Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения

  • Вид работы:
    Дипломная (ВКР)
  • Предмет:
    Геология
  • Язык:
    Русский
    ,
    Формат файла:
    MS Word
    93,74 Кб
  • Опубликовано:
    2015-02-06
Вы можете узнать стоимость помощи в написании студенческой работы.
Помощь в написании работы, которую точно примут!

Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения

Введение

Россия занимает первое место в мире по запасам железной руды (в пересчете на содержание железа). При этом не менее двух трети железных руд залегают в пределах Курской магнитной аномалии. На этот же регион приходится более половины добываемых в нашей стране железных руд. В основном это сравнительно бедные по железу месторождения, руды которые подвергаются обязательному обогащению. Одним из ключевых является Михайловсое месторождение.

Комбинат занимает 2 место по объемам продажи железорудного сырья в стране.

Дробидьно-обогатительный комплекс (ДОК) является одним из важнейших звеньев технологической цепи ОАО «Михайловский ГОК».

Последовательное наращивание объемов производства концентрата осуществляется благодаря улучшению планирования добычи руд, совершенствованию технологии их переработки, а так же внедрению и освоению новых технологий способствующих повышению качества товарной продукции и расширению ее ассортимента.

Основной стратегией задачей и целью деятельности ДОК является производство железорудного концентрата как в качестве готового продукта для сбыта потребителям, так и в качестве исходного сырья для выпуска окатышей как фабрики окомкования.

Актуальность темы

Наибольшие затраты на обогатительных фабриках связаны с рудоподготовкой: капитальные - 50-60 %, эксплуатационные до 80 %.

Поэтому более экономичная переработка железорудного сырья возможна при увеличении производительности мельниц, основные факторы рассмотрены в данном проекте.

Цель проекта

Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения, производительностью 30 миллионов тонн в год, крупностью исходной руды 16 - 0 мм, массовой долей железа в исходной руде б = 39,5 %, в концентрате 65,2 %.

Задачи проекта

1. В технологической части проекта на основе технологических свойств

неокисленных кварцитов:

сделать выбор, обоснование технологии обогащения, технологической схемы для проектируемого отделения;

определить качественно-количественные и водо-шламовые показатели. сделать выбор, расчет основного и вспомогательного технологического оборудования.

. В специальной части решить вопрос выбора связующих добавок для

производства обожженных окатышей.

. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса описать схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; автоматизацию технологических процессов.

. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения сделать:

выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;

произвести расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.

. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотреть:

безопасность при проектировании производственного объекта;

производственную санитарию и охрану окружающей среды;

пожарную безопасность;

. В графической части провести анализ существующих проектных решений и составить компоновку оборудования для отделения.

Решение задач

1. В технологической части проекта на основе технологических свойств не окисленных кварцитов:

сделан выбор и обоснование технологии обогащения и технологической схемы;

определены качественно-количественные и водошламовые показатели для проектируемого отделения;

произведен расчет основного и вспомогательного оборудования. Расчеты произведены с помощью компьютерных программ.

. В специальной части рассмотрен вопрос выбора связующих добавок для производства обожженных окатышей.

. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса составлены схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; рассмотрена автоматизация технологических процессов.

. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения произведен:

выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;

расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.

. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотрено:

безопасность при проектировании производственного объекта;

производственная санитария и охрана окружающей среды;

пожарная безопасность;

. В графической части проведен анализ существующих проектных решений и составлена компоновка оборудования для отделения.

1. Исходные данные для проектирования

1.1 Горно-геологические сведения о месторождении

бетонитовый глина автоматизация технологический

Михайловское железорудное месторождение - одно из крупнейших месторождений КМА. Месторождение расположено в Железногорском районе Курской области, 100 км к северу от города Курска и юго-восточнее города Железногорска и 5-6 км в пределах юго-западного склона Среднерусской возвышенности и представляет собой равнину, сильно изрезанную реками бассейна реки Сейм и его притока Свапы, а также многочисленными балками и оврагами.

Месторождение представляет собой мощную (шириной 2,5 км) полосу железистых кварцитов протяженностью около 7 км. В верхней части толщи железистых кварцитов развита зона окисления площаднолинейного типа.

Геологическое строение месторождения сложное, продуктивной является нижняя железорудная подсвита коробковской свиты, представленная железистыми кварцитами, смятыми в сложные синклинально-антиклинальные складки субмеридиального построения.

