Пути решения проблемы выведения из циклов измельчения отвальных продуктов и высококачественных магнетитовых концентратов

Вид работы:

Дипломная (ВКР)
Предмет:

Другое
Язык:

Русский
,
Формат файла:
MS Word

254,09 Кб
Опубликовано:

2012-09-11

Все дипломные работы по другим направлениям

Скачать дипломную работу Читать текст online Заказать дипломную
*Помощь в написании! Посмотреть все дипломные работы

Вы можете узнать стоимость помощи в написании студенческой работы.

Пути решения проблемы выведения из циклов измельчения отвальных продуктов и высококачественных магнетитовых концентратов

Введение

Современное развитие мировой практики производства чёрных металлов характеризуется ростом потребления железных руд, а также снижением среднего содержания железа в добываемых рудах. Широкое вовлечение в эксплуатацию месторождений бедных железных руд стало возможным благодаря освоению глубокого их обогащения, которое обеспечило производство железорудных концентратов более высокого качества, чем богатые руды.

Обогащение железных руд по масштабам производства концентратов занимает одно из первых мест в использовании и переработке минерального сырья в настоящее время 86% добываемых руд подвергается обогащению. Его развитие характеризуется, с одной стороны, непрерывной интенсификацией основных вспомогательных процессов в связи с ухудшающимся качеством добываемых руд, а с другой всё возрастающими требованиями к железорудным концентратам.

В настоящем дипломном проекте исследуются пути решения проблемы выведения из циклов измельчения не только отвальных продуктов, но и высококачественных магнетитовых концентратов по мере их раскрытия для сокращения технологической схемы (количества стадий), повышения извлечения железа и рентабельности обогатительного передела (магнитного обогащения).

Показана технологическая и технико-экономическая целесообразность внедрения опытной секции в постоянную эксплуатацию, как средство повышения показателей на первой технологической секции фабрики. Для разработки проекта обогатительной фабрики был изучен современный опыт технологий обогащения железистых руд.

Дипломный проект состоит из пояснительной записки, изложенной на 157 стр. машинописного текста, в себя 16 рис, 33 табл., 22 источников литературы,, а также графически-иллюстрированного материала, представленного на 10 листах формата А1

1. Общая часть

.1 Физико-географический очерк

Лебединское месторождение железистых кварцитов расположено в Губкинском районе Белгородской области Российской Федерации.

Рельеф района холмистый. Климат района характеризуется продолжительным теплым летом ( средняя температура июля +20,3°С) и умеренно-холодной зимой ( средняя температура января -8,3°С). Среднегодовая сумма осадков 550 мм с максимум в весенне-летний период. Глубина промерзания грунта дневной поверхности -1 м. В районе промышленной площадки преобладают восточное, западное и северо-западное направление ветра. По территории Губкинского района протекает река Оскол.

Промплощадка Лебединского ГОКа, разрабатывающего месторождение, связана железнодорожной веткой со станцией Лебеди и асфальтированными дорогами с городами Губкин и Старый Оскол. Лебединское месторождение разрабатывается открытым способом.

Электроэнергией район обеспечивается от Волгоградской ГРЭС, Губкинской ТЭЦ, закольцованных в единую систему центра и юга страны.

Собственной топливно-энергетической базы район не имеет. Для промышленных нужд используется привозной уголь.

.2 Геологическое строение месторождения

В геологическом строении месторождения принимает участие комплекс сложнодислоцированных метаморфических пород докембрия, прорванный дайками кислого и основного состава, и перекрывающий его комплекс горизонтально-залегающих пород девонского и мезокайнозойского (юрского, мелового и четвертичного) возраста, общая мощность которых изменяется от 52 до 150 метров.

Докембрийские метаморфические образования являются рудовмещающими. Они залегают на глубине от 80 м до 180 м (в среднем 132 м) от поверхности и представлены гранито-гнейсовым комплексом архея (обоянская серия), небольшим количеством вулканогено-осадочной пород Михайловской серии верхнего архея и, главным образом, метаморфическими породами курской серии нижнего протерозоя. Курская серия вмещает в себе продуктивную (коробковскую) железорудную свиту.

Рудами месторождения являются железистые кварциты, которые относятся к железорудной свите Курской серии раннепротерозойского возраста и представлены двумя подсвитами - нижней и верхней, разделёнными пачкой филлитовидных сланцев. Мощность этой свиты составляет 300 - 650 метров. Промышленное значение имеет верхняя подсвита железистых кварцитов, представленная переслаиванием силикатно-магнетитовых и магнетитовых кварцитов с прослоями железнослюдково-магнетитовых и амфиболовых разновидностей кварцитов и тонкими прослоями сланцев. Мощность подсвиты изменяется от 100 до 200-230 метров[4].

Железистые кварциты Лебединского месторождения залегают непосредственно под богатыми рудами и образуют массив протяжённостью до З-х километров, вытянутый с юго-запада на северо-восток. На месторождении выделяют два промышленных железорудных участка: Центральный и Южно-Лебединский, один непромышленный - Сретенский.

Сложноскладчатый рудно-кристаллический массив Лебединского месторождения приурочен к юго-восточной зоне замыкания Тим-Ястребовской синклинали I порядка, образуя Лебединскую синклиналь II порядка шириной 4-6 км. Простирание ее северо-западное. Лебединская синклиналь II порядка включает в себя ряд сопряженных складчатых структур III порядка (с запада на восток): Южно-Лебединскую синклиналь, Юго-восточную антиклиналь, Юго-восточную синклиналь, Центральную антиклиналь и Стойло-Лебединскую синклиналь (см. рис. 1). Все они осложнены, особенно в своих замковых частях, более мелкой в целом подобной дисгармоничной складчатостью. Ширина складок 0,3-0,8 км.

Складки IV порядка прослеживаются обычно через все карьерное поле. Их ширина 50-200 м. Протяженность складок V порядка 200-500 м, ширина 20-60 м. Большинство складок, непосредственно наблюдаемых в обнаженных уступах карьера, относится к V порядку. Складки более высоких порядков (VI и выше) протяженностью меньше 100 м и шириной до 15-20 м трудно дифференцировать. Выделяются пакеты мелких (условно VII порядка) узких сжатых изоклинальных складок шириной 3-10 м и высотой 5-15 м. Ширина пакетов 20-40 м, иногда до 50-100 м. Пакеты мелких складок, как и плойчатость железистых кварцитов, формировались при пластическом состоянии пород в зонах повышенной концентрации напряжений.

Складчатый ансамбль месторождения в плане веерообразно расширяется на юго-восток в сторону воздымания и замыкания складчатой системы. При этом антиклинали III порядка расширяются, а сопряженные с ними однопорядковые синклинали сужаются. В сторону сужения складок растет напряженность осложняющей их складчатости более высоких порядков.

В массиве горных пород Лебединского месторождения развиты разрывные нарушения двух порядков: 1-го - протяженностью более 1 км и 2-го - сотни метров. Региональный Западно-Лебединский разлом является надпорядковым.

Нарушения 1-го порядка протягиваются через все карьерное поле и уходят за его пределы. Они локализованы преимущественно на сочленении антиклиналей и синклиналей III редко IV порядка. Простирание их северо-западное (аз. 295-335°), близкое к ориентировке осей складок, падение крутое до субвертикального. Эти нарушения расчленяют породный массив на пластиновидные блоки шириной 200-460 м. Нарушения 1-го порядка представлены зонами дробления и рассланцевания пород мощностью 0,5-3 м, иногда до 5-7 м. Местами они сопровождаются зонами повышенной трещиноватости пород шириной 5-10, редко до 20-40 м.

Нарушения 2-го порядка представлены зонами дробления и рассланцевания пород мощностью от первых дециметров до 0,5-1 м, крупными трещинами с глинкой трения. Они также местами сопровождаются зонами повышенной трещиноватости шириной 3-5, редко до 10 м. Выделено три системы нарушений (в порядке уменьшения их распространенности на месторождении): северо-западная (аз. 295-335°), субширотная (аз. 250-280°) и северо-восточная (аз. 50-70°). Падение их крутое под углом 65-85°. Расстояние между нарушениями одной системы колеблется от 30-60 до 100-150 м. По отношению к разрывным нарушениям 1-го порядка они являются в большинстве случаев сопровождающими или оперяющими.

Месторождение характеризуется сложными гидрогеологическими условиями. Сложность обусловлена наличием пяти водоносных горизонтов, три из которых (мело-мергельный, сеноман-альбский, приуроченный к толще разнозернистых кварцевых пород, и рудно-кристаллический напорный, приуроченный к верхней толще трещиноватых кристаллических пород (богатых руд)), дают около 80% водопритока в карьер, что составляет 6600 м³/ч. Основные притоки грунтовых вод сосредотачиваются на кровле юрских отложений, где созданы и действуют система осушения, включающая: внешний, внутренний, подземный дренажные контуры. Принятая система осушения карьера обеспечивает надёжную защиту от подземных и грунтовых вод, следовательно, и нормальные условия ведения горных работ.

Нижний протерозой (карелий) - курская серия: 1-4 -коробковская свита: 1 - верхняя сланцевая подсвита (PR¹₁kr₄); 2 - верхняя железорудная подсвита (PR¹₁kr₃); 3 - нижняя сланцевая подсвита (PR¹₁kr₂); 4 - нижняя железорудная подсвита (PR¹₁kr₂); 5 - стойленская сланцево-кварцито-песчаниковая свита (PR¹₁st); 6 - стойло-николаевский габбро-диорит-гранодиоритовый комплекс (ydPR'sn); верхний архей - михайловская серия: 7 - лебединская свита (AR₂lb) - кварцевые порфиры, сланцы; 8 - разрывные нарушения; 9 - оси складок III порядка (а - антиклиналей, б - синклиналей); цифры в кружках: 1 - Южно-Лебединская синклиналь, 2 - Юго-Восточная антиклиналь, 3 - Юго-восточная синклиналь, 4 - Центральная антиклиналь, 5 - Стойло-Лебединская синклиналь, 6 - Крамская антиклиналь, 10-11 - контур карьера по кровле железистых кварцитов: 10- по состоянию на 01.06.2001г., 11 - проектный

.3 Вещественный состав железистых кварцитов Лебединского месторождения

Предметом исследования являются неокисленные железистые кварциты.

С учётом минерального и химического состава неокисленные железистые кварциты подразделяются на следующие разновидности: железнослюдково-магнетитовые, железнослюдково-карбонатно-магнетито-вые; магнетитовые; талько-магнетитовые; актинолито-магнетитовые; карбонатно-магнетитовые; магнетитовые с биотитом; магнетитовые с железной слюдкой и др. [5].

Магнетитовые кварциты являются наиболее продуктивными и принимают участие в строении всех горизонтов. Продуктивная толща месторождения на 50,5% слагается магнетитовыми кварцитами. На Центральном участке Лебединского месторождения Стойло-Лебединском месторождении железистые кварциты имеют наибольшее распространение[4]. Главными минералами магнетитовых кварцитов являются магнетит и кварц, составляющие в сумме до 90%.Основная масса магнетита сосредоточена в рудных прослоях, где он составляет от 70 до 80%. Средний размер зёрен магнетита равен 0,003-0,10мм,а его агрегатов -0,073- 0,083мм. Процент агрегации достигает 80. Преобладающий размер зерен кварца -0,1-0,2мм.

Железнослюдково-магнетитовые кварциты характеризуются средней продуктивностью и имеют на всех участках небольшое распространение. В Главной залежи Южно-Лебединского участка они составляют 26,9% общей массы. Магнетит образует сплошные, уплотнённые ленточные крупнозернисто-сростковые типы агрегаций .Средний размер зёрен магнетита равен 0,3-0,15мм, а его агрегатов -0,3-0,15мм. Процент агрегации составляет 46-62%[4].

Силикатно-магнетитовые кварциты являются наименее продуктивными. Кроме магнетита в них присутствуют силикатные минералы: актинолиты, куммингтониты, биотит, щелочные минералы. Средний размер зёрен магнетита равен 0,053мм, а его агрегатов -0,094мм. Для этой группы кварцитов характерно повышенное содержание сульфидов (серы-0,1-0,3%). В некоторых прослоях пиритизированных сланцев мощностью 0,5-5,0м содержание серы составляет 1,0-0,8%. Селективная выборка сернистых прослоев при отработке железистых кварцитов позволит снизить сернистость руд, подаваемых на обогащение.

Биотито-магнетитовые кварциты менее распространены, как наиболее труднообогатимые и сернистые руды. Они залегают на Центральном участке в кровле верхней железорудной подсвиты. Главные породообразующие минералы - кварц, магнетит, биотит и куммингтонит. В сумме эти минералы составляют 90%.Магнетит образует тонкозернистые агрегаты размером 0,5-0,8мм. Процент агрегации порядка 50[4,5].

Слаборудные кварциты слагают маломощные пласты. К слаборудным кварцитам относятся разновидности с содержанием железа магнетитового от 5% до 12%. Главные породообразующие минералы- кварц, куммингтонит, магнетит и биотит. Второстепенные минералы-пирит и пирротин, в которых содержание серы увеличивается до 0,3-1,0%.Рудные прослои очень маломощны и часто сменяются рудной вкрапленностью.

Химический состав железистых кварцитов, химический состав минеральных разновидностей, минеральный состав и физико-механические свойства неокисленных железистых кварцитов представлены в таблицах 1.1, 1.2, 1.3, 1.4.

Таблица 1.1 Минеральный состав неокисленных кварцитов, (%)

Маг-	Гема-	Сили-	Сиде-	Пи-	Кварц	Нерудные	Апа-	Про-	Сум
нетит	тит	каты	рит	рит		карбонаты	тит	чие	ма
37,7	3,1	24,7	3,1	0,2	29,0	1,4	0,5	0,3	100,0

Таблица 1.2 Химический состав магнетитовых кварцитов Лебединского месторождения

Компоненты	Железистые кварциты, %
	Окисленные	Полуокисленные	Неокисленные
Fe_общ	35,83	36,6	35,01
Fe_раств	34,98	35,29	32,42
Fe_сил	0,85	1,31	2,59
FeO	7,03	11,40	16,12
Fe₂0₃	43,07	39,43	32,46
Si0₂	39,29	41,54	41,54
А1₂0₃	2,38	1,02	1,15
SO₃	0,38	0,29	0,23
Р₂0₅	0,14	0,25	0,23
MgO	0,63	0,91	2,61
MnO	-	-	0,11
K₂O	0,23	0,15	0,13
Na₂0	-	-	0,56
Другие примеси	4,65	3,87	2,04

Таблица 1.3 Химический состав неокисленных железистых кварцитов Лебединского месторождения, (%)

Минеральная разновидность Кварцитов	Si02	TiO2	А1203	Fe203	FeO	MnO	MgO	CaO	Na20	K20	P205	S	Ппп	∑	Feобщ	Feмаг
Гематит-магнетитовые	40,5	0,1	0,4	39,1	13,0	0,1	2,2	1,6	0,4	0,2	0,3	0,1	2,1	99,4	37,5	25,9
Магнетитовые	41,2	0,1	0,6	33,7	16,8	0,1	2,7	1,8	1,3	0,2	0,3	0,5	3,6	100,8	36,5	32,6
Куммингтонит-магнетитовые	42,4	0,1	1,0	27,9	19,4	0,1	3,4	1,8	0,2	0,2	0,2	0,2	2,7	99,1	34,5	27,0
Магнетит-куммингтонитовые	48,9	0,1	0,9	24,5	19,0	0,1	3,7	0,7	0,3	0,3	0,1	0,1	1,4	99,8	32,0	23,1
Биотит-магнетитовые	43,1	0,1	2,4	26,3	18,1	0,1	3,4	2,5	0,1	1,2	0,2	0,3	2,9	99,9	31,7	22,6
Щёлочно-силикатно-магнетитовые	42,8	0,1	0,4	32,0	16,9	0,1	2,9	1,4	1,3	0Д	0,2	0,1	1,4	99,4	34,9	30,2
Магнетит- силикатные(малорудные)	63,8	0,1	0,1	9,0	20,7	0,2	4,6	0,1	0,1	0,1	0,1	0,2	1,4	100,1	23,4	9,5

Таблица 1.4 Физико-механические свойства кварцитов

Показатель	Ед.изм.	Наименование типов кварцитов
		Неокисленные	Полуокисленные	Окисленные
Объемный вес	г/см³	3,44	3,37	3,22
Пористость	%	3,97	4,23
Влажность	%	3	3	3
Удельная работа разрушения	кгм/см³	12,3	9,1
Крепость по шкале Протодъяконова		12÷16 до 18	6÷12 до 16	5÷12

Таблица 1.5 Гранулометрический состав железистых кварцитов Лебединского месторождения

Минералы, составляющие железистые кварциты обладают магнитными свойствами, определяющими основной способ обогащения рудной массы[2]. Удельная магнитная восприимчивость определяет магнитность минерала, исходя из этого железистые кварциты делятся на группы:

сильномагнитные (магнетит);

слабомагнитные (гранат, гидроокислы железа);

немагнитные (кварц, полевые шпаты, тальк, апатит)[4,5].

Минимальная промышленная массовая доля железа магнетитового - 16%, средняя массовая доля в кварцитах железа общего -25-37.5%, железа магнетитового - 27%.

Выделенные на месторождении минеральные разновидности неокисленных кварцитов сведены в один технологический тип и обогащаются по единой схеме[2,5,21].

Запасы неокисленных кварцитов составляют 1400 млн. тонн и обеспечивают работу предприятию на срок более 200 лет.

.4 Разработка Лебединского месторождения

Вскрытие месторождения осуществляется двумя внешними траншеями. Богатые железные руды вскрыты внешней траншеей с двумя железнодорожными путями. Железистые кварциты вскрыты внешней траншеей с тремя железнодорожными путями, по которым добытая руда доставляется на обогатительную фабрику, а вскрыша - на внешние отвалы.

Вскрытие осуществляется до отметки + 45 м, при дальнейшей разработке горизонты вскрываются серией автомобильных съездов в основном по нерабочему борту карьера[21].

На Лебединском ГОКе принята поперечная однобортовая система разработки с параллельными перемещениями фронта добычных и вскрышных работ и с внешними железнодорожными отвалами.

Элементы системы разработки приняты с учетом безопасности работ, залегания месторождения, физико-механических свойств горных пород, типа горнотранспортного оборудования.

На обогащение добытая руда крупностью -1200+0 мм транспортируется думпкарами 2 ВС-105 и автосамосвалами[21].

Выводы

Лебединское месторождение железистых кварцитов расположено в Губкинском районе Белгородской области РФ. Месторождение отрабатывается открытым способом. Разработка месторождения обусловлена сложными гидрогеологическими условиями. Руды перерабатываются на Лебединском ГОКе.

Руды представлены неокисленными железистыми кварцитами и продуктами их выветривания: окисленными и полуокисленными кварцитами. Промышленное значение имеют неокисленные железистые кварциты. Основной рудный минерал - магнетит, минералы пустой породы - кварц, полевые шпаты, гранат.

Запасы месторождения обеспечат работу предприятию на срок более 200 лет.

2. Обзор практики обогащения железных руд в России, в странах СНГ и за рубежом

Необходимо отметить, что основное количество крупных железорудных предприятий, перерабатывающих тонковкрапленные железистые кварциты за рубежом, в России и странах СНГ построены в основном в 1960 - 1980 гг.

Для обогащения железистых кварцитов в России, странах СНГ и за рубежом применяют сложные и весьма разнообразные технологические схемы. Сложность их определяется в основном типом перерабатываемого сырья и тенденциями развития технологии обогащения, сложившимися в стране или в фирмах[5,20].

Железистые кварциты, как правило, характеризуются значительными различиями в вещественном составе, изменчивостью минеральных разновидностей, многообразием текстурно-структурных особенностей, неравномерной вкрапленностью рудных и нерудных минералов, различиями в физико-химических свойствах. Они представляют собой полиминеральное сырье, в котором рудные минералы (магнетит, гематит, мартит, гетит, гидрогетит, лимонит) находятся в тесной ассоциации и в различных количественных соотношениях с кварцем[4,20].

На зарубежных фабриках для выделения железосодержащих минералов при переработке железистых кварцитов применяют самые разнообразные методы обогащения: промывку, гравитационное обогащение, обогащение на индукционно-роликовых или полиградиентных сепараторах, электрическую и магнитную сепарацию, обратную катионную флотацию и т.д.[1,20].

Добываемые за рубежом железные руды более разнообразны по минеральному составу рудных и пустых пород, текстурным особенностям, чем в России, и в ряде случаев аналогов в отечественной практике не имеют.

Железные руды зарубежных месторождений представляют собой крупновкрапленные, не крепкие и часто хрупкие железистые породы, имеют мощные прослойки гематита. Кроме того, большинство из них наряду с кварцем включают значительное количество скарновых минералов (амфибол, диопсид, эпидот, гранит) и сопутствующих элементов, из которых иногда попутно извлекают халькопирит, пирит, пирротин[21].

Основные предприятия по переработке железных руд за рубежом сосредоточены в США, Канаде, Бразилии, небольшие месторождения имеются в Швеции, Австралии, Перу, Мексике, Норвегии, Либерии ЮАР, Китае. На рис.1.1 представлены данные по доле добычи железных руд этими странами. На фабриках Ла-Перла (Мексика), Уиксон (Морокко), Стип-Рок (Канада), Сан-Хаук и Сан-Николас (Перу), Табазимби и Сайшен (ЮАР), Том-Прайс и Уэлбек (Австралия) руды обогащают в тяжелых суспензиях. Обогащение осуществляется на барабанных сепараторах и в гидроциклонах с использованием ферросилиция (Том-Прайс) или его смеси с магнетитом (Сайшен).

Средневкрапленные железистые кварциты месторождений Мессабойн и Гефал обогащают на фабрике Марампа (Сьерра-Леоне) по гравитационно-магнитной схеме с использованием для обработки обесшламленной руды конусов Райхерта, а для месторождений Рипаблик (США) и Жерману (Бразилия) используется технология флотационного обогащения с применением процесса обратной катионной флотации[1,2].

Анализ зарубежного опыта обогащения железистых кварцитов показывает, что их переработка осуществляется с применением магнитных и комбинированных схем. В общем виде технология обогащения представлена одностадиальными и многостадиальными схемами. Усложнение схем осуществляют по мере уменьшения размеров вкрапленности рудных и нерудных минералов, а также с уменьшением содержания железа в руде.

За рубежом, наряду со стандартным измельчением, преимущественно с использованием стержневых мельниц («Minntac», «Northshore», «Ispat Inland» -США), характерно широкое распространение самоизмельчения и полусамоизмельчения («Empire», «Нibbing», «National Steel», «Кееwatin» - США, «Griffit» - Канада, «Savage River» - Австралия и др.).

Измельчение осуществляется, как правило, в две стадии, причем для классификации в замкнутом цикле измельчения широко используются грохота, особенно в первой стадии («Еvtac», «National Steel», «Еmpaire» - США, «Griffit», «Shermann» - Канада, «Savage River» - Австралия).

На фабрике «Нibbing» в цикле самоизмельчения внедрена схема додрабливания рудной гали в дробилках Barmac и WF , что обеспечило увеличение производительности мельниц на 15%.[6].

На фабрике «Еmpire» для додрабливания гали кроме конусной дробилки применена пресс-валковая дробилка, что позволило увеличить производительность мельницы, установленной в операции последующего измельчения, на 30% и снизить расход электроэнергии на 13%.

На фабриках «Нibbing» и « Мinntac» были установлены вертикальные мельницы Vertimill VTM - 1250[1,20].

Магнитное обогащение, как правило, проводится на барабанных магнитных сепараторах различных типов. Для первых стадий обогащения применяют сепараторы с большой напряженностью магнитного поля, с прямоточными или противоточными ваннами. В последующих стадиях распространение получили сепараторы с полупротивоточными ваннами и более слабым магнитным полем. Это обеспечивает сброс бедных хвостов и высокое извлечение железа в магнитные продукты и концентраты[1,2].

Число стадий магнитной сепарации колеблется от одной до четырех, число приемов в каждой стадии от одного до пяти. Первая стадия магнитной сепарации проводится обычно на сливах мельниц (стержневых или самоизмельчения) крупностью 3-0мм не менее чем в два приема, в результате чего выделяется основная часть отвальных хвостов с наиболее низким содержанием железа. Особенностью этой стадии являются многократные магнитные перечистные операции[7].

Вторая стадия магнитной сепарации осуществляется в основном на разгрузках мельниц, реже на сливах гидроциклонов, где замкнутый цикл осуществлен без магнитной сепарации. Для этой операции чаще всего применяют противоточный режим сепарации; она позволяет не только вывести из процесса нерудный материал по мере его раскрытия, но и стабилизирует питание мельниц, как по плотности, так и по содержанию магнитной фракции[1,2,7].

