Степень разведанности и запасы

Юбилейное месторождение открыто в августе 1966 года., когда на Петропавловском участке скважинами 5067,5091,5202, пробуренными с учетом данных гравиразведки, были встречены богатые медно-цинковые руды мощностью от 9 до 54 м. В 1967 г. Была дана перспективная оценка месторождения с ориентировочным подсчетом его запасов.

В 1968-70 г.г. проведена предварительная разведка месторождения (Первая, Вторая и Третья залежи), в результате которой было выяснено, что основные промышленные запасы (80%) месторождения сосредоточены во Второй залежи. В 1969-71 г.г. проведена детальная разведка Второй залежи.

Четвертая залежь была открыта в1969 г. в ходе предварительной разведки месторождения. В 1971 г. Началась предварительная разведка Четвертой залежи. Гипсометрически выше Четвертой залежи была выявлена Пятая залежь. В 1972-73 г.г. проведена детальная разведка Четвертой залежи.

В 1973-85 г.г. поисковые, а затем разведочные работы проведены на Шестой залежи, выявленной на северном фланге месторождения.

Геологические запасы по 1-5 рудным залежам утверждены протоколом ГКЗ от 31.10.73 г. №7018, по 6-ой залежи- протоколом ГКЗ от14.05.86 г. №9967.

По морфологическим особенностям Юбилейного медно-колчеданное месторождение отнесено согласно классификации месторождений твердых полезных ископаемых к подгруппе «б» второй группы.

Скважины, расположенные в профилях, ориентированных в крест простирания пород, задавались под углом 84-86⁰ к горизонту по азимуту 210-220⁰. На Третьей залежи и верхней части Второй залежи скважины задавались вертикально.

В 1967-72 г.г. для исследования на обогатимость было отобрано 6 лабораторных проб весом от 80 до 350 кг (технологическая лаборатория БТГУ), 5 укрупненно-лабораторных проб весом от 644 до 966 кг («Уралмеханобр») и одна полузаводская проба весом 5055 кг («Унипромедь»). По результатам всех исследований рекомендуется один метод обогащения-прямая селективная флотация. Руды по степени обогащения относятся к среднеобогатимым.

Работы по промышленной оценке золотосодержащих руд «железной шляпы» месторождения (поисково-оценочные работы, предварительная разведка) проведены в 1987-93г.г. В результате разведочных работ подсчитаны геологические запасы, котрые были утверждены РКЗ Республики Башкортостан протоколом от 31.03.97 №3/955.

С 2000 года на месторождении ведутся горные работы, отработана большая часть золотосодержащих руд бурых железняков зоны окисления, большая часть которых заскладированна в специальном отвале. Из колчеданных практически отработана Второе рудное тело. Подсчет запасов Юбилейного месторождения, по составу и строению можно отнести к наиболее сложным. Это объясняется прежде всего сложностью их вещественного состава, их мелкокристаллическая структура, тонкое взаимопроростание сульфидов и частично сульфидов с нерудными минералами значительно усложняет вопрос, связанный с выбором технологической схемы обогащения. Медные руды данного месторождения являются труднообогатимыми. Исходя из минералогического состава, принимаем прямую селективную схему флотации.

 

2. Обоснование, выбор и расчет схемы рудоподготовки

2.1 Обоснование схемы рудоподготовки

Схема рудоподготовки, включающая операции дробления и измельчения, намечается исходя из свойств руды на основе результатов исследований на обогатимость, технологических характеристик оборудования, которое возможно применить, и опыта переработки аналогичных по свойствам и составу руд. Физические свойства руды: крепость, гранулометрический состав, влажность, содержание глины, дробимость, измельчаемость определяют способ дробления, измельчения и тип аппаратов для выполнения этих операций. На выбор схемы оказывают влияние и общие условия проектирования: климатические условия района, производительность предприятия, способ разработки месторождения, способ подачи руды на фабрику и многое другое.