1.2 Минералогический и химический состав неокисленных железистых кварцитов

Выделяются следующие минеролого-петрографические разновидности железистых кварцитов: магнетитовые, гематит-магнетитовые, магнетит-гематитовые и гематитовые.

Таблица 1 - Разновидности железистых кварцитов

Название железистых кварцитов

Feмаг, %



Малорудные кварциты


<16

<2

Карбонато-магнетитовые кварциты

>0,65

16-26

<2

Магнетитовые кварциты с карбонатом

>0,65

>26

<2

Магнетитовые кварциты с гематитом

>0,65

>26

<2

Гематит-магнетитовые кварциты

0,51-0,65

20-26

<2

Магнетит-гематитовые кварциты

0,4-0,5

<20

<2

Гематитовые краснополосчатые кварциты

<0,4


<2


По минеральному составу кварциты сложены:

-    магнетитом -25 -35 %

-    гематитом -12 - 19 %

-    нерудным кварцем -38 - 40 %

Затем идут зеленая слюдка, эгирин, карбонаты, биотит, щелочные амфиболы, пирит, довольно редко встречается хлорит, тальк, эпидот.

Магнетит - представлен идиоморфными, а чаще всего неправильными зернами с относительно ровными, слегка зазубренными очертаниями, размер их 0,01-0,25 мм. Зрна магнетита большей частью собраны в агрегаты различной формы и размеров (до 0,6 мм). Иногда встречаются почти сплошные прослои, состоящие из сгруппированных агрегатов магнетита с небольшой примесью кварца и карбонатов.

Гематит - встречается в виде небольших (0,01 - 0,2 мм) пластинок, чешуек в большинстве случаев с резко выраженным идиоморфизмом. Они обычно ориентированны удлиненной стороной по напластовыванию железистых кварцитов. В большинстве, случав взаимосвязь гематита и магентита при их совместном нахождении в рудных прослойках очень сложная. Агрегаты магнетита часто собираются в более крупные скопления, между которых располагаются выделения магнетита и нерудных минералов.

Кварц - в железистых кварцитах образует, самостоятельные прослои и присутствует в виде единичных зерен или их агрегатов в рудных и нерудных прослойках. Чаще всего зерна кварца имеют удлиненную форму, зазубренную по краям. Размер отдельных зерен кварца колеблется от 0,01 до 0,3 мм. Кварцевые прослои сложены зернами 2-х разновидностей - более крупными - относительно чистыми без посторонних включений и более мелких - которые всегда содержат тонкие пылевидные включения других материалов, главным образом рудных.

Зеленая слюдка - образует самостоятельные прослои с незначительной примесью кварца, рудных минералов, карбонатов и эгирина, а также содержится в кварцевых магнетитовых и гематитовых прослойках. Зеленая слюдка ассоциируется в основном с магнетитом, а зеленые слюдковые прослойки чаще всего контактируют непосредственно с магнетитовыми. Зеленая слюдка находится в виде пластинок, чешуек и полочек размером от 0,01 до 0,6 мм.

Эгирин - встречается в кварцеко-эгириновых жилах секущие железистые кварциты и гнездах, а также в виде агрегатов, расположенных в периферийных частях кварцевых и кварцево-карбонатных прослойках.

Карбонаты - образуют самостоятельные прослойки или совместно с кварцем кварцево-карбонатные прослойки, а также в виде отдельных зерен и агрегатов часто присутствуют в силикатных и рудных преимущественно магнетитовых и гематитовых прослойках.

Щелочные амфиболы - 0,3 % присутствуют как в виде секущих прожилков, развивающихся по трещинам. Мощность тех и других находится в пределах десятых долей мм и лишь иногда достигает 1-2 мм. Щелочные амфиболы представлены волокнистыми кристаллами синего (в безрудных прослоях) и мелкозернистой массой голубого цвета размером от 0,004 до 0,05 реже до 0,5 и более миллиметров.

Другие из второстепенных минералов (биотит, карбонаты) встречаются в данном типе кварцитов редко в виде единичных включений. Минеральный состав железистых кварцитов представлен в таблице 2, а химический - в таблице 3

Таблица 2 - Минеральный состав железистых кварцитов

Магнетит

Гематит

Гидроокислы железа

Силикаты

Рудные карбонаты

Нерудные карбонаты

Апатит

Кварц

Пирит

Прочие

М

Fe

М

Fe

М

Fe

М

Fe

М

Fe

М

-

М

М

М

М

26,86

19,07

22,11

15,84

2,91

1,85

8,93

2,03

3,15

1,08

1,51

-

0,28

33,79

0,01

0,45


Таблица 3 - Химический состав железистых кварцитов

Химический элемент

Содержание, %

Химический элемент

Содержание, %

Feобщ

39,87

MgO

0,93

Feмг

19,07

TiO2

0,012

FeO

10,55

S

0,049

Fe2+

8,18

P2O3

0,101

Fe2O3

45,31

п. п. п.