Третья стадия магнитной сепарации осуществляется обычно на сливах гидроциклонов второй стадии измельчения. Для этих целей в большинстве случаев применяют сепараторы с полупротивоточными ваннами[1].

Производительность сепараторов по стадиям колеблется в следующих пределах, т/ч: первая стадия - 30-55, вторая стадия - 12-20, третья стадия - 10-15. Сепарация ведется с предварительным обесшламливанием в дешламаторах различных конструкций во всех стадиях обогащения руд. Обесшламливание обеспечивает удаление тонких породных шламов, сгущение продуктов перед магнитной сепарацией и повышение содержания железа в концентрате на 3-8%.

Доводка концентратов на зарубежных обогатительных фабриках осуществляется тонким грохочением и методом обратной флотации [1,5,20].

На крупнейших железорудных предприятиях России и стран СНГ исходная руда, в зависимости от вещественного состава и крупности дробления, перерабатывается традиционно по технологии стадиального измельчения, с посследовательным выводом хвостов по мере раскрытия минеральных компонентов. Число стадий обогащения колеблется от одной до пяти. Стадиальность схем определяется их обогатимостью. Со снижением вкрапленности руд стадиальность схем увеличивается. Это увеличение прослеживается в зависимости от разновидностей магнетитовых руд в следующей последовательности: магнетитовые руды скарнового типа - магномагнетитовые и титаномагнетитовые руды - магнетитовые кварциты.

Магнетитовые кварциты обогащаются на барабанных магнитных сепараторах различных типоразмеров. Наибольшее распространение получили барабанные сепараторы типа ПБМ с противоточными и полупротивоточными ваннами. Напряженность магнитного поля во всех стадиях одинакова и на поверхности барабана находится в пределах 90-110кА/м[1,2,7].

Железистые кварциты в России и странах СНГ перерабатываются на обогатительных фабриках Костомукшского, КМАруды, Лебединского, Михайловского, Оленегорского и Стойленского комбинатов (Россия), а также на ИнГОКе, НКГОКе, Полтавском, СевГОКе, ЦГОКе, ЮГОКе (Украина), Соколово-Сарбайском ГОКе (Казахстан).

Скарновые магнетитовые руды обогащаются в России на Коршуновском, Ковдорском, Высокогорском ГОКах, на обогатительных фабриках ОАО «Евразруда» (г. Новокузнецк) и на ОАО «ССГПО» (Казахстан)[20].

На Среднем Урале на обогатительной фабрике ОАО «Качканарский ГОК» «Ванадий» перерабатываются бедные по массовой доле железа титаномагнетиты Гусевогорского месторождения.

В России и странах СНГ с 70-х годов схема самоизмельчения магнетитовых кварцитов работает только на Лебединском ГОКе, СевГОКе и ИнГОКе (Украина) [1,5].

Сухая магнитная сепарация в основном применяется на предприятиях Урала, Сибири и Казахстана (ССГПО). Она находит широкое применение на предприятиях, перерабатывающих магнетитовые кварциты, - Михайловском, Стойленском комбинате (Россия) и Ингулецком ГОК (Украина)[1,5].

Магнетитовые кварциты перерабатываются по технологии трехстадиального измельчения с четырьмя-пятью стадиями мокрой магнитной сепарации, операциями дешламации и обезвоживания. Технология двухстадиального измельчения применяется при обогащении скарновых руд Коршуновского, Ковдорского, Высокогорского комбинатов и на Абагурской обогатительной фабрике[1,2,7].

Первая стадия измельчения осуществляется в стержневой мельнице (Костомукшский, Качканарский, Оленегорский, Ковдорский, Коршуновский комбинаты и ССГПО (Казахстан). Шаровое измельчение исходной руды применяется на обогатительных фабриках Михайловского, Стойленского, Высокогорского ГОКов, ОАО «Евразруда» г. Новокузнецк.

Сухая магнитная сепарация в основном применяется на предприятиях Урала, Сибири и Казахстана, но в последнее время находит широкое применение на предприятиях, перерабатывающих магнетитовые кварциты: Михайловском, Стойленском и Ингулецком ГОКах.

Исходная руда в I стадии измельчается в стержневых мельницах объемом от 32 м³ (Коршуновский ГОК) до 49 м³ (Костомукшский ГОК) и шаровых мельницах объемом от 22,4 м³ (Абагурская фабрика) до 140 м³ (Стойленский ГОК). Шаровые мельницы в I стадии измельчения работают в замкнутом цикле со спиральными классификаторами, а во II и III стадиях - в замкнутом цикле с гидроциклонами диаметром от 250 до 710 мм. Удельная производительность мельниц I стадии по исходной руде колеблется от 6,5 т/м³·час (ССГПО) до 3,15 т/м³·час (ОАО «Евразруда»)[20].

Во второй стадии измельчения удельная производительность мельниц по готовому классу изменяется от 1,1 т/м³·час (Стойленский ГОК) до 0,64 т/м³·час (Качканарский ГОК), а в III стадии измельчения от 0,21 т/м³·час (Лебединский ГОК) до 0,913 т/м³·час (Стойленский ГОК). Удельная производительность по готовому классу зависит от вещественного состава перерабатываемого сырья, состава шаровой загрузки, объема мельницы и требуемой крупности измельчения по готовому классу. Исследованиями установлено, что производительность шаровых мельниц в большей степени зависит от количества шаровой загрузки и ее качества. Недостаток шаров и неправильно подобранная их крупность снижают удельную производительность мельниц.

В первой стадии измельчения (руда крупность 25-0 мм), в зависимости от крупности дробленой руды, используются шары диаметром от 80 до 125 мм. Шары диаметром 80-90 мм используются при измельчении руды менее 12мм[2,3].

Большое влияние на эффективность работы узла измельчения оказывает операция классификации в гидроциклонах. На действующих горно-обогатительных комбинатах эффективность классификации по готовому классу колеблется в широких пределах от 23,0% (Костомукшский ГОК) до 57,7% по классу минус 0,045 мм (Стойленский ГОК)[20].

Низкая эффективность работы узла классификации объясняется неравномерностью работы песковых насосов, отсутствием автоматизированных систем управления «насос-гидроциклон» и особенностями классификации магнетитовых пульп в гидроциклонах. Анализ продуктов классификации с распределением железа по классам крупности показал, что тонкие фракции песков обогащены магнетитом, а сливы разубожены сростками магнетита с пустой породой.[20] . На рис. 2.4 представлена схема обогащения руд на Качканарском ГОКе.

Анализ результатов исследований показывает, что в классах -0,071 +0,044 мм и - 0,044 мм песков гидроциклонов массовая доля железа на 1,7-14,2% выше по сравнению со сливом гидроциклонов, а кремнезема - ниже на 1,1-17,3%, соответственного в этих же классах крупности.

Мокрое магнитное обогащение по стадиям осуществляется на сепараторах ПБМ-90/250; ПБМ-120/300; ПБМ-150/200 с противоточными и полупротивоточными ваннами. Обесшламливание материала производится на дешламаторах диаметром 5, 9 и 12 метров.

Конечный концентрат обезвоживается на дисковых вакуум-фильтрах площадью от 68 м² до 100 м². Массовая доля железа в перерабатываемом сырье колеблется от 16,0% до 42,2% (Абагурская фабрика). Качество концентрата [24,48] также зависит от вещественного состава перерабатываемой руды и массовая доля железа в нем изменяется от 60,72% (Абагурская фабрика) до 68,13% (Костомукшский ГОК)[1,3,20].

3. Технологическая часть

3.1 Анализ вещественного состава сырьевой базы

Железные руды включают неокисленные железистые кварциты и продукты их выветривания: окисленные и полуокисленные железистые кварциты. Рудные минералы представлены магнетитом, гематитом. Мощность зоны окисления колеблется от 0 до 77 метров, в среднем составляет 17,2 метра: для неё характерна мартитизация магнетита, замещение амфиболов гидроокислами железа, биотита хлоритом и сидеритизация. Химический состав железистых кварцитов, химический состав минеральных разновидностей, минеральный состав и физико-механические свойства неокисленных железистых кварцитов представлены в таблицах 3.1, 3.2, 3.3, 3.4, 3.5.

Таблица 3.1 Химический состав магнетитовых кварцитов Лебединского месторождения

Компоненты	Железистые кварциты, %
	Окисленные	Полуокисленные	Неокисленные
Fe_общ	35,83	36,6	35,01
Fe_раств	34,98	35,29	32,42
Fe_сил	0,85	1,31	2,59
FeO	7,03	11,40	16,12
Fe₂0₃	43,07	39,43	32,46
Si0₂	39,29	41,54	41,54
А1₂0₃	2,38	1,02	1,15
SO₃	0,38	0,29	0,23
Р₂0₅	0,14	0,25	0,23
MgO	0,63	0,91	2,61
MnO	-	-	0,11
K₂O	0,23	0,15	0,13
Na₂0	-	-	0,56
Другие примеси	4,65	3,87	2,04

Таблица 3.2 Минеральный состав неокисленных кварцитов, (%)

Магнетит	Гематит	Силикаты	Сидерит	Пирит	Кварц	Нерудные карбонаты	Апатит	Прочие	Сумма
37,7	3,1	24,7	3,1	0,2	29,0	1,4	0,5	0,3	100,0

Таблица 3.3 Химический состав неокисленных железистых кварцитов Лебединского месторождения, (%)

Минеральная разновидность Кварцитов	Si0₂	TiO₂	А1₂0₃	Fe₂0₃	FeO	MnO	MgO	CaO	Na₂0	K₂0	P₂0₅	S	Ппп	∑	Fe_общ	Fe_маг
Гематит-магнетитовые	40,5	0,1	0,4	39,1	13,0	0,1	2,2	1,6	0,4	0,2	0,3	0,1	2,1	99,4	37,5	25,9
Магнетитовые	41,2	0,1	0,6	33,7	16,8	0,1	2,7	1,8	1,3	0,2	0,3	0,5	3,6	100,8	36,5	32,6
Куммингтонит-магнетитовые	42,4	0,1	1,0	27,9	19,4	0,1	3,4	1,8	0,2	0,2	0,2	0,2	2,7	99,1	34,5	27,0
Магнетит-куммингтонитовые	48,9	0,1	0,9	24,5	19,0	0,1	3,7	0,7	0,3	0,3	0,1	0,1	1,4	99,8	32,0	23,1
Биотит-магнетитовые	43,1	0,1	2,4	26,3	18,1	0,1	3,4	2,5	0,1	1,2	0,2	0,3	2,9	99,9	31,7	22,6
Щёлочно-силикатно-магнетитовые	42,8	0,1	0,4	32,0	16,9	0,1	2,9	1,4	1,3	0Д	0,2	0,1	1,4	99,4	34,9	30,2
Магнетит-силикатные(малорудные)	63,8	0,1	0,1	9,0	20,7	0,2	4,6	0,1	0,1	0,1	0,1	0,2	1,4	100,1	23,4	9,5

Таблица 3.4 Физико-механические свойства кварцитов

Показатель	Ед.изм.	Наименование типов кварцитов
		Неокисленные	Полуокисленные	Окисленные
Объемный вес	г/см³	3,44	3,37	3,22
Пористость	%	3,97	4,23
Влажность	%	3	3	3
Удельная работа разрушения	кгм/см³	12,3	9,1
Крепость по шкале Протодъяконова		12÷16 до 18	6÷12 до 16	5÷12

Таблица 3.5 Гранулометрический состав железистых кварцитов Лебединского месторождения

сильномагнитные (магнетит);

слабомагнитные (гранат, гидроокислы железа);

немагнитные (кварц, полевые шпаты, тальк, апатит)[4,5].

3.2 Выбор и обоснование технологической схемы обогащения

Выбирая технологическую схему обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения, необходимо учитывать как технологические, так и экономические аспекты разработки данного месторождения.

Потребность в железосодержащем концентрате испытывают многие предприятия в России и странах Европы, в том числе и Оскольский электрометаллургический комбинат (ОЭМК), расположенной в нескольких километрах от Лебединского месторождения.

При проектировании и выборе технологической схемы принимаем модульный принцип проектирования для пяти идентичных секций будущей фабрики в соответствии с проектируемой производительностью 1,5 млн. тонн в год для одной секции[3].

Вследствие того, что основную массу неокисленных железистых кварцитов, поступающих на обогащение, составляет магнетитовые и куммингтонит-магнетитовые минеральные разновидности, в которых основной железосодержащий минерал магнетит является сильномагнитным по величине магнитной восприимчивости, а основные породообразующие и второстепенные минералы - либо слабомагнитные, либо немагнитные, то целесообразно осуществить разделение данных минералов в магнитном поле, нежели в другой среде. Поэтому для получения товарного концентрата наиболее выгодно использовать магнитную сепарацию[1,2,7].

На основании результатов исследования на обогатимость, опыта переработки аналогичных по свойствам и вещественному составу железных руд, а также учитывая технологические характеристики выбираемого оборудования, выбираем схемы дробления и измельчения.

Так как в большинстве рудной массы вкрапленность полезного компонента мелкая и тонкая, то для получения кондиционных концентратов требуется довольно тонкое измельчение[3,6,8].

Крупность руды (- 1200 + 0 мм), поступающей на дробление, ее объем и физические свойства предполагают применение в данной операции конусных дробилок крупного дробления, которые имеют достаточно высокую производительность, обеспечивающую переработку всего объема рудной массы, поступающей на дробление[1].

Вследствие того, что для основного процесса обогащения (магнитной сепарации) требуется довольно тонкое измельчение исходной руды (более 72 % класса -0,074 мм), позволяющее при оптимальных условиях получить промежуточный продукт и отвальные хвосты, целесообразно применить на I стадии измельчения - мокрое самоизмельчение, что позволит заменить две-три стадии дробления, одну-две стадии измельчения и увеличить тем самым производительность оборудования, снизить расход стали шаров и футеровки, улучшить раскрытие сростков минералов и повысить технологические показатели обогащения. Применение процесса самоизмельчения для данного сырья подтверждают исследования рудной шихты на обогатимость и самоизмельчение. Так как питание мельниц самоизмельчения - 600 + 350 мм, то необходимые параметры можно получить, применив одну стадию крупного дробления в конусных дробилках, которые обеспечивают необходимую степень дробления п. 3. 4[5].

Из практики применения процесса мокрого самоизмельчения для подготовки железистых кварцитов к обогащению известно, что данный процесс позволяет осуществлять тонкое измельчение до 0,3 - 0,07 мм крупнокускового неклассифицированного материала. Для полного извлечения ценного компонента магнитной сепарацией необходимо довольно тонкое измельчение (85 - 98 % класса -0,074 мм), поэтому целесообразно осуществить полное самоизмельчение железистых кварцитов, что достигается применением в сочетании с самоизмельчением рудногалечного измельчения, которое позволяет получать измельченный продукт, содержание в котором класса -0,074 мм удовлетворяет дальнейшему процессу обогащения[5].

Рудногалечное измельчение исключает возможность загрязнения измельчаемого материала железом, образующимся в результате износа шаров и футеровки. Исходя из того, что возможность применения рудногалечного измельчения позволяет повысить технологические показатели обогащения и качество готового концентрата, за счет увеличения тонины помола и улучшения раскрытия сростков минералов при измельчении, то следует в схему измельчения включить две стадии рудногалечного измельчения.

Характерной особенностью технологии полного самоизмельчения является необходимость установки скальпирующих спиральных классификаторов, работающих в замкнутом цикле с мельницами мокрого самоизмельчения и рудногалечными, которые обеспечивает классификацию довольно крупного материала, улавливание мелкого рудного скрапа и предохранение от него обогатительного оборудования. Поэтому принимаем к установке спиральные классификаторы с непогруженной спиралью[2,5].

Схемы дробления и измельчения включают:

одну стадию крупного дробления в конусных дробилках;

одну стадию самоизмельчения;

две стадии рудногалечного измельчения.

Из вышеуказанного следует, что основным процессом обогащения является магнитная сепарация.

При обогащении магнитными методами, как показывает опыт работы обогатительных фабрик ИнГОКа, СевГОКа и ЮГОКа, являются более эффективными стадиальные схемы обогащения[20]. Магнитную сепарацию необходимо проводить в несколько приемов, что позволит увеличить содержание ценного компонента в промежуточном продукте и выделить отвальные хвосты. Первую стадию магнитной сепарации необходимо провести в три приема, что позволит выделить большое количество

отвальных хвостов. Технологическая схема обогащения будет включать три основные стадии магнитной сепарации и две контрольные, которые позволят извлекать богатый промежуточный продукт и отвальные хвосты.

После операции измельчения и магнитной сепарации следует классифицировать материал по крупности для дальнейшего извлечения ценного компонента и повышения технологических показателей обогащения, поэтому необходимо применить гидроциклоны, которые являются высокопроизводительными аппаратами и позволяют получить слив, содержание в котором класса - 0,074 мм удовлетворяет дальнейшему процессу обогащения[8,9,12].

Вследствие того, что основные рудные минералы являются хрупкими и легко шламируются, то необходимо включить в технологическую схему операции обесшламливания сливов гидроциклонов[9].

На V стадии магнитной сепарации проектируемой технологической схемы предполагается получение готового концентрата с содержанием 68,7% Fe, при извлечении 79,9%, который после дальнейшего сгущения и фильтрования отправляется к потребителю. Отвальные хвосты после сгущения отправляются на хвостохранилище, а осветленная вода - в оборотное водоснабжение обогатительной фабрики.

Принятым проектом основная технологическая схема предполагает 3-х стадиальную схему измельчения и 5-и стадиальную схему магнитной сепарации. В зависимости от содержания железа в исходной руде и потребности рынка в железорудном сырье, возможен переход на работу по технологической схеме с двумя стадиями измельчения и тремя стадиями магнитной сепарации.

Технологические показатели для данной технологической схемы теоретически рассчитаны и составляют:

Таблица 3.6 Технологические показатели схемы обогащения проектируемой ОФ

	Концентрат	Хвосты
Выход,%	38,70	62,20
Содержание,%	68,50	11,50
Извлечение,%	78,34	21,64

.3 Краткое описание технологической схемы обогащения железных руд Лебединского месторождения

Технологическая схема обогащения выбрана и обоснована с учетом всех факторов, влияющих на технологию переработки железных руд месторождения. Схема включает:

одну стадию крупного дробления в конусных дробилках;

одну стадию самоизмельчения с классификацией на спиральных классификаторах;

две стадии рудногалечного измельчения с классификацией на спиральных классификаторах;

пять стадий мокрой магнитной сепарации;

две операции классификации в гидроциклонах;

операции обесшламливания, сгущения хвостов и концентрата, фильтрования концентрата.

Данная технологическая схема с правильным подбором и компоновкой оборудования позволит получать железосодержащий концентрат с содержанием 68,5% Fe в количестве 2 836 625 тонн в год.

.4 Расчет качественно-количественной схемы обогащения

При расчете количественной схемы обогащения для всех продуктов технологической схемы были определены численные значения основных технологических показателей: Q, γ, β, ξ.

Основные показатели обогащения связаны уравнением типа

ξ = γ_п ∙ β_п / α (3.1)

γ_п- выход продукта;

β_п - содержание в продукте ценного компонента;

α- содержание этого же компонента в исходном продукте.

При расчете качественно-количественных схем обогащения применим следующий порядок:

1) определяют необходимое и достаточное количество исходных показателей для расчета схемы, относящихся к продуктам обработки;

2) определяют максимальное количество показателей извлечения и исходных показателей содержания, которые возможно применить для расчета схемы;

3) назначают численные значения исходных показателей (ξ,ξ_п,β_п) для концентратов отдельных операций;

4) по уравнениям, связывающим технологические показатели, определяют значение для всех продуктов схемы;

5) определяют содержание для всех остальных продуктов схемы[18].

Используя данный порядок расчета, были рассчитаны основные технологические показатели Q, γ, β и ξ, качественно-количественной схемы обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения.

Результаты качественно-количественной схемы обогащения железистых кварцитов показаны в таблице 3.7

Таблица 3.7 Качественно-количественные показатели технологической схемы обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения (Одна секция обогатительной фабрики)

№ Операции и продукта	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	γ, %	β, %	ε, %
1	2	3	4	5	6
1	Дробление Поступает Исходная руда Итого	200,00 200,00	100,0 100,0	33,09 33,09	100,0 100,0
2	Выходит Дробленый продукт Итого	200,00 200,00	100,0 100,0	33,09 33,09	100,0 100,0
2 6 9 21 38 3	Измельчение I Поступают Дробленый продукт Класс -20 + 8 мм Пески классификатора Класс +10 мм из бутары II стадии измельчения Класс +10 мм из бутары III стадии измельчения Итого	200,00 19,04 238,02 6,60 7,52 471,18	33,09 32,05 32,21 55,15 37,02 32,47	100,0 9,22 112,25 5,50 4,02 231,18
4	Выходит Измельченный продукт Итого	471,18 471,18	235,59 235,59	32,47 32,47	231,18 231,18
III 4	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	471,18 471,18	235,59 235,59	32,47 32,47	231,18 231,18
7 5 6	Выходят Класс + 20 мм Класс -20 + 8 мм Класс - 8 мм Итого	33,60 19,04 418,54 471,18	16,8 9,52 209,27 235,59	32,10 32,05 32,37 32,47	16,30 9,22 204,72 231,18
16 17	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	85,22 7,90 93,12	42,61 3,95 42,56	60,36 13,68 56,40	77,73 1,63 79,36
16	ВСМС - сепарация Поступает Промежуточный продукт Итого	93,12 93,12	42,61 42,61	60,36 60,36	77,73 77,73
18 19 20	Выходят Концентрат ВСМС Промежуточный продукт Хвосты Итого	17,56 61,32 6,34 93,12	8,78 30,66 3,17 42,61	69,5 62,08 18,41 60,36	18,44 57,52 1,77 77,73
19 28 35	Классификация Поступают Промежуточный продукт (ВСМС - сепарации) Промежуточный продукт (II стадии магнитной сепарации) Хвосты (III стадии магнитной сепарации второго приема) Итого	61,32 82,44 12,82 156,58	30,66 41,22 6,41 78,29	62,08 41,20 34,88 48,86	57,52 51,32 6,76 115,60
21 22	Выходят Пески гидроциклонов Слив гидроциклонов Итого	78,82 77,76 156,58	39,41 38,88 78,29	41,96 55,85 48,86	49,97 65,62 115,60
7 27 21	Измельчение II Поступают Класс + 20 мм Пески классификатора Пески гидроциклонов Итого	16,8 78,82 18,64 114,26	8,40 39,41 9,32 57,13	32,10 41,96 18,36 36,66	8,15 49,97 5,17 63,29
23	Выходят Измельченный продукт Итого	114,26 114,26	57,13 57,13	36,66 36,66	36,66 36,66
23	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	114,26 114,26	57,13 57,13	36,66 36,66	63,29 63,29
24 25	Выходят Класс + 10 мм Класс - 10 мм Итого	6,6 107,66 114,26	3,3 53,83 57,13	55,15 35,3 36,66	5,5 57,79 63,29
25	Классификация Поступает Класс - 10 мм Итого	107,66 107,66	53,83 53,83	35,30 35,30	57,79 57,79
26 27	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	89,02 18,64 107,66	44,51 9,32 53,83	39,12 18,36 35,30	52,62 5,17 57,79
26	Магнитная сепарация II стадия Поступает Слив классификатора Итого	89,02 89,02	44,51 44,51	39,12 39,12	52,62 52,62
28 29	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	82,44 6,58 89,02	41,22 3,29 44,51	41,20 13,06 39,12	51,32 1,3 52,62
22	Обесшламливание Поступает Слив гидроциклонов Итого	77,76 77,76	38,88 38,88	55,85 55,85	65,62 65,62
31 30	Выходят Шламы Обесшламленный продукт Итого	3,3 74,46 77,76	1,65 37,23 38,88	10,75 57,85 55,85	0,53 65,09 65,62
30	Магнитная сепарация III стадия (первый приём) Поступает Обесшламленный продукт Итого	74,46 74,46	37,23 37,23	57,85 57,85	65,09 65,09
33 32	Выходят Хвосты Промежуточный продукт Итого	3,52 70,94 74,46	1,76 35,47 37,23	8,59 60,30 57,85	0,45 64,64 65,09
32	Магнитная сепарация III стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт Итого	70,94 70,94	35,47 35,47	60,30 60,30	64,64 64,64
35 34	Выходят Хвосты Промежуточный продукт Итого	12,82 58,12 70,94	6,41 29,06 35,47	34,88 65,91 60,30	6,76 57,88 64,64
34 54 42	Классификация Поступают Промежуточный продукт (III стадии магнитной сепарации) Промежуточный продукт (IV стадии магнитной сепарации) Хвосты (V стадии магнитной сепарации) Итого	58,12 267,68 0,68 326,48	29,06 133,84 0,34 163,24	65,91 40,24 19,91 44,95	57,88 163,69 0,20 221,77
37 36	Выходят Пески гидроциклонов Слив гидроциклонов Итого	262,50 64,98 326,48	131,25 31,99 163,24	40,27 64,16 44,95	159,74 62,03 221,77
7 37 51	Измельчение III Поступают Класс + 20 мм Пески гидроциклонов Пески классификатора Итого	16,80 262,50 36,86 316,16	8,40 131,25 18,43 158,08	32,10 40,27 19,60 37,43	8,15 159,74 10,92 178,81
48	Выходят Измельченный продукт Итого	316,16 316,16	158,08 158,08	37,43 37,43	178,81 178,81
48	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	316,16 316,16	158,08 158,08	37,43 37,43	178,81 178,81
50 49	Выходят Класс +10 мм Класс -10 мм Итого	7,52 308,64 316,16	3,76 154,32 158,08	37,02 37,44 37,13	4,20 174,61 174,81
49	Классификация Поступает Класс - 10 мм Итого	308,64 308,64	154,32 154,32	37,44 37,44	174,61 174,61
52 51	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	271,78 36,86 308,64	135,89 18,43 154,32	39,89 19,60 37,44	163,69 10,92 174,61
52	Магнитная сепарация IV стадия Поступает Слив классификатора Итого	271,78 271,78	135,89 135,89	39,89 39,89	163,69 163,69
54 53	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	267,68 4,10 271,78	133,84 2,05 135,89	40,24 15,05 39,89	162,76 0,93 163,69
36	Обесшламливание Поступает Слив гидроциклонов Итого	63,98 63,98	31,99 31,99	64,16 64,16	62,03 62,03
39 38	Выходят Шламы Обесшламленный продукт Итого	3,10 60,88 63,98	1,55 30,44 31,99	18,01 66,51 64,16	0,85 61,18 62,03
38	Магнитная сепарация V стадия (первый прием) Поступает Обесшламленный продукт Итого	60,88 60,88	30,44 30,44	66,51 66,51	61,18 61,18
40 41	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	59,06 1,82 60,88	29,53 0,91 30,44	67,97 19,31 66,51	60,65 0,53 61,18
40	Магнитная сепарация V стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт сепарации (первый прием) Итого	59,06 124,06	29,53 62,03	67,97 11,25	60,65 21,11
55 56	Выходят Вода Хвосты Итого	124,06 124,06	62,03 62,03	11,25 11,25	21,11 21,11

.5 Проектирование и расчёт водно-шламовой схемы

Целью проектирования водно-шламовой схемы является определение количества технологической воды добавляемой в операции или , наоборот , выделяемой из продуктов при операциях сгущения и обезвоживания, обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в продуктах схемы, определение общей потребности в технологической воде по обогатительной фабрике и составление баланса по воде[18].

