книги из ГПНТБ / Иванов, В. А. Интенсификация производства на горнорудных предприятиях

Работы ведут кармерно-столбовон системоіі на глубине от 100 до 250 м. На рудничном транспорте применяют вагонетки емкостью более 10 м:|, электро­ возы со сцепным весом 30—50 т п приводом мощностью 800 л. с. Скорость, поезда 32 км/ч с полезной массой 300 т. Электровозы оборудованы теле­ связью с помощью тролленфонов.

На руднике «Фердинанд» мощностью 8 тыс. т/сут руды сменная произ­ водительность труда рабочего по руднику (подземного и па поверхности) с 43 т в 1972 г. намечено увеличить в 1976 г. до 60 т. Здесь доставленная с участков самоходными машинами руда измельчается в забойных дробилках, п затем конвейерами транспортируется к полностью автоматизированному скиповому шахтному подъемнику.

На пущенном в эксплуатацию в 1972 г. руднике «Серровнль» в 1974 г.,

«Эрровиль» мощностью 5,3 тыс. т/сут. Другой наклонный ствол пройден с

минетт с помощью комбайнов 120-HR фирмы «Джефри», производительность, каждого 650 т/смену. Комбайн представляет собой гусеничную машину с нагребающими лапами п скребковым конвейером. Забой разрушает барабан­ ный стреловидный рабочий орган, армированный по шнековой кривой резца­ ми из твердого сплава.

На бурожелезняковом руднике «Ленгенде» (ФРГ) добычу руды ведутна глубине 100 м. Пласт руды мощностью 3—4,5 м, залегающий под углом 10°, сильно обводнен, перекрыт неустойчивыми породами. Применяют ком­ байновую (вместо буровзрывной со скреперной доставкой) выемку руды, ко­ торая позволила в два раза снизить себестоимость добычи и более чем в два раза увеличить производительность труда по руднику. Выемку руды ведуткамерами с обрушением кровли. Выемочные на гусеничном ходу комбайны фирмы «Джой» (н типа Советского ПК-9) имеют рабочий орган из пятирежущих цепей, снабженных твердосплавными зубками. Комбайн вынимает

бами отсадки и разделения в тяжелых средах. Сырая руда содержит 27“/о.- железа, концентрат—46,%. В концентрат извлекают 83% всего железа-.. Попутно получают фосфоритный концентрат.

На этом же руднике руда крупностью до 35 мм на поверхность выдает­ ся гидравлическим транспортом. Производительность гидроподъема 300 т/ч при отношении Ж : Т в поднимаемой пульпе 3 : 1. Одноступенчатые с высо­ той напора 100 м центробежные насосы оправдали себя в работе благодаря примененшо деталей из износостойких материалов.

На шахте «Зигфрнд-Гиесеи» (ФРГ) для выемки калийной руды плот­

Нагрузка на очистной участок достигает 2000 т/сут, производительность тру­ да рабочего на участке до 200 т/чел-смеиу.

В Швеции подземным способом добывают 90% всей железной руды, ко­ торая почти вся обогащается, а концентраты частично окомковываются. Нижеприводятся главные горнотехнические и другие показатели по шведским руд­ никам.

На руднике «Кируна» разрабатывают магнетнтовые рудные тела Кпрунавара и Луссовара. Рудное тело Кнруиавара имеет длину 3,5—4 км„ мощность 90— 100 м, падение 55°, площадь 350 тыс. м2. Рудное тело Лус­ совара имеет длину 1,5 км, мощность 25 м, падение 55°, площадь 40 тыс. м2.

110

нике раоотагот 2800 человек. Годовая выработка рабочего по товарной руде* превышает 4300 т.

