Материал: Комплекс подземного дробления руды

Дробилки, предназначенные специально для работы в подземных условиях, выпускаются облегчённых конструкции с разборными корпусами и станинами, что позволяет транспортировать по стандартным горным выработкам. Максимальная масса узлов дробилок обычно не превышает 10-12 тонн. Так, максимальная масса одной детали щековой дробилки с размерами приемного отверстия 915х1220 мм фирмы «Багстер» составляет 8 тонн, а с размерами приемного отверстия 900х1200 мм фирмы «Моргардшаммар» - 9,5 т.

Корпуса дробилок - стальные, секционные. Станина составляется из 4-х частей - двух боковых стенок и двух торцевых.

Некоторые фирмы изготовляют дробилки с разборным шатуном. Так, фирма «Трэйлор» выпускает дробилки со сборными шатунами, состоящих из головки с подшипником и нижнего упора для распорных плит, снабженных предохранительным устройством. Головка шатуна и упор соединяются тягами.

Сравнительно небольшие основные размеры и масса щековых дробилок позволили перенести процесс крупного механического дробления руды непосредственно к месту производства очистных работ.

Централизованных околоствольных дробильных комплексов с большим сроком службы и объёмом дробления применяют тяжелые щековые дробилки с цельнолитым стальным корпусом. На руднике «Кируна» (гор. 545 м) были смонтированы щековые дробилки с размерами приемного отверстия 1680х2110 мм массой 170 т, а на руднике «Фруд Стоби» масса щековой дробилки с размерами приёмного отверстия 1200х1500 мм составляют 150 т.

В настоящее время в зарубежной практике наметилась тенденция применения полустационарных и передвижных дробильных установок, размещаемых непосредственно в выемочных блоках.

Американской фирмой «Игл Крашер» разработана конструкция передвижной дробильной установки на пневмошинном ходу, имеющую высоту 2,7 м и обеспечивающей возможность в подземных условиях дробить руду и породу с пределом прочности до 282 мПа. Агрегат смонтирован на сварной раме с четырьмя осями, с 16 колесами с шинами и включает пластинчатый питатель, виброгрохот, наклонную щековую дробилку с размерами приемного отверстия 914х1220 мм и разгрузочный конвейер. Высота загрузки может изменятся от 1,45 до 2,72 метра. Высота установки разгрузочного конвейера 1,9 метра, приемного бункера 1,4 метра. Общая ширина установки 2,54 м, длина 15,2 м, высота 2,8 м. Передвижная дробильная установка разбирается на отдельные узлы, которые можно свободно транспортировать по стандартным вертикальным стволам и горизонтальным горным выработкам. Установка может эксплуатироваться выработках высотой 3,3 м. В рабочем положении установка раскрепляется в выработке с помощью 4-х домкратов. Передвижная дробильная установка прошла промышленные испытания при дроблении медной руды, известняка и таконита с размером кусков до 900 мм. Производительность дробилки достигала 350 т/ч.

Разработка и промышленное освоение мобильных дробильных установок явились одним из основных зарубежных достижений в практике подземного механического дробления прочных руд в шахтных условиях.

Конусные дробилки за рубежного производства, так же как и щековые, выпускаются в различных модификациях и предназначены для работы в самых разнообразных условиях.

Широко используются конусные дробилки таких фирм, как «Алисс-

Чалмерс», «Кью-Кен», «Кеннэди», «Трэйлор» (США); «Баббитлесс», «Бакстер», «Пегсон» (Англия); «Ведаг», «Круп», «Аулман», «Ибаг» (Германия); «Дракон» (Франция); «Сведала Арбра» и «Моргардшаммар» (Швеция) и другие.

Конусные дробилки фирмы «Трэйлор» установлены на американском медном руднике «Карр Форк» (ширина приёмного отверстия 1829 мм). Дробилки с приемным отверстием от 1300 до 2100 мм для крупного, среднего и мелкого дробления смонтированы в подземных дробильных комплексах мексиканского полиметаллического рудника «Тэйолтита» и чилийского медно-молибденового «Андина».

Фирма «Алисс-Чалмерс», выпускающая конусные дробилки с 1978 г., в последние годы создала крупные дробилки с шириной приемного отверстия 1800 мм для дробления нефтеносных сланцев в Колорадо. Шесть больших дробилок этой фирмы типа Супериор 54-74 производительностью 2000 т/ч, массой до 240 т, с шириной разгрузочной щели 110 мм смонтированы в подземном дробильном комплексе на руднике «Кируна». Дробилки типа 36-55 установлены на медном руднике «Конкола»(Замбия), а 42-65- на канадском полиметаллическом «Брансуик».

В связи с большими размерами и массой конусные дробилки устанавливаются в дробильных комплексах, сооружаемых у рудоподъемных стволов.

