных процессов очистных работ в комплексе с попутным обогащением угля.
Все это свидетельствует о необходимости проведения исследований, которые позволили бы обосновать и разработать новые технологические и технические решения, учитывающие контрастность физико-механических свойств угля и породы, для улучшения качества отбитого угля в подземных условиях за счет его сортировки. Диссертация связана с научно-исследовательскими работами, проводимыми Уральским государственным горным университетом в рамках госбюджетной работы.
Объектом исследования являются технологические схемы разработки угольных месторождений.
Предметом исследований являются технологии разработки месторождений угля с использованием процессов предварительного обогащения отбитого угля в подземных условиях.
Цель работы: обоснование технических решений по усовершенствованию технологии разработки месторождений угля с предварительным обогащением в подземных условиях, обеспечивающих повышение качества добываемого угля и утилизацию пустой породы в погашаемых горных выработках.
Идея работы: повышение технико-экономических показателей работы угольной шахты за счет совершенствования технологии добычи угля с предварительным его обогащением в подземных условиях.
Методы исследования. Применен комплексный метод исследования, включающий анализ теории и практики разработки месторождений угля, оп-
ределение физико-механических характеристик компонентов углей, испытания обогатимости, математическое и физическое моделирование.
При изучении состава и разделительных признаков угля применялись методы химического, минералогического, спектрального, ситового, фракционного анализов. Измерение механических, электрических, рентгенорадио-метрических характеристик проводилось с использованием стандартных и специально разработанных методик и аппаратуры. Экспериментальная проверка результатов теоретических исследований выполнялась в лабораторных и опытно-промышленных условиях с использованием методов математической статистики и теории планирования эксперимента.
Основные защищаемые положения:
технология подземной разработки угля целесообразна с применением фрикционного, рентгенорадиометрического и радиорезонансного методов обогащения, включенных в комплекс производственных процессов;
технология предварительного обогащения угля в подземных условиях наиболее эффективна с применением малогабаритного оборудования бара-банно-полочного фрикционного сепаратора и сепаратора по трению и упругости;
при обогащении рентгенорадиометрической сепарацией величина интенсивности вторичного характеристического рентгеновского излучения элементов в диапазоне 4,5 - 7,5 кэВ прямо пропорциональна зольности углесо-держащих кусков, что позволяет идентифицировать и выделять высокозольные куски;
при обогащении фрикционным методом при сочетании процессов движения углесодержащих частиц по наклонной поверхности, удара их о поверхность вращающегося барабана и повторяющихся ударах свободно падающих частиц о наклонные поверхности отражающих элементов формируется веер траекторий частиц, отличающихся коэффициентом трения и восстановления при ударе, благодаря чему происходит разделение.
Научная новизна результатов работы заключается в следующем:
установлении существенных различий в физических свойствах углей и пород, что позволяет выбрать три наиболее эффективных метода разделения: рентгенорадиометрический, радиорезонансный и фрикционный, обеспечивающих вывод до 40 % пустой породы в хвосты;
разработке математических моделей процесса фрикционного разделения угля и породы и совершенствовании методики определения коэффициента восстановления скорости от коэффициента мгновенного трения при ударе с режимами движения частиц;
обосновании технологии подземной разработки месторождений угля с техническими решениями по размещению оборудования для процессов обогащения отбитого угля и утилизации пустой породы в погашаемые выработки, обеспечивающие повышение качества товарного угля.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждаются представительным объемом экспериментальных исследований в опытно-промышленных и лабораторных условиях с использованием для их решения современных математических методов, апробированных методов механики и современных представлений об основных закономерностях контакта сыпучих материалов с поверхностями разделения, удовлетворительной сходимостью результатов моделирования с результатами лабораторных и опытно-промышленных испытаний аппаратов и технологий. При доверительной вероятности 0,85 - 0,95 расхождение не превышает 15 % относительных, положительными результатами испытаний технических решений по разделению угля и породы в ОАО «НИИпроектасбест» (г. Асбест), ОАО «Радос», «ПИАТ», (г. Красноярск), ЗАО НПК «Техноген», (г. Екатеринбург).
Практическое значение заключается:
в разработке проектных решений по размещению обогатительного оборудования в подземных условиях, что позволяет решать основные задачи улучшения качества добываемого угля;
определении рациональных конструктивных и режимных параметров фрикционных сепараторов для размещения их в горных выработках для разделения угля и породы в пределах добычного участка;
использовании для задач предварительного обогащения углей рент-генорадиометрического и радиорезонансного сепараторов.