Принятые обозначения:

R_п - отношение жидкого к твёрдому (Ж: Т) по массе в операции или в продукте, численно равная отношению м воды к 1т твёрдого;

W_п - количество воды в операции или в продукте, м³/ч;

L_п- количество воды, добавляемой в операцию или к продукту, м /ч;

S_п - влажность продукта в долях единиц;

δ_п - плотность твёрдого в продукте, т/м³V_п - объём пульпы в продукте, м /ч;

L_п - удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные операции, м/ч.

Основные соотношения для расчета водно-шламовой схемы:

W_п = R_п∙Q_п, R_п = W_п/Q_п, (3.2)

V_п = W_п + Q_п/δ_п= R_п∙Q_п+ Q_п/δ_п = W_п = Q_п*(R_п+1/δ_п) (3.3)

Количественные показатели схемы теоретически рассчитаны и приведены в таблице 3.8

Таблица 3.8 Количественные показатели водно-шламовой схемы обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения (Одна секция обогатительной фабрики).

№ Операц. и продукта	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	R	W, м³/ч	V, м³/ч
1	2	3	4	5	6
1	Дробление Поступает Исходная руда Итого	200,00 200,00	0,083 0,083	16,61 16,61	73,74 73,74
2	Выходит Дробленый продукт Итого	200,00 200,00	0,083 0,083	16,61 16,61	73,74 73,74
2 6 9 21 38 3	Измельчение I Поступают Дробленый продукт Класс -20 + 8 мм Пески классификатора Класс +10 мм из бутары II стадии измельчения Класс +10 мм из бутары III стадии измельчения Свежая вода Итого	200,00 19,04 238,02 6,60 7,52 471,18	0,083 0,04 0,13 0,053 0,053 0,51	16,61 2,00 31,20 0,43 0,43 207,61 258,26	73,74 16,29 99,77 2,77 2,77 207,61 402,95
4	Выходит Измельченный продукт Итого	471,18 471,18	0,51 0,51	258,26 258,26	402,95 402,95
III 4	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	471,18 471,18	0,51 0,51	258,26 258,26	402,95 402,95
7 5 6	Выходят Класс + 20 мм Класс -20 + 8 мм Класс - 8 мм Итого	33,60 19,04 418,54 471,18	0,17 0,055 0,59 0,51	5,58 2,76 249,92 258,26	14,95 17,05 370,95 420,95
6	Классификация Поступают Класс - 8 мм Итого	418,54 418,54	0,59 0,59	249,92 249,92	370,95 370,95
8 9	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	180,52 238,02 418,52	1,18 0,14 0,59	216,65 33,27 279,92	269,11 101,84 370,95
8	Магнитная сепарация I стадия (первый прием) Поступает Слив классификатора Свежая вода Итого	180,52 180,52	1,18 1,22	216,65 7,34 223,99	269,11 7,34 276,45
10 11	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	108,24 72,28 180,52	0,43 2,38 1,22	46,96 177,03 223,99	78,16 198,29 276,45
10	Магнитная сепарация I стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт Свежая вода Итого	108,24 108,24	0,43 1,22	46,96 86,26 133,22	78,16 86,26 164,42
12	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	97,44 10,8 108,24	0,43 7,62 1,22	41,80 91,42 133,22	69,57 94,85 164,42
14 13	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	93,12 4,32 97,44	0,43 17,88 1,22	39,9 78,68 118,58	66,41 79,94 146,35
19 28	Классификация Поступают Промежуточный продукт (ВСМС - сепарации) Промежуточный продукт (ΙΙ стадии магнитной сепарации)	61,32 82,44	0,43 0,54	35,9 175,39	64,32 268,19
35	Хвосты (III стадии магнитной сперации второго приема) Свежая вода Итого	12,81 156,58	78,03 1,6	152,94 302,17 675,32	153,34 302,17 790,11
21 22	Выходят Пески гидроциклонов Слив гидроциклонов Итого	78,82 77,76 156,58	0,54 5,14 1,60	266,21 523,9 790,11
7 27 21	Измельчение ΙΙ Поступают Класс + 20 мм Пески классификатора Пески гидроциклонов Свежая вода Итого	16,8 78,82 18,64 114,26	0,17 0,18 0,54 0,54	2,79 7,2 174,1 20,46 204,55	7,48 18,63 266,24 20,46 312,78
23	Выходят Измельченный продукт Итого	114,26 114,26	0,54 0,54	204,55 204,55	312,78 312,78
23	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	114,26 114,26	0,54 0,54	204,55 204,55	312,78 312,78
24 25	Выходят Класс +10 мм Класс - 10 мм Итого	6,6 107,66 114,26	6,6 107,66 114,26	0,72 203,83 204,55	3,06 309,72 312,78
25	Классификация Поступает Класс - 10мм Свежая вода Итого	107,66 107,66	0,55 1,11	203,83 207,54 411,37	309,72 207,51 517,26
26 27	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	89,02 18,64 107,66	1,22 0,2 1,11	403,33 8,04 411,37	497,79 19,47 517,26
26	Магнитная сепарация II стадия Поступает Слив классификатора Свежая вода Итого	89,02 89,02	1,22 1,55	403,33 92,57 495,57	497,79 92,57 590,36
28 29	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	82,44 6,58 89,02	0,54 55,26 1,50	175,39 320,51 495,9	268,19 322,17 590,36
22	Обесшламливание Поступает Слив гидроциклонов Итого	77,76 77,76	5,14 5,14	496,3 496,3	523,9 523,9
31 30	Выходят Шламы Обесшламленный продукт Итого	3,3 74,46 77,76	45,86 0,54 5,14	449,43 46,87 496,3	452,23 71,67 523,9
30	Магнитная сепарация III стадия (первый приём) Поступает Обесшламленный продукт Свежая вода Итого	74,46 74,46	0,54 1,86	46,87 114,58 161,45	71,67 114,58 186,25
33 32	Выходят Хвосты Промежуточный продукт Итого	3,52 70,94 74,46	26,57 0,54 1,86	116,95 44,50 161,45	118,21 68,04 186,25
32	Магнитная сепарация III стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт Свежая вода Итого	70,94 70,94	0,54 1,86	44,5 108,76 153,26	68,04 108,76 176,8
35 34	Выходят Хвосты Промежуточный продукт Итого	12,82 58,12 70,94	78,23 0,54 1,86	109,52 43,74 153,26	109,92 66,88 176,8
34 54	Классификация Поступают Промежуточный продукт (ΙΙΙ стадии магнитной сепарации) Промежуточный продукт (ΙV стадии магнитной сепарации)	58,12 267,68	0,54 0,67	43,74 195,37	66,88 278,68
42	Хвосты (V стадии магнитной сепарации) Свежая вода Итого	0,68 326,48	95,82 2,28	95,82 516,88 851,81	96,11 516,88 958,55
37 36	Выходят Пески гидроциклонов Слив гидроциклонов Итого	262,50 64,98 326,48	0,54 8,10 2,28	155,3 696,51 851,81	237,47 721,08 958,55
7 37 51	Измельчение ΙΙΙ Поступают Класс + 20 мм Пески гидроциклонов Пески классификатора Свежая вода Итого	16,80 262,50 36,86 316,16	0,17 0,54 0,3 0,54	2,79 155,3 12,0 15,67 185,76	7,48 237,47 23,43 15,67 284,05
48	Выходят Измельченный продукт Итого	316,16 316,16	0,54 0,54	185,76 185,76	284,05 284,05
48	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	316,16 316,16	0,54 0,54	185,76 185,76	284,05 284,05
50 49	Выходят Класс + 10 мм Класс - 10 мм Итого	7,52 308,64 316,16	0,053 0,55 0,54	0,43 185,33 185,76	2,77 281,28 284,05
49	Классификация Поступает Класс - 10 мм Свежая вода Итого	308,64 308,64	0,55 1,11	185,33 187,41 372,74	281,28 187,41 468,69
52 51	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	271,78 36,86 308,64	1,22 0,3 1,11	360,74 12,0 372,74	445,26 23,43 468,69
52	Магнитная сепарация IV стадия Поступает Слив классификатора Свежая вода Итого	271,78 271,78	1,22 1,5	360,74 85,96 443,7	445,26 82,96 528,22
54 53	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	267,68 4,1 271,78	0,67 59,13 1,5	195,37 248,33 443,7	242,68 249,54 528,22
36	Обесшламливание Поступает Слив гидроциклонов Итого	63,98 63,98	8,1 8,1	696,51 696,51	721,08 721,08
39	Выходит Шламы	3,1	168,8	641,44	642,52
38	Магнитная сепарация V стадия (первый прием) Постуапет Обесшламленный продукт Свежая вода Итого	60,88 60,88	0,67 1,86	55,07 97,82 152,89	78,56 97,82 176,38
40 41	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	59,06 1,82 60,88	0,67 41,43 1,86	53,47 99,42 152,89	76,27 100,1 176,38
40	Магнитная сепарация V стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт Свежая вода Итого	59,06 59,06	0,67 1,86	53,47 94,96 148,96	76,27 94,96 171,23
43 42	Выходит Концентрат Хвосты Итого	58,38 0,68 59,06	0,67 95,82 1,86	53,62 95,82 148,43	75,23 96,11 171,23
43	Сгущение Поступает Концентрат стадии	17,56	0,67	52,61	75,12
	Свежая вода Итого	75,94	1,86	93,96 145,57	96,93 169,08
44 45	Выходит Концентрат Вода Итого	75,94 75,94	0,625 1,86	49,28 97,29 146,57	71,79 97,29 169,08
44	Фильтрование Поступает Концентрат Свежая вода Итого	75,94 75,94	0,6 0,6	47,28 23,32 70,6	69,79 23,32 93,11
46	Выходит Концентрат Вода Итого	75,94 75,94	0,6 0,6	47,28 23,32 70,6	69,79 23,32 93,11
11 13 15 17 31	Сгущение хвостов Поступает Хвосты I стадии магнитной сепарации (первый прием) Хвосты I стадии магнитной сепарации (второй прием) Хвосты I стадии магнитной сепарации (третий прием) Хвосты II стадии магнитной сепарации Шламы 1	72,28 10,8 4,32 3,58 3,3	2,38 7,62 17,88 55,26 45,86	177,03 91,42 78,68 320,51 449,43	198,29 94,85 79,94 322,17 452,23
33 39 53 41	Хвосты III стадии магнитной сепарации (первый прием) Шламы 2 Хвосты IV стадии магнитной сепарации Хвосты V стадии магнитной сепарации Итого	3,52 3,1 4,1 1,82 124,06	59,41 168,8 59,41 41,43 18,34	116,95 248,33 641,44 99,42 2223,21	118,21 642,52 249,54 100,11 2257,86
55 56	Выходит Вода Хвосты Итого	124,06 124,06	1,5 18,34	2041,41 181,8 2223,21	2041,41 216,45 2257,86

3.6 Выбор и расчёт технологического оборудования

Выбор и расчёт технологического оборудования производится для 1 секции обогатительной фабрики.

Выбор и расчёт оборудования операции дробления.

Физические свойства минерального сырья, крупность руды, поступающей на дробление, требуемая производительность дробилки и крупность дробленого продукта учитываются при выборе и расчёте оборудований для I стадии дробления. Ширина загрузочного отверстия дробилки должна быть больше на 15 - 20 % размеров наибольшего куска в питании[18].

Дробильно-сортировочная фабрика включает 2-е дробилки крупного дробления ККД-1500/200 ГВП для дробления руды, поступающей из карьера, а также оборудования для дробления и сортировки богатой руды. Сравнительная характеристика конусных дробилок крупного дробления показана в таблице 3.9

Таблица 3.9 Сравнительная характеристика конусных дробилок крупного дробления

Параметры	ККД 1200/150	ККД 1500/180	ККД 1500/200ГВП
Диаметр основания конуса D, м	1,9	2,52	3,2
Ширина загрузочного отверстия B, мм	1200	1500	1500
Эксцентриситет e, м	0,019	0,021	0,021
Частота качений конуса n₀, мин^-1	120	80	82
Кинетический параметр D²e n₀, м³/мин	8,2	10,7	17,5
Размер наибольшего куска в питании, мм	1000	1200	1200
Производительность при номинальном размере разгрузочного отверстия, м³/ч	680	1450	2600

Рассчитываем требуемую производительность, необходимую для обеспечения проектируемой фабрики рудой:

) Определяем размер разгрузочного отверстия

b = d/z (3.4)

b= 350/ 1, 4 = 250 MM

) Определяем производительность дробилки ККД 1500/200 ГВП

Q = D² ∙ е ∙ n₀∙ k_β ∙ к₁∙ k_f∙ к_ω∙ В (3.5)

где D = 2,9 м - диаметр основания конуса;

е = 0,021 м - эксцентриситет;

n₀ = 90 мин - частота качаний конуса;

В = 250 мм - ширина разгрузочного отверстия;

k - поправочный коэффициент на:

- содержание крупных классов в питании k_β= 0,97;

- тип дробилки k₁ = 0,6;

- крепость руды k_f = 1;

- влажность k_ω = 1;

Определяем производительность дробилки ККД 1500/200 ГБП

Q = 2312, 71 т/ч,

отсюда определяем массовую производительность дробилки

QA- S ∙ Q - 2, 1∙ 2312,71 - 4856,69 т/ч

где В - 2,1 т/м - насыпная плотность.

Определяем число дробило

= Q/Q_др= 8670 / 4856,69 - 1,785,

т.е. N - 2 дробилки ККД

Коэффициент использования дробилок

К = Q_общ / Q_д∙N (3.6)

K = 8670 / 4856,69 ∙ 2 = 0,89

Из расчетов видно, что существующая ДСФ позволит осуществлять поступление дробленой руды в нужном количестве как на 2 существующие обогатительные фабрики, так и на проектируемую.

Дробленая руда -350 +0 мм поступает в бункера силосного типа, которые рассчитаны на 30 часовой запас руды (всего 30 бункеров)[18].

.6.1 Выбор и расчёт технологического оборудования операций измельчения

Для проектируемого варианта принимаем к расчёту мельницы с разгрузкой через решётку рудногалечного и самоизмельчения. Степень заполнения мельниц типа ММС поддерживается на уровне 40 - 47 % от объёма барабана, что обеспечивает максимальную производительность[18]. Для проектируемой фабрики рассчитываем производительность мельницы мокрого самоизмельчения ММС 90∙30 Б, которая имеет следующие параметры:= 160 м - внутренний рабочий объём барабана;

t = 0, 12 м - толщина футеровки;

D = 9, 0 м - внутренний диаметр барабана.

Производительность мельницы рассчитываем по формуле:

Q = q∙V/в₂-в₁, (3.7)

где Q - часовая производительность по руде, т/ч;

q - удельная нагрузка по исходному питанию, т/(м∙ч);- рабочий объем мельницы, м;

в₁ и в₂:- содержание расчетного класса крупности соответственно в исходном питании и в конечном продукте измельчения.

q= q_э∙k_и∙k_к∙k_β∙k₀∙k_T∙k_ψ∙k_δ_и∙k_φ, (3.8)

где q_э - удельная производительность эталонной мельницы по эталонной руде;

к - коэффициенты учитывающие (доли ед.):

измельчаемость руды, k_и = 3,97;

крупность исходного питания, k_к = 0.92;

содержание расчетного класса крупности в готовом продукте, k_β = 0,68;

диаметр мельницы, k_d = 1,71;

тип мельницы, k_т =1;

заполнение мельницы измельчающей средой, k_φ =- 1,15;

относительную частоту вращения барабана мельницы, k_ψ = 0,95;

плотность измельчающей среды, k_δ_и = 1.

Учитывая все поправочные коэффициенты, а также промышленные значения удельной производительности работы мельницы ММС определяем удельную производительность по классу -0,074 мм (в₂ = 0,72 и в₁ = 0,03):

q = 1,111 т/(м∙ч)

Q = q ∙V / в₂ - в₁ = 257, 6 т/ч.

По рассчитанной производительности определяем необходимое число мельниц для обеспечения заданной производительности

Q₃ = 506, 4 т/ч:

n = 506, 4 / 257, 6 = 1,968, т.е. 2 мельницы ММС 90∙30 Б.

Сравнительная характеристика мельниц самоизмельчения представлена в таблице 3.10

Таблица 3.10 Сравнительная характеристика мельниц мокрого самоизмельчения

ТТип, размер мельницы	МММС 90∙30 Б	МММС 90∙35	МММС 70∙60
ВВнутренний диметр барабана, мм	99000	99000	77000
ДДлина барабана, мм	33000	33500	66000
РРабочий объем барабана, м³	1180	1196	2100
ЧЧастота вращения барабана, мин^-1	111,5	111,5	113
ММаксимальный размер загружаемых кусков, мм	6600	4400
ММасса мельницы, т	7722,5	7755	7700
ММощность двигателя, кВт	44000	44000	44000

Аналогичный расчет производим для мельниц рудногалечного измельчения типа МРГ II стадии измельчения.

Степень заполнения мельниц типа МРГ поддерживается на уровне 48 - 50 % от объёма барабана, что обеспечивает максимальную производительность. Производительность рудногалечных мельниц меньше, чем шаровых, в связи с чем оптимальная циркулирующая нагрузка больше и составляет порядка 200 -250 %. при измельчении железистых кварцитов до 92 - 98 % класса -0,074 мм. Для проектируемой фабрики рассчитываем производительность мельницы мокрого самоизмельчения МРГ 55∙75 А, которая имеет следующие параметры:

V = 160 м³ - внутренний рабочий объем барабана;

t = 0,12 м - толщина футеровки;

D = 5,5 м - внутренний диаметр барабана;

наибольший размер мелющих тел - 100 - 150 мм. Производительность мельницы рассчитываем по формуле:

Q = q ∙ V / в₂ - в₁(3.9)

где Q - часовая производительность по руде, т/ч;

q - удельная нагрузка по исходному питанию, т/(м³∙ч);- рабочий объём мельницы, м;

в₂ и в₁ - содержание расчетного класса крупности соответственно в исходном питании и в конечном продукте измельчения.

q= q_э∙k_и∙k_к∙k_β∙k_D∙k_T∙k_ψ∙k_δ_и∙k_φ, (3.10)

где q₃ - удельная производительность эталонной мельницы по эталонной руде;

к - коэффициенты учитывающие (доли ед.):

измельчаемость руды, k_и = 3,97;

крупность исходного питания, k_к = 1,05;

содержание расчетного класса крупности в готовом продукте, k_β = 0,89;

диаметр мельницы, k_D = 1,38;

тип мельницы, k_T =1;

заполнение мельницы измельчающей средой, k_φ =- 0,97;

относительную частоту вращения барабана мельницы, k_ψ = 1;

плотность измельчающей среды, k_δ_и = 1.

Учитывая все поправочные коэффициенты, а также промышленные значения удельной производительности работы мельницы МРГ определяем удельную производительность по классу - 0,074 мм (в₂ = 0.85 и в₁ = 0,72):

Сравниваем мельницы МРГ 5,5∙7,5 А и МРГ 4∙7,5

) МРГ 5,5∙7,5 А

q = 0,31т/(м³∙ч)

Q = q ∙ V / в₂ - в₁ = 0, 31 ∙ 160 / 0, 85 -0, 72 = 381, 54 т/ч.

) МРГ 4∙7, 5

q = 0, 29 т/(м³∙ч)

Q = q ∙ V / в₂ - в₁ = 0,29 ∙ 83 / 0,85 -0,72 = 185,15 т/ч.

По рассчитанным производительностям определяем необходимое число мельниц для обеспечения заданной производительности

Q = 378, 8 т/ч:

МРГ 5,5∙7,5 А

n = 378, 8 /381, 54 = 0, 98, т.е. 1 мельница МРГ 5,5∙7,5 А.

МРГ 4∙7,5

n = 378, 8 / 185, 15 -2, 1, т.е. 3 мельницы МРГ 4∙7,5.

К установке принимаем одну мельницу МРГ 5,5∙7,5 А.

Таблица 3.11 Сравнительная характеристика мельниц рудногалечного измельчения

Тип, размер мельницы	МРГ 55∙75 А	МРГ 40∙75
Внутренний диметр барабана, мм	5500	4000
Длина барабана, мм	7500	7500
Рабочий объем барабана, м³	160	83
Частота вращения барабана, мин^-1	13,6	17,4
Максимальный размер загружаемых кусков, мм	-	-
Масса мельницы, т	650	310
Мощность двигателя, кВт	3200	1600

Аналогичный расчет производим для мельниц рудногалечного измельчения типа МРГ ΙΙΙ стадии измельчения.

Степень заполнения мельниц типа МРГ поддерживается на уровне 48 - 50% от объема барабана, что обеспечивает максимальную производительность. Производительность рудногалечных мельниц, чем шаровых, в связи с чем оптимальная циркулирующая нагрузка больше и составляет порядка 200- 250%. При измельчении железистых кварцитов до 92- 98% класса - 0, 074 мм. Для проектируемой фабрики рассчитываем производительность мельницы мокрого самоизмельчения МРГ 55*75 А, которая имеет следующие параметры:

V = 160 м³ - внутренний рабочий объем барабана;

t = 0, 12 м - толщина футеровки;

D = 5,5 м - внутренний диаметр барабана;

наибольший размер мелющих тел - 100 - 150 мм.