На руднике «Кпруна» в 1978 г. будет введен в эксплуатацию откаточ­ ный горизонт на глубине 775 м, с которого восемь скиповых шахтных подъ­ емников будут выдавать 100 тыс. т/сут руды (30 млн. т/год). Около 6 млн. т породы из подготовительных выработок и 1 млн. т породыиз выработок доставки, проведенных в лежачем боку, будут выдаваться по породному ски­ повому стволу. Действующие скиповые подъемные машины заменяются но­ выми со скипами грузоподъемностью 30—40 т вместо 20 т; скорость подъема увеличивается до 17 м/с вместо 7,5 м/с. Для установки новых машин над­ страивают существующее копровое здание над действующими подъемами со шкивом трения п многоканатными машинами; подъем полностью автомати­

вагонеток грузоподъемностью по 50 т. Грузоподъемность поезда может со­ ставлять 350—460 т. Добываемые раздельно системой подэтажного обруше­ ния (высота подэтажа 12,9 м) шесть сортов руды доставляют безрельсовым транспортом в 12 групп рудоспусков (по 6 в каждой). Из рудоспусков от­ дельные сорта автоматически загружаются в вагонетки и без водителей элек­

На руднике «Гренгесберг» разрабатывают руду, содержащую 80% маг­ нетита и 20% гематита. Апатито-магнетитовая руда главного рудного тела-

из блоков высотой 40 м ведут через люки, расположенные по сетке 8X12 м. Потерн руды составляют 6—8%, разубоживанпе 6—8%; при блоковом обру­ шении из подготовительных выработок добывают 6% всей руды. При подэтажиом обрушении с торцовым выпуском руды высота подэтажа за послед­ ние годы снижена с 12,5 до 9 м, расстояние между выработками по горизон­ тали уменьшено до 7 м. Эксплуатационные потерн руды составляют 8— 10%,. разубоживанпе 20—25%, трудоемкость на 1000 т добытой руды 56 чел-ч, из' подготовительных выработок добывают 8,5% всей руды. На новом горизонтенамечено добывать 5 млн. т руды. Суточная добыча 22—24 тыс. т руды будет транспортироваться под управлением одного оператора. Предусмотре­ на трехсменная работа в течение 5,5 дней в неделю. На откатке руды ис­ пользуются два железнодорожных состава каждый из 15. вагонеток емко­

из 29 люков ведет загрузку составов, взвешивает их, разгружает в дробилку, управляет процессами дробления, загрузки и подъема скипов.

Подземные рудники Финляндии отличаются высоким техническим уров­ нем. Производительность труда подземного рабочего на полиметаллических рудниках в условиях системы с закладкой составляет 10—25 т/чел-смену сырой руды. На железорудной шахте «Отанмякн» разрабатывают рудные линзы снликатизнрованного титаномагнетнта. Состав руды: 38 40% магнети­ та, 27—31% ильменита, 1—2% пирита и 0,25% ванадия. Размеры рудных линз: длина от 20 до 200 м, мощность 3—20 м, запасы руды в линзе от 60 до 500 тыс. т. Годовая мощность шахты 1,1 мл. т сырой руды. Общая чис­ ленность подземного персонала 170 человек. Товарная продукция: гематито­ вые окатыши, ильменптовый и пиритовый концентрат, пятиокись ванадия,

щебень.

Шахта имеет один основной ствол глубиной 661 м н один вспомогатель­ ный глубиной 450 м. Этажи нарезаны через 50 м (рис. 9). Система разра­ ботки — подэтажные штреки с отбойкой руды глубокими скважинами при вертикальном расстоянии между подэтажами 25 м. Выпускаемую из блокод руду п. д. м. доставляют к ближайшем}' сборному рудоспуску. Несколько

111’

■сборных рудоспусков пройдено до главного откаточного гор. 575 м, они рас­ положены таким образом, что максимальное расстояние доставки не превы­ шает 200 м, составляя в среднем 80 м. За исключением главного откаточно­ го горизонта, в шахте повсеместно работает безрельсовое самоходное обору­ дование. Откатка на гор. 575 м до ствола осуществляется одним поездом,

бедных руд после отработки богатых и наиболее маневренного использования самоходного безрельсового оборудования с поверхности пройден спиральный ствол. Из старых подэтажных выработок руду, выпущенную из воронок, до­ ставляют системой п.д.м. через рудоспуски в главный рудоспуск. Через дро­ бильную станцию руда по выработке конвейером доставляется в бункер-доза­ тор. Старый подъемный ствол используется для вспомогательных операций. Скиповой ствол пройден на полную глубину, т. е. рудник на весь срок ра­ боты обслуживается одним рудоприемным горизонтом.