Научное значение работы заключается в обосновании технологии разработки месторождений угля с использованием методов предварительного обогащения, выбранных на основе изучения физических характеристик, и исследования закономерностей разделения угля и породы в обогатительных аппаратах.
Личный вклад автора: постановка задач и разработка методик исследований, организация и непосредственное участие в выполнении исследований и опытно-промышленных испытаний предложенных технических решений, математическая обработка, анализ и обобщение полученных результатов, разработка рекомендаций по снижению зольности.
Реализация результатов работы. Основные результаты работы и практические рекомендации использованы ОАО «Радос», (г. Красноярск), ОАО «НИИпроектасбест» (г. Асбест) при разработке технологии и аппаратов для разделения угля и пустой породы.
Разработанная технология извлечения угля рекомендована для использования на Коркинском угольном разрезе для переработки породных отвалов.
Результаты исследований в виде проектно-конструкторских задач и программ для моделирования процесса разделения материалов на фрикционных сепараторах внедрены в учебный процесс на кафедрах обогащения полезных ископаемых и разработки пластовых месторождений Уральского го-
сударственного горного университета при изучении дисциплин: «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых» и «Моделирование обогатительных процессов». Апробация работы:
Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на международных и российских научных конференциях и семинарах: «Неделя горняка» (г. Москва, 2004 - 2006), чтениях памяти В. Р. Кубаче-ка (г. Екатеринбург, 2004 - 2006), «Математическое моделирование механических явлений» (г. Екатеринбург, 2004), «Научные основы и практика разведки и переработки руд и техногенного сырья» (г. Екатеринбург, 2003 -2006); научно-промышленном симпозиуме «Уральская горная школа - регионам» и молодежной научно-практической конференции в рамках Уральской горнопромышленной декады (г. Екатеринбург, 2003 - 2006). На Всероссийском конкурсе студенческих работ под девизом «Уголь» получен диплом, 2003 г.
Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 14 печатных работах.
Структура и объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, четырех разделов, заключения, изложенных на 158 страницах машинописного текста, и также включает 64 рис. и 21 табл., список литературных источников из 122 наименований, приложения.
Автор выражает глубокую благодарность преподавателям и сотрудникам кафедр разработки пластовых месторождений, шахтного строительства, обогащения полезных ископаемых и лично профессорам А. И. Афанасьеву, С. А. Ляпцеву, В. С. Шестакову за оказанную помощь при выполнении работы.
Существующие технологии закладки пустых пород в погашаемые выработки
В силу изменчивости угольных пластов по мощности проведение подготовительных выработок по углю сопровождается значительной прирезкой породы. Кроме того, большое количество пород выдается из шахты вследствие ремонта выработок. Весь этот объем породы приходится перемещать по выработкам на большие расстояния и выдавать на поверхность. Причем, в угольно-породном балансе наблюдается абсолютный прирост количества породы, которая на большинстве шахт составляет до 40 % веса добываемого угля [26]. Способы уменьшения объема породы, выдаваемой из шахт, известны. Например, проведение выработки широким забоем с размещением породы в раскоску; а также частичная или полная закладка выработанных пространств. При этом улучшается управление напряженным состоянием массива пород, появляется возможность снизить расходы на специальные крепи, улучшить проветривание, ликвидировать условия для скопления газа и прорыва воды из верхних горизонтов [16 - 32].
В зависимости от способа транспортирования и укладки закладочного материала в выработанное пространство, закладка делится на самотечную, механическую, пневматическую, гидравлическую. Особое место занимает твердеющая закладка. Самотечная закладка применяется при разработке крутых пластов с углами падения более 45. Доставка закладочного материала производится локомотивами в вагонетках или конвейерами. Затраты на самотечную закладку определяются расходами на транспортирование закладочных материалов, а также их стоимостью. Обычно используется шахтная порода.
При пневматической закладке материал доставляется по трубопроводу за счет энергии сжатого воздуха. Подготовка материала (дробление, грохочение, шихтовка) производиться на поверхности, или в подземных выработках. Пневматическая закладка перспективна при выемке пластов механизированными комплексами по простиранию пласта (рис. 1.5) [15,26].