При выборе схемы дробления необходимо определить число и вид отдельных стадий дробления. Число стадий дробления определяется начальной и конечной крупностью дробимого материала (обычно число стадий дробления 2-3). Исключение составляют ОФ, где перерабатываются очень крепкие руды

Подготовительные операции дробления и измельчения полезных ископаемых перед обогащением являются наиболее капитало- и энергоемкими. Поэтому выбор схемы дробления и измельчения имеет важное значение для повышения технико-экономических показателей переработки минерального сырья.

Схемы измельчения выбираются путем проверки вариантов схем на опытной обогатительной фабрике или опытной секции фабрики. При отсутствии такой проверки выбирают наиболее рациональные варианты схемы измельчения в зависимости от главных условий, влияющих на их выбор, т.е. от крупности начального и конечного продуктов измельчения, производительности обогатительной фабрики, необходимости раздельной обработки песков и шламов, необходимости стадиального обогащения, физических свойств руды.

При проектировании схем рудоподготовки чаще всего намечаются несколько вариантов для технико-экономического сравнения.

Для руд, которые по физическим свойствам возможно дробить в сухом виде до крупности 10-20 мм, и при измельчении руды до 60-65% класса -74 мкм конкурирующие варианты схем следует принимать следующие:

1) дробление до 10-15 мм и одностадиальное измельчение в больших шаровых мельницах в замкнутом цикле с гидроциклонами;

2) дробление до 20 мм и двухстадиальное измельчение по схеме типа ГА, т.е. стержневая мельница в открытом цикле в первой стадии и шаровая мельница, работающая в замкнутом цикле с гидроциклонами во второй стадии;

3) дробление до 300 мм и рудное самоизмельчение или полусамоизмельчение.

По данным лабораторных исследований руды месторождения Юбилейное на действующей обогатительной фабрике наиболее выгодным оказался 3-ий вариант рудоподготовки, который включает в себя крупное дробление и три стадии измельчения с самоизмельчением в первой стадии. Мельница полусамоизмельчения МПСИ-70×23 через бутару выдает продукт крупностью – 15мм; надрешетный продукт бутары направляется на додрабливание в конусные дробилки КМД-1200Гр. Далее измельченная руда поступает на II-ую стадию измельчения и межцикловую флотацию с целью выделения готового медного концентрата. Промпродукт межцикловой флотации доизмельчается до 89 % класса -74 мкм и направляется на 3-х стадиальное обогащение.

 

Исходная руда

D₁=800 мм 1

Q₁=210 т/ч

i₁=152 мм

Д₁ ----------------------------------------- I

 

D₂= 250 мм 2

Q₂=210 т/ч

L_сл =72,75 СКДР

 

Q₃=194т/ч 3

R = 0,06 7

L_сл=135,87

МПСИ ----------------------------------- II

4 =20% 5 D₅₌70мм

10 Q₅=194т/ч

Д1

IV -- --------------------- Классификация 1 i=12мм

R₈=0,52 8 β₁₁^-0.074=70% 11 --------------------- III

W₈=284,86м³/чR₁₁=2,98 D₆=15мм

Q₈ = 547,8т/ч W₁₁=219,29м³/ч 6 Q₆=19,4т/ч

Q₁₁=194 т/ч k_з=0,77

И2

L_сл=205,75

V---------------------

Cu головка ---------------------VI

9 12 13 R₁₆=R₁₇=0,52

R₁₂=2,00R ₁₃ =2,1917 W₁₆=W₁₇=113,57м³/ч

R₉₌ R₈₌0,52 W₁₂=7,44м³/ч W₁₃=417,42м^3/ч Q₁₆=Q₁₇=218,4 т/ч

Q₁₂=3,72т/ч Q₁₃=190,28 т/ч

Cu концентратКлассификация 2 ------------------- VII

14 R ₁₄ =4,67

W₁₄=417,42м^3/ч15

Q₁₄=190,28 т/ч

И3

Слив

------- VIII

Рисунок 1 -Схема рудоподготовки действующей фабрики

 

2.1.1 Расчёт схемы рудоподготовки и выбор оборудования

Руда добывается открытым и подземным способами; характеристики крупности исходной руды и продуктов дробления принимаем по типовым характеристикам.