Производительность мельницы рассчитываем по формуле:

Q = q ∙ V/ в₂-в₁, (3.11)

где Q - часовая производительность по руде, т/ч;

q - удельная нагрузка по исходному питанию, т/(м³∙ч);

q= q_э∙k_и∙k_к∙k_β∙k_D∙k_T∙k_ψ∙k_δ_и∙k_φ, (3.12)

где q_э - удельная производительность эталонной мельницы по эталонной руде;

k - коэффициенты учитывающие (доли ед.):

измельчаемость руды, k_и = 3,97;

крупность исходного питания, k_к = 1,09;

содержание расчетного класса крупности в готовом продукте, k_β = 0,91;

диаметр мельницы, k_D = 1,32;

тип мельницы, k_T =1;

заполнение мельницы измельчающей средой, k_ψ = 0,97;

относительную частоту вращения барабана мельницы, k_φ = 1;

плотность измельчающей среды, k_δ_и = 1.

Сравниваем мельницы МРГ 5,5∙7,5 А и МРГ 4∙7,5:

) МРГ 5,5∙7,5 А

q = 0,286 т/(м³∙ч)

Q = q ∙ V / в₂ - в₁ = 0,286 ∙ 160 / 0,98 -0,85 = 352 т/ч.

) МРГ 4∙7,5

q = 0,266 т/(м³∙ч)

Q = q ∙ V / в₂ - в₁ = 0,266 ∙ 83 / 0,98 -0,85 = 169,8 т/ч.

По рассчитанным производительностям определяем необходимое число мельниц для обеспечения заданной производительности.

Q_p = 344 т/ч:

МРГ 5,5∙7,5 А

n - 344 / 352 = 0.977, т.е. 1 мельница МРГ 5,5∙7,5 А.

МРГ 4∙7,5

n = 344 / 169,8 -2.1, т.е. 3 мельницы МРГ 4∙7,5.

К установке принимаем одну мельницу МРГ 5,5∙7,5 А.

.6.2 Выбор и расчёт оборудования классификации

После операций измельчения необходимо классифицировать материал по крупности, поэтому на мельницы ММС и МРГ устанавливаются соответственно 3-х и 2-х продуктовые бутары. Трёх продуктовая бутара выделяет 3 класса крупности: +20 мм (галя), -20 +8 мм (скрап) и класс -8 мм. Двухпродуктовая бутара выделяет 2 класса крупности: +10 мм (скрап) и -10 мм. Бутары подбираем в соответствии с производительностью мельниц. Мельницы всех стадий измельчения работают в замкнутом цикле измельчения со спиральными классификаторами, применение которых объясняется тем, что необходимо классифицировать достаточно крупный материал. Выбранный к установке классификатор должен обеспечивать требуемую производительность по сливу и пескам, поэтому рассчитываем одно- и двухспиральный классификаторы с непогруженной спиралью типа КСН. Для сопряжения с крупноразмерными мельницами самоизмельчения и рудногалечными разработаны и применятся одно- и двухспиральные классификаторы Иркутского завода тяжелого машиностроения имени В.В. Куйбышева с длинной ванны 17200 мм - 1КСН 3,0∙17,2 и 2КСН 3,0∙17,2, которые показали высокие технологические показатели разделения материала[18].

Рассчитаем производительность классификаторов:

производительность по сливу

Q = 4,56 ∙ m ∙ k_β∙ k_δ∙ k_c ∙ k_α ∙ D^1,765; (3.13)

производительность по пескам

Q = 5,45 ∙ m ∙ D³ ∙ n ∙ (5/ 2,7) ∙ k , (3.14)

где k - коэффициент учитывающий:

крупность слива;

плотность классифицируемого материала;

угол наклона днищ классификатора;

требуемую плотность слива;

m - число спиралей;

n - частота вращения спиралей;

D - диаметр спирали;

δ - плотность классифицируемого материала.

Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц I стадии измельчения:

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 183,5 240,00

содержание твёрдого, в % 45,60 85,00

разжижение, R 1,18 0,14

) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:

крупность слива, k_β- 1,16;

плотность классифицируемого материала, k_р = 1,3;

угол наклона днища классификатора, k_а= 0,94;

заданную плотность слива, k_с = 1,02.

) Определяем диаметр спиралей классификаторов:

односпиральный

D^1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ k_β∙ k_δ∙ k_с ∙ k_а = 183,6 / 4,56 ∙ 1 ∙ 1,16 ∙ 1,3 ∙ 1,02∙ 0,94 = 27,85

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

двухспиральный

D^1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ k_β ∙ k_δ ∙ k_с ∙ k_а = 183,6 / 4,56 ∙ 2 ∙ 1,16∙ 1,3∙ 1,02∙ 0,94 = 13,92

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97).

) Производительность классификаторов по сливу:

односпирального:

Q₁ = 4,56∙ m ∙ k_β ∙ k_δ∙ k_с ∙ k_а∙ D^1,765 = 4,56∙1∙1,16∙1,3∙1,02∙0,94∙6,97 = 45,95 т/ч

двухспирального:

Q₂ = 4,56 ∙ m ∙ k_β ∙ k_δ∙ k_с ∙ k_а∙ D^1,765 = 4,56∙2∙1,16∙1,3∙1,02∙0,94∙6,97 = 91,9 т/ч

Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:

односпиральных

= Q₃/ Q₁ = 183,6 / 45,95 = 3,995 = 4;

двухспиральных

= Q₃/ Q₂= 183,6 / 91,9 = 1,998 = 2.

) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 2КСН 3,0 ∙ 17, 2.

) Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора п = 1,5 мин.:

Q = 5,45 ∙ m ∙ D³ ∙n ∙(8/ 2,7) ∙ к_α = 5,45 ∙ 2 ∙ 27 ∙ 1,5 ∙ 1,3 ∙ 0,94 = 539,45 т/ч.

Таким образом, даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность[18].

Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц II стадии измельчения:

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 330,6, 40,00

содержание твёрдого, % 45,00 87,00

разжижение, R 1,22 0,20

) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:

крупность слива, k_β= 2,37;

плотность классифицируемого материала, k_р = 1,3;

угол наклона днища классификатора, k_а= 0,94;

заданную плотность слива, k_с= 0,82.

) Определяем диаметр спиралей классификаторов:

односпиральный

D^1,765= Q / 4,56 ∙ m ∙ k_p∙ k₈∙ k_c ∙ k_a = 330,6 / 4,56 ∙ 1 ∙ 2,37 ∙1,3 ∙1,02 ∙ 0,94 = 30,52

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

двухспиральный

D^1,765= Q / 4,56 ∙ m ∙ k_p∙ k₈∙ k_c ∙ k_a = 330,6 / 4,56 ∙ 2 ∙ 2,37 ∙ 1,3 ∙ 0,94∙ 0,82 =15,26

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6.97).

) Производительность классификаторов по сливу:

односпирального:

Q₁ = 4,56 ∙ m ∙ k_p∙ k₈∙ k_c ∙ k_a ∙ D^1,765 = 4,56∙1∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙ 4,64 = 350,23 т/ч

двухспирального:

Q₂ = 4,56∙ m∙ k_p∙ k₈∙ k_c∙ k_a∙ D^1,765 = 4,56∙2∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙6,97∙4,64 = 700,46 т/ч

Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:

односпиральных

= Q₃/ Q₁ = 330,6 / 350,23 = 0,94 = 1;

двухспиральных

= Q₃/ Q₂= 330,6 / 700,46 = 0,47 = 1.

) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 1КСН 3,0∙17, 2.

). Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора n = 1,5 мин.:

Q = 5,45 ∙ m ∙ D³ ∙ n ∙ (5/ 2,7) ∙ k_α= 5,45 ∙ 1 ∙ 27 ∙ 1,5 ∙ 1,3∙ 0,94 = 269,72 т/ч.

Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц III стадии измельчения:

cлив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 40,00 295,8

содержание твердого, % 45,00 80,00

разжижение, R 1,22 0,30

) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:

крупность слива, k_β= 2,37;

плотность классифицируемого материала, k_р = 1,3;

угол наклона днища классификатора, k_α= 0,94;

заданную плотность слива, k_с= 0,82.

) Определяем диаметр спиралей классификаторов:

односпиральный

D^1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ k_β∙ k_δ∙ k_с ∙ k_α = 295,8 / 4,56 ∙ 1 ∙ 2,37∙ 1,3∙ 0,82 ∙ 0,94 = 27,31

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

двухспиральный

D^1,765 = Q / 4, 56 ∙ m ∙ k_β∙ k_δ∙ k_с ∙ k_α = 295,87 4,56 ∙ 2 ∙ 2,37∙ 1,3 ∙ 0,94∙ 0,82 = 13.66

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

) Производительность классификаторов по сливу:

односпирального

Q₁ = 4,56 ∙ m ∙ k_β∙ k_δ ∙ k_с ∙ k_α∙ D^1,765 = 4,56∙1∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙4,64 = 350,23 т/ч

двухспирального:

Q₂ = 4,56 ∙ m ∙ k_β∙ k_δ ∙ k_с ∙ k_α∙ D^1,765 = 4,56∙2∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙6,97∙4,64 = 700,46 т/ч

Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:

односпиральных

= Q₃/ Q, = 295,8 / 350,23 = 0,84 = 1;

двухспиральных

= Q₃/ Q₂= 295,8 / 700,46 = 0,42 = 1.

) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 1КСН 3,0∙17, 2.

Q = 5,45 ∙ m ∙ D³ ∙ n ∙ (5/ 2,7)∙ k_α= 5,45∙ 1 ∙ 27 ∙ 1,5 ∙ 1,3 ∙ 0,94 = 269,72 т/ч.

Сравнительная характеристика классификаторов представлена в таблице 3.12

Таблица 3.12 Сравнительная характеристика классификаторов

Параметры	1-КСН-24А	1-КСН-3,0*17,3	2-КСН-3,0*17,2
Диаметр спирали, мм	2400	3000	3000
Длина спирали, мм	13400	13400	12500
Количество спиралей	1	1	2
Частота вращения вала спирали, мин-1	3,6	1,5	3,0
Угол установки, град.	17	18,5	18,5
Мощность эл. двигателя привода спирали, кВт.	22,0	30,0	40,0
Масса, т.	39,0	42,0	70,0

При выборе и расчете гидроциклонов следует стремиться к установке таких аппаратов, которые обеспечивали получение слива крупностью 85- 98% класса - 0,074 мм[8].

Рассчитаем гидроциклоны для операции классификации перед II стадией измельчения и III стадией магнитной сепарации.

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 96,60 322,40

содержание твёрдого, % 16,90 65,00

разжижение, R 5,14 0,54

) Определяем номинальную крупность слива: в 85 % класса -0,074 мм, d = 125 мкм.

) Выбираем предварительно гидроциклоны. Заданным условиям d_н ⁼125 мкм и V = 790,11 м/ч отвечают гидроциклоны ГЦ-500 и ГЦ-360.

) Определяем ориентировочные производительности гидроциклонов: ГЦ-360 (D = 360 мм)

диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

угол конуса,α= 20 (k_α = 1,0);

диаметр сливного отверстия, d_c = 115 мм;

эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 90 мм; ГЦ-500 (D - 500 мм)

диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

угол конуса,α = 20 (k_α = 1,0);

диаметр сливного отверстия, d_c = 160 мм;

эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 130 мм;

) Принимаем условно давление на входе 0,1 МПа (1 кгс/см) определяем

производительности гидроциклонов:

V = P₀∙3∙k_α∙k_D∙dэ∙A, (3.15)

где к - поправка на:

k_α - угол конусности гидроциклона;

k_D - диаметр гидроциклона;

dэ - эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм;

Ро - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Для ГЦ-360 (k = 1,06)

V = P_o∙3∙k_α∙k_D∙dэ∙A = 0,l ∙ 3 ∙ 1,0∙ 1,06∙ 9∙ 11,5 = 104,08 м³/ч,

следовательно для обеспечения заданной производительности необходимо

= 790,11/104,08 = 7,59 , т. е. 8 гидроциклонов ГЦ-360.

Для ГЦ-500 (к =1.0)

= Р₀∙ 3 ∙ k_α∙ k_D∙ dэ ∙ А = 0,1 ∙ 3 ∙ 1,0 ∙ 1,0 ∙ 13 ∙ 16 = 197,34 м³/ч,

следовательно для обеспечения заданной производительности необходимо

= 790,11/197,34 = 4,51 , т. е. 5 гидроциклонов ГЦ-500.

Принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-500 (D = 500) и проверяем нагрузку по пескам при диаметре насадка = 7,5 мм:

q = Q_п/ S_п(3.16)

где Q_п - производительность по пескам, т/ч;

S_п - площадь пескового отверстия, см.

Проверяем нагрузку по пескам:

q = Q_п / S_п = Q_п / П ∙ R = 322, 4 / 3,14 ∙ 7,5 = 1,83 т/(ч∙см)

Эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5 - 2,5т/(ч∙см)) и можно принять насадок диаметром 7,5 см.

) Определяем достаточное давление пульпы на входе в гидроциклон:

P = V²/(3∙k_α∙k_b∙d_э∙d_c)² = (790,11/5)²/(3∙ 1 ∙ 1 ∙ 13 16)² = 0,064

При данном давлении производительность гидроциклона будет меньше, поэтому

= 0,064 ∙3∙1∙1∙13∙16 = 157,86 м³/ч, отсюда получаем N = 6 гидроциклонов ГЦ-500

1) Проверим крупность номинального зерна в сливе гидроциклона:

dн= 1,5 ∙ V((D ∙ d ∙в)/(А ∙ k_d∙ Ро ∙ (δ-1))) = 121 мкм

Крупность номинального зерна в сливе соответствует заданной крупности 125 мкм и, следовательно, можно принять гидроциклон ГЦ-500 диаметром 500 мм в количестве 6 единиц.

Гидроциклоны для операции классификации перед III стадией измельчения и V стадией магнитной сепарации рассчитывается аналогичным образом.

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 287,60 86,00

содержание твердого, % 11,00 65,00

разжижение, R 8,10 0,54

) Определяем номинальную крупность слива: в 98 % класса -0,074 мм, d = 94 мкм.

) Выбираем предварительно гидроциклоны. Заданным условиям d_н = 94 мкм и V = 958,55 м/ч отвечают гидроциклоны ГЦ-500 и ГЦ-360.

) Определяем ориентировочные производительности гидроциклонов:

ГЦ-360 (D = 360 мм)

диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

угол конуса,α= 20 (k_α = 1,0);

диаметр сливного отверстия, d_c = 115 мм;

эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 90 мм;

ГЦ-500 (D - 500 мм)

диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

угол конуса,α = 20 (k_α = 1,0);

диаметр сливного отверстия, d_c = 160 мм;

эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 130 мм;

Принимаем условно давление на входе 0,1 МПа (1 кгс/см) определяем

производительности гидроциклонов:

V = P₀∙3∙k_a∙k_D∙d_э∙ А, (3.17)

где k - поправка на:

k_α - угол конусности гидроциклона;

k_D - диаметр гидроциклона;

d_э - эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм;

Р₀ - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Для ГЦ-360 (k = 1,06)

V = P_o∙3∙k_α∙k_D∙d_э∙A = 0,l ∙ 3 ∙ 1,0 ∙ 1,06 ∙ 9 ∙ 11,5 = 104,08 м³/ч,

следовательно, для обеспечения заданной производительности необходимо

= 958,55/104,08 = 9,21 , т. е. 10 гидроциклонов ГЦ-360.

Для ГЦ-500 k = 1,0

V = P₀∙ 3∙ k_α∙ k_D∙ d_э∙ А = 0,1 ∙ 3 ∙ 1,0 ∙ 1,0 ∙ 13∙ 16= 197,34 м³/ч,

следовательно, для обеспечения заданной производительности необходимо

= 958,55/197,34 = 4,86 , т. е. 5 гидроциклонов ГЦ-500.

) Принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-500 (D = 500) и проверяем нагрузку по пескам при диаметре насадка = 8,0 мм:

q = Q_п / S_п(3.18)

где Q_п - производительность по пескам, т/ч;

S_п- площадь пескового отверстия, см.

Проверяем нагрузку по пескам:

q = Q_п / S_п = Q_п / П ∙ R = 287,6 / 3,14 ∙ 8,0 = 1,43 т/(ч∙см)

Эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5 - 2,5т/(ч∙см)) и можно принять насадок диаметром 8,0 см .

) Определяем достаточное давление пульпы на входе в гидроциклон:

P = V²/(3 ∙ k_α ∙ k_b ∙ d_э∙ d_c)² = (958,55/5)²/(3 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 13 16)² = 0,094 МПа

При данном давлении производительность гидроциклона будет меньше, поэтому

= 0,094 ∙ 3 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 13 ∙ 16 = 191,31 м³/ч , отсюда получаем N = 6 гидроциклонов ГЦ-500.

2) Проверим крупность номинального зерна в сливе гидроциклона:

d_н= 1,5 ∙ V((D ∙ d ∙в)/(А ∙ k_α ∙ Р₀ ∙ (δ-1))) = 94 мкм

Крупность номинального зерна в сливе соответствует заданной крупности 94 мкм и, следовательно, можно принять гидроциклон ГЦ-500 с диаметром 500 мм в количестве 6 единиц[18].

Сравнительная характеристика гидроциклонов представлена в таблице 3.13

Таблица 3.13 Сравнительная характеристика гидроциклонов

Параметры	ГЦ 500	ГЦ 710
Диаметр гидроциклона	500	710	1000
Угол конусности α, градус	20	20	20
Средняя производительность, при P₀ = 0,1 МПа, Vn, м³/ч	100-300	200-500	360-1000
^{Крупность слива}^d_н, мм	50-200	60-250	70-280
^{Стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм}	130	150	210
^{Стандартный диаметр сливного патрубка,}^d^{, мм}	160	200	250
^{Диаметр пескового насадка, мм}	48-150	48-200	75-250

.6.3 Выбор и расчёт аппаратов обесшламливания и сгущения

Широкое использование на обогатительных фабриках по обогащению железных руд для операций обесшламливания получили магнитные дешламаторы[8]. Производительность дешламаторов по обесшламливанию легко-шламирующегося материала рассчитывается по удельной производительности. К установке принимаем магнитный дешламатор МД-9.

Для обесшламливания слива гидроциклонов I стадии классификации принимаем к установке 1 дешламатор МД-9:

удельная производительность q = 2,05 т/ м³∙ч;

производительность Q = 121,67 т/ч;

содержание твёрдого в обесшламленном продукте 60 - 70 %;

Общая производительность по операции Q = 96, 6 т/ч

Для обесшламливания слива гидроциклонов II стадии классификации принимаем к установке 1 дешламатор МД-9:

удельная производительность q = 189 т/ м³∙ ч;

производительность Q = 112,17 т/ч;

содержание твёрдого в обесшламленном продукте 60 -70 %.

Общая производительность по операции Q = 86,0 т/ч.

Сравнительная характеристика магнитных дешламаторов представлена в таблице 3.14

Таблица 3.14 Сравнительная характеристика магнитных дешламаторов

Варианты	Удельная производительность, т/м³·ч	Общая площадь дешламаци, м³	Площадь осаждения, м²	Число дешламаторов, шт.
МД-5	2.8	373.2	19.8	19
МД-9	2.8	373.2	63.8	6
МД-12	2.8	373.2	113	4

Выбираем и расчитываем технологическое оборудование для сгущения.

Сгущение концентрата:

рассчитываем площадь сгущения S и число сгустителей n:

S = Q/(q∙k), (3.19)

где Q - нагрузка по твёрдому в продукте, т/сут.;

q - удельная производительность, т/м∙ ч;

k - коэффициент использования поверхности осаждения,

n = S / Sc,

где Sc - площадь зеркала сгустителя, м.

Q = 9456 т/сут, принимаем q = 4,4 т/м∙ сут.

Площадь сгущения :

S = Q / (q∙ к) = 9456 / (4,4 ∙ 0,8) = 2686,36 м².

Число сгустителей (принимаем сгуститель Ц-30 (D = 30 м, площадь сгущения - 700 м )):

n = S/ Sc = 2686, 36/ 700 = 3,84, т.е. 4 сгустителя Ц-30.

Сгущение хвостов:

рассчитываем площадь сгущения S и число сгустителей n:

S = Q/(q∙k),

где Q- нагрузка по твёрдому в продукте, т/сут.;

q - удельная производительность, т/м∙ ч;

k - коэффициент использования поверхности осаждения.

n = S/Sc,

где S - площадь зеркала сгустителя, м².

Q = 14544 т/сут, принимаем q = 0, 8 т/м сут.

Площадь сгущения :

S = Q / (q∙ k) = 14544 / (0,8 ∙ 0,8) = 2725 м²

Число сгустителей (принимаем сгуститель Ц-100 (D -100 м , площадь сгущения = 7850 м )):

n = S / So = 22725 / 7850 = 2, 89, т.е. 3 сгустителя Ц-100.

Таким образом, принимаем к установке 4 сгустителя Ц-30 для сгущения концентрата и 3 сгустителя Ц-100 для сгущения хвостов[18].

Основные параметры сгустителей показаны в таблице 2.10.

Таблица 3.15 Основные параметры цилиндрических (радиальных) сгустителей Ц-30 и Ц-100

Сгуститель	Марка	Диаметр чана, м	Площадь сгущения, м²	Глубина чана в центре, м
С центральным приводом, одноярусные	Ц-30	30	700	4,0
	Ц-100	100	7850	7,5

.6.4 Выбор и расчет оборудования для магнитной сепарации

Вследствие того, что на стадии магнитной сепарации поступает слив классификаторов и гидроцклонов с содержанием 70-98 % класса -0,074 мм, то необходимо применение полупротивоточных магнитных сепараторов типа ПБМ-ПП-120/300[1,18].

Основные параметры сепаратора ПБМ-ПП-120/300:

размер барабана, D х L, мм 1200 х 3000;

крупность обогащаемой руды, мм 20- 0;

напряженность поля на поверхности барабана при системе из ферритобариевых магнитов, кА/м 111 -135;

частота вращения барабана, мин^-1 19.

Производительность барабанных сепараторов для мокрой магнитной сепарации определяется выражением:

Q = q∙ n∙ (L- 0,1), (3.20)

где Q - производительность сепаратора по сухому исходному питанию,т/ч;

q - удельная нагрузка, т/(м ∙ч);

n - число головных барабанов в сепараторе;

L - длина каждого барабана.стадия магнитной сепарации: крупность 72% класса - 0,074 мм; содержание твердого в питании - 45%; содержание магнитной фракции - 80%; удельная нагрузка q - 44,16 т/(м*ч); сепарация осуществляется в три приёма, значит п - 3,

L = 3 м, q = 44,16 т/(м∙ ч) или q - 8, 81 т/м³∙ч

Q = 8, 81 ∙ 3 ∙ (3 - 0,1) = 6,8 ∙ 3 ∙ 2,9 = 76,65 т/ч;= Q₃/Q = 303,6/ 55,39 = 5,97 =6 сепараторов ПБМ-ПП-120/300

стадия магнитной сепарации: крупность 85% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 40%; содержание магнитной фракции - 80%; удельная нагрузка q - 19.10 т/(м∙ч);

= 5, 97 = 6 сепараторов ПБМ-ПП-120/300

III стадия магнитной сепарации: крупность 85% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 35%; содержание магнитной фракции - 85%; удельная нагрузка q = 9.09 т/(м∙ч);

= 1,64 = 2 сепаратора ПБМ-ПП-180/300

IV стадия магнитной сепарации: крупность 95% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 40%; содержание магнитной фракции -90%; удельная нагрузка q - 18, 64 т/(м∙ч);

= 5,47 - 6 сепараторов ПБМ-ПП-120/300

стадия магнитной сепарации: крупность 98% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 35%; содержание магнитной фракции - 95%; удельная нагрузка q - 8,68 т/(м∙ч); сепарация осуществляется в два приёма, поэтому п - 2, L - 3 м,

Q = 8, 68 ∙ 2 ∙ (3 - 0,1) = 50,34 т/ч, принимаем= 1,63 = 2 сепаратора ПБМ-ПП-120/300.