В настоящее время наиболее эффективна гидравлическая закладка, так как другие способы обладают недостатками: низкая производительность, многооперационность работ, низкое качество подбутовки. Сущность гидравлической закладки в том, что материал транспортируется по трубопроводам и размещается в выработанном пространстве с помощью воды. Гидрозакладочные комплексы сооружаются как на поверхности (ГЗК) шахты, так и в подземных выработках (ПГЗК). Один ГКЗ обслуживает два - три добычных участка. Объем выработанного пространства, заполняемого закладочным материалом за один цикл закладки, колеблется от 600 до 1200 м - при разработке мощных крутых пластов и 400 - 600 м3 - при разработке пологих пластов [24 - 25].
Подземный комплекс ПГЗК производительностью 100 - 120 м3/ч предназначен для организации закладочных работ в шахте без выдачи породы на поверхность, как безотходное производство (рис. 1.6). Главный узел ПЗГК - вертикально-трубчатый питатель (ВТП) - служит для высоконапорного транспортирования по трубам породы крупностью 0 - 60 мм от подземных дробильно-сортировочных установок до выработанных пространств на расстояние до 3 - 4,5 км.
Твердеющая закладка. На угольных шахтах последние годы началось применение твердеющей закладки в двух вариантах [15, 30]: литая твердеющая закладка и полураздельная (жесткая) твердеющая закладка. Литая закладка успешно использовалась при отработке мощного крутого пласта горизонтальными слоями с выемкой их полосами по простиранию [27]. Полураздельная (жесткая твердеющая закладка) отличается от литой технологией изготовления и транспортированием до забоя [30]. Данный вид закладки используется при отработке пластов агрегатом АКЗ, а также может быть применен при отработке мощных пластов горизонтальными слоями в нисходящем или восходящем порядке. Экспериментальная проверка произведена на шахте «Коксовая» (Кузбасс) [28]. В отечественной практике реализован ряд схем ведения закладочных работ с частичным или полным оставлением породы в шахте [26]: схема с устройством одного стационарного комплекса дробления породы [ЦЦСК] в центре максимального грузопотока породы и участковых закладочных комплексов в пределах добычных участков; схема с устройством группового стационарного комплекса в блоках или панелях шахтного поля и участковых закладочных комплексов в пределах выемочных участков; схема с устройством участковых дробильно-закладочных комплексов на участке ведения проходческих работ [24].
Использование вторичного характеристического рентгеновского излучения для идентификации углей
Разделение углей на высокозольные и низкозольные можно осуществлять с помощью рентгенорадиометрических методов.
Рентгенорадиометрический метод обогащения основан на возбуждении атомов анализирующих элементов с помощью первичного излучения и на последующей регистрации характеристического излучения возбужденных атомов с помощью специальной аппаратуры. Рентгеновские лучи представляют собой электромагнитное излучение, занимающее широкий диапазон спектра (4,5-10"8 - 10"14м) [70] и возникают в результате переходов электронов между различными уровнями энергий в электронной оболочке или при торможении заряженных частиц. В результате взаимодействия излучения указанного диапазона с веществом происходит ионизация атомов.
Поскольку электроны, окружающие атомное ядро, располагаются на отдельных энергетических уровнях (К, L,MHT. д.), при удалении одного из электронов атом оказывается в возбужденном состоянии. Он возвращается в нормальное состояние путем целого каскада последовательных переходов электронов с одного энергетического уровня на другой с постепенным снижением энергии перехода. В результате таких переходов избыток энергии атома теряется за счет испускания фотонов, образующих характеристическое рентгеновское излучение (ХРИ), называемое также рентгеновским флуоресцентным излучением.
Энергия характеристического рентгеновского излучения элемента согласно закона Мозли пропорциональна квадрату его атомного номера, т. е. для каждого элемента энергия его характеристических рентгеновских линий строго фиксирована, и их интенсивность определяется массовой концентрацией этого элемента в исследуемом образце. Эти два обстоятельства и являются физической основой рентгенорадиометрического метода [74]. Рентгенорадиометрический метод (РРМ) обогащения относится к числу «прямых» методов. При РРМ наличие в качестве аналитических параметров наибольшее распространение к настоящему времени получили способы спектральных интенсивностей, спектральных отношений и спектральных разностей [70, 74].