Применение подобных схем вскрытия перспективно, так как они позво-

.ляют ускорить вскрытие месторождения и подготовку к эксплуатации руд­ ника, ведя эти работы параллельно со строительством рудоподъемного ком­ плекса, а также сократить длину вскрывающих выработок.

В 1970 г. в Канаде пущен в эксплуатацию медно-цинковый рудник «Фокс» мощностью 3000 т/сут сырой руды, 84 тыс. т медного концентрата и

.112

пего откаточного гор. 630 м. Отработку месторождения начали с нижнего этажа системой подэтажных штреков с отбойкой руды глубокими скважина­ ми. После выпуска руды блоки, разделенные целиками шириной 13,5 м, за­ полняют гидравлической твердеющей закладкой. Позднее целики будут вы­ нимать, применяя ту же систему. Бурение взрывных глубоких скважин диа­ метром 125 м ведут ударно-вращателыіымн перфораторами, производитель­ ность каждого из которых составляет в среднем 55 м скважин за 8-часовую рабочую смену. За один прием взрывают 25 тыс. т руды с помощью ВВ ти­ па пгданпта при расходе 180 г/т руды. ВВ подают в скважины пневмозарядчпками из полиэтиленовых мешков. От выпускных выработок руду до­ ставляют п.д. м. в щековую дробилку, из-под которой руда конвейером до­ ставляется к скиповому подъемнику и выдается на поверхность.

В зарубежной (например, в ФРГ) литературе появились сообщения о проектах конвейерных установок большой протяженности, в которых исполь­ зованы приводные ролнкоопоры. Это позволит использовать конвейерный транспорт для доставки дробленой руды к скиповому подъему или на по­ верхность на большое расстояние.

В СССР нет надобности повторять весь зарубежный опыт при разработ­ ке полезных ископаемых подземным способом. Так, вместо дизельного обо­ рудования следует ориентироваться на самоходное с электроприводом (троллейвозное) на пневмоколесном ходу, которое может быть применено для всех видов выработок. Зарубежные рудники, как правило, имеют небольшую мощ­ ность, поэтому для них безрельсовое дизельное оборудование является наи­ более эффективным. Большой шум и трудности очистки воздуха являются существенным препятствием для широкого применения дизельного оборудо­ вания на крупных рудниках СССР. Видимо, целесообразно использовать опыт вскрытиям месторождения спиральными стволами, проходки рудоподъ­

8—41

ИНТЕНСИФИКАЦИЯ ПРОЦЕССОВ ОБОГАЩЕНИЯ

Общая характеристика подготовки железных руд в СССР

Интенсивность процессов на обогатительной фабрике зависит от оптимальности требований на содержание железа в концент­ рате и глубину обогащения. Эти понятия не идентичны. При обогащении кислых руд, например железистых кварцитов, как правило, всегда выгодно доводить содержание железа в концент­ рате до максимального, при этом глубина обогащения (степень раскрытия рудных зерен) также оказывается максимальной. Для основных руд оптимальное содержание железа в концентрате не­ обходимо в каждом случае рассчитывать отдельно с учетом ме-

Табліща 24

114

таллургического передела. При этом глубина обогащения опре­ делится свойствами руды, а конечная крупность концентрата — способом его окускования.

Процесс обогащения сырой руды на современной фабрике яв­ ляется самым поточным во всем цикле горно-обогатительного производства. Он поддается наиболее полной механизации и ав­ томатизации и поэтому, естественно, может быть наиболее интен­ сифицирован. Показатели по видам рудоподготовкн железных руд в СССР за 1972 г. приведены в табл. 24. Основным методом обогащения железных руд является мокрая магнитная сепара­ ция (ММС), которая применяется на горно-обогатительных ком­ бинатах, разрабатывающих магнетитовые руды. Гравитационномагнитное обогащение хорошо освоено на Оленегорском ГОКе при обработке гематито-магнетнтовых железистых кварцитов. Обжнгмагнитное обогащение окисленных железистых квар­ цитов впервые в мире в широком промышленном масштабе при­ меняется па Криворожском ЦГОКе. Сухая магнитная сепара­ ция (СМС) применяется на рудниках ГУ КМК для выделения промпродукта, поступающего на дальнейшее обогащение мето­ дом ММС пли для выделения доменного кускового концентрата. На фабриках ССГОКа сухая магнитная сепарация применяет­ ся совместно с мокрой. Методом гравитационного обогащения получают концентрат из руд, добываемых подземным способом в Криворожском бассейне. Мытую руду получают на Камыш-Бу- рунском железорудном комбинате из бурожелезняковой сырой руды. Доля необогащаемых железных руд в общем количестве товарной железной руды составляет только 37%.