В настоящее время на зарубежных горнодобывающих предприятиях идет интенсивная разработка технологии перемещения руды в поточно-автоматизированном режиме. Необходимым условием создания таких систем является соответствующая подготовка рудной массы для конвейерного транспорта непосредственно из очистных забоев. Работы ведутся в двух направлениях: создание и внедрение передвижных малогабаритных дробильных установок и дробление добытой руды полустационарных легко транспортируемых питателях-дробилках.

Питатель-дробилка состоит из приемного бункера, дробителя и механизмов подачи крупного материала в дробитель и доставки дробленой руды к пункту перегрузки на ленточный конвейер. В качестве транспортного механизма используется скребковый конвейер с одинарной или сдвоенной плавающей цепью. Скребки конвейера армируются твердым сплавом.

В качестве дробителя применяются ударно-роторные или щековые дробилки.

Питатели-дробилки выпускает ряд зарубежных фирм в различной модификации. В горнорудной промышленности в подземных условиях используются в основном питатели-дробилки фирм «Стамлер» (США), «Стефануаз» (Франция), «Вестфалия Люнен» (Германия) и некоторых других фирм.

Питатель-дробилка BF-14A-8-10 фирмы «Стамлер» имеют длину 9,5 м, ширину 8,4 м, высоту 2,6 м, мощность одного привода 185 кВт или двух по 112 кВт. Размер загружаемых кусков 1,5х1,2х0,9 м, крупность дробленой руды 150х250мм, производительность от 600 до 1000 т/ч. Барабан дробителя диаметром 760 мм снабжен семью рядами пик по 4-и в ряду. Скребковый конвейер имеет две цепи с высоким сопротивлением усильем разрыва (770 кН на звено). Такие установки применяются на содовой шахте «Гренгер» (США) и соляной «Винсфорд» (Англия).

На испанской поташевой шахте «Кардона» используются пять питателей-дробилок с диаметром дробящего барабана 1016 мм. С момента загрузки питателя-дробилки все последующие операции дробления и транспорта поташа производится в автоматическом режиме.

Питатели-дробилки фирмы «Вестфалия Люнен» оборудуются роторными или горизонтальными щековыми дробилками.

В горнорудной промышленности большое распространение получили питатели-дробилки с горизонтальными щековыми дробилками. Питатель-дробилка серии WB-14 (рис. 4) имеет следующие параметры: длина без питателя 5,5 м; длина со скребковым конвейером 13,5-20 м; ширина 3,5 м; высота 1,8-2,5 м; ширина премного отверстия дробилки 1100-1300 мм; ширина разгрузочного отверстия регулируется в пределах 40-400мм; мощность двигателя 55-132 кВт; средняя производительность 500 т/ч; прочность дробимого материала до 280 мПа; масса агрегата 30-33 т. Такие установки применяются на железорудных шахтах Франции, Германии, медных рудниках Легницко-Глогувского района (Польша) и некоторых рудниках Южной Америки.

Рисунок 4. Схема питателя-дробилки типа WB-14.

Подача материала в дробилки на зарубежных предприятиях осуществляется пластинчатыми, качающимися, вибрационными, валковыми питателями или их комбинацией.

Наибольшее распространение получили вибрационные и пластинчатые питатели. Пластинчатые питатели обеспечивают подачу крупнокускового абразивного материала в дробилку с производительностью 60-700 т/ч при скорости движения полотна 3-9 м/мин. Они применяются на рудниках: американском медном «Индеан Крик» (размер питателя 1060х5500 мм), замбийском полиметаллическом «Броккен Хилл» (ширина полотна 1500 мм), бразильском медном «Караиба Метайс» (ширина полотна 1520 мм), американском молибденовом «Квеста», норвежском «Сулитьелма», японском «Фукусава» и др. Как правило, между питателем и приемным отверстием дробилки устанавливаются неподвижные или вибрационные грохоты. С целью совмещения в одном механизме процессов загрузки дробилки крупнокусковым материалом и его классификацией по крупности зарубежными фирмами разработаны и в большом количестве выпускаются вибрационные грохоты-питатели. В подземных дробильных комплексах в основном применяют виброгрохоты-питатели.

Виброгрохот-питатель состоит из плиты питателя, колосниковой решетки и приводного двигателя. Колосниковая часть может быть наклонной при горизонтальной плите питателя и состоят из двух-трех секций. Такие установки монтируются на раме с амортизирующими пружинами. Привод питателя осуществляется самобалансным вибратором направленного действия. Угол качания составляет 35-40˚, угол наклона стола питателя 5˚, колосниковой части до 15˚. Форма колосников обычно трапециевидная, длина 900-1400 мм. Ширина щели регулируется 5-250 мм. Размеры стола - от 910х3050 до 2130х5490 мм. Размеры загружаемых кусков руды - от 400х550х800 до 900х1200х1800 мм. Мощность привода 10-40 кВт. Скорость перемещения материала по столу питателя 6-9 м/мин. Угол наклона столов питателей может меняться в пределах 12-18˚ непосредственно в процессе эксплуатации.