Для возможности разделения углесодержащих формаций РРМ воспользуемся способом спектральных отношений. В этом способе производится измерение спектральных величин h\, представляющих собой отношение счета импульсов Nx и Ns, определяемого элемента и рассеянного излучения источника возбуждения. Потоки ХРИ и рассеянного излучения в одинаковой мере зависят от геометрии измерения, величины потока возбуждения излучения и эффективности детектора. Для разделения высокозольных углей использование данного метода затруднено в виду того, что влияние вещественного состава вмещающих пород проявляется слабо и может сказаться лишь в случае существенного различия массовых коэффициентов для ослабления характеристического рентгеновского и рассеянного излучения, когда интенсивность потока излучения, прошедшего слой вещества и отраженного от него, определяется зарядом ядер Z и числом атомов в единице объема [70, 74 - 75]. Основным источником ошибок измерения зольности РРМ является неустойчивое содержание в угле соединений железа, кальция, серы, для компенсации которых предусмотрена фильтрация рассеянного излучения.
Эффективность способа спектральных отношений была проверена при изучении разделительных признаков углей на предприятиях: ОАО «Экибастуз» и ОАО «Вахрушевуголь», шахте «Коркинская» ОАО «Челябинскуголь» [92 - 94]. Для исследования была отобрана проба класса -50 + 25 мм из проб рядовой добычи.
Испытание проводились на промышленном четырехручьевом рентгенорадиометрическом сепараторе СРФ-4-150, установленном на технологическом стенде «Радос». Для изучения контрастности, настройки сепаратора, предварительного режима сепарации от исследуемого продукта были отобраны 100 кусков по каждому типу месторождений.
Измерение этих продуктов осуществлялось при сводном падении с раскладчика со скоростью 1 м/с. Ширина щели коллиматора была равна 20 мм, что обеспечивало время экспозиции кусков в зоне регистрации 20 мс. Режим работы рентгеновского излучателя ПРАМ-50 задавался для оптимального выделения низкозольных углей путем выбора материала анода рентгеновской трубки - Re, напряжение анода РТ - 46кв, ток анода РТ -50 мА; фильтр А\ - 5 шт. В качестве детектора рентгеновского излучения использовался пропорциональный газовый счетчик СИ11Р-3 (Хе). Добытая угольная масса обычно состоит из кусков угля, породы и их сростков, резко различающихся по химическому составу. Уголь состоит из элементов, практически не активирующихся под действием рентгеновского излучения. Вмещающие породы (зола) обычно содержат в большом количестве кремний, железо и другие элементы, из которых железо вносит основной вклад в отличие спектральных характеристик рассеянного излучения породы и угля при облучении рентгеновским излучением. При этом различие в породных и угольных кусках возрастает пропорционально содержанию железа в породе (Fe = 11 - 25 %) и в угле (Fe = 1 - 2 %). Для повышения точности идентификации угля и породы применен метод спектральных отношений, который позволяет устранить влияние изменчивости размеров и формы кусков, а также геометрии измерения.
Конструктивные особенности и технологические показатели разделения углей на сепараторах рентгенорадиометрическом (РРС) и радиорезонансном (ПИАТ)
Для снижения зольности угольных формаций, как было установлено, могут быть использованы рентгенорадиометрический и радиорезонансный методы, которые используют в качестве разделительных признаков вторичное характеристическое рентгеновское излучение (ХРИ) и электрические свойства (С,, є, tgS) [112 - 114]. Данные методы реализованы в аппаратах рентгенорадиометрическом (СРФ) - разработка ООО «Радос» и радиорезонансном - разработка НЛП «ПИАТ» г. Красноярск. Предложенные сепараторы могут быть успешно применены на дневной поверхности шахтных комплексов и угольных разрезах. Технические характеристики рентгенорадиометрических сепараторов приведены в табл. П. 3.1, а на рис. П. 3.2 представлен общий вид сепаратора. По критериям производительности для рентгенорадиометрических сепараторов считается наиболее оптимальным сепарируемый класс крупностью от 20 - 40 до 300 мм. По выбранным алгоритмам (см. гл. 2.2) была осуществлена сортировка углей на сепараторе СРФ4-150 на три продукта в режиме ручной подачи кускового материала в зону облучения и регистрации вторичного характеристического рентгеновского излучения (ХРИ). Технологическая схема исследований приведена в табл. 3.2. Граница разделения от 0-1 соответствовала низкозольному продукту 6% (концентрат), от 1-2 промпродукту (сростки) с Ad 20 %, а более 2 хвостам (порода) с Ad 50 %. Результаты испытаний рентгенорадиометрической сепарации приведены в табл. 3.1. Лучшие показатели, обеспечивающие большую