Характеристика горных работ.

 

Производственная мощность рудника по добыче руды подземным способом, составляет 220 тыс. тонн руды в год. Ведется строительство дополнительного ствола, что позволит увеличить мощность добычи до 300 тыс. тон руды в год.

Порядок вскрытия и отработки месторождения – этажно – камерная с обрушением налегающих пород (камерно – столбовая система разработки).

Руда скреперуется из панельных штреков на наклонный рудный восстающий, по которому с помощью лебёдок (55ЛС и 30ЛС) до рудоперепуска на полевой орт и через рудоспуск загружается в вагонетки на откаточном штреке. Электровозная откатка служит для доставки руды и породы от бункера до околоствольного двора шахты «Эксплуатационная». Доставка осуществляется электровозами К - 10, КР - 7, в состав которых входит по 12 вагонеток (ВГ – 1,2 – 600, ВПГ – 12 – 600, ВБ – 1,6 – 600). Выдача руды осуществляется двух клетьевой подъёмной машиной. На поверхности вагоны разгружаются с помощью вагоно-опрокида в первичный накопительный открытый склад. Склад емкостью 10 тыс.тонн. Нормативный срок хранения руды не превышает 1 месяц.

На складе руды усреднение осуществляется экскаваторами «Вольво», ЭКГ-4,6 и фронтальным погрузчиком «Каматсу».

Транспортирование руды на обогатительную фабрику, с открытого склада подземного рудника, осуществляется автосамосвалами БеЛАЗ-7540В. Крупность максимального куска 450мм.

 

2.1.2. Выбор и обоснование схемы рудоподготовки.

Схема дробления тесно связана со способом и схемой измельчения. Для выбора рациональной схемы дробления необходимо решать следующие вопросы: определиться с количеством стадий дробления, обосновать необходимость операций поверочного и предварительного грохочения в отдельных стадиях дробления, конечную крупность дробленого материала.

Конечная крупность дробленого материала напрямую связана с типом мельниц. Для стержневой мельницы (МШЦ) крупность исходного питания должна соответствовать 20-25мм, для шаровой мельницы (МШР) должна соответствовать 8-15мм, для мельниц самоизмельчения (МСИ) – 200-250мм. Мельницы самоизмельчения используются на фабриках производительностью более 1 млн. тонн в год. Стержневые мельницы обладают следующими преимуществами по сравнению с МШР:

- помол материала после стержневых мельниц более равномерен

- вторичное шламование материала практически отсутствует

- стержневые мелницыобладают большей удельной производительностью

Недостатки стержневых мельниц:

- необходимость повышенного внимания со стороны обслуживающего персонала с целью исключения возможности работы мельниц без нагрузки по руде. При работе без нагрузки более 3-4 мин. стержни без руды начинают разбивать футеровку.

- необходимость ручной сортировки стержней внутри мельниц. При плохо проведенной сортировке возможно получить «костер», для ликвидации которой требуется дополнительное время

- необходимость периодической остановки мельниц для дозагрузки стержнями. Дозагрузку производят как правило ручным способом с использованием направляющих для чего необходимо привлечь бригаду в составе 4-5 человек, практически весь мужской состав смены. Для загрузки стержней используют специально стержне-загрузочную машину, требует дополнительные площади со стороны разгрузки мельниц, что в свою очередь приводит к уменьшению рабочих площадей отделения измельчения.

Шаровые мельницы (МШР) лишены указанных недостатков.

Загрузка шаровых мельниц производится без остановки мельниц механизированным способом с использованием стандартных шаро-загрузочных машин, устанавливающихся со стороны загрузки и занимают площадь не более 2 кв. метров. Поэтому на большинстве современных фабриках используют мельницы МШР, крупность питания которых должна составлять 8-15мм. Действующая Бурибаевская обогатительная фабрика или первый проект БОФ был составлен в 1932 г. Последняя реконструкция отделения измельчения производилась в 1970 г.В соответствии с рекомендациями проф. К.А. Разумова крупность питания шаровых мельниц должна соответствовать 20-25мм, стержневых 30-35мм. Более того для фабрик малой производительности меньше 300 тыс. тонн в год для уменьшения затрат на дробление (транспорт дробленых продуктов) допускалось увеличение максимального размера куска конечного продукта поступающего на измельчение, поэтому размеры максимального куска не оговаривалось. Дробление руды на БОФ до 2000 г.осуществлялось по двухстадиальной схеме дробления с использованием в последней стадии дробилки КСД-900 с диапазоном регулирования щели от 15 до 40мм, при этом крупность руды поступающей на МШР составляла 50-60мм. В 2000-2002 г. произведена реконструкция отделения дробления с установкой дробилки КСД-1200 взамен КСД-900 и организации третьей стадии дробления с установкой дробилки КМД-1200. Крупность продукта дробления была снижена до 30мм. В 2005г. для стабилизации работы дробилки третьей стадии была введена операция предварительного грохочения.