1. Определим производительность отделения крупного дробления по формуле 1. Режим работы примем – рабочая непрерывная семидневная неделя, три смены в сутки. Чистое время работы оборудования 340 дней в году, 3 смены по 8 часов. Часовая производительность оборудования отделения крупного дробления Q_{круп. дробл.}, т/ч

Q_{круп.дробл.}= (1)

 

2. Определим производительность главного корпуса по формуле 2. Часовая производительность главного корпуса фабрики Q_г.к., (т/ч):

Q_гл.к.= ; (2)

где Q_ф – годовая производительность фабрики, т/год,

N – число рабочих дней в году;

m – число рабочих смен в сутки;

n – число рабочих дней в смену;

к_Н = 1÷1,1 – коэффициент неравномерности подачи питания;

к_в – коэффициент использования оборудования к_в=0,88 [1, табл.3, стр.38];

.

3. Определим степени дробления в каждой стадии

Степень дробления при крупном дроблении:

S = .

Степень дробления при додрабливании:

S = .

4. Определяем необходимые размеры разгрузочных щелей дробилок

i_I = ; (3)

Выбираем z_I = 1,65, [1, рис.10 и 12];

i_II = (0,8 ÷ 1) ∙ d₆

где z – коэфициент закрупнения дроблёного продукта.

Тогда:

i_I = 250/1,65= 152 мм – ширина разгрузочной щели в первой стадии дробления;

i_IV = (0,8 ÷ 1) * d₆ = (0,8 ÷ 1) * 15 = 12 мм – ширина разгрузочной щели в операции додрабливания.

5. Определяем приближённое значение массы продукта (Q₅), поступающего в операцию дробления

Q₂ = Q₁ = 210 т /ч;

Q₃ = Q_{глав. цеха} = 194 т/ч.

Зерна классов «критической крупности» после полусамоизмельчения направляются на додрабливание, затем возвращаются в мельницу самоизмельчения. Этот продукт является циркулирующим и по данным практики принимается 10% от исходного, т. е.

Q₅ = 0,1*Q₃ = 0,1 *194 = 19,4 т/ч.

 

6. Выбираем дробилки. Требования, которым должны удовлетворять дробилки, согласно результатам предварительного расчета схемы дробления указаны в таблице 4.

 

Таблица 4 -Требования к дробилкам

 

Показатели	Стадия дробления
первая	вторая
Крупность наибольших кусков в питании, мм
Ширина разгрузочной щели, мм
Требуемая производительность, т/ч м3/ч		19,4 12,1

 

Дробилки, которые удовлетворяют требованиям, приведены в таблице 5

 

Таблица 5- Технические характеристики выбранных дробилок

 

Стадия дробления	Тип и размер дробилки	Ширина пасти, мм	Наибольший размер кусков в питании, мм	Предел регулирования разгрузочной щели, мм	Производи-тельность, т / ч	Требуемое количество, шт	Коэффициент загрузки, доли ед.
I	ЩДП 12х15	1200х1500		40-80	280-310		0,57
II	КМД- 1200Гр			5-15	45-60		0,29

 

7. Определим фактические производительности дробилок при требуемой щели

Q_ф= Q_min+((Q_max-Q_min)/(i_max-i_min)) ∙ (i_ф-i_min); (4)

 

а.) при i_I = 152 мм

Q_ф=280 + ((310-280)/(80-40)) ∙ (152-40) = 364 т/ч;

б.) при i_IV = 12 мм;

Q_ф = 45 +((60-45)/(15-5))*(12-5) = 66 т/ч.

 

8. Количество дробилок

n = ; (5)

где Q - масса продукта, т/ч,

Q_i - производительность дробилки при намеченной щели, т/ч.

n = Q₁/Q=210/364 = 0,57, принимаем n=1;

n = Q₆/Q=19,4/66 = 0,29, принимаем n=1.