зольность хвостов, дает алгоритм сортировки см. формулу (2.1). Аналогичные испытания по разделению угля по электрическим свойствам осуществлялись на сепараторе разработки НПП «ПИАТ», включенного в сепарационный комплекс. В этом сепараторе используется радиорезонансный метод измерения. Алгоритм разделения, реализованный в данном сепараторе, учитывал комплекс физических свойств углесодержащих формаций (электропроводность С, и диэлектрическую проницаемость є). Использование двухпараметрического признака позволяет учесть влияние структуры, влажности, пористости сортируемых кусков, а также проводить корректировку алгоритма в соответствии с изменением этих факторов и обеспечивать качество разделения углей. Установка «ПИАТ» (рис. П. 3.3) предназначена для сухого обогащения разубоженных углей крупностью класса -150 + 40 мм в воздушной среде без использования воды. «ПИАТ» позволяет без дополнительных сооружений водно-шламового хозяйства перерабатывать горную массу, которая раньше просто шла в отвалы, путем разделения исходного сырья на основе различия в электрических свойствах угля и породы. Поступающая на установку горная масса, содержащая от 30 % угля и выше, перед обогащением подвергается операции грохочения с выделением подрешетного продукта класса -25 + 0 мм. Данный продукт отгружается потребителям.
В таблице П. 3.2 приведены технические характеристики радиометрического сепаратора НПО «ПИАТ». Анализ показателей разделения (табл. 3.1-3.2) подтверждает принципиальную возможность применения данных сепараторов для разделения высокозольных углей в крупнокусковом виде для исследуемых месторождений. Барабанно-полочный сепаратор представляет собой совокупность нескольких механических устройств, каждое из которых предназначено для разделения частиц обогащаемого материала по различным признакам (рис. 3.1) [105-107]. Наклонная плоскость (полка 1) подготавливает к разделению частицы с различными коэффициентами трения. Чем меньше коэффициент трения частицы о плоскость, тем выше скорость частицы на выходе с плоскости. Таким образом, несмотря на то, что на выходе с плоскости направления скоростей всех частиц одинаковы, тем не менее, модули скоростей различны и, следовательно, создаются предпосылки для последующего разделения частиц с различным содержанием полезных компонентов. Наклон плоскости должен обеспечивать движение частиц без остановки в середине пути. Это накладывает определенные ограничения на угол [Зп: для всего спектра коэффициентов трения этот угол должен быть не менее соответствующих значений углов трения. Следовательно, угол наклона полки должен быть больше самого большого из возможных значений углов трения для частиц обогащаемого материала с различным содержанием полезного компонента. Поэтому угол рп должен иметь довольно большое значение, и, если частица после окончания плоскости выйдет на следующий участок с малой скоростью, то полет этот начнется по практически отвесной траектории, что при больших сопротивлениях воздуха приведет к движению по вертикали, коэффициенты трения частиц пустой породы и полезных ископаемых близки по значению, поэтому при больших углах схода с полки их траектории практически совпадают, что затрудняет разделение частиц.
Таким образом, для лучшего разделения частиц наклонная плоскость должна заканчиваться трамплином в виде криволинейной участка поверхности для изменения направления скорости частицы. Криволинейный трамплин (ABC) можно считать вторым этапом подготовки частиц с различными коэффициентами трения к разделению. Сила трения на этом участке меняется, так как в различных точках криволинейной траектории нормальное давление частицы на поверхность различное. Поэтому, если на первом этапе движение равноускоренное, то на втором подчиняется довольно сложному закону. Изменение скорости на криволинейном участке нелинейно зависит от коэффициента трения. В результате при выходе частиц на участок свободного полета они имеют существенно различные скорости, а вылет частиц происходит по настильным траекториям. Таким образом образуется веер разделения, благодаря которому возможно формирование продуктов частиц с различным содержанием полезного компонента.
Технические решения при оборудовании подземных обогатительных пунктов
В мировой практике угледобычи накоплен определенный опыт размещения обогатительных установок в подземных выработках. Так в 50-е го прошлого века на шахте «Константин Великий» (ФРГ) использовался способ подземного обогащения, при котором все обогатительное оборудование было установлено в камере у гезенка [33].
Расположение обогатительных пунктов (ОП) рассматривается в каждом случае в соответствии с конкретной технологической схемой шахты.