Уровень интенсивности работы обогатительных фабрик в ос­ новном характеризуется полнотой извлечения металла из руды в концентрат, содержанием металла в концентрате, трудоемко­ стью и себестоимостью передела обогащения.

Интенсификация процессов обогащения достигается в резуль­ тате совершенствования производственного, технического и тех­ нологического уровня обогатительных фабрик. Например, фаб­ рики СССР для обогащения железной руды в настоящее время способны переработать за год более 309 млн. т сырой руды, или почти 80% всей добычи. Годовая мощность отдельных фабрик по переработке руды достигает 30 млн. т и более, а по концент­ рату 12—16 млн. т. Доля концентратов в объеме товарной же­ лезорудной продукции в 1972 г. достигла 62,5%. Из 129,2 млн. т концентратов 56 млн. т содержат более 65% железа при среднем содержании 62,4 п 59,1% во всей товарной руде. Высокие содер­ жания металла в концентрате и его извлечение из руды достигнуты при обработке сырья с низким (32,1%) содержанием общего (извлекаемого и неизвлекаемого) железа. Снижение содержания железа в перерабатываемой руде привело к увеличе­ нию ее расхода до 2,4 т/т концентрата. Это обстоятельство яв­ ляется важнейшей причиной необходимости поиска способов

дальнейшей интенсификации процессов обогащения, так как пе­ реработка бедной железом руды приводит к росту фондоемко­ сти, энергоемкости и трудоемкости обогатительного передела. Так, на отечественных железорудных дробильно-обогатительных

обогатительном производстве увеличится до 26—27%. Основные промышленно-производственные фонды дробильно-обогатитель­ ных фабрик на январь 1972 г. составили почти четвертую часть всей стоимости железорудных предприятий.

На горно-обогатительных комбинатах, перерабатывающих железистые кварциты, эти показатели еще выше. Например, из 40,5 тыс. человек среднесписочной численности промышленнопроизводственного персонала горно-обогатительных комбинатов Крнвбасса в 1972 г. работало: на рудниках (карьерах) 17,5%, дробильных фабриках 3,7%, обогатительных фабриках 11,2%, фабриках окускованпя 7,5%■ Эти показатели не учитывают до­ левое участие транспортного и общеруднпчного персонала в ра­ боте основных технологических цехов. На долю дробильно-обо­ гатительных фабрик Крнвбасса приходилось в 1972 г. 32,3% промышленно-производственных основных фондов горнообога­ тительных предприятий, а с фабриками окускованпя около 43%.

Отличается высокими издержками передел обогащения желе­ зистых кварцитов и бедных железом других магнетитовых руд. Расходы на дробильно-обогатительный передел в производствен­ ной себестоимости железного концентрата составили, %:

По данным института Гипроруда, себестоимость основных видов железорудной продукции в 1972 г. на предприятиях, кото­ рые не входят в состав металлургических заводов, по мере по­ вышения степени подготовки продукции резко увеличивается

(табл. 25).