9. Коэффициент загрузки дробилки

к_з = ; (6)

где Q_тр – нагрузка на дробилку по технологической схеме, т/ч;

Q_фак–фактическая производительность одной дробилки при заданных технологических параметрах, т/ч;

n – количество дробилок, принятых к установке.

k = 210/364*1 = 0,57 – для дробилки ЩДП 12х15;

k = 19,4/66*1 = 0,29 – для дробилки КМД-1200Гр.

10. Уточнённый расчёт схемы и оборудования отделения дробления

Построим ситовые характеристики крупности по плюсу для продуктов 1, 2 и 6. Используя типовые характеристики крупности дроблёных продуктов [1, рис.6.],составим таблицу крупности для продуктов 1 и 2. При этом необходимо произвести пересчёт значений классов крупности в мм таблице 6.

 

 

Таблица 6- Пересчёт типовой характеристики в характеристики исходной руды и продуктов щековой дробилки

 

По типовой характеристике	Исходная руда	Продукт щековой дробилки
Крупность классов в долях ширины разгрузочной щели дробилки	Суммарный выход класса по плюсу, %	Крупность класса, мм	Крупность класса, мм
+0,2 +0,4 +0,8 +1,0 +1,2 +1,4 +1,65		+96 +192 +384 +484 +581 +678 +800	+30 +61 +122 +152 +182 +212 +250

 

Рисунок 2 -Характеристики крупности исходной руды -

и продукта щековой дробилки ЩДП 12х15-

Расчёт характеристик крупности продукта 7 производим по типовой характеристике для конусных дробилок мелкого дробления [1, рис. 6.3.].

Выбираем значение наибольшего куска в дроблёном продукте d_H с учётом разгрузочной щели [1, прил. 5]. Для мелкого дробления при i_III = 12, d_Н = 20 мм.

 

Таблица 7 - Пересчёт типовой характеристики для дробилки мелкого дробления к заданному размеру выходной щели

 

Крупность классов в долях максимального куска	Суммарный выход класса по плюсу, %	Крупность класса продукта КМД при iIII = 12 мм (dН =20 мм)
+0,1		2,0
+0,2		4,0
+0,4		8,0
+0,6		12,0
+0,8		16,0
+1,0		20,0

 

 

bIII+d

d,мм

Рисунок 3- Характеристика крупности продукта конусной дробилки КМД-1200Гр - b_III^+d

 

а) Расчет первой стадии дробления

Q₁=Q₂=210 т/ч.

б) Расчет второй стадии додрабливания.

Массы 5 и 7 продуктов (Q₅ и Q₇) определяются по следующим формулам:

Q₇=Q_{1 ;} (7)

Q₇=210* ( + )=1453 т/ч;

Q₅=Q₆=Q₇-Q₃=1453-210=1243т/ч;

Q₃=Q₄=210 т/ч.

Производительность дробилки с учетом поправочных коэффициентов определяется по формуле:

Q_др = Q_к k_др k_б k_кр k_вл; (8)

где Q_k – производительность дробилки по каталогу, т/ч;

k_др=0,9 – поправка на крепость руды;

k_δ=3,94/2,7=1,45– поправка на плотность руды;

k_кр=1+(0,8-( /B))=1+(0,8 – (900/1400))=1,23 – поправка на крупность питания для расчета дробилки ЩДП 12х15;

k_кр=1+(0,8-( /B))=1+(0,8 – (65/150))=1,52 – поправка на крупность питания для расчета дробилки КМД-1200Гр;

k_вл – поправка на влажность; k_вл=1,0, т.к. влажность руды, поступающей на дробление, в пределах 4-5 %.

Значения поправочных коэффициентов принимаются по табл. 7 [1,стр. 19].

Q_д1=364∙ 0,9 ∙ 1,47 ∙1,23 ∙ 1,0=701 т/ч;

Q_д2=66 ∙ 0,9 ∙ 1,47 ∙ 1,52 ∙ 1,0=157 т/ч.