2,38

CO2

1,87

K2O

0,66

SiO2

38,23

Na2O

0,26

Al2O3

0,199

MnO

0,030

CaO

1,03

P

0,044


Текстура неокисленных железистых кварцитов Михайловского месторождения подразделяется на 2 генетических типа: первичные - унаследованные от первичных железисто-кремнистых осадков, впоследствии метаморфизированных и частично измененных гидротермально-метасоматическими процессами и вторичные - возникшие в результате тектонических процессов и наложившихся на первичные текстуры.

Полосчатые структуры железистых кварцитов подразделяются следующим образом:

-       тонкополосчатые - ширина прослоев 5 мм - 31,0 %

-       среднеполосчатые - 5-10 мм - 11,0 %

-       широкополосчатые - 10-20 мм - 7,0 %

-       глубокополосчатые - 20 мм - >51 %

Наиболее распространенными являются тонкополосчатые структуры (30 %). Слойки, как правило, представлены рудным материалом с присутствием кварца и кварцевым минералом с присутствием магнетита и гематита.

Кварциты Михайловского месторождения, в целом, следует отнести к трудноизмельчаемым из-за весьма тонкой вкрапленности магнетита. По величине удельной производительности по готовому классу минус 0,040 мм кварциты можно классифицировать как легко, средне и трудноизмельчаемые; в большинстве случаев технологический сорт по измльчаемости совпадает по обогатимостью, которые разделены на три технологических сорта.

Таблица 4 - Соотношение технологических разновидностей в исходном сырье

Сорт

Технологические разновидности

Доли единиц, %

I

Легкообогатимые

69,0

II

Среднеобогатимые

26,0

III

Труднообогатимые

5,0


Основными факторами, определяющими обогатимость магнетитовых руд, являютя: степень магнитной проницаемости слагающих руды минералов, (что влияет на выбор технологической схемы обогащения), текстуры руд (от которых зависит рациональная степень их измельчения и стадиальность их обогащения), присутствие и характер минералов, носителей ценных компонентов или вредных примесей (которые подлежат извлечению в отдельные концентраты или удалению), состав нерудной части (определяющий в отдельных случаях рациональные пределы обогащения руд с учетом их основности).

Кварциты относятся к весьма крепким рудам - коэффициент крепости по шкала Протодьяконова f = 18-20. Физико-механические железистых кварцитов представленны в таблице 5.

Таблица 5 - Физико-химические свойства железистых кварцитов

Наименование показателей

Показатели

Объёмный вес, кг/м3

3,77

Насыпной вес

2,10-2,36

Коэффициент разрыхления

1,6-1,8

Пористость

0,5-1,0

Естественная влажность, %

0,64

Сопротивление сжатию, кг/см3

1750-4250

Коэффициент крепости

7,3

Абразивность

3,14-3,5




2. Технологическая часть

.1 Выбор технологии обогащения

На проектируемую обогатительную фабрику поступают магнетитовые кварциты Михайловского месторождения, которые являются тонко-вкрапленными, поэтому, исходя из их химико-минералогической характеристики, физико-механических свойств, текстурно-структурных особенностей руды, также учитывая крепость данных руд (по шкале Протодьяконов 18-22 ед), выбираем трех стадиальную схему шарового измельчения до 90-92 % класса минус 44 мкм. На обогатительных фабриках перерабатывающих магнетитовые кварциты применяют разнообразные схемы первой стадии измельчения. Это связано с необходимостью получить высокую степень раскрытия руды с тем, чтобы удалить максимальное количество хвостов при первичном измельчении и обогащении. На фабриках применяются следующие схемы:

шаровое измельчение в мельницах с решеткой или с центральной разгрузкой в замкнутом цикле со спиральными классификаторами;

шаровое измельчение в замкнутом цикле с гидроциклонами.