Выбор размеров стола вибрационного грохота-питателя производится по формулам, разработанным фирмой «Аллис-Чалмерс»:

где: S - площадь стола вибрационного грохота-питателя, м²;

Q - производительность грохота, т/ч;

С - теоретическая удельная производительность 1 м² стола вибрационного грохота-питателя, т/ч;

γ - плотность материала, поступающего на грохот-питатель, т/м³;

М, К - коэффициенты, учитывающие объём руды крупность, превышающей размеры отверстий грохота и свободно проходящей через грохот (размер кусков равен или меньше половины размера отверстий грохота). По приведенным формулам определяется площадь стола, на основе которой выбирается стандартный тип виброгрохота с круглыми или квадратными отверстиями.

2. ТЕОРИЯ ДРОБЛЕНИЯ

При разрушении горных пород под действием дробящих или измельчающих деталей могут иметь место раздавливание, раскалывание, излом и истирание кусков и частиц. При деформациях сжатия, растяжения и изгиба главную роль играют нормальные напряжения. Элементарная работа деформации одного куска ΔА в этом случае пропорциональна изменению его первоначального объёма V или изменению куба его диаметра D.

Уравнение (2.1) соответствует гипотезе Кирпичёва (1874 г) и Кика (1885 г). Если энергия затрачивается преимущественно на деформацию сдвига, при котором главную роль играют касательные напряжения, то элементарную работу считают пропорциональной приращению поверхности S куска или квадрату его диаметра D.

Уравнение (2.2) соответствует гипотезе Риттингера (1867 г).

В общем случае элементарная работа, затрачиваемая на дробление куска, равна сумме:

Уравнение (2.3) предложено академиком П.А. Ребиндером.

По гипотезе Бонда (1950 г) элементарная работа пропорциональна приращению параметра, являющегося среднегеометрическим между объёмом и поверхностью.

Элементарная работа дробления одного куска по обобщающей гипотезе пропорциональна элементарному изменению некоторой степени его диаметра D.

где: (4-m) - показатель степени, определяемый опытным путём.

Формула (2.5) при m=1 совпадает с формулой Кирпичёва - Кика (2.1), при m=2 - с формулой Риттингера (2.2), m=1,5 - с формулой Бонда (2.4).

В приведённых уравнениях коэффициенты пропорциональности К_k, K_R, К_B и К_m определяются экспериментально.

По формуле (2.5) (после дифференцирования правой части), элементарная работа, затрачиваемая на дробление одного куска равна:

Если предположить, что весь материал, имеющий общий объём Q₀ (м³), состоит только из одинаковых по размеру шарообразных кусков диаметром D, то общее число кусков N, содержащихся в этом объёме, будет равно:

а элементарная работа сил упругости при малой деформации всего объёма Q₀,

подземный дробление руда механизация

Для определения суммарной работы А₀, затрачиваемой на дробление всего объёма Q₀, необходимо при интегрировании учесть начальный размер кусков D₀ и конечный их размер D_k.

В результате интегрирования вышеприведенного уравнения от D₀ до D_k получаем формулу для определения удельного расхода энергии

В обобщенной формуле (2.10) конечный размер D_k можно выразить также через степень дробления i, тогда

Частным случаем обобщенных формул соответствует те или иные значения показателя степени в трех последних равенствах. В соответствии с гипотезой Кирпичева m=1. Подставив m=1 в исходное уравнение (2.10), после интегрирования получим

Применительно к гипотезе Риттенгера в формулах (2.10) и (2.11) принимают m=2, тогда удельная работа будет

В соответствии с гипотезой Бонда m=1,5, тогда

Если обозначить через W (индекс работы) ту работу, которую нужно затратить для доведения объёма материала, состоящего из кусков бесконечных размеров, до крупности, при которой все куски имеют диаметр D_k=100 мкм, то формулу (2.15) можно представить в виде

Отсюда K_B=10W, т.е. входящий в формулу (2.15) коэффициент пропорциональности K_B равен десяти индексам работы. После подстановки K_B=10W в формулу (2.15) работу в единицу объёма можно определить по следующей расчетной формуле

Через степень дробления удельную работу можно выразить соотношением

В формулах (2.17) и (2.18) диаметры D₀ и D_k (мкм) равны тем отверстиям сита, на которых остаток равен 20% (просев 80%).

Вместо объёма Q₀ (м³) в формулы можно ввести пропорциональную ему величину - вес материала Q. Тогда индекс работы W и удельный расход электроэнергии будут относится к 1 т материала