Сравнительная характеристика магнитных сепараторов представлена в таблице 3.16

Таблица 3.16 Сравнительная характеристика магнитных сепараторов для мокрого обогащения

Параметры	ПБМ-П-120/300	ПБМ-ПП-120/300	ПБМ-150/400
Размеры барабана, мм Диаметр Длина	1200 3000	1200 3000	1500 4000
Напряженность поля на поверхности барабана, кА/м	111-135	111-135	127
Крупность обогащаемой руды, мм	4-0	0,2-0	15
Производительность, т/ч	200-300	50-100	-

Таблица. Результаты расчета оборудования

№	Наименование аппарата	Тип аппарата	Число единиц
1	Конусная дробилка	ККД 1500/120 ГВП	2
2	Мельница мокрого самоизмельчения	ММС 90*30 Б	2
3	Мельница рудногалечного измельчения	МРГ 5,5*7,5 А	2
4	Классификатор спиральный	2КСН 3,0*17,2	2
5	Классификатор спиральный	1КСН 3,0*17,2	4
6	Гидроциклон конусный	ГЦ - 500	12
7	Дешламатор магнитный	МД - 9	1
8	Сгуститель радиальный	Ц - 30	4
9	Сгуститель радиальный	Ц - 100	3
11	Сепаратор магнитный	ПБМ-ПП-120/300	22

.7 Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса

кварцит сепарация обогащение хвост

3.7.1 Контролируемые параметры технологии обогащения железных руд Лебединского месторождения

Для улучшения качества сырья и готовой продукции на обогатительной фабрике систематически необходимо контролировать следующие параметры:

массу сырой руды, поступающей на обогащение;

массовую долю железа в исходной руде, концентрате и хвостах;

плотность и содержание класса - 0,074 мм слива гидроциклонов;

заполнение мельниц ММС 90хЗОБ и МРГ 55х75А;

плотность слива классификаторов КСНI стадии измельчения;

соотношение Т: Ж в мельницах ММС 90x3ОБ;

количество" скрапа" с классификатора мельниц МРГ55х75А;

массу "гали" возврата мельниц МРГ;

напряженность магнитного поля сепараторов ПБМ;

частота вращения барабанов сепараторов[17].

3.7.2 Опробование технологического процесса

В связи с тем, что необходимо систематически контролировать технологические параметры обогащения на обогатительной фабрике следует проводить опробование и контроль.

Место и частота опробования необходимо осуществлять в соответствии с картой сменного опробования, утверждённой главным инженером обогатительной фабрики.

Для отбора проб концентрата применяются автоматические пробоотборники типа ГТЩ-30. Периодичность отбора пробы составляет 15 минут, масса пробы - 180 г. Отвальные хвосты фабрики опробуются из общего хвостового лотка щелевым автоматическим пробоотборником. Периодичность отбора пробы составляет 15 минут[17].

.7.3 Автоматизация и контроль технологического процесса

Для обеспечения стабильности и повышения надежности в эксплуатации оборудования, а также увеличения производительности механизмов, необходимо осуществлять автоматический контроль и регулирование технологических процессов. В связи с чем, на обогатительных фабриках внедряются автоматизированные системы управления технологическими процессами (АСУТП). Для проектируемой обогатительной фабрики применимы следующие системы автоматизации:

) Система автоматического регулирования загрузкой мельниц МРГ 55х75А. Осуществляется изменением подачи "гали" в мельницу с помощью шибера, установленного на разгрузке ММС, управляемого исполнительным механизмом МЭО-1600.

) Система автоматического заполнения мельниц ММС 90x3ОБ. Выполняется изменением скорости питателя через теристорные преобразователи КТЭ-1111 (КТЭУ-400/100, КТЭС400/100.ТЭ-4).

) Система автоматического регулирования плотности слива классификаторов I стадии измельчения. Осуществляется путём изменения расхода воды на зеркало классификатора радиоизотопными плотномерами ПР 1025мВскП-3.

) Система регулирования соотношения "жидкое-твёрдое". Производится путём изменения подачи воды в мельницу ММС с помощью регулирующего клапана и исполнительного механизма МЭО-250/63.

) Система регулирования уровня пульпы в зумпфах. Осуществляется изменением подачи воды в зумпф с помощью регулирующего клапана и исполнительного механизма МЭО-250/63.

) Система автоматического регулирования количества "скрапа" с классификаторов мельницы МРГ. Производится с помощью регулирующего клапана и МЭО-250/63 путем изменения подачи воды в зумпф.

) Система автоматического контроля за технологическими параметрами:

скорость пластинчатого питателя;

заполнение мельниц ММС 90x3ОБ;

расход воды на мельницу ММС 90x3ОБ;

загрузка мельниц МРГ 55X75А;

плотность слива классификаторов;

плотность слива гидроциклонов;

масса "гали" возврата по конвейерам.

) Система контроля над параметрами:

проток масла;

температуру подшипников мельниц ММС и МРГ;

температуру стартёра электродвигателя СДМЗ мельниц ММС;

забивка течек на конвейере е питателей загрузки мельниц ММС;

расход речной воды;

расход оборотной воды;

расход теплоносителя для отопления корпуса.

Управление оборудованием технологических секций осуществляется дистанционно.

Для телеуправления и телесигнализации на секциях обогатительной фабрики необходимо применить унифицированную агрегатную систему управления поточно-транспортными системами УАС и УПТС, которая способствует повышению производительности секций фабрики. Управление механизмами и оборудованием осуществляется операторами и диспетчерами.

Применение всего комплекса автоматизированных систем позволит стабилизировать процесс обогащения и повысить технологические показатели измельчения, классификации и магнитной сепарации, а также избежать потерь речной и оборотной воды, снизить потребление электроэнергии[17].

.8 Хвостохранилище

.8.1 Технология транспортировки хвостов

Хвостовая пульпа по самотёчному шламопроводу (лотку) предполагается направлять из корпуса обогащения фабрики в распределительную камеру, в которой происходит распределение пульпы по лоткам в сгустители диаметром 100 м. Выделение и отвод фракций свыше 3 мм осуществляется в осадительных камерах, встроенных для этих целей. Осаждённые крупные хвосты предполагается перекачивать насосами 12 ГРК-8 в отстойники шламового хозяйства Лебединского ГОКа. Осветление воды в сгустителях предполагается интенсифицировать обработкой пульпы раствором поли-акриламида ( ПАА). Осветленная вода самотечными лотками поступает в насосные станции оборотного водоснабжения, которые оборудованы:

насосами Д 6300-80;

насосами Д 3200-75;

водоводами (диаметром 1400 мм).

Из насосной станции оборотного водоснабжения осветленная вода возвращается по водоводам в корпус обогащения. Распределение воды будет производиться по секциям через поворотные клапаны на трубы диаметром 800 мм[3,21].

Таблица 3.17 Гранулометрический состав хвостов

Выход фракции, %						Средневзвешенный диаметр, мм
+0,80	+0,40	+0,16	+0,10	+0,07	-0,07
1,09	3,38	6,34	11,14	30,19	47,50	0,19

3.8.2 Краткое описание хвостохранилища

Параметры хвостохранилища определены с учетом производительности фабрики.

Годовой выход хвостов составляет 4 363 375 тонн в год, количество воды в хвостах 6 545 062 м/ч.

По расчетным материалам протяженность хвостохранилища находится в пределах: длина - до 8 км, ширина - до 3 км.

Объем заполнения составит 245 млн. м, площадь зеркала 10 км², заполнение будет происходить до отметки 192,5 м.

Водосбросная площадь в створе плотины 53 км².

С целью снижения фильтрационных потерь в отсеках хвостохранилища в местах выхода на поверхность меловых отложений предусматривается суглинистый экран. Толщина экрана - 1,5 м, защитного слоя из чернозема - 0,35 м[21].

Хвостохранилище включает:

намывную головную плотину;

водосбросные сооружения;

отсечные дамбы для осветленной воды;

насосные станции.

Основные данные по полному профилю проектируемой плотины составляют:

максимальная высота - 56,5 м;

длина - 2886 п. м;

отметка гребня - 195 м;

ширина по гребню - 14,5 м;

ширина по береговой отметке 180 м - 10 м;

максимальная ширина в основании - 463 п. м.

Отсечные дамбы являются гидротехническими сооружениями, от которых зависит стабильность работы обогатительной фабрики[3,17].

.9 Электроснабжение

Электроснабжение корпуса обогащения фабрики будет осуществляться от главной понизительной подстанции 110/6 кВ (ГПП - 5). Для питания потребителей технологических секций предназначены распределительные подстанции РУ 64В, к которым подключаются все высоковольтные электродвигатели и трансформаторы. Электродвигатели мельниц предполагается запускать от частотных преобразователей ПЧВ-6000/380. Питание электрооборудования 380 В, электроосвещение осуществляется от трансформаторных подстанций КТП-10/0,4 кВ[21].

Выводы

Комплекс технических и экономических решений, представленный в технологической части, принят на основании сведений о вещественном составе исходного сырья, результатов исследования сырья на обогатимость и данных о практике обогащения аналогичных руд в нашей стране и за рубежом. Проведены обоснование и расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы, выбрано и рассчитано основное и вспомогательное оборудование.

Рудоподготовка сырья включает в себя 1 стадию крупного дробления в конусных дробилках, 1 стадию мокрого самоизмельчения, 2 стадии измельчения в рудногалечных мельницах.

Основной способ обогащения магнетитовых руд Лебединского месторождения - мокрая магнитная сепарация, включающая 5 стадий с операциями доизмельчения, классификации, обесшламливания.

Предлагаемая технологическая схема позволяет получать концентрат с содержанием железа 68,5% при извлечении 78,34% и хвосты с содержанием железа: общего - 11,5%, магнитного - 2,29% при извлечении 21,64%.

На фабрике предусмотрена автоматизация производственных процессов и определены точки отбора проб для контроля процесса.

Также рассмотрены вопросы тепло-, водо- и воздухоснабжения, система укладки хвостов и организация оборотного водоснабжения.

4. Специальная часть

.1 Теоретические принципы высокоселективной магнитной сепарации

Важнейшей технологической необходимостью обогащения железных руд является полное стадиальное выделение всех готовых продуктов по мере их раскрытия.

Таким образом, главнейшим резервом развития любого горно-обогатительного комбината, перерабатывающего железистые кварциты, является решение проблемы выделения из концентрата первой и последующих стадиях мокрой магнитной сепарации (ММС) продукта, состоящего из магнетита и богатых сростков, т. е. высококачественного концентрата и, как правило, условия раскрытия это позволяют. Решение этой проблемы требует определения эффективных путей управления флокулообразования за счет изменения статических и динамических характеристик внешнего намагничивающего поля в сепараторе, особенно в зоне доводки концентрата.

Основным препятствием, с которым приходится сталкиваться при отделении магнитных частиц от немагнитных при ММС сильномагнитных материалов, является магнитная флокуляция материала, вызванная его наведенной или остаточной намагниченностью.

Магнитная флокуляция - это процесс образования агрегатов из частиц сильномагнитных материалов наведенный внешним магнитным полем или за счет остаточной, собственной магнитной индукции этих частиц. В практике магнитного обогащения решающее значение имеет наведенная магнитная флокуляция, которая возникает в рабочей зоне сепаратора, препятствуя успешному разделению минералов.

Размеры флокулы определяются кулоновскими силами осевого сжатия. В неоднородных полях силы сжатия увеличены за счет градиента поля, поэтому флокулы укорочены. Размеры флокул колеблются от 2 до 1000 диаметров частиц, составляющих флокулы.

Магнитную флокуляцию условно можно рассматривать как взаимодействие магнитных масс частиц на основе магнитного закона Кулона. Полное выражение силы притяжения двух диполей имеет вид:

+ - 2. (4.1)

Для диполей, длина которых существенна, первый член значительно превышает сумму второго и третьего, и последними можно пренебречь.

В случае наведенных масс силу этого взаимодействия можно выразить следующим образом:

, (4.2)

где m₁, m₂ - магнитные массы взаимодействующих частиц или флокул;

r - расстояние между условными точками сосредоточения частиц;

μ₀- магнитная проницаемость среды (в системе СГСМ); для воздуха и воды μ₀≈1;

α - угол между вектором напряженности магнитного поля и линией взаимодействия частиц или флокул.

Эффект селективной флокуляции в сепараторе достигается при постоянном росте и разрушении флокул магнито-механическими воздействиями на их структуру в условиях магнитного поля с амплитудно-частотной модуляцией напряженности. При этом в ядро флокул попадают только чистые магнетитовые зерна и такие богатые флокулы переходят затем в концентрат в процессе сепарации.

При проведении опытов были испытаны магнитные системы с магнитами различной высоты. Наилучшим является соотношение высоты полюсов магнитной системы 1-3-1.

.2 Конструкции магнитных сепараторов

Надежность работы магнитных сепараторов (при прочих равных условиях) характеризуется коэффициентом использования оборудования (КИО), который должен быть не менее 0,9, и коэффициентом корреляции между среднесменным содержанием железа в продуктах сепарации и в продуктах магнитного анализа. Коэффициент корреляции при устойчивой работе сепаратора должен быть не менее 0,9. Надежность сепараторов определяется числом факторов, влияющих на его работу. Так, электромагнитные сепараторы, работающие от постоянного тока, менее надежны и имеют меньший КИО по сравнению с электромагнитными сепараторами, питающимися переменным током, в связи с тем, что их работа зависит не только от наличия электроэнергии в сети переменного тока, но и от состояния преобразователей и пускорегулирующей аппаратуры сети постоянного тока.

Большую роль в повышении надежности работы магнитных сепараторов играет их конструкция и, в частности, конструкция магнитных систем. Например, открытые магнитные системы барабанных сепараторов наиболее надежны, так как магниты находятся внутри барабана и полностью защищены от попадания на них ферромагнитных частиц руды.

При необходимости получения более чистых сильномагнитных концентратов применяют барабанные сепараторы с внутрикамерной циркуляцией магнитной фракции (ПБМ-ПП-ПЦ) и др.

Известны многие конструктивные разработки магнитных сепараторов и среди них: барабанные сепараторы с качающимися и вращающимися магнитными системами с тангенциальным и продольным подводами питания, сепараторы термомагнитные, сепараторы и гидроциклоны со сверхпроводящими обмотками, лабораторные магнитогидростатические сепараторы и промышленные сепараторы-металлоразделители и др.

Одним из наиболее эффективных методов борьбы с отрицательным влиянием флокуляции на процесс разделения при ММС тонкоизмельченных материалов является применение стационарных частотных магнитных полей. За прошедший период было предложено множество различных конструкций магнитных сепараторов с частотными магнитными полями.

Известны конструкции сепараторов с бегущим магнитным полем роторного и статорного типов.

Двухроторный электромагнитный сепаратор (рис. 4.2) разработан ВНИИЦветметом. Конструкции сепараторов роторного типа, несмотря на высокую эффективность не нашли широкого применения из-за большой энерго- и металлоемкости, невысокой производительности и малой надежности.

Электромагнитный сепаратор с бегущим полем статорного типа. Для повышения производительности Т.Е. Владимировым была предложена конструкция электромагнитного сепаратора с вертикально расположенной плоской магнитной системой, создающей бегущее магнитное поле, и вынесенным из зоны сепарации индукционным барабаном.

Известен магнитный сепаратор, рабочая ванна которого выполнена в виде системы наклонных каналов, расположенных по периметру вертикальной вращающейся магнитной системы.

Эффективная сепарация тонкоизмельченных материалов обеспечивается в сепараторе В.И. Кармазина и других с качающейся магнитной системой. Однако, из-за низкой надежности работы механической части пока не нашла широкого применения.

В институте Уралмеханобр совместно с работниками СГОКа разработана и изготовлена экспериментальная модель сепаратора с бегущим магнитным полем, предназначенного для работы в операциях доводки магнетитовых концентратов.

Изучение достоинств и недостатков известных конструкций мокрых магнитных сепараторов с частотными и бегущими магнитными полями позволяет сформулировать следующее:

электромагнитные сепараторы имеют относительно невысокую удельную производительность, высокий удельный расход электроэнергии и низкую надежность работы основных узлов,

для повышения надежности работы, снижения энергоемкости процесса и массы сепаратора в качестве индуктора магнитного поля целесообразно применять магнитные системы с постоянными магнитами,

для увеличения удельной производительности сепаратора магнитная система должна обеспечивать достаточную глубину и длину распространения градиентного магнитного поля, а разгрузочные устройства - обеспечивать быстрый вывод из процесса продуктов разделения, для повышения эффективности разрушения флокул и селективности извлечения частиц необходимо обеспечить достаточно высокую (>20Гц) частоту магнитного поля и создать такие условия, при которых основным критерием разделения была бы магнитная восприимчивость частиц.

.3 Предпосылки для применения операций мокрой магнитной сепарации (ММС) в технологии стадиального выделения конечных продуктов обогащения магнетитовых кварцитов по мере их раскрытия для повышения технологических и экономических показателей обогащения на Лебединском ГОКе

Технология обогащения магнетитовых кварцитов КМА однотипна и предусматривает стадиальное обогащение с последовательным выводом нерудной части в хвосты. Это является отличительной особенностью технологии обогащения магнетитовых руд, поскольку при обогащении большинства полезных ископаемых преследуется цель последовательного выделения рудных минералов в готовые продукты по мере их раскрытия. Стадиальное выделение магнетита в концентрат предъявляет свои требования к оптимизации процесса и, прежде всего, к крупности стадиального измельчения, которая определяет выход хвостов по стадиям обогащения. Существенное влияние на выход хвостов оказывает число перечистных операций, от которых зависит чистота магнитного продукта по содержанию нерудного материала.

Анализируя практику обогащения магнетитовых кварцитов, можно видеть, что результаты магнитного разделения измельченных руд традиционным способом не всегда могут быть признаны удовлетворительными. Особенно низкая селективность разделения имеет место в первых стадиях обогащения. В магнитных продуктах этих стадий содержится 17-25% раскрытой пустой породы. В последующих стадиях ее содержание в таких продуктах снижается, однако даже в концентрате доля вскрытой пустой породы составляет 2-6%. Неизвлекаемая часть пустой породы в концентратах является крупным резервом для повышения качества магнетитовых концентратов.

Традиционные пути повышения качества магнетитовых концентратов - это применение более развитых схем магнитной сепарации в каждой стадии для лучшего выведения пустой породы из магнитного продукта, что неизбежно приводит к увеличению числа аппаратов, задействованных в процессе обогащения. Все это, в конечном счете, приводит к увеличению затрат на переработку руды и повышению себестоимости 1т концентрата.

Выделять же магнетит постадиально в настоящее время невозможно по трем причинам:

. Контрастность магнитных свойств на границе разделения между магнитной рудной смесью и пустой породой выше, чем между магнетитом и сростками, а селективность сепараторов недостаточна.

. В относительно сильном поле рабочей зоны сепаратора существует жесткая магнитная флокуляция частиц магнетита, что вызывает захват бедных сростков и частиц пустой породы в концентрат.

. В процессе измельчения происходит физико-механическая активация материала, что вызывает адгезию частиц кварца, получивших благодаря пьезоэффекту дипольный электрический заряд, на частицах магнетита, обладающих хорошей электропроводностью.

Если первая причина связана с природными свойствами руд и её частично можно устранить, то 2 и 3 причины в основном зависят от режима разделения и конструкции магнитного сепаратора, а именно применяемого повсеместно сепараторов серии ПБМ.

Селективность существующих сепараторов типа ПБМ недостаточна, а жесткая магнитная флокуляция частиц магнетита вызывает захват бедных сростков и частиц пустой породы в концентрат.

Наиболее перспективным решением проблемы повышения качества железорудных концентратов при одновременном снижении себестоимости передела является технология полного стадиального выделения конечных продуктов разделения на основе применения создаваемых магнитных сепараторов с комбинированной амплитудно-частотной модуляцией напряженности магнитного поля.

Мокрая магнитная сепарация измельченных магнетитовых кварцитов на серийных сепараторах типа ПБМ выделяет, как известно, в конечный продукт (хвосты) только немагнитные зерна пустой породы. Причем, если после первой стадии измельчения ММС способна удалять по выходу от исходного (35-40)% хвостов, то после второй - до 15%, а после третьей - и менее 10%. При этом высоки эксплуатационные расходы, в частности электроэнергии, (наиболее энергоемким является измельчение, которое при получении ВКК осуществляют в четыре стадии). Вся рудная смесь (зерна магнетита, богатые и бедные сростки) переходит в магнитный продукт (концентрат), который к тому же захватывает и немагнитные зерна пустой породы за счет магнитной флокуляции сильномагнитных зерен и физико-механической адгезии. Из этого следует, что постадийная скорость роста содержания магнетита в магнитных концентратах невелика и растет только за счет раскрытия сростков магнетита при измельчении, а магнетит переизмельчается и механически транспортируется из стадии в стадию. На каждом таком этапе концентраты обводняются, а снижение содержания твердого в продуктах разделения уменьшает силы магнитной и физической адгезии, повышая селективность сепарации, которая при этом удается уже только на магнитных дешламаторах. Известно, что на 1% повышения качества концентрата при его доводке традиционными методами в ныне действующем варианте технологии теряется до 3% извлечения металла в концентрат, что и неудивительно, так как при измельчении до 40 мкм магнетит теряет 15-20% своих магнитных свойств. Между тем, как это следует из описания исходной руды, уже после первой стадии измельчения в ней более трети измельченного магнетита находятся в виде свободных зерен, т.е. оказываются раскрытыми. Многостадиальное переизмельчение чистого магнетита приводит к образованию монодоменных флоккул, попадающих в концентрат в засоренном виде, что вообще исключает возможность получения суперконцентратов.

В ходе исследований проводилось определение принципиальной технологической возможности получения продукта высокого качества по общему железу из магнитного концентрата первой стадии обогащения. Это было сделано на полупромышленном сухом магнитном центробежном сепараторе 11KL - конструкции Эрки Лаурилла, причем удавалось получать концентраты, содержащие до 69% Fe_общ, при выходе до 15%, что доказало реальную возможность решения поставленной задачи, но само ее решение для ММС оказалось очень не простым.

Многочисленные попытки исследователей создать такие конструкции были положительными в технологическом плане, но экономически не состоятельными, либо неработоспособными или не доведенными до внедрения в промышленных условиях.

В НТЦ МГГУ проводились и продолжаются экспериментально-конструкторские и технологические исследования по созданию высокоселективных магнитных сепараторов способных реализовать получение постадийное получение товарных концентратов по мере раскрытия магнетита. На основе анализа известных научно-технических решений были выбраны следующие возможные подходы:

- управление ростом флокул в условиях перемешивания, когда в их ядро попадают только чистые магнетитовые зерна и такие флокулы переходят затем в концентрат;

- постоянное разрушение флоккул в процессах сепарации;

- разрушение флоккул между процессами сепарации;

- ослабление флокулообразования за счет снижения напряженности внешнего намагничивающего поля в сепараторе;

- очистка магнетитовых флоккул от зерен пустой породы механическими воздействиями на их структуру.

Наиболее перспективным по режиму силового разделения минералов является способ, требующий постоянного разрушения флоккул в самом процессе сепарации.

Практически интересно находить частоту поля, необходимую для разрушения флокулы до размера частиц, ее составляющих. Для линейной частоты ν, которая связана с угловой частотой следующим образом: , получено теоретическое выражение [3]:

(4.3)

а - длина флоккулы, μ_а - магнитная проницаемость, c_а - восприимчивость и d - плотность минерала флоккулы;

c, s ,t - коэффициент неоднородности поля, шаг полюсов и время сепарации.

Расчетный график зависимости а =f(ν) - (1), который хорошо согласуются с экспериментальными данными, полученными перерасчетом скорости движения флокулы по барабану при данной частоте на длину флокулы (2), а также с фотоизмерениями (3).

Эффективность процесса сепарации повышается пропорционально освобождению материала из флокул такое освобождение было бы обратно пропорционально длине если бы у , флокулы при её разрушении уменьшалась только длина.

Однако, сечение тоже уменьшается, хотя и более плавно. В этом случае зависимость = f(a) можно записать приблизительно так: , а зависимость = f(ν) выразится как (1.2).

Этот способ разрушения флоккул хорошо зарекомендовал себя в 21- СВ, 11KL (Лаурилла) и других, сухих центробежных сепараторах, однако его промышленная реализация мокром варианте потребовала не менее пяти лет эспериментально-конструкторских исследований по созданию данного образца такого сепаратора - ВСПБМ - 32.5/20. На этом сепараторе была выполнена большая программа стендовых и промышленных испытаний на МГОКе и ЛГОКе для определения оптимальных значений основных его конструктивно-технологических параметров. В ходе испытаний сепаратора ВСПБМ 32,5/20 с подачей в качестве питания концентрата I стадии ММС (содержание общего железа - 50,8-60,0%) были получены концентраты с содержанием общего железа до 68,5%.

Полученные данные были обработаны с помощью программы «Статистика» и представлены на гистограммах (рис. 4.8 и рис.4.9). Превышение содержания железа общего в концентрате над содержанием железа общего в исходном питании в среднем составило более 10%. Также результаты обрабатывались с помощью программного пакета Surfer и была получено графическая зависимость содержания общего железа в концентрате от частоты вращения барабана и магнитной системы - из которой виден характер движения и разрушения флокул в бегущем магнитном поле барабанного магнитного сепаратора.

На основе этих испытаний был выполнен проект, запатентованный НТЦ МГГУ и ОАО МГОК, нового опытно-промышленного высокоселективного сепаратора ВСПБМ 90/100, который в настоящее время изготавливается Воронежским заводом «Рудгормаш». В конструкции этого сепаратора уже заложены значительные диапазоны регулировки его оптимальных конструктивно-технологических параметров, а большая длина рабочей зоны (угол охвата - 360⁰) повышает его производительность.

.4 Краткое описание сепаратора ВСПБМ-90/100 с вращающейся магнитной системой, предназначенного для стадиального выделения исходной высококачественных магнетитовых концентратов

Задачей полупромышленных испытаний экспериментального образца сепаратора ВСПБМ - 90/100 на обогатительной фабрике ОАО Лебединский ГОК является определение его оптимальных конструктивно-технологических параметров в режиме стадиального выделения магнетитовых продуктов, по содержанию железа близких к концентратам, для выдачи технического задания на проектирование опытно-промышленного образца такого сепаратора. Такими параметрами являются числа оборотов рабочих органов, напряженность магнитного поля, содержание твердого в питании и удельная производительность сепаратора.

Сепаратор ВСПБМ - 90/100 (экспериментальный образец) предназначен для мокрого магнитного обогащения измельченных, сильномагнитных руд с возможностью селективного выделения раскрытых зерен ферромагнитных минералов и получения высококачественных концентратов.

Параметрами режима работы сепаратора ВСПБМ 90/100 являются:

скорость вращения барабана сепаратора;

скорость вращения магнитной системы сепаратора, вращающейся навстречу барабану сепаратора;

удельная производительность сепаратора;

содержание твердого в питании.

Для реализации испытаний двух первых параметров необходимы частотные регуляторы оборотов двигателей приводов барабана и магнитной системы, остальные параметры регулируются стандартными технологическими приемами (задвижки, брызгала и т.д.)

Техническая характеристика сепаратора ВСПБМ - 90/100:

1. Размеры: DxL = 900х1000 мм;

2. Шаг полюсов: 38 мм;

. Количество полюсов: N = πD/s= 3.14·880/38 = 74,4 ≈ 72 штуки.

. Диапазон регулировки скорости барабана: 0 - 2 м/сек или 0 - 42 об/мин

. Диапазон регулировки скорости магнитной системы: 0 - 10 м/сек или 0 -210 об/мин;

. Сечение рабочего пространства S = b ^x h = 960 ^x50 = 4800мм = 0,048м²;

. Производительность: объемная: Q = v ^x s = 2 ^х 0,048 ^х 360 = 345,6м³/час, что при плотности пульпы 20% твердого соответствует ≈ 80 т/час;

. Магниты Nd-Fe-B, элементарная пластинка ВхНхL = 4х25х96(48)мм;

. Полюса содержат две пластинки по высоте (8мм) и 50 по длине, причем возможен вариант чередования двух и одной пластинки по высоте, но в этом случае вместо одной пластинки снизу подкладывается полоса из мягкого железа, длиною 960мм.

. Сепаратор снабжен дефлекторами и индукционными решетками для перечистки хвостов и концентрата;

11. Для съема концентрата применена индукционная «щетка» типа «Беличье колесо» ø150мм с прутьями 4-5мм при шаге 6мм; n_max= 250 об/мин

. Сепаратор снабжен двумя брызгалами для съема (щелевое) и для перечистки концентрата (душевое).

Устройство и принцип действия сепаратора:

При проектировании сепаратора ВСПБМ 90/100 было принято решение максимально использовать рабочую зону аппарата. Вследствие чего вся рабочая зона условно разделилась на 4 четверти.

Сепаратор работает следующим образом. Исходный материал в виде пульпы подают на вращающийся немагнитный барабан 2. Магнитные частицы притягиваются к барабану 2, а основная масса немагнитных - отбрасывается от барабана 2 центробежными силами. При этом на частицы кварца в пульпе действует дипольный момент в результате взаимодействия электрического заряда дугообразной пластины 10 и собственного заряда частиц кварца, что вызывает их перемещение от барабана 2 к дугообразной пластине 10. Магнитные частицы, притянутые к барабану 2, группируются во флокулы. Силы сопротивления среды оказывают значительное влияние на характер движения магнитных флокул. Для обеспечения режима разделения материала на магнитную и немагнитную составляющую барабан 2 необходимо вращать с линейной скоростью, меньшей или равной скорости движения пульпы в рабочей зоне сепаратора. Флокулы осуществляют вращательно-поступательное движение под воздействием бегущего магнитного поля, создаваемого магнитной системой с чередующейся полярностью полюсов и вращения барабана 2. При этом происходит их разрушение с выделением частиц породы и сростков, выводимых в хвосты, и раскрытого магнетита с образованием более богатых флокул. При прохождении пульпы через лопастные дефлекторы 11 происходит приближение удаленных магнитных частиц к барабану 2 за счет кинетической энергии струи. Для наиболее полного захвата раскрытого магнетита магнитным полем величину зазора между поверхностью барабана 2 и лопастными дефлекторами 11 выбирают с учетом величины напряженности магнитного поля в рабочей зоне сепаратора. Далее флокулы продолжают свое движение по барабану 2 и проходят через рабочие элементы индукционной решетки 12. В момент прохождения полюсов магнитной системы над ребрами рабочих элементов индукционной решетки к ним притягиваются магнитные частицы. При изменении положения постоянных магнитов 4 на флокулы воздействуют разнонаправленные магнитные силы, вызывающие их дальнейшее разрушение. Около следующего полюса магнитной системы материал перегруппировывается в новую флокулу более богатую магнетитом и процесс повторяется. При этом под воздействием воды, поступающей из брызгала 9, удаляются сростки магнетита с кварцем и оставшаяся часть пустой породы через разгрузочное устройство для вывода хвостов 6. Флокула, более богатая раскрытым магнетитом, за счет взаимодействия с элементами съемного органа типа «беличье колесо» 13, переходит на его поверхность и разгружается под воздействием воды, подаваемой через брызгало 8, в устройство для разгрузки концентрата 7.

.5 Теоретические предпосылки, используемые при проектировании высокоселективного сепаратора ВСПБМ-90/100

.5.1 Теоретическое определение оптимальных параметров угла наклона питающего элемента в зоне подачи питания

В условиях современной технологии обогащения магнетитовых кварцитов естественный, ненамагниченный магнетит, содержащийся в сливе мельниц I стадии измельчения, попадает непосредственно в рабочие поля магнитных сепараторов напряженностью 80¸112 кА/м и флокуляция происходит лавинообразно (практически мгновенно), поэтому захват немагнитных зерен (кварца и др.) неизбежен [20].

Для того чтобы избежать этого в 1-ой условно принятой четверти было принято решение установить подающий лоток, расположенный в соответствии со следующими теоретическими соображениями. Величина напряженности магнитного поля в зависимости от расстояния находится в соответствие с формулой Сочнева [75]:

, (4.4)

где Н, Н₀ - величина напряженности магнитного поля,

с - коэффициент,

х - расстояние.

А захват частиц кварца напрямую зависит от скорости образования флокул, которая, в свою очередь, зависит от их размера, прямопропорционально зависящего от напряженности поля.

, (4. 5)

где l_max - длина флокулы,

- магнитная проницаемость вакуума,

- магнитная проницаемость среды,

Н - напряженность магнитного поля,

- плотность пряди,- частота бегущего магнитного поля,

К - эмпирический коэффициент, зависящий от свойств пульпы, определяемый опытным путем.

При этом учитывалась как методика разработки и конструирования сепараторов, разработанная до этого и принятая на данный момент, так и методика, разработанная специалистами НТЦ МГГУ «Горнообогатительные модульные установки» для высокоселективных сепараторов типа ВСПБМ.

Механические силы, разрушающие флокулы, обеспечиваются турбулентным режимом и вибрацией. Кроме того, очень важно не допустить перепада напряженности поля в сторону снижения ее при подаче материала в рабочую зону сепаратора, так как при этом часть селективных флокул может разрушаться, а влияние агрегирования снижается.

Тогда равнодействующую силу для данного участка можно записать как:

, (4.6)

, (4.7)

где F_равн_X и F_равн_Y - соответственно равнодействующая сила относительно оси X и Y; α - угол наклона питателя, F_п - гидромеханическая сила, действующая на частицу, находящуюся на питающем лотке, F_р.о. - сила реакции опоры лотка, G - сила тяжести, F_магн - магнитная сила

Рассматривая данные уравнения, заметим, что время нахождения частицы в зоне удерживания зависит от скорости подачи пульпы в питающее устройство, расстояния до магнитов, а также напряженности магнитного поля, создаваемого магнитной системой. Остальными взаимодействиями, такими как: вязкость среды, трение м/у различными частицами и т.п. можно пренебречь, т.к. их влияние значительно меньше, а также это значительно усложняет расчет. Также следует учесть, что рассматривая описанные уравнения, определяющим условием воздействия на частицу становится магнитная сила, т.к. скорость движения пульпы определяет лишь начало флокулообразования, а степень флокуляции суспензии, а значит и количество захваченных в объем флокулы частиц породы, зависит от расстояния до поверхности магнитов - поверхности барабана, соответственно. Таким образом, обеспечивая ламинарный заход исходного питания на поверхность барабана под углом, уменьшающим резкое возрастание размера флокулы, можно обеспечить невысокий захват частиц породы и сростков в объем флокулы, что в дальнейшем обеспечивает минимальное количество пустой породы, попадающей на барабан.

С использованием различных методик экспериментально изучалась зависимость степени флокуляции суспензии ψ от напряженности намагничивающего поля Н_е.

На участке I, который соответствует равновесной части процесса, степень флокуляции пропорциональна R_мех - равнодействующей магнитных и гидромеханических сил, действующих на флокулу.

В этой зоне F_М ≤ R_мех, что обусловливает равновесный характер процесса. Так как F_М пропорциональна H², то Ψ₁=kH². При этом именно этот участок определяет захват частиц пустой породы, т.е. зависит от значения напряженности, находящейся в экспоненциальной зависимости от расстояния частицы до поверхности барабана, т.е.

Ψ₁=k*(H₀*e^cx)² (4.8)

Исходя из данного условия, а также из того, что на относительно малом расстоянии турбулентность, а значит и число Re, резко не изменяется, а угол, при котором происходит наиболее плавное изменение величины напряженности поля, соответствует углу, находимому из уравнения касательной к окружности [74], получаем:

, (4.9)

где А, В, С - коэффициенты окружности; x, y - координаты центра окружности; x₁, y₁ - координаты точки касания к окружности

Решая данное уравнение относительно окружности с центром в точке (0,0) и радиусом равным 450, а также, учитывая конструктивное расположение питающей камеры, можно определить искомый угол между касательной и горизонталью. Данный угол будет равняться 28⁰,48´.

Таким образом, исходя из изложенного ранее, оптимальным углом подачи питания на барабан можно считать угол, равный 28⁰,48´. Для проверки данного теоретического утверждения было принято решение о создании лабораторной модели, а также ее испытаний при режимах близких, либо соответствующих режимам работы промышленного сепаратора.

.5.2 Теоретическое определение оптимальных параметров отклоняющих дефлекторов

Во 2-й четверти условно принятого направления вращения (против часовой стрелки), на основе исследований гидродинамического режима движения пульпы в ванне сепаратора (рисунок 2.6), было принято решение установить лопастные дефлекторы для отклонения потока материала с целью приближения его к рабочей поверхности барабана, чтобы максимально провести через высокоинтенсивную часть магнитного поля весь, поступающий на сепарацию магнитный материал [31].

На представленном рисунке магнитная частица, отлетевшая от барабана в результате воздействия центробежной силы, получает возможность приблизиться к барабану под воздействием силы, отражающей частицу от материала дефлектора.

Однако для создания усовершенствованной конструкции сепаратора необходимо более точно определить количество отклоняющих элементов, а также радиус закругления, при котором:

. В зону магнитного удерживания возвратиться наибольшее количество магнитных частиц, удаленных от поверхности барабана вследствие воздействия центробежной силы;

2. Использовать такой гидромеханический режим, при котором соблюдалось бы минимальное перемешивание частиц.

На рисунке 2.6. показано влияние дефлекторов, установленных в ванне сепаратора и гидромеханика пульпы в объеме барабана с дефлекторами и без них.

Не сложно заметить, что без установленных отражающих элементов специальной конструкции материал в пульпе под воздействием центробежных сил и сил тяжести происходит прижимание массопотока пульпы к внутренней стенке ванны, а значит и удаление частиц магнетита, отброшенных от барабана в результате разрушения флокул под воздействием бегущего магнитного поля.

Примем, что:

. краевыми точками и элементами соприкосновения ванны сепаратора и боковых крышек ванны, можно пренебречь, при этом появится возможность рассматривать движение только в 1 сечении, проходящим через центр цилиндра, перпендикулярно его поверхности;

2. Основная часть пульпы, поступающей в начальную часть сечения поступает по касательной к барабану;

. Поток подчиняется закону отражения, т.е. угол падения равен углу отражения;

. Расстояние от поверхности барабана до оканчания дефлектора остается постоянным.

При этом необходимо найти точку, соответствующую оканчанию дефлектора, для этого необходимо учесть скорость движения потока, а также то, что магнитная сила на расстоянии менее 30 мм от поверхности потока способна удерживать магнитную частицу и вовлечь ее в объем флокулы.

Решение данной задачи можно получить из уравнения равновесия сил, определяемых по уравнениям:

, , (4.10, 4.11)

при этом гидромеханическую силу, действующую на частицу можно найти исходя из уравнения Бернулли [48], аналогично 1-му случаю. Остальные силы, находятся аналогично, тогда все механические силы можно свести к одной равнодействующей R_мех.

Решая данные уравнения можно найти искомую точку - в данном случае это 0,5 от расстояния между внутренней поверхностью ванны и внешней поверхностью барабана или 50 мм.

Зная, что равнодействующая сила будет всегда направлена по касательной, как к внутренней поверхности дефлектора, так и к внешней поверхности барабана (для минимизации образования вихревого движения от удара о барабан) можно с помощью математического определения найти как радиус закругления, так и число дефлекторов, установленных в ванне.

, 4.12

где r - радиус закругления дефлектора, α - отношение расстояния от

барабана до конца дефлекторов к расстоянию между внутренней поверхностью ванны и внешней поверхностью барабана, R₁ - радиус закругления поверхности ванны, R₂ - радиус закругления барабана.

.5.3 Теоретические предпосылки и обоснование применения индукционной решетки в третьей условно выбранной четверти

Для улучшения качества получаемого концентрата на сепараторах типа ВСПБМ 90/100 в 3 условно принятой четверти используется неподвижная индукционная решетка (рисунок 4.16), при этом, в момент прохождения полюсов магнитной системы над ребрами рабочих элементов индукционной решетки, к ним притягиваются магнитные частицы. При изменении положения постоянных магнитов на флокулы воздействуют разнонаправленные магнитные силы, вызывающие их дальнейшее разрушение. Около следующего полюса магнитной системы материал перегруппировывается в новую флокулу более богатую магнетитом и процесс повторяется. При этом под воздействием воды, поступающей из брызгала, удаляются сростки магнетита с кварцем и оставшаяся часть пустой породы через разгрузочное устройство для вывода хвостов.

.6 Краткое описание технологической схемы обогащения железных руд Лебединского месторождения

На основании выше изложенных соображений и в ходе испытаний сепаратора ВСПБМ 32,5/20 с подачей в качестве питания концентрата I стадии ММС на рис. 4.17. представлена усовершенствованная схема обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения.

Полученные результаты показали возможность выделять сепаратором ВСПБМ-90/100 в конечный продукт раскрытых зерен магнетита уже после первой стадии ММС, что приведет к повышению технико-экономических показателей ОФ в целом. Как уже отмечалось, при ММС с применением серийных сепараторах типа ПБМ в конечный продукт можно выделить только немагнитные зерна пустой породы, а зерна магнетита, богатые и бедные сростки переходит в магнитную фракцию. К тому же в неё переходит и часть немагнитных зерен пустой породы, захваченных за счет магнитной флокуляции сильномагнитных зерен и физико-механической адгезии. Из этого следует, что постадийный прирост содержания магнетита в концентратах невелик и происходит в процессе раскрытия сростков магнетита при измельчении за счет удаления кварца и очень бедных сростков, причем весь магнетит переизмельчается и механически транспортируется из стадии в стадию. Высокоселективные сепараторы, разработанные в НТЦ МГГУ после каждой стадии измельчения способны выделить часть богатого магнетитового концентрата и направить его, по крайней мере, минуя одну или несколько стадий в конец технологической схемы.

Технологическая схема обогащения выбрана и обоснована с учетом всех факторов, влияющих на технологию переработки железных руд месторождения.

Схема включает:

одну стадию крупного дробления в конусных дробилках;

одну стадию самоизмельчения с классификацией на спиральных классификаторах;

две стадии рудногалечного измельчения с классификацией на спиральных классификаторах;

пять стадий мокрой магнитной сепарации;

две операции классификации в гидроциклонах;

операции обесшламливания, сгущения хвостов и концентрата, фильтрования концентрата.

Данная технологическая схема с правильным подбором и компоновкой оборудования позволит получать железосодержащий концентрат с содержанием до 69% Fe в количестве 2 836 625 тонн в год.

Выделение магнетита в голове технологической схемы и постадийно требует от ВСММС максимальной эффективности сепарации, причем это сделать легче на более крупных зернах, т.е. после первой стадии измельчения. Выделение конечного концентрата после первого приема ММС - это, безусловно, лучший вариант технологического решения для внедрения технологии стадиального выделения высококачественных магнетитовых концентратов по мере их раскрытия для сокращения технологической схемы. Конечно, при этом возникают также и некоторые технологические препятствия, например, нежелательное загрубение крупности конечного концентрата перед окомкованием и другие решаемые проблемы. Однако, все это перекрывается положительными технологическими и экономическими преимуществами новой технологии: повышение извлечения за счет большего коэффициента захвата, увеличение экономии материальных и энергетических ресурсов, уменьшение обводненности продуктов и водооборота.

Однако, учитывая минералогический состав и раскрытие исходного продукта, необходимо искать оптимального режима работы ВСПБМ-90/100, повышать интенсивность силового режима сепарации, что бы снизить выход концентрата вдвое и поднять его качество до уровня конечного концентрата.

.7 Технико-экономическая оценка возможности применения внедрения разработанных предложений

Решение актуальной проблемы стадиального выведения из технологических циклов фракций заданного состава, соответствующего качеству конечных продуктов, образующихся после каждой стадии измельчения, становится основой сквозного повышения извлечения железа, повышения производительности и рентабельности всего производства высококачественного металлургического сырья, и новых путей диверсиификации всего производственного процесса.

В перспективе, создание сепараторов для постадийного выделения магнетита означает, что нужно будет достроить только одну головную мельницу вместо того, чтобы строить новую секцию для расширения комбината. Общее извлечение железа должно при этом повышаться, так как его потери связаны в основном с мелкими классами. Количество воды, участвующей в водообороте, также должно снижаться, так как сепараторы ВСММС работают при более высоких плотностях пульпы, а появление зернистых классов в питании фильтров безусловно снизит влажность кека.

Экономической проблемой на пути широкого внедрения технологии ВСММС может оказаться более низкая производительность этих сепараторов в сравнении с сепараторами ПБМ. Тенденция к этому проявилась в испытаниях, но оценить ее не представилось возможным из-за большой разницы в диаметрах сепараторов. По итогам испытаний в конструкцию сепаратора будут внесены коррективы, и производительность сепаратора ВСПБМ-90/100 будет сопоставимой с производительностью промышленных сепараторов типа ПБМ.

Стоимость сепараторов ВСММС должна быть выше приблизительно на 30% из-за большей стоимости металлокерамических магнитов Nd-Fe-B. Магнитная система из обычного феррита бария при той же картине поля несколько дешевле, но в четыре раза тяжелее, а высокие обороты магнитной системы делают нежелательным ее большой вес. На опытно-промышленном сепараторе ВСПБМ-90/100 будут установлены частотные терристорные регуляторы оборотов барабана и магнитной системы.

Выводы

Конечной целью настоящих исследований является доказательство того, что при соответствующем управлении процессами магнитной флокуляции и массопереноса в новых технологических процессах и аппаратах современных железорудных горнообогатительных комбинатов возможно стадиальное выделение конечного концентрата со всеми, из этого вытекающими технологическими и экономическими преимуществами только на основе одного основного процесса - мокрого магнитного обогащения во вращающемся поле.

Это позволит в конечном счете на основе внедрения сепараторов типа ВСПБМ коренным образом изменить технологию обогащения магнетитовых кварцитов на ГОКах России повысив их технико-экономические показатели, создавая основу для диверсификации перечня их продукции от окатышей к сырью бездоменной металлургии.

Настоящим этапом и отчетом по нему исследования в этом направлении не завершаются и после устранения замеченных здесь конструктивно-технологических недостатков, сепаратор снова будет проверен в стендовых, близких к промышленным условиях для получения исходных данных для проектирования опытно-промышленного сепаратора ВСПБМ-120/300, после изготовления которого на Воронежском заводе «УГМК-Рудгормаш» и испытания в промышленных условиях, станет основой серийных промышленных сепараторов различных типоразмеров.

Ослабление флокулообразования за счет снижения напряженности внешнего намагничивающего поля в сепараторе требует удаления части постоянных магнитов системы, а изменения гидромеханического режима сепарации требует изменения конструкции ванны и т. п.

Испытания опытного образца, естественно, и не могли ответить на все вопросы, связанные с технологическими и экономическими эффектами внедрения его в промышленность, однако они однозначно подтвердили перспективность этого направления

5. Организация производства

.1 Режим работы фабрики

Режим работы проектируемой обогатительной фабрики круглосуточный. График работы технологического персонала непрерывен и предусматривает переход из одной смены в другую. За работу в ночное время (с 24.00 до 8.00) производится доплата к тарифному фонду заработной платы.

Число рабочих дней обогатительной фабрики, в среднем, в год составляет 330 дней.

Режим работы фабрики - семидневная рабочая неделя. Рабочие технологических смен чередуются по сменам равномерно, переход из одной смены в другую должен происходить через каждые четыре дня в часы, определённые графиком сменности. Продолжительность отдыха при переходе в смену составляет 42-56 час. Среднее число рабочих дней составляет 29,6.

Периодически проводится плановый ремонт и проверка работы оборудования[21].

.2 Управление предприятием

Производственная деятельность обогатительной фабрики организуется управленческим аппаратом.

На оперативных совещаниях, которые проводит директор комбината, рассматриваются суточные и недельные графики производственных заданий по цехам комбината, утверждаются мероприятия по обеспечению производства сырьём, топливом, основными материалами, сменным оборудованием, принимаются меры по предотвращению нарушения графиков производства.

На совещаниях с главными специалистами, проводимых главным инженером комбината, решаются вопросы по повышению технического уровня и организации производства, механизации и автоматизации производственных процессов, совершенствованию технологических процессов и оборудования, повышению качества продукции, усилению охраны труда и техники безопасности на комбинате.

Отдел кадров и технического обучения производит подготовку рабочих кадров для комбината, обучение смежным профессиям, помогает повысить квалификацию трудящимся комбината.

Организация и функциональная структура автоматизированной системы управления осуществляется главным диспетчером, диспетчерами, операторами процессов. Основные функции управления на нижнем уровне осуществляют операторы процессов, главными задачами которых является контроль технологических параметров и качества сырья, промежуточных продуктов и концентратов[21].

.3 Организация труда и заработная плата

Заработная плата регулируется с помощью:

тарифных ставок;

тарифных сеток;

квалификационных справочников.

Тарифная ставка - нормируемая величина оплаты за единицу времени.

Тарифная сетка включает тарифные ставки и тарифные коэффициенты[16].

На предприятии имеют место доплаты за: профессиональное мастерство, повышение производительности, снижение трудоемкости, а также за экономию, внедрение нового, снижение себестоимости.

На обогатительной фабрике используется современная форма организации труда: совмещение функций и профилей.

Предпочтение отдается бригадной форме организации труда. Повсеместно предполагается применять научную организацию труда. Для определения численности работников использованы передовые нормативы к труду.

Расчет зарплаты для сдельщиков осуществляется, исходя из числа их выходов и фактического объема выработки в соответствующие дни выхода[21].

Выводы

Основные цели организации производства на обогатительной фабрике - это получение большей прибыли, сокращение затрат, рациональное использование ресурсов и повышение конкурентоспособности.

Для достижения этих целей необходимо формирование эффективной системы производства включающей в себя: организацию производственных процессов, организацию труда и управления. Правильно организованный график рабочих смен и плановых ремонтов, баланс рабочего времени и автоматизации системы управления, штат рабочих фабрики и фонд заработных плат обеспечивают стабильное и прибыльное производство.

6. Безопасность работ на обогатительной фабрике

Под охраной труда понимается система законодательных актов лечебно-профилактических мероприятий и средств, обеспечивающих безопасность сохранения здоровья, работоспособности человека в процессе труда.

Основная задача - это разработка и внедрение мер, обеспечивающих безопасность труда, при котором исключено воздействие на рабочих опасных и вредных производственных факторов.

В качестве примера для улучшения условий труда на обогатительной фабрике можно привести введение в действие процесса шарового измельчения. В частности улучшается воздух рабочей зоны фабрики, уменьшается уровень шума и вибрации, снижается пожароопасность, сокращается число основных производственных опасностей и вредностей на всём предприятии[13].

.1 Улучшение условий труда при совершенствовании технологии обогащения железистых кварцитов

Современные обогатительные фабрики представляют собой мощные высокомеханизированные предприятия с поточными непрерывными технологическими процессами, оснащенные различными машинами и аппаратами. Несмотря на достигнутые результаты в области охраны труда, полностью не устранены аварии, пожары, травмы, предотвращение которых зависит от технических решений, заложенных при проектировании обогатительных фабрик и оборудования, от уровня эксплуатации и организации работ[13,14].

6.2 Анализ основных производственных опасностей и вредностей на обогатительной фабрике

Опасным производственным фактором называют фактор, воздействие которого на людей приводит к травме или другому внезапному, резкому ухудшению здоровья (движущиеся детали, падающие предметы)[14].

Опасными и вредными факторами согласно ГОСТ 12.0.003 на обогатительном производстве являются:

движущиеся машины и механизмы;

подвижные части производственного оборудования;

передвигающиеся материалы (руда, концентрат);

повышенная запыленность и загазованность рабочей зоны;

повышенный уровень шума на рабочих местах;

повышенный уровень вибрации;

повышенный уровень статического электричества;

повышенная напряженность магнитного поля;

острые кромки, заусенцы и шероховатость на поверхностях заготовок, инструментах, оборудования;

повышенное значение напряжения в электрической цепи, замыкание которой может произойти через тело человека;

повышенная влажность воздуха;

расположение рабочего места на значительной высоте относительно земли (пола)[13].

По характеру выполняемой работы травматизм распределяется следующим образом: обслуживание внутрифабричного транспорта - 22%, обслуживание технологического оборудования - 12%, обслуживание электрооборудования - 2%, передвижение по отметкам фабрики - 10%.

Основные причины травмирования рабочих при эксплуатациии оборудования - организационные, а также индивидуального и санитарно-гигиенического характера.

Основное количество травм, связанных с транспортным оборудованием происходит при обслуживании ленточных конвейеров (до 79%).

Наибольшее количество несчастных случаев при выполнении ремонтных и монтажных работ наблюдается в отделениях обогащения (до 40%), на участках приема и погрузки полезных ископаемых (до 17%), а также в механических мастерских (до 4%). Основные травмирующие факторы - механические (88%).

Статистические данные по электротравматизму на обогатительных фабриках показывают, что удельный вес поражений электрическим током по сравнению с другими видами невелик (до 2%), но они носят более тяжелый характер.

Помимо травматизма пагубное воздействие на здоровье рабочего персонала оказывают и другие факторы[13,14].

Вредный производственный фактор - это фактор воздействия которого на человека приводит к заболеванию или снижению работоспособности (повышенный уровень вибрации, шума, запыленности, недостаточная освещённость, вредные примеси в воздухе.)

Так основные причины заболеваний органов дыхания - загрязненность производственной атмосферы пылью, что обусловлено недостаточно эффективной работой вентиляции, некачественным укрытием очагов пылевыделения, недостаточной герметизацией окон, проемов.

Существенное значение в развитии нервных заболеваний, болезней уха и язвенной болезни имеют повышенные уровни шума и вибрации.

Основные причины несоответствия уровня освещенности рабочих мест -загрязненность светильников из-за большого выделения пыли, нерациональное размещение их по отношению к оборудованию, отсутствие или отключение светильников, нерегулярный уход за ними. Основная причина неудовлетворительной естественной освещенности - высокая влажность воздуха и повышенное пылевыделение.

При комплексном воздействии вредных факторов на организм человека происходит многократное усиление их влияния[14].

.3 Обеспечение санитарно-гигиенических требований к воздуху рабочей зоны

Санитарно-гигиеническое благоустройство предприятий занимает значительное место в комплексе мероприятий по обеспечению здоровых и безопасных условий труда. Поэтому санитарно-гигиенические требования учитываются как при проектировании и строительстве предприятий, так и при их эксплуатации.

К основным параметрам атмосферы производственной среды помещений обогатительных фабрик относят: загазованность, запылённость воздуха, содержание паров вредных веществ, фактор, определяющие микроклимат помещений (температуру, влажность, скорость движения воздуха, барометрическое давление). В задачи санитарно-гигиенического метода входит исследование температуры, влажности, давления и движения воздуха; химического состава и запыленности воздушной среды, коротковолнового и радиоактивного излучения, шума, сотрясений и вибрации[14].

Комплексное воздействие температуры, влажности и движения воздуха создает определенный микроклимат, от которого зависит терморегуляция организма работающего.

На теплорегуляцию организма отрицательное влияние оказывает влажность воздуха. Особенно неблагоприятно отражается высокая относительная влажность воздуха (70-75%) при высоких и низких температурах воздуха.

Для создания нормального микроклимата на обогатительных фабриках применяют механическую приточно-вытяжную вентиляцию (наличие которой обязательно), естественное проветривание производственных помещений, отопительную систему, воздушные тепловые завесы, двойное остекление, теплоизоляцию поверхности нагреваемого оборудования и другие меры. Наиболее благоприятными условиями являются температура в пределах 18-24°С и барометрическое давление в пределах 550-950 мм рт. ст., а также воздух, содержащий по объёму 78,08% азота и 20,95% кислорода. При резком изменении атмосферного давления значительно ухудшается здоровье людей[14].

Оптимальные метеорологические параметры в рабочих зонах производственных помещений представлены в таблице 6.1

Таблица 6.1 Оптимальные метеорологические параметры в рабочих зонах производственных помещений

Температура воздуха	Категория работ	Температура в помещении, °С	Влажность, %	Подвижность воздуха, м/с
<10°С	лёгкая	20-22	40-60	0,2-0,3
	средняя	17-19
	тяжёлая	16-18
	лёгкая	22-25		0,2-0,5
>10°С	средняя	20-23	40-60	0,2-0,5
	тяжёлая	28-21		0,3-0,7

Основными средствами защиты работающего от переохлаждения являются спецодежда и спецобувь. Ткани, из которых изготовляют спецодежду, должны быть не только малотеплопроводимыми и влагоемкими, но и воздухопроницаемыми[14].

.4 Мероприятия по снижению запылённости

Пылью называются дисперсные системы, состоящие из твердых частиц размером 0,001-0,1 мм, которые в воздухе могут находиться в течение продолжительного времени во взвешенном состоянии.

Влияние пыли на организм человека зависит от ее физико-химических свойств.

В настоящее время все мероприятия по борьбе с пылью можно разделить на следующие основные группы: предупреждение или снижение пылеобразования; осаждение пыли, взвешенной в воздухе; разжижение взвешенной в воздухе пыли (вентиляция); пылеотсос и осаждение пыли[14,15].

К основным источникам пылеобразования на обогатительных фабриках относятся грохочение, дробление, сушка, а также механическое и самотечное транспортирование продуктов обогащения. Наиболее интенсивным пылеобразованием сопровождается перегрузка высушенного концентрата с большим содержанием тонких фракций[15].

К основным способам борьбы с пылью на фабриках относятся: максимальная герметизация технологического оборудования и укрытие всех мест пылевыделения; аспирация с очисткой воздуха от пыли.

Одним из эффективных методов предотвращения пылеобразования является предварительное увлажнение рудного массива.

В тех случаях, когда комплект противопылевых мероприятий не обеспечивает снижение концентрации пыли на рабочих местах горнорабочих до ПДК, применяют средства индивидуальной защиты (СИЗ) органов от пыли[14].

.5 Меры безопасности при обслуживании технологического и транспортного оборудования

Основным технологическим оборудованием, применяемом на обогатительной фабрике являются: дробилки, мельницы, грохоты, сепараторы и др. [12].

Безопасность при переработке, размещении, хранении, транспортировке сырья и готовой продукции должна обеспечиваться в соответствии с требованиями ПБ 03-571-03. Оборудование, эксплуатируемое в технологическом процессе, должно иметь разрешение Ростехнадзора на его применение и соответствующий сертификат. Организация рабочих мест и размещение оборудования должно соответствовать проекту. Рабочие места, где имеются источники повышенного пылеобразования, должны быть оборудованы непрерывно работающими аспирационно-техническими установками (АТУ)[14].

Расположение и организация рабочих мест, оснащение их приспособлениями, необходимыми для выполнения заданных операций, допустимые уровни опасных и вредных производственных факторов на рабочих местах и меры защиты от них должны выполняться в соответствии с системой стандартов по безопасности труда. Работники ОФ должны обеспечиваться средствами индивидуальной защиты[14].

Измельчение и классификация.

При местном управлении пусковые устройства мельниц и классификаторов должны быть расположены таким образом, чтобы лицо, включающие мельницы и классификатор могло наблюдать за их работой. Для обслуживания классификаторов рабочие площадки необходимо располагать на уровне не менее чем 600м ниже борта ванны классификатора, должны быть мостики с периллами для безопасного обслуживания механизмов вращения, согласно требованиям ЕПБ (Единые Правила Безопасности)[9].

Грохоты - наиболее распространённый вид классифицирующих и обезвоживающих машин, применяющихся на обогатительных фабриках.

Наиболее безопасными можно считать колосниковые грохоты и грохоты типа ГЦЛ. Они надёжны в эксплуатации, бесшумны, пыленепроницаемы.

Обслуживание грохотов всех видов должно осуществляться с выполнением специальных мер предосторожности. Запрещается: пускать в работу грохот при отсутствии или неисправности защитных ограждений, недостаточно закреплённых ситах и т.д.

Основные мероприятия по обеспечению безопасности: обеспечение надёжности защитных кожухов дебалансов; ограждение приводов клиномерных передач; ограждение приводов цепных передач валковых грохотов и концов выступающих валов; обеспечение своевременного осмотра и ремонта[9].

Дробилки - основную опасность представляют их вращающиеся части: шкивы, цистерны, приводные ремни, а также узлы загрузки дробимого материала и разгрузки продуктов дробления.

Основные мероприятия по обеспечению безопасности: тщательное ограждение шкивов, приводных ремней, узлов разгрузки и загрузки, герметизация и обеспечение вытяжной вентиляция мест пылеобразования, установка дробилок в изолированные цеха в связи с повышенным уровнем шума[9].

Транспортное оборудование.

На обогатительных фабриках процессы подачи продуктов обогащения осуществляются с помощью транспортных устройств и механизмов.

Все вращающиеся и движущиеся части конвейеров, питателей, элеваторов и другого механического транспортного оборудования и отдельные зоны, представляющие опасность для обслуживающего персонала, должны быть снабжены съемными ограждениями, через которые можно производить смазку трущихся частей и проверку нагрева подшипников[9].

Для аварийной остановки конвейера должны быть установлены промежуточные аварийные кнопки «Стоп» или другие устройства, позволяющие отключить конвейер с любого места.

Пуск транспортного оборудования может производиться только после предупредительного сигнала. Без подачи сигналов пуск их не разрешается[14].

Ленточные конвейеры делятся на горизонтальные, наклонные и крутонаклонные (с углом подъема более 20°). Конвейер состоит из гибкой ленты, опирающей рабочей и холостой ветвями на роликовые опоры и огибающей по концам конвейера приводной и натяжной барабаны. Конвейерные ленты рассчитывают с коэффициентом запаса прочности равным 8 - для горизонтальных и 10 - для наклонных конвейеров.

Для создания необходимого первоначального натяжения ленты используют натяжные устройства - грузовые, механические, гидравлические и пневматически[8,9].

Травмоопасные узлы ленточных конвейеров - все вращающиеся части привода, барабана и ролики, а также конвейерная лента.

Приводные, натяжные и отклоняющие барабаны ограждают таким образом, чтобы были закрыты с торцов барабаны и участки ленты, набегающие на барабаны. Привод конвейеров с углом наклона 6° и более для предотвращения обратного хода лента снабжают автоматически действующими тормозами. На наклонных участках конвейеров устанавливают ловители за захвата тягового органа при обрыве. Для ленточных конвейеров используют ловители эксцентрикового, клинового и рычажного типов.

При транспортировании продуктов обогащения на рабочей и нерабочей сторонах ленты остаются прилипающие частицы. Налипание материала на вращающихся частях приводит к боковому смещению, заклиниванию и обрыву ленты, что создает травмоопасные ситуации[14].

В отечественной промышленности применяют очистные устройства различной конструкции:

· вращающиеся барабанные щетки для счистки ленты;

· скребки для очистки поверхности барабанов;

· сбрасыватели для удаления с холостой ветви ленты просыпающегося груза, посторонних предметов и др.

Наиболее эффективными из них являются быстро вращающиеся роторные очистители из капроновых щеток или отдельных износостойких спиральных лопаток[13].

Большая часть несчастных случаев происходит при устранении пробуксовки ленты во время работы ленточного конвейера. Для устранения пробуксовки существует много эффективных методов: применения футерованных барабанов, установка прижимных роликов на приводном барабане, использование двух барабанных приводов и др[14].

Смещение ленты - распространённое явление, возникающее в результате переноса в соединениях ленты, налипания материала на барабаны и ролики, несимметричной или насосной загрузки ленты материалом, ослабления натяжения ленты. Для самоцентрирования желобчатой ленты длинных конвейеров применяют спец. поворотные опоры, которые устанавливают через 5-6 обычных опор.

Ширина свободного прохода, служащего для наблюдения и ухода за механизмами, должна быть не менее 0,7 м от наиболее выступающих частей механизма.

Для безопасного передвижения людей по наклонным галереям с углом наклона свыше 7° вдоль обеих стен на полу прохода должны быть уложены и закреплены металлические или деревянные лестницы с планками через 0,4 -0,5 м и перилами[14].

.6 Защита от шума, вибрации

Основными физическими характеристиками звука являются частота колебаний (Гц), звуковое давление (Па), интенсивность звука (Вт/м²). Измерение уровней звукового давления на практике удобно производить в децибелах (дБ), поскольку большинство слышимых звуков укладывается в диапазон от 0 до 140 дБ[14].

Чувствительность человеческого слуха к звуку зависит не только от его уровня, но и от частоты. Наиболее чувствителен слух к звукам частотой 1000 Гц. Весь диапазон частот, воспринимаемых человеком, от 16 до 20 000 Гц. Наибольшая чувствительность уха человека относится к звукам с частотой 1000-4000 Гц. Максимальному значению звукового диапазона (колебаниям с частотой 20 000 Гц) соответствует так называемый болевой порог ощущений. Наименьшая интенсивность колебаний с частотой 16 Гц, воспринимается слуховым аппаратом человека и называется порогом слышимости.

Нормальной громкостью для человека считается такая, которая не вызывает вредных последствий для органов слуха. Так, для звука с частотой 1000 Гц, который принимается за стандартный, нормальным считается уровень звукового давления 75-80 дБ. При более высоких значениях понижается внимание, что ведёт к большему числу травматизма.

Различают следующие степени воздействия шума на человека:

· 15 - 45 дБ - шум не оказывает вредного воздействия на человека;

· 45 - 85 дБ - снижается работоспособность и ухудшается самочувствие;

· >85 дБ - опасен для здоровья;

· >90 дБ - можно работать только со средствами индивидуальной защиты;

- >120дБ - шум может вызвать механическое повреждение органов слуха[14].

Производственные помещения обогатительных фабрик характеризуются насыщенностью оборудования с высокой интенсивностью шумообразования, такого, как грохоты, дробилки, скребковые и ленточные конвейеры, насосные установки и др. Особенностью цехов фабрик является расположение оборудования на разных перекрытиях, как правило, с плохой звукоизоляцией.

Наиболее радикальные средства борьбы с шумом должны закладываться на стадии проектирования как оборудования, так и промышленных объектов. Высокую эффективность снижения шума обеспечивают также и конструктивные решения, направленные на ликвидацию источников шума отдельных элементов оборудования. На снижение шума могут оказать положительное влияние некоторые эксплуатационные мероприятия, как, например, использование двигателей с меньшей частотой вращения, своевременные профилактические и ремонтные работы. Для индивидуальной защиты могут применяться специальные наушники [14].

Вибрации характеризуются частотой (Гц), амплитудой вибросмещения (мм) и амплитудой виброскорости (мм/с).

В зависимости от того, каким образом действует вибрация на человеческий организм, различают косвенное и непосредственное её действие. Косвенное действие оказывает на организм вибрация пола или других элементов зданий, передающаяся от работающего оборудования. Непосредственное действие вибрации наблюдается при работе с вибрационным или пневматическим инструментом, а также при соприкосновении с вибрационными машинами.

Особенно вредны колебания с частотой 6-9 Гц близкой к частоте собственных колебаний тела человека [14].

Вследствие большой насыщенности механизмами обогатительные фабрики имеют довольно значительное число источников вибрации. К ним в первую очередь относятся, вибрационные и инерционные грохоты, молотковые дробилки, вертикальные и особенно горизонтальные центрифуги, вентиляторы, дымососы и другое оборудование [9,14].

К основным мерам борьбы с вредными действиями вибрации относятся:

· установка оборудования на специальные фундаменты и виброизоляторы;

· устранение динамической неуравновешенности быстровращающихся частей машин и механизмов посредством балансировки;

· изменение частоты вращения источника вибраций для предупреждения резонансных колебаний;

- покрытие вибрирующих металлоконструкций сложной конфигурации вибродемпфирующими мастиками или материалами (резина, поролон) [14].

6.7 Электробезопасность

Действие электрического тока на организм человека проявляется в своеобразных формах, и поражения им существенно отличаются от всех других видов промышленных травм [14].

Электротравмы бывают: электрические удары, когда электрическим током поражается весь организм, и электротравмы, т. е. местные поражения, к которым относятся ожоги тела, а также специфические поражения в виде электрических знаков, металлизации.

Один из наиболее опасных видов поражения электрическим током, электрические удары, так как вызывают 85-87% смертельных исходов. Электрический ток вызывает в организме человека общую рефлекторную реакцию со стороны нервной и сердечно-сосудистой систем, что приводит к нарушению нормальной работы сердца или к остановке дыхания[13,14].

С целью предотвращения электротравматизма в аварийных ситуациях предусматриваются: двойная изоляция, защитное заземление, защитное зануление, защитное отключение, плавкие предохранители.

· применение тока безопасного напряжения;

· устранение возможности случайного прикосновения к токоведущим частям электроустановок, находящихся под напряжением;

- регулярный контроль за состоянием электрооборудования и своевременный его ремонт;

- применение индивидуальных средств защиты от поражения электрическим током[14].

Для обеспечения безопасности сопротивления заземляющих устройств должно быть по возможности меньшим. Наиболее допустимое сопротивление заземления: в установках напряжением до 1 кВ - 4 Ом; свыше 1 кВ - 10 Ом и более.

Основными способами устранения прикосновения к токоведущим частям являются применение различных конструктивных элементов, кожухов, ограждений и расположение опасных токоведущих частей на недоступной высоте[13,14].

До назначения на самостоятельную работу по обслуживанию электроустановок или при переводе на другой участок работы каждый работник должен пройти обучение безопасным методам работы на рабочем месте и проверку знаний, а в ряде случаев и пройти стажировку. Проверка знаний правил техники безопасности производится квалификационной комиссией, которая присваивает работнику соответствующую его знаниям и опыту работы квалификационную группу и выдает специальное именное удостоверение[14].

6.8 Пожарная безопасность

Пожарная безопасность - система организационных и технических средств, направленных на профилактику по ликвидации пожаров и взрывов, а также на ограничение их последствий.

Пожарно-техническая комиссия выявляет нарушения пожарной безопасности и разрабатывает мероприятия по их устранению, готовит проекты перспективных планов противопожарных мероприятий, проверяет их выполнение[13,14].

Для отдельных цехов, мастерских, складов, рабочих мест на фабриках должны разрабатываться инструкции о мерах пожарной безопасности, которые после согласования с местной пожарной охраной и утверждения руководителем предприятия вывешиваются на видных местах. В этих инструкциях предусматриваются: специальные мероприятия для отдельных процессов производства; порядок и нормы хранения пожаро- и взрывоопасных веществ и материалов. Инструкции пожарной безопасности должны включать также обязанности и правила поведения рабочих и служащих при пожаре[14].

Профилактика пожаров - это комплекс мероприятий, направленных на обеспечение безопасности людей, предупреждение пожаров и создание условий для их успешного тушения.

Мероприятия по пожарной охране на фабриках можно разделить на две группы: профилактические, направленные на предупреждение и ограничение размеров пожаров; и мероприятия, направленные на ликвидацию уже возникших пожаров.

Профилактические мероприятия фабрик должны включать:

- ежедневную проверку соблюдения правил противопожарного режима с целью выявления нарушений и их устранения;

- регулярное проведение пожарно-технических обследований всех зданий, сооружений, складов и других объектов;

· внедрение автоматических установок тушения пожаров и пожарной сигнализации;

· проведение инструктажа по предупреждению и тушению пожаров непосредственно на рабочем месте;

· содержание в исправном состоянии первичных средств пожаротушения, пожарной техники и инвентаря;

- организацию регулярного проведения массово-разъяснительной работы среди рабочих, служащих и инженерно-технических работников по вопросам соблюдения противопожарного режима[14,21].

К вспомогательным средствам относящихся к мероприятия направленным на тушение пожаров относится система противопожарного водоснабжения (комплекс сооружений, предназначенный для забора и хранения воды).

В систему водоснабжения входят:

водозаборные сооружения;

насосные станции;

резервуары чистой воды;

водонапорные башни;

наружные и внутренние водонапорные сети.

Согласно правилам и сооружений должен быть внутренний противопожарный трубопровод и предусмотрены специальные краны с выкидным рукавом и пожарным стволом[14,21].

Вместимость резервуаров должна быть более 260 м³ и размещаться в радиусе 100-200 м. от обслуживающих зданий. Максимальный срок восстановления израсходованного запаса воды не более 24 часов при расходе на наружное пожаротушение более 25 л/с и не более 36 часов во всех остальных случаях.

Внутри зданий и сооружений фабрики должен быть внутренний противопожарный водопровод. Для забора воды внутри зданий предусмотрены специальные пожарные краны, оборудованные выкидным рукавом, пожарным стволом. К месту пожара прокладывают пожарные рукава. Длина линии рукавов должна быть не более 100 м.

Производственные, складские, вспомогательные и административные здания и сооружения обогатительных фабрик должны обеспечиваться необходимым количеством первичных средств пожаротушения, включающих огнетушители различных типов, ящики с песком, бочки с водой, ведра, асбестовую ткань (кошма), багры, ломы, топоры и др[14].

Наибольшее распространение получили ручные огнетушители:

химические пенные ОХП - 10;

газовые углекислотные ОУ - 2,ОУ - 5, ОУ - 8;

специальные углекислотно-бромэтиловые ОУБ;

порошковые.

Первичные средства пожаротушения на территории обогатительных фабрик должны размещаться на специальных пожарных щитах с набором: пенных, углекислотных или порошковых огнетушителей, ящиков с песком или другими негорючими сыпучими материалами (флюсы, сода и др.), бочки с водой, вёдра, асбестовых полотен, ломов, багров, топоров[14].

.9 План ликвидации аварий

План ликвидации аварий (ПЛА) разрабатываются для каждой вновь вводимой и действующей фабрики, который предусматривает необходимые меры по спасению людей, застигнутых аварий, действия ИТР и рабочих в аварийной обстановке и действия ВГСЧ (таблице. 6.2).

В оперативной части плана рассматриваются конкретные аварии, которые можно ожидать на данной фабрике исходя из специфики технологических процессов и месторасположения.

ПЛА должен соблюдать следующие разделы: оперативную часть распределение обязанностей между отдельными должностными лицами, участвующими в ликвидации аварии; списки должностных лиц и учреждений, извещающих об аварии; ситуационный план объекта с указанием зданий, сооружений подъездных и железнодорожных путей, водоёмов, насосов и т.д.; поэтажный план зданий фабрик с условными обозначениями расположенного оборудования, телефонов, средств пожаротушения, мест хранения самоспасателей; путей выхода людей и движений горноспасателей; схем электроснабжения фабрики[13,14].

Оперативной частью плана предусмотрены способы оповещения всех участников об аварии и пути выхода людей из аварийного участка, действия лиц ответственных за выход людей и осуществлению мер по осуществлению ликвидации аварии. В планах должны учитываться случаи возникновения следующих аварий: взрывы, загазованность, пожары, затопления, обрушения зданий ил отдельных их конструкций, наряду с этим должны учитываться нарушения отдельных производственных процессов, в том числе отключение электроэнергии, прекращение подачи воды, газа, пара и другие неполадки, приводящие к аварии. Кроме мероприятий по спасению людей, оперативной частью плана предусматриваются действия инженерно-технических работников и рабочих фабрик, а также ВГСЧ в начальной стадии возникновения аварии: необходимость и последовательность выключения электроэнергии; остановки или пуска транспортных средств, агрегатов, аппаратов; перекрытия сырьевых, газовых, паровых коммуникаций, водяных магистралей и другие меры, направленные на предотвращение осложнения аварии[13,14].

Для быстрой и успешной ликвидации возникших аварий и спасения застигнутых ими людей в горной промышленности организована горноспасательная служба, состоящая из военизированных горноспасательных частей (ВГСЧ), канатно-испытательных станций, газоаналитических и научно-исследовательских лабораторий.

ВГСЧ комплектуют из квалифицированных горнорабочих в возрасте от 20 до 40 лет, имеющих стаж подземных работ не менее 2 лет и прошедших медицинское обследование. Они являются профессиональными подразделениями, личный состав которых освобожден от выполнения работ, не свойственных их прямым обязанностям.

Кроме работников фабрики в ликвидации аварии могут приниматьучастие также работники пожарной охраны и медицинской службы. Поэтому при распределении обязанностей между отдельными лицами, участвующими в ликвидации аварии, предусматриваются конкретные обязанности для ответственных лиц этих учреждений - руководителя горноспасательных работ, руководителя пожарного подразделения, главного врача больницы. В период ликвидации аварии на командном пункте, а также на территории фабрики могут находиться лишь лица, непосредственно связанные с ликвидацией аварии[14].

Таблица 6.2 Оперативная часть плана ликвидации аварии

Мероприятия по спасению людей и ликвидации аварии.	Ответственный за выполнение мероприятий / исполнитель
Пожар, вызванный замыканием электропроводки привода мельницы в цехе измельчения.
I. Вызвать взвод ВГСЧ (3 отделения ) и пожарную часть.	Диспетчер фабрики / телефонист
2. Отключить электроэнергию в корпусе измельчения. Включить резервный вентилятор.	Главный энергетик/ дежурный
3. Оповестить об аварии системой ИГАС-3 и телефонами, вывести людей из корпуса измельчения.	Сменный ИТР участка / Члены ВГСЧ/ Главный механик.
4. Направить взвод ВГСЧ и членов энергомеханической службы с респираторами и огнетушителями в корпус измельчения для эвакуации людей из зоны пожара и тушения пожара.	Диспетчер фабрики / начальник ВГСЧ.
5. Обеспечить подачу воды в корпус измельчения, включить пожарный насос.	Главный механик / дежурный машинист насоса.
6. Направить оставшихся членов ВГСЧ, а также пожарных, по усмотрению ответственного руководителя работ по ликвидации пожара, на спасение людей, тушение пожара и ликвидацию его последствий.	Начальник пожарной начальник ВГСЧ, главный инженер части

Выводы

Организация безопасности труда является первостепенной задачей на производстве. Основными факторами способными навредить здоровью или травмировать работника являются: движущие части оборудования, ядовитые и огнеопасные реагенты, электричество, шум, вибрация, пыль.

Во избежание несчастных случаев необходимо:

− изучить и соблюдать рекомендации по работе с вредными и токсичными веществами;

− регулярно проводить занятия с персоналом по обслуживанию оборудования и технике безопасности;

− соблюдать общие и отраслевые правила техники безопасности;

− ограждать опасные зоны предупредительными знаками;

− пользоваться соответствующим оборудованием и инструментом;

− применять средства индивидуальной защиты.

7. Охрана окружающей среды

В процессе своей деятельности человек всегда воздействовал на природу. В условиях современной научно-технической революции развитие отрасли промышленности, связанных с добычей и переработкой полезных ископаемых, является основой социального прогресса всего человечества. Проникая в недра Земли и используя их в своих нуждах, человек изменяет окружающую средону, вмешивается в естественные процессы, протекающие на Земле. Карьеры длиной до 10 км и глубиной 1000 м, “горы” отвалов пустой породы, терриконы у шахт, хвостохранилища площадью в несколько квадратных метров- все это результат человеческой деятельности. В процессе металлургической переработки руд и концентратов в атмосферу выбрасываются дымовые газы, содержащие твердые частицы, оксиды серы, углерода и азота[14].

Вследствие перемещения значительных объемов горной массы ухудшается режим грунтовых и подземных вод, изменяются поверхностный водосток и структура почвы, интенсифицируется эрозионная работа вод и ветра, что в ряде случаев вызывает изменение микроклимата в районе ведения горных работ.

Значительная доля водных запасов страны используется для технических нужд. Огромные объемы недопотребления выдвигают задачу сохранения качества воды в водоемах и рационального использования водных ресурсов страны в ряд наиболее актуальных народнохозяйственных задач. Увеличение водопотребления приводит к росту объема сбрасываемых сточных вод и загрязнению водоемов[15].

Под охраной окружающей среды понимают совокупность государственных, административных, правовых, технических, экономических, политических и общественных мероприятий, направленных на рациональное использование, воспроизводство и сохранение природных ресурсов земли.

Решить задачи охраны окружающей среды можно в результате комплексного использования сырьевых ресурсов, внедрения безотходных и малоотходных технологий, уменьшения объема сбрасываемых сточных вод и перехода на системы оборотного водоснабжения[15].

Охрана воздуха, земли, воды и недр.

Атмосферный воздух - важнейший компонент окружающей среды и всеобщий объект охраны.

Правовая охрана воздуха выражается в системе закрепленных в законодательстве международных, государственных и общественных мероприятий, направленных на предотвращение загрязнения воздушного бассейна вредными веществами. Загрязнение воздуха происходит в результате действия человека и помимо его воли (пылевые бури, извержения вулканов). В обоих случаях в атмосферу попадают мельчайшие частицы, что сказывается на чистоте воздуха в локальных или глобальных масштабах[15].

Основными путями предотвращения загрязнения атмосферного воздуха являются:

· разработка технологических процессов, исключающих загрязнение атмосферы;

· научно обоснованное размещение промышленных предприятий;

· создание санитарно-защитных зон вокруг населенных пунктов и промышленных предприятий.

К основным направлениям охраны земельных ресурсов относят:

· защиту земель от ветровой и водной эрозии;

· рекультивацию земель;

· рациональное использование земель;

· предупреждение и предотвращение оползней и селевых потоков.

Защита земли от ветровой и водной эрозии предусматривает проведение агротехнических приемов обработки почв, посевов посадок и ухода за сельскохозяйственными культурами, использование почвозащитных водорегулирующих свойств растительности и создание технических устройств по регулированию стока вод.

Рациональное использование земельных ресурсов предусматривает вовлечение в сельскохозяйственный оборот и повышение плодородия малопродуктивных и бросовых земель[12].

Рост производительных сил и ускорение темпов научно-технического процесса значительно усложняют вопросы использования земельных ресурсов в различных отраслях и сферах народного хозяйства. Рациональное использование земель - важнейшая народнохозяйственная задача.

Вода - составная часть окружающей человека внешней среды и основа всех жизненных процессов.

Рост народонаселения и промышленного производства, интенсивная добыча минерального сырья, увеличение транспортных перевозок приводят в той или иной мере к загрязнению вод промышленными отходами, нефтепродуктами, химическими веществами, отходами сельскохозяйственного производства.

Рациональное производство водных ресурсов страны предусматривает:

· применение безводных технологических процессов;

· снижение удельной водоемкости производства;

· перевод промышленных предприятий, на оборотное водоснабжение;

· внедрение эффективных способов очистки сточных вод[15].

Природоохранная деятельность Лебединского ГОКа в 2007 году осуществлялась в соответствии с Конституцией РФ и Законом РФ «Об охране окружающей среды», стандартами системы экологического менеджмента, ежегодным приказом «Об охране окружающей природной среды» и разрешительными документами в области охраны окружающей природной среды. Производственный экологический контроль на комбинате осуществлялся Управлением экологического контроля и охраны окружающей среды. Аналитическая лаборатория УЭК и ООС аттестована и аккредитована, соответствует требованиям Системы аккредитации аналитических лабораторий, а также требованиям ГОСТ Р ИСО / МЭК 17025, аккредитована на техническую компетентность и зарегистрирована в Государственном реестре под № РОСС RU. 0001.515854.

· В 2007 году были выполнены все запланированные мероприятия в области охраны окружающей среды:

· - ревизия и ремонт аспирационных и пылегазоочистных технических установок;

· - ремонты дымовых труб, модернизация, наладка аспирационного, вентиляционного и газоочистного оборудования на ОФ, ФОК, ЦГБЖ;

· - использовались взрывчатые вещества собственного изготовления (78,9%), кислородный баланс которых близок к нулю, что обеспечило снижение вредных выбросов в атмосферу при массовых взрывах в карьере;

· - для сокращения пылящих площадей на отвалах и хвостохранилища своевременно осуществлена санитарно-гигиеническая рекультивация - 19,1 га суглинком (39,2 тыс.м³), 8,1 га черноземом (16,6 тыс.м³);

· - в 2007 году выполнено облесение отвалов Лебединского ГОКа на площади 15 га силами Воронежской Лесотехнической академии;

· - с целью пылеподавления на отвале рыхлой вскрыши выполнен посев трав на территории 20 га;

· - на санитарно-защитной зоне хвостохранилища создана лесозащитная полоса. Высажено 1228 деревьев на территории 10 га;

· - с целью снижения расхода топлива и уменьшения токсичности отработанных газов, регулярно проводились работы по регулировке двигателей всего горнотранспортного оборудования, проводились замеры дымности и токсичности автотранспорта;

· - в течение года регулярно выполнялись работы по гидропылеподавлению на горных работах, автодорогах и складах готовой продукции;

· - своевременно проводился контроль эффективности газоочистки, технологического состояния и параметров эксплуатации всех газоочистных установок.

В 2007 году за счет выполнения запланированного комплекса мероприятий по охране атмосферного воздуха:

· - фактические выбросы ОАО «Лебединский ГОК» в атмосферу составили 62,9 % от разрешенных;

· - концентрации загрязняющих веществ на границе санитарно-защитной зоны не превышают 25% от верхней границы безопасного уровня.

Доля оборотного водоснабжения обогатительно-окомковательных переделов и горного производства в 2007 году составила 98,7 % использовано 617,6 млн. м3 воды. Забор свежей воды из Старооскольского водохранилища ниже установленного лимита на 29,2% и составил 9980,7 тыс. м3. (лимит 14100 тыс. м3). Постоянно проводился гидрогеологический контроль с целью предотвращения истощения эксплуатационных запасов подземных вод.

В 2007 году завершено строительство нового полигона промышленных и хозбытовых отходов для нужд ОАО «Лебединский ГОК», расположенного в районе отвалов скальной вскрыши. Новый полигон предназначен для приема, захоронения, изоляции, учета отходов структурных подразделений Комбината и дочерних предприятий.

Усилиями структурных подразделений Комбината выполнялась работа по содержанию территории комбината в соответствии с санитарными нормами. На закрепленных территориях, включая объекты соцкультбыта, выполнен посев многолетних трав на территории свыше 19900 м². На работы по озеленению и благоустройству территории Комбината в 2007 году было выделено и освоено более 2 млн. рублей[19].

Внедрение метода снижения серы с помощью озонирования в магнетитовом концентрате Лебединского ГОКа позволяет решить ряд проблем, связанных с производством концентрата, окатышей не только комбината, но и предприятий, связанных с ГОКом, что благоприятствует охране окружающей среды и улучшению экологического состояния всего района. Стоит отметить, что сам метод экологически безопасен, даже наоборот озон обеззараживает воду, используемую в процессе. Остаточный озон нестабилен и быстро переходит в двуокись. Снижение серы в концентрате позволит снизить выбросы окиси и двуокиси серы при производстве окатышей, а главное открывает путь к экологически безопасной технологии прямого восстановления железа[5].

Выводы

Лебединский ГОК использует современный подход к использованию природных ресурсов, позволяющий минимизировать загрязнения и воздействие на окружающую среду.

8. Экономическая часть

Данная часть дипломного проекта посвящена расчету основных затрат предприятия и определению прибыли.

Процесс формирования данных для расчета включает в себя:

определение объема инвестиционного капитала;

оценку норм амортизации основных фондов;

определение затрат на производство и реализацию продукции

оценку прогнозных цен на продукцию и получение прибыли[16].

Объем инвестируемого в проект капитала

Таблица 8.1 Перечень затрат на строительство

№ п./п.	Наименование объекта	Балансовая стоимость, млн. руб.
1	Корпус дробления	145
2	Корпус обогащения	275
5	Хвостовое хозяйство и оборотное водоснабжение	11
	Итого	431

Объем инвестируемого в проект капитала определяется первоначальной стоимостью привлекаемых для реализации проекта основных фондов и включает в себя стоимость приобретаемого оборудования, транспортные затраты на его доставку к месту установки, стоимость хранения и монтажа оборудования[16].

Перечень требуемого для реализации проекта оборудования представлен в таблице 8.2.

Таблица 8.2 Перечень требуемого для реализации проекта оборудования

№	Наименование оборудования	Кол-во, n	Стоимость, руб. S	Стоимость, руб. $общ.	Норма амортизации
1	ККД- 1500/200	2	68000000	68000000	9,0
2	ММС-90-30А	6	40000000	80000000	11
3	МРГ-5600х7500А	6	38000000	76000000	10,3
4	Магнито-гравитационный сепаратор	20	350000	1400000	3,6
5	ВСМ - сепаратор	15	375000	1125000	5,2
6	Классификатор Двухспиральный 3000 х 17200 мм	6	60000	120000	18,6
7	ПБМ-1Ш-120/300	28	700000	19600000	9,7
8	Дешламатор МД-9	6	8000	72000	17,3
9	Односпиральный классификатор 3000x17000 мм	6	45000	90000	18,4
10	Гидроциклон ГЦ-500	6	30000	180000	20,1
	Итого	59		246587000

8.1 Результаты расчета стоимости оборудования

Для более точной оценки затрат на оборудование применяем формулу:

K=nS_об+S_Tp +S_xp +S_мн(8.1)

где, n - количество оборудования одного вида, шт.;

S_об - стоимость приобретения оборудования, руб.

S_Tp - транспортные расходы, руб.

S_xp - расходы на хранение, руб.

S_MH - затраты на монтаж оборудования, руб[16].

Транспортные расходы обычно составляют от 3 до 6 % стоимости оборудования, расходы по его хранению не более 1,5%, а затраты на монтаж от 5 до 15 %.

К = 277 410 375 руб.

Общие капитальные затраты определяются как сумма всех затрат на строительство зданий и общих затрат на приобретение оборудования:

S_K_ап = 431 000 000 + 277 410 375 = 708 410 375 руб.

.2 Расчет амортизационных отчислений

В смете на оборудование (см. табл. 8.2) рассчитана общая стоимость оборудования, и указаны годовые амортизационные отчисления.

Расчет годовых амортизационных отчислений производится по формуле:

А=0,01 ∑ n_i∙a_i∙S_i (8.2)

где, n_i - количество единиц i-гo оборудования;

а_i- годовая норма амортизации i-гo оборудования;

S_i -стоимость i-гo оборудования, руб

А - сумма амортизационных отчислений[16].

А = 24 925 616 руб

.3 Расчет фонда заработной платы

Рассчитываем итоговый фонд заработной платы ИТР и рабочих, определяем основные показатели: их среднемесячную заработную плату и общий фонд заработной платы за год. Результаты заносим в таблицу 8.3.

Таблица 8.3 Итоговый фонд заработной платы

Показатели	Численность рабочих	З/п , руб.
1	2	3
Общий фонд з/п за год
ИТР	32	5291520
рабочих	531	55242240
итого	563	60533760
среднемесячная зарплата
ИТР	1	35500
рабочих	1	25500

8.4 Отчисления на социальные нужды

Величина отчислений на социальные нужды составляет 26,3% фонда оплаты труда и формируется из сумм отчислений в социальные фонды:

Таблица 8.4 Отчисления на социальные нужды на предприятии

Социальный фонд	Отчисления, %	Сумма, тыс. руб.
Пенсионный фонд	20	12106,7
Социального страхования	3,1	3268,8
Медицинского страхования	3,2	2179,2
Итого:	26,3	17551,7

.5 Внепроизводственные и прочие расходы

К прочим денежным расходам относятся отчисления страховые фонды, платежи за предельно допустимые выбросы и сбросы загрязняющих веществ, затраты на командировки и другие[16].

Данные расходы можно примерно посчитать как 20% от вышеперечисленных затрат.

,8 ∙20% = 36556033,288 руб.

Внепроизводственные расходы формируются в основном за счет затрат, связанных со сбытом продукции. Их можно принимать 5% от рассмотренных выше.

,4 ∙5% = 9139008,32 руб.

Все затраты, необходимые на производство товарного концентрата приведены в табл. 8.5.

Таблица 8.5 Затраты выпускаемой продукции

п/п	Наименование	Стоимость, тыс. руб./год
1	Затраты на сырьё	100524,7
2	Энергозатраты	79716,0
3	Амортизационные отчисления	24925,6
4	Фонд оплаты труда	60583,7
5	Отчисления на социальные нужды	17554,7
6	Прочие расходы	36556,03
7	Внепроизводственные расходы	9139,0
	ИТОГО:	329000,0

.6 Определение срока окупаемости проекта

Объём инвестиций для реализации проекта требуется в размере 1256858190 руб. Для реализации предложенного проекта потребуется кредит, который нам готов предоставить банк «Сбербанк» сроком на 4 года, ставка процента за кредит 20%.

Расчет ведется только по показателям обогатительной фабрики, расходы, связанные с другими подразделениями ГОКа не учитываются. Выход концентрата составляет 37,97%, производительность фабрики 1,752 т в год стоимость 1т концентрата 1100 руб. рассчитываем стоимость продукции полученной в течение года.

Э = 1,752 ∙ 37,97- 1100/100= 731,758 млн. руб

.7 Расчет чистого дисконтированного дохода NPV

NPV = [Ц_tV_t- (K_t + 3_t -A_t)] ∙[1/(1+e-i)] (8.3)

где Ц_t - цена продукции в t -ом году, руб.;

V_t - объем реализованной продукции в t -ом году, т;

K_t - капитальные вложения в проект в t -ом году, руб.;

_t - затраты на производство и реализацию продукции в t -ом году, руб.;

A_t - амортизационные отчисления в t -ом году, руб.;

е - процентная ставка за кредит;

i - уровень инфляции

Проведем комплексную оценку экономических итогов инвестирования в проект[16].

Чистый дисконтированный доход определяется как превышение интегральных денежных результатов над соответствующими интегральными затратами:

NPV = [Ц_tV_t - (K_t+ Зt - A_t)] ∙ [1/(1 + e - i)]

где Ц_t - цена продукции в t -ом году, руб.;

V_t - объем реализованной продукции в t -ом году, т;

K_t - капитальные вложения в проект в t -ом году, руб.;

_t - затраты на производство и реализацию продукции в t -ом году, руб.;

A_t - амортизационные отчисления в t -ом году, руб.;

е - процентная ставка за кредит, (0,2 д.е.);

i - уровень инфляции, (0,12 д.е.).

Результаты расчета чистого дисконтированного дохода показаны в таблице 7.6.

Таблица 7.6

№ Года	Затраты млрд. руб		Амортизационные притоки, млрд. руб А_t	Реализация продукции, млрд. руб Ц_tV_t	Прибыль, млрд. руб П	Коэффициент дисконтирования	NPV Млрд. руб
	Капитальные K_t	По себестоимости, 3_t
0	0,354	-	-	-	-	1,00	-0,354
1	0,354	-	-	-	-	0,83	-0,644
2	-	0,329	0,025	0,732	0,403	0,69	-0,383
3	-	0,329	0,025	0,732	0,403	0,58	-0,164
4	-	0,329	0,025	0,732	0,403	0,48	0,017

Заключение

Проект обогатительной фабрики для переработки железистых кварцитов Стойленского месторождения разработан и изложен в виде пояснительной записки со всеми прилагающимися чертежами.

Рассмотрены геологическое строение месторождения, проанализирован минеральный, вещественный, и химический состав, а также технологические и текстурно-структурные особенности железистых кварцитов Стойленского месторождения. Во время его разработки была учтена практика обогащения железистых кварцитов на зарубежных и отечественных фабриках, основные направления в усовершенствовании технологии их разработки и обогащения.

При разработке проекта фабрики были рассмотрены вопросы опробования, контроля и автоматизации технологических процессов, строительной, сантехнической и электротехнической частей, хвостового хозяйства.

В результате был выполнен расчёт примерной технологической схемы обогащения фабрики, включающей трёхстадиальное шаровое измельчение в замкнутом цикле со спиральными классификаторами в первой и гидроциклонами во второй и третьей стадиях, а также 5 стадий мокрой сепарации.

Был выполнен расчет и выбор основного и вспомогательного технологического оборудования, составлена примерная водно-шламовая схема, а также устанавливаемые аппараты, обеспечивающие необходимое качество и производительность фабрики, ее строительное и энергетическое решение.

Специальное внимание было уделено решению проблемы выведения из циклов измельчения не только отвальных продуктов, но и высококачественных магнетитовых концентратов по мере их раскрытия для сокращения технологической схемы, повышения извлечения железа и рентабельности обогатительного передела.

В специальной части дипломного проекта рассматривается вопрос совершенствования технологии обогащения магнетитовых руд на основании стадиального выделения концентрата по мере их раскрытия.

В результате был выбран аппарат ВСПБМ 90/100, как наиболее отвечающий требованиям, предъявляемым к установке, рассчитана усовершенствованная качественно-количественная схема.

Внедрение новой технологии позволит повысить качество железорудных концентратов как минимум на 1,8%. Выход в концентрат 28,7%, извлечение железа в концентрат 78,34%, а также отвальные хвосты с выходом 61,8% и содержанием железа общего 11,01%, извлечение железа в хвосты 20,59%.

Произведена оценка основных технико-экономических показателей производства обогатительной фабрики и эффективности предлагаемого проекта. Проект окупится на пятый год, годовая прибыль составит 302,95 млн. руб.

Также в проекте рассмотрены вопросы организации и безопасности труда персонала проектируемой обогатительной фабрики. Для организации производства на проектируемой дробильно-обогатительной фабрике принята линейно-функциональная структура управления, которая является эффективной и современной; принятый режим планово-предупредительный и текущих ремонтов позволит обеспечить бесперебойную подачу сырья и соблюдение технологического режима фабрики; принятый режим работы трудящихся выбран с учетом соответствующих норм трудового законодательства и регламентирован. Проведен анализ основных производственных опасностей и их источников на проектируемой ОФ, результатам данного которого рекомендован комплекс мероприятий по обеспечению санитарно-гигиенических требований к воздуху рабочей зоны, по снижению запыленности, по безопасности при обслуживании технологического и транспортного оборудования, по защите от шума и вибрации, по электро- и пожарной безопасности, разработан план ликвидации аварии.

В проекте рассмотрены вопросы негативного влияния проектируемой обогатительной фабрики на окружающую среду. Необходимо отметить, что влияние ДОФ на окружающую среду ограничивается 30-киллометровой зоной. Рассмотрен комплекс мероприятий необходимых для предотвращения деградации лесов в этой зоне и улучшению экологической ситуации в хвостохранилище и прилегающей к нему территории.

Пути решения проблемы выведения из циклов измельчения отвальных продуктов и высококачественных магнетитовых концентратов

Пути решения проблемы выведения из циклов измельчения отвальных продуктов и высококачественных магнетитовых концентратов

.5.1 Теоретическое определение оптимальных параметров угла наклона питающего элемента в зоне подачи питания

.5.2 Теоретическое определение оптимальных параметров отклоняющих дефлекторов

Похожие работы на - Пути решения проблемы выведения из циклов измельчения отвальных продуктов и высококачественных магнетитовых концентратов