Длительная эксплуатация указанных схем измельчения выявила, что наиболее технологичной и надежной в эксплуатации является схема с шаровым измельчением. При этом весьма перспективной представляется схема шарового измельчения с классификацией. Для измельчения по такой схеме обеспечивается хорошая регулировка процесса. Схема шарового измельчения с классификацией позволяет также осуществлять магнитную сепарацию слива мельницы и выводить часть нерудного материала по мере его вскрытия. Доизмельчение промпродуктов проводится в мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Удельная производительность мельниц по классу минус 0,044 мм в первой стадии измельчения составляет 0,85-0,9 т/м3ч, во второй - 0,7-0,8 т/м3ч, в третьей - 0,2-0,35 т/м3ч, плотность разгрузки поддерживается в пределах 75-85 % твердого, заполнение мельниц шарами составляет 40-45 %. В первой стадии загружаются шары диаметром 80-125 мм, во второй 60-80 мм, в третьей 40-60 мм.

Особенностью сырья, поступающего в переработку, является наличие сильных магнитных свойств основных железосодержащих минералов, поэтому в качестве метода обогащения принимается сухая и мокрая магнитная сепарация в поле низкой напряженности. Технология обогащения магнетитовой руды предусматривает стадиальное обогащение с последовательным выводом нерудной части в хвосты, так как преследуется цель последовательного выделения рудных минералов в готовые продукты по мере их вскрытия. Магнетитовые кварциты обогащаются в три стадии на барабанных магнитных сепараторах, в третьей стадии предусмотрена две перечистки магнитного продукта. В первой стадии обогащения предусматривается установка сепараторов с противоточными, а во второй и третьей с полупротивоточными ваннами. Напряженность магнитного поля во всех стадиях одинакова и находится в пределах 90-110 кА/м. Содержание магнитной фракции в хвостах не превышает 0,6 %.

Значительную работу по подготовке измельченной руды к магнитной сепарации выполняют магнитные дешламаторы. Эти аппараты позволяют сгустить измельченный материал в 2-5 раз и за счет этого значительно повысить производительность сепараторов. Кроме этого, в магнитных дешламаторах сбрасываются наиболее крупные и трудноудаляемые шламистые частицы. Эта операция значительно повышает массовую долю железа в концентрате. Магнитные дешламаторы выводят из процесса значительную часть промышленной воды, поскольку содержание твердого в их сливе составляет 0,2-6 % и только при обесшламливании исходной измельченной руды в первой стадии содержание твердого повышается до 5-10 %.

Технологическая схема для проектируемой обогатительной фабрики включает: СМС, три стадии шарового измельчения, 3 стадии классификации в гидроциклонах, 3 стадии магнитной сепарации, первая, вторая стадия в один прием, а третья в два приема, 3 стадии дешламации.

По данной технологии можно получить из исходной руды с массовой долей железа 39,5 % следующие показатели: концентрат с массовой долей железа 65,2 %, извлечением 56,70 %, выходом 34,35 %, а хвосты с массовой долей железа 26,0 %, извлечением 38,51 % и выходом 58,51 %.

Технологическая схема проектируемого корпуса представлена на рисунке 1.

2.2    Расчет технологической схемы

Расчет производительности отделения

Производительность проектируемого отделения по сухому весу рассчитывается по формуле (1).

,                                  (1)

где Qч - часовая производительность отделения, т/ч;

Qг - годовая производительность отделения, т

N - количество рабочих дней проектируемого отделения, принимаемN=365;

m - количество рабочих смен в сутки, принимаем m=2;

n - количество часов работы в смену, принимаем n=12 часов;

КВ - коэффициент использования оборудования, принимаем Кв=0,84;

КН - коэффициент неравномерности питания, принимаем Кw =0,95.

Подставим значения в формулу и рассчитываем часовую производительность отделения:

Расчет качественно-количественной схемы

Рассчитываем качественно-количественную схему проектируемого отделения.

Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета по формуле (2).

, (2)

где - число исходных показателей для расчета;

 - число расчетных компонентов (с = 2);

 - число продуктов разделения;

 - число операций разделения.

Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей относящихся к продуктам обработки по формуле (3).

, (3)

Определяем число исходных показателей относящихся к исходной руде по формуле (4).

, (4)

Устанавливаем численное значение исходных показателей, которые представлены в таблице 6.

Таблица 6 - Исходные показатели для расчета схемы

Массовая доля железа, %

3758

40,5

26,5

40,5

48,0

53,3

21,8

53,3

21,8

57,7

Массовая доля железа, %

39,5

31,2

57,7

62,2

22,4

64,6

43,2

65,0

47,7

65,2

28,5

26,0


Определяем выхода всех продуктов схемы:

Выход концентрата определяется по формуле (5).

, (5)

где  - выход концентрата, %;

 - массовая доля железа в исходной руде, %;

 - массовая доля железа в хвостах, %;

 - массовая доля железа в концентрате.