В связи с вышеизложенным принимаем к расчету следующую схему рудоподготовки: Трехстадиальная схема дробления с работой дробилки в третьей стадии в замкнутом цикле с получением дробленого продукта 10 мм и мельницы МШР (схема отвечающим современным требованиям к процессам рудоподготовки).

Определимся с использованием операции грохочения.

В первой стадии дробления операция грохочения используется редко. Учитывая небольшую производительность фабрики (1 млн.тонн в год) отказываюсь от операции предварительного грохочения. Во второй стадии дробления операции грохочения как правило предусматриваются, что соответствует принципу Чичёта «не дробить ничего лишнего». При этом увеличивается пропускная способность схемы за счет вывода готового по крупности продукта из питания дробилки КСД. В третьей стадии дробления используем совмещенное предварительное и контрольное грохочение. Использование предварительного грохочения позволяет вывести из продукта направляемого в третью стадию готовую по крупности фракцию, обладающей повышенной влажностью и стабилизировать работу дробилки. Использование контрольного грохочения позволит гарантированно получить дробленый продукт крупностью 10мм и повысить производительность дробилки КМД за счет снижения крупности материала поступающей на КМД в результате смешения дробленого продукта КСД и более мелкого продукта циркуляции продукта КМД. Технологическая схема представлена на рисунке 1.

 

2.1.3 Расчет схем и выбор оборудования рудоподготовки

Расчет схемы дробления.

 

 

 

1 Дmaх = 500 мм

i = 100 мм d=132мм

I --------------------------------------------- k_з = 0,82

ЩДП n = 1

 

Предварительное грохочение

II----------------------------- а=30

3 4 d=39 мм

КСД i=20

III----------------------------------------------------------------- к_з=0,83

5 n = 1

 

6

 

7

Предварительное грохочение а = 10

III---------------------------

8 9 d = 10 мм

КМД i = 8

IV----------------------------------------------------------------- k_з = 0,77

10 n = 1

	Бункера главного корпуса

β_и = 6%

3

---------------------------------------------I

1 Классификация

β ₄ =40% -----------------------------II

4 6 5

 

2 Класификация ------------------------------------------ III

8

7 -------------------------------------- IV

β₇ =65% 9

 

Рисунок 1. Трехстадиальная схема дробления с замкнутым циклом в третьей стадии.

Рассчитать схему дробления для следующих условий: производительность обогатительной фабрики по руде Q_ф.г.= 1000000 т/г; руда добывается подземным способом; руда характеризуется средней твёрдостью, насыпная масса 2,3 т/м³, крупность максимального куска 500 мм, влажность руды до 6%, характеристики крупности исходной руды и продуктов дробления принять по типовым характеристикам.

Определим производительность главного корпуса:

Под производительностью обогатительной фабрики понимается производительность ее главного цеха, т.е. цеха обогащения, называемого главным корпусом фабрики. При непрерывной круглогодовой работе часовая производительность главного корпуса определяется по формуле [1,стр38]:

,

где; Q_ф.г. – годовая производительность фабрики, т/ч; k_в =0,92 – коэффициент использования оборудования принимаем по таблице 3 [1] для флотационных и магнито-обогатительных фабрик с годовым фондом машинного времени 8060ч. при рабочем времени в году 358 дней; k_н= 1,05 - поправочный коэффициент учитывающий неравномерность тех свойств сырья, которые влияют на производительность оборудования данного цеха (k_н 1). Для углеобогатительных фабрик k_н=1,15, для фабрик других полезных ископаемых k_н=1,0¸1,1, [1,стр38].

 

Определим производительность отделений дробления:

Так как производительность фабрики небольшая Q_ф.г.=1000000т/г., то отделения крупного, среднего и мелкого дробления располагаются в одном корпусе, их режим работы совпадает. По табл.4 [1,стр38]. - рабочая семидневная неделя два выходных дня в неделю, 2 смены в сутки. Чистое время работы оборудования 340 дней в году, 2 смены по 7 часов. Часовая производительность оборудования отделений крупного, среднего и мелкого дробления:

.

Определим общую степень дробления:

,

где: - крупность исходного материала мм; - крупность дроблённого материала мм.