Причем многие схемы шахт имеют типовые решения, например: схемы околоствольных дворов, схемы вскрытия шахтных полей, схемы подготовки шахтных полей. Очевидно, что стационарные обогатительные пункты должны быть расположены в местах, куда поступает уголь с большинства участков и где схема транспорта остается неизменной в течение всего срока службы шахты. Таким местом является околоствольный двор. Поэтому рассмотрим возможные варианты расположения стационарных подземных обогатительных пунктов в типовых схемах околоствольных дворов. На рис. 4.3 представлены схемы расположения стационарного подземного обогатительного пункта с применением аппаратов БПФС и СПРУТ в круговом околоствольном дворе при откатке горной массы локомотивами при транспортировании горной массы ленточными конвейерами [119,109].
На схеме рис. 4.3 обогатительное оборудование располагается в камере 7. По выработке 3 горная масса подается из разгрузочной ямы на обогащение. Камера соединена выработкой 9 с камерой загрузочного устройства угольного скипового подъема. Порода по выработке 10 транспортируется в камеру загрузочного устройства породного скипового подъема. Предусмотрена загрузка пустой породы, поступающей от обогащения из бункера 11 в вагонетки, для транспортировки ее на закладку в выработанное пространство.
На схеме рис. 4.3 обогатительное оборудование находится в камере 7. Выработка 8 служит для транспортирования горной массы на обогащение, а по выработке 11 обогащенный уголь и порода транспортируются в камеры загрузочных устройств скипового подъема.
Отдельное место в выборе технологических схем подземного обогащения угля играют схемы с использованием гезенков и скважин большого диаметра, проходимые методом бурения. На рис. 4.4 приведена схема камеры в гезенке, где размещается обогатительное оборудования [39]. Уголь по данной схеме с верхнего его горизонта транспортируется по винтовому спуску в гезенке на нижний горизонт и далее к стволу. Обогатительное оборудование устанавливается в камере у гезенка. Объем машиной камеры составляет 3755 м3 в свету, вчерне - 5000 м3. Максимальные размеры: длина - 27,25 м, высота - 7,50 м, ширина - 6,14 м.
Размеры обогатительных установок позволяют применять их в любых условиях (см. табл. 3.8). Поэтому обогатительные пункты могут быть установлены в участковых (панельных) бремсбергах, уклонах, или бункерах -гезенках. При применении стационарного обогатительного пункта для обогащения горной массы, поступающей с одной панели, пункт располагается на пересечении главного конвейерного штрека и панельного бремсберга [109]. Исполнение технологической схемы, предложенной на рис. 4.2. с применением обогащения, можно проследить на примере конкретных способов подготовки шахтного поля и систем разработки.
В практике разработки пластовых месторождений доминируют системы разработки длинными столбами по простиранию, рис. 4.5. При этажной подготовке шахтного поля с делением на подэтажи участковые пункты обогащения (УПО-1 и УПО-2) располагают на сопряжении подэтажного штрека с участковым бремсбергом или вблизи бремсберга. На схеме рис. 4.5. приведен план добычного участка с указанием горных выработок. На разрезе А-А рис.4.5 приведен узел для размещения обогатительного оборудования: установки (БПФС, СПРУТ) размещаются в специальных камерах УПО между бремсбергам и штрекам, рис. 4.6.
Расположение камеры для УПО на участковом бремсберге приведено на рис. 4.7 и 4.8. В соответствии с габаритами обогатительных сепараторов объем камер для них с учетом регламентируемых проходов и зазоров для вентиляции составляет 25 - 35 м3.
Технологическая последовательность: после выемки в очистном забое отбитый уголь по необходимости подвергается операции дробления с целью перевода крупнокусковых продуктов в сортируемые классы. Затем транспортируется конвейером подэтажному или этажному откаточным штрекам в камеры обогатительных пунктов (УПО-1, УПО-2), где происходит разделение угольной массы на уголь и породу. Затем с верхнего подэтажа по участковому бремсбергу и нижнего подэтажа обогащенный уголь через бункер-гезенк подается на этажный откаточный штрек, по которому доставляется к стволам с помощью рельсового или конвейерного транспорта для выдачи на поверхность. В свою очередь порода из камеры УПО поступает в пневмозакладочную машину и далее с помощью сжатого воздуха по пневмопроводу транспортируется в погашаемые выработки.