Проверка:


Определяем выхода продуктов схемы.

Рассматриваем узел состоящий из продуктов 2-28-30 и решаем его общим методом, для чего составляем систему уравнений с двумя неизвестными, которую решаем методом подстановки.


Проверка:


Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Определяем извлечение металла в продуктах по формуле (6).

, (6)

где - извлечение металла в продукте, %;

 - выход металла в продукте, %;

 - массовая доля металла в продукте, %;

 - массовая доля металла в исходной руде, %.


Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Определяем массу продуктов по формуле (7)

,                  (7)

где Qn - масса продукта, т/ч;

Qисх - часовая производительность отделения, т/ч;

п. - выход металла в продукте, %.


Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Для проектируемого отделения, масса металла в продукте находится по формуле (8)

, (8)

где - масса металла в продукте, т/ч;

- масса металла в исходной руде, т/ч;

 - извлечение металла в продукте, %.




Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Таблица 7 - Результаты расчета технологической схемы

№ операции, продуктов

Наименование операций и продуктов

Масса продукта Выход продукта Массовая доля металла Извлечение металла Массовая доля металла в продуктах





I

СМС


Поступает:


1

Исходная руда

3758

39,5

100

1484,41


Итого:

3758

100

39,5

100

1484,41


Выходит:


2

Конценррат СМС

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,31

3

Хвосты СМС

268,32

7,14

26,50

4,79

71,10

Итого:

3758

100

39,5

100

1484,41

II

Измельчение I стадии


Поступает:

2

Конценррат СМС

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,31

6

Измельченный продукт

1161,97

30,92

40,5

31,70

470,56

Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87


Выходит:


5

Измельченный продукт

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87


Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

III

Классификация I стадии

Поступает:

5

Измельченный продукт

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87


Выходит:


6

Пески классифиакации Icт

1161,97

30,92

40,5

31,70

470,57

7

Слив классификации Icт

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,30

Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

IV

ММС I стадии

Поступает:

7

Слив классификации Icт

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,30

Итого:

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,30


Выходит:


8

Концентрат ММС I стадии

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

9

Хвосты ММС I стадии

1056,75

28,12

23,23

16,54

245,52

Итого:

3489,68

92,96

40,5

95,21

1413,30

V

Классификаця II стадии

Поступает:

8

Концентрат ММС I стадии

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

12

Измельченный продукт II стадии

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19

Итого:

12570,89

334,51

50,0

406,49

6033,97


Выходит:


11

Пески классификации II ст

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19

13

Слив классификации II ст

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

Итого:

12570,89

334,51

50,0

406,49

6033,97

VI

Измельчение II стадии

Поступает:

11

Пески классификации II ст

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19

Итого:

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19


Выходит:


12

Измельченный продукт

10137,96

269,77

50,0

327,82

1925,19

Итого:

10137,96

269,77

50,0

327,82

1925,19

VII

Дешламация I стадии

Поступает:

13

Слив классификации II ст

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

Итого:

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78


Выходит:


14

Пески дешламации I ст

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57

15

Слив дешламации I ст

409,25

10,89

21,8

6,01

89,21

Итого:

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

VIII

ММС II стадии

Поступает:

14

Пески дешламации I ст

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57

Итого:

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57


Выходит:


16

Концентрат ММС II ст

1649,76

43,9

57,7

64,35

973,77

17

Хвосты ММС II ст

373,92

9,95

31,2

8,31

104,80

Итого:

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57

IX

Классификация III стадии

Поступает:

16

Концентрат ММС II ст

1649,76

43,9

57,7

64,35

951,95

20

Измельченный продукт

4302,53

114,49

57,9

167,82

2491,14

27

Хвосты перечистки ММС III ст

30,82

0,82

47,7

0,99

14,69

29

Слив дешламации

7,14

0,19

28,5

0,14

2,08

Итого:

5990,25

159,4

57,8

233,42

3464,91


Выходит:


19

Пески классификации III ст

4302,53

114,49

57,9

167,82

2491,14

21

Слив классификации III ст

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77

Итого:

5990,25

159,4

57,8

233,42

3464,91

X

Измельчение III стадии

Поступает:

Пески классификации

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14


Итого:

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14


Выходит:


20

Измельченный продукт

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14

Итого:

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14

XI

Дешламация II стадии

Поступает:

21

Слив классификации III ст

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77

Итого:

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77


Выходит:


22

Пески дешламации II ст

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

23

Слив дешламации II ст

190,91

5,08

22,4

2,88

42,75

Итого:

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77

XII

Основная ММС III стадии

Поступает:

22

Пески дешламации II ст

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

Итого:

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

Выходит:


24

Концентрат основной ММС III ст

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

25

Хвосты основной ММС III ст

167,98

4,47

43,2

4,89

72,59


Итого:

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

XIII

Перечистка ММС III стадии

Поступает:


24

Концентрат основной ММС III ст

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

Итого:

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

Выходит:

26

Концентрат перечистки ММС III ст

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74

27

Хвосты перечистки ММС III ст

30,82

0,82

47,7

0,99

14,69


Итого:

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

XIV

Дешламация III стадии


Поступает:


26

Концентрат перечистки ММС III ст

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74


Итого:

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74


Выходит:


28

Концентрат

1290,87

34,35

65,2

56,70

841,66

29

Слив дешламации III ст

7,14

0,19

28,5

0,14

2,08


Итого:

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74


2.3 Расчет водно-шламовой схемы

Устанавливаем численное значение исходных показателей по данным действующей фабрики, которые приведены в таблице 8.

Таблица 8 - Исходные показатели для расчета схемы

I группа

II группа

Регулируемые значения

Нерегулируемые значения




0,330,03




0,22

0,03



1

0,16



1

0,31



3,2

0,66



3,2

1



1,2

0,35



1,9

0,66



6,4

1,2



1,5

1



1,5

0,03



1,5

1



0,38





Составляем вспомогательную таблицу 9, куда заносим массу твёрдых продуктов, в отдельных операциях и продуктах по данным расчета качественно-количественной схемы. Исходные показатели для расчёта и значения  продуктов и операций рассчитываем по формуле:

 

Таблица 9 - Вспомогательная таблица

№ опера-ции и продуктов

Q,т/ч

R, т/ч

W, т/ч

№ опера-ции и продуктов

Q, т/ч

R, т/ч

W, т/ч

1

3758

0,03

112,74

VIII

2023,68

1,2

2428,42

I

3758

0,03

112,74

16

1649,76

1

1649,76

2

3489,68

0,03

104,69

17

373,92

-

-

3

268,32

0,03

8,05

18

5990,25

-

-

4

4651,65

-

-

IX

5990,25

1,9

11381,48

II

4651,65

0,22

1023,36

19

4302,53

0,13

580,07

5

4651,65

-

-

21

1687,72

6,4

10801,41

III

4651,65

-

-

X

4302,53

0,38

1634,96

6

1161,97

0,16

185,92

20

4302,53

-

-

7

3489,68

0,47

1640,15

XI

1687,72

6,4

10801,41

IV

3489,68

1

3489,68

22

1496,81

0,66

987,89

8

2432,93

0,82

1995

23

190,91

-


9

1056,75

-

-

XII

1496,81

1,5

2245,22

10

12570,89

-

-

24

1328,83

1,2

1594,6

V

12570,89

-

-

25

167,98

-

-

11

10137,96

0,31

3142,77

XIII

1328,83

1,5

1993,25

13

2432,93

3,2

7785,38

26

1298,01

-

VI

10137,96

0,33

3345,53

27

30,82

-

-

12

10137,96

-

-

XIV

1298,01

-

-

VII

2432,93

3,2

7785,38

28

1290,87

1

1290,87

14

2023,68

0,66

1335,63

29

7,14

1

7,14

15

409,25

-

-






Определяем количество воды в операциях и продуктах путем составления уравнения баланса.


где W - расход воды в операциях или продуктах, м3/ч.



Остальные продукты и операции рассчитываются аналогично.

Подсчитываем значения R для неизвестных продуктов и операций (9)

, (9)

где Wn - расход воды в операцию или продукт, м3/ч;

Qn - производительность по твердому, т/ч;

Rn - отношение жидкого к твердому.


Остальные показатели рассчитываются аналогично.

Определяем объем пульпы по формуле (10).

, (10)

где Vn - объем пульпы, м3/ч;

Q - производительность по твердому, т/ч;

 - плотность твердого в продукте, т/м3;

Для расчета  принимаем равным 3,4 т/м3.




Остальные показатели рассчитываются аналогично.

Определяем значения Т в неизвестных операциях и продуктах по формуле (11).

, (11)

, %

, %

, %

Остальные значения Т рассчитываем аналогично.

Составляем баланс воды по фабрики который представлен таблицей 10.

Таблица 10 - Баланс воды по фабрики

Поступает воды в процесс

Уходит воды из процесса



С исходной рудой 112,74

С хвостами СМС 8,05



В измельчение I ст. 732,75

С хвостами ММС Icт 1494,68



В классификацию Iст802,71

С хвостами дешламации Iст 6449,75



В ММС I ст 1849,53

С хвостами ММС IIст 778,66



В классификацию II ст 5587,62

С хвостами дешламации II ст 9813,52



В измельчение II ст 202,76

С хвостами ММС III ст. основ 650,62



В ММС II ст. 1092,79

С концентратом дешламации III ст 1290,87



В классификацию III ст 7394,38

-

-


В измельчение III ст 1054,89

-

-


В ММС III ст. основ. 1257,33

-

-


В ММС III ст. пер. 398,65

-

-


Всего поступает+20486,15

Всего уходит20486,15




Результаты расчета заносим в таблицу 11.

Таблица 11 - Результаты расчета водошламовой схемы

Поступает

Выходит

Наименование операции и продуктов

Наименование операции и продуктов









I

СМС

1. Исходная руда

3758

0,03

112,74

1218,03

2. Концентрат СМС

3489,68

0,03

104,69

1131,07


3. Хвосты СМС

268,32

0,03

8,05

86,96

Итого:

3758

0,03

112,74

1218,03

Итого:

3758

0,03

112,74

1218,03


В результате расчета шламовой схемы составляем баланс воды по фабрике.

Суммарное количество воды поступающие в процесс определяется по формуле (12).

, (12)

Из уравнения баланса определяется расход свежей воды по фабрике:


С учётом расхода воды на промывку аппаратов, смыв полов, общее потребление воды больше на 10 - 15 %, тогда общий расход по фабрики составляет:

Удельный расход воды на 1 тонну руды определяется по формуле (13).

, (13)

Удельный расход воды на 1 тонну концентрата определяется по формуле (14).

, (14)


2.3    Расчет технологического оборудования

Расчет мельниц

Для проектируемой обогатительной фабрики выбраны шаровые мельницы с центральной разгрузкой и разгрузкой через решетку. Сравниваем варианты установки мельниц: для I стадии измельчения - МШР 4500´5000; МШР 4500´6000; МШР 5500´6500 мм; для II и III стадий - МШЦ 4000´5500; МШЦ 4500´6000; МШЦ 5500´6000 мм.

Расчет мельниц по удельной производительности производим по формуле (15).

                                (15)

где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образованному расчетному классу, т/м3ч;1 - удельная производительность действующей мельницы по этому же классу, т/м3ч;

Удельная производительность определяется по формуле (16)

                                                        (16)

где Q - производительность работающей мельницы по исходной руде, т/ч;

вк - массовая доля расчетного класса в измельченном продукте действующей мельницы, %;

ви - массовая доля расчетного класса в исходной руде действующей мельницы, %;- диаметр барабана действующей мельницы, м;

L - длина барабана действующей мельницы, м;

Ки - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к перерабатывающей руде, принимаем Ки=1;

Кк - коэффициент, учитывающий различие в исходном и конечном продукте измельчения на действующей и проектируемой фабрике.

КД - коэффициент, учитывающий различия диаметров барабанов проектируемой и действующей мельниц, рассчитывается по формуле (17).

                               (17)

где D - диаметр барабана проектируемой мельницы, м;1 - диаметр барабана действующей мельницы, м;

Кт - коэффициент, учитывающий различия в типах мельниц;

При переходе от мельницы типа МШР к МШЦ принимаем Кт = 1;

МШЦ к МШР принимаем Кт = 0,9.

Определяем производительность проектируемой мельницы по исходной руде, по формуле (18).

                                             (18)

где Qм - производительность проектируемой мельницы по исходной руде, т/ч;- удельная производительность проектируемой мельницы, т/м3ч;- объем барабана рассчитываемой мельницы, м3;

Объем барабана принимаем из технической характеристики.

ви - массовая доля расчетного класса в исходной руде доли единиицы;

вк - массовая доля расчетного класса в измельченном продукте доли единицы.

Определяем расчетное количество устанавливаемых мельниц по формуле (19)

                                              (19)

где Qn - количество руды, поступающей на измельчение, т/ч;- количество устанавливаемых мельниц;м - производительность проектируемой мельницы, т/ч.

I стадия измельчения

Результат расчета барабанных мельниц

Исходные данные

Стадия измельчения……………………………………………………I

Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч……….. 3489,68

Крупность исходной руды, д.ед…………………………………….. 0,03

Крупность конечного продукта, д.ед…………………………………0,4

Производительность работающей мельницы, т/ч…………………125

Удельная производительность работающей мельницы, т/(м3/ч)… 0,75

Диаметр барабана работающей мельницы, м………………………4,5

Длина барабана работающей мельницы, м……………………………5

Коэф-т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы………………………………………………………………………….1

Таблица 12 - Сравнение вариантов установки мельниц

Вариант

Размеры барабана, D×L, дм

Удельная производительность, т/(м3ч)

Число мельниц

Масса мельницы, т

Мощность электродвигателя, кВт

Коэффициент запаса





одной

всех

одной

всех


1

45×50

0,75

24

295,9

7101,6

2500

60000

1,03

2

45×60

0,75

20

354,45

7089

2500

50000

1,03

3

55×65

0,83

11

587,97

6467,67

2500

27500

1,03


К установке принимаем 20 мельницы типа МШР 4500×6000, по 2 на секцию.

II стадия измельчения

Результат расчета барабанных мельниц

Исходные данные

Стадия измельчения……………………….………………………………II

Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч…………. 2432,93

Крупность исходной руды, д.ед …………………………….……….. 0,4

Крупность конечного продукта, д.ед………………….…..…………. 0,66

Производительность работающей мельницы, т/ч…………………. 155,96

Удельная производительность работающей мельницы, т/(м3/ч)…. 0,75

Диаметр барабана работающей мельницы, м……………….………4,5

Длина барабана работающей мельницы, м……………….……………6

Коэф-т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы………………………………………………………………………………..1

Таблица 13 - Сравнение вариантов установки мельниц

Вариант

Размеры барабана, D×L, дм

Удельная производительность, т/(м3ч)

Число мельниц

Масса мельницы, т

Мощность электродвигателя, кВт

Коэффициент запаса





одной

всех

одной

всех


1

40×55

0,7

15

250

3750

2000

30000

1,07

2

45×60

0,75

10

310

3100

2500

25000

1,05

3

55×60

0,83

6

573

3438

3200

19200

1,06


К установке принимаем 10 мельниц типа МШЦ 4500×6000, по 1 на секцию.

III стадия измельчения

Результат расчета барабанных мельниц

Исходные данные

Стадия измельчения……………………………………………….….III

Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч…………1649,76

Крупность исходной руды, д.ед ……………………………………. 0,66

Крупность конечного продукта, д.ед…………………………….. 0,915

Производительность работающей мельницы, т/ч………………….135

Удельная производительность работающей мельницы, т/(м3/ч……0,3

Диаметр барабана работающей мельницы, м…………………….…4,5

Длина барабана работающей мельницы, м……………….……………6

Коэф-т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы..1

Таблица 14 - Сравнение вариантов установки мельниц

Вариант

Размеры барабана, D×L, дм

Удельная производительность, т/(м3ч)

Число мельниц

Масса мельницы, т

Мощность электродвигателя, кВт

Коэффициент запаса





одной

всех

одной

всех


1

40×55

0,28

24

250

6000

2000

48000

1,03

2

45 × 60

0,33

10

310

3100

2500

25000

1,06

3

55 × 60

0,33

10

573

5730

3200

32000

1,06


К установке принимаем 10 мельниц типа МШЦ 4500 × 6000, по 1 на секцию.

Выбор и расчет классифицирующего оборудования

Выбор и расчет спирального классификатора

Выбор и расчет гидроциклонов

Сливу, содержащему 40 % класса минус 0.44 мкм соответствует максимальная крупность 240 мкм, сливу, содержащему 75 % класса 44-94 мкм, а сливу содержащему 90 % минус 74 мкм.

Производим расчет производительности выбранных гидроциклонов по формуле (20)

,                                        (20)

где V - производительность гидроциклона, м 3/ч;

 - поправка на угол конусности гидроциклона;

КД - поправочный коэффициент на диаметр гидроциклона;

dn - диаметр питающего отверстия, см;

Принимаем Р0 = 0,1 мПа.

Число гидроциклонов определяется по формуле (21)

,                                 (21)

где n - число гидроциклонов,

Vn - объем пульпы на классификацию.

Проверка выбранных гидроциклонов по пескам производится по формуле (22)

,                                           (22)

где q - удельная нагрузка на песковые отверстия, т/см2ч.

Эта нагрузка должна находится в пределах 0,5 - 2,5 т/см2ч;

QП - масса песков классификации, принимается из расчета качественно-количественной схемы;

 - диаметр пескового насадка, см;

n - число гидроциклонов.

Определение номинальной крупности