Пересчитываем коэффициенты загрузки дробилок и количество дробилок:

По результатам уточненного расчета принимаем: 1 щековую дробилку ЩДП 12х15;

1 конусную дробилку КМД-1200Гр.

 

Расчет схем измельчения

Выбор и расчет мельниц

При выборе мельниц следует решить вопрос о том, будут ли применяться мельницы со стальными дробящими телами или мельницы самоизмельчения. Это вопрос решается технико-экономическим сравнением вариантов схем дробления и измельчения.

Из мельниц со стальными дробящими телами на обогатительных фабриках преимущественно применяются стержневые, шаровые с разгрузкой через решетку, шаровые с центральной разгрузкой.

Стержневые мельницы дают более высокую по сравнению с шаровыми производительность при измельчении до 1-3 мм, но они не могут эффективно работать, когда требуется получить более мелкий продукт. Эти мельницы широко применяются при грубом измельчении (до 0,5-3 мм) мелковкрапленных руд.

Из шаровых мельниц наиболее распространены мельницы с разгрузкой через решетку. Они более производительны и выдают измельченный продукт с меньшим содержанием шламов, чем мельницы с центральной разгрузкой. Удельная производительность мельниц с разгрузкой через решетку на 10-15% выше производительности мельниц с центральной разгрузкой.

Недостатком мельниц с разгрузкой через решетку является сравнительная сложность их конструкции и поэтому более высокая стоимость на единицу массы и на единицу полезного объема. Эксплуатация мельниц с решеткой также сложнее и дороже.

Недостатки мельниц с центральной разгрузкой – меньшая удельная производительность и более сильное ошламование измельчаемых продуктов. Мельницы с центральной разгрузкой должны устанавливаться в тех случаях, когда переизмельчение продукта является полезным для последующей его обработки.

В практике отмечается более широкое применение мельниц с центральной разгрузкой. Этому сильно способствовало замене спиральных классификаторов на гидроциклоны.

Для проектируемой схемы измельчения рекомендовано применять шаровые мельницы с центральной разгрузкой, которые работают в замкнутом цикле с гидроциклонами на Хайбуллинской ОФ и показывают хорошие результаты работы.

Рудное самоизмельчение и полусамоизмельчение широко применяется в современной практике обогащения медных, медно – молибденовых, алмазных, золотых и других руд.

Свойства руды предопределяют схему самоизмельчения и мероприятия, которые должны быть предусмотрены в ней для борьбы с накапливанием кусков критического размера и для интенсификации процесса.

Одностадиальные схемы с полным рудным само - или полусамоизмельчения применяются сравнительно редко, поскольку не всегда выполняются для этого условия:

1) достаточное и относительно постоянное содержание в руде крупнокускового (+100 мм) твердого материала, выполняющего роль измельчающей среды;

2) отсутствие в руде более крепких, чем основная масса разностей, вызывающих образование и аккумулирование в мельнице рудного самоизмельчения гальки критических размеров отрицательно влияющих на эффективность измельчения.

Наибольшее распространение получили двухстадиальные схемы самоизмельчения (для более тонкого измельчения более 65% класса – 74 мкм). Во второй стадии используются шаровые или рудногалечные мельницы. Схемы с шаровым измельчением во второй стадии нашли применение при строительстве крупных обогатительных фабрик, а также по данной схеме работает и Хайбуллинская ОФ. В данной схеме мельницы самоизмельчения заменяют стадии среднего и мелкого дробления и подготавливают руду к шаровому измельчению. Эта схема рациональна для влажных глинистых руд, которые невозможно раздробить сухим способом до крупности питания шаровых мельниц. Хотя схемы с включением между стадиями дробилки мелкого дробления обладают большей гибкостью и универсальностью, и являются наиболее надежными в эксплуатации при переработке руд с неустойчивым характером их физических свойств.

Таким образом выбираем мельницу самоизмельчения для первой стадии измельчения.