Приведенные в табл. 25 данные показывают, что оптовые це­ ны в основном компенсируют повышенные затраты на выпуск наиболее ценной по металлургическим свойствам железорудной

316

раскрытия рудных минералов и последующего их наиболее пол­ ного извлечения в концентрат и повышения содержания железа в концентрате;

внедрение гидравлических, гравитационных и магннтыо-фло- тацпонных методов доводки концентрата с целью выделения и раздельной доработки бедных крупных сростков п свободных по­ родных минералов, разубоживающпх концентрат;

повышение избирательности магнитной сепарации п совер­ шенствование процессов классификации измельченных продук­ тов;

дообогащенпе хвостов магнитной сепарации гравитационны­

мельчения всех железных слабомагнитных минералов; снижение влажности концентратов; рационализация шламового хозяйства, увеличение емкостей

шламохранилищ, например, в результате возведения вокруг них дамб из пород карьеров и крупных фракций хвостов;

внедрение более совершенного оборотного водоснабжения пу­

добычи и переработки руды происходит ее постепенное усредне­ ние. Среднеквадратичные отклонения содержания железа в руде и концентрате по мере протекания технологических процессов дробления, обогащения и складирования уменьшаются в 1,6— 4,9 раза. Однако их абсолютное значение в сменных анализах колеблется, например, на горно-обогатительных комбинатах Криворожского бассейна, в пределах 0,37—1,3%, что выше опти­

Достаточно добиться подачи на фабрику строго однородной ру­ ды в пределах хотя бы ее недельной работы. Практика подтвер­ ждает такую возможность. Стабилизация качества руды на длительные периоды может вести к нарушению оптимальной от­ работки месторождения.

Оперативное усреднение (на короткие отрезки времени) на карьерах ведется на основе контроля среднего содержания желе­ за в общем потоке руды и нагрузки на отдельные забои. Совре­ менные методы отбора, расчета и анализа проб позволяют до-

118

вольно точно выдерживать планируемый режим подачи усред­ ненной руды на фабрику.

Заданной степени усреднения добываемой руды обычно до­ стигают в результате регулирования числа работающих забоев, что ведет к некоторому снижению интенсивности горных работ в случае увеличения числа забоев. Создание на многих карьерах перегрузочных пунктов для рационализации транспортных работ дает возможность усреднять на них руду с помощью экскавато­ ров. Еще большую возможность для усреднения руды в добыч­ ном потоке дают концентрационные рудоспуски (широко при­ меняемые на карьерах Канады), в которые руда доставляется сразу из нескольких забоев и, естественно, усредняется.

На небольших и средних горно-обогатительных предприятиях наличие складов крупнодробленой руды позволяет достичь хо­ рошего ее усреднения перед обогащением.

Усреднительные склады крупнодробленой абразивной руды строят также и на отдельных крупных предприятиях. Например, на комбинате Бонг рендж (Либерия) сооружен усреднительный склад с недельным запасом (250 тыс. т) дробленой (минус 300 мм) итабирптовой руды. Площадь склада 800X100 м. Склад оборудован отвалообразователем производительностью 2650 т/ч, двумя роторными экскаваторами производительностью 2000 т/ч, системой конвейеров с лентами шириной 1350 мм, движущихся со скоростью 2 м/с.

Заслуживает внимания процесс контроля за усредненностыо руды методом опробования пыли в отделении крупного дробле­ ния на фабрике предприятия «Эри майнинг» (США) с.помощью современных средств минералогического и химического анализа. Здесь поступающая в аспирационную систему дробильного кор­ пуса пыль автоматически собирается в пробы и анализируется через короткие промежутки времени на заданные параметры, тем самым обогатительное отделение получает исчерпывающую информацию о следующем на обработку рудном сырье.

В ы д е л е н и е п о р о д н ы х ф р а к ц и й из о б щ е г о р у д ­ ног о п о т о к а с помощью сухой магнитной сортировки перед измельчением, как показали опыты, проведенные на руде СевГОКа, а также опыт работы зарубежных фабрик, весьма эф­ фективно. Например, на горно-обогатительном комплексе Адамс (Канада) внедрена сухая магнитная сортировка дробленой ру­ ды. Она позволила разгрузить наиболее дорогие процессы из­ мельчения, классификации и сепарации от переработки породных примесей руды. Магнитную сортировку руды производят перед второй стадией дробления, в результате которой удаляется 16— 17% питания. Хвосты сепарации содержат 60% безрудных про­ слойков, 36% вмещающих пород и 4% бедных по содержанию железа руд. Продукты содержали магнетитового железа: пита­ ние (руда) 20,2%, концентрат 23,7%, хвосты 2,1%. Извлечение магнетитового железа составляло 98,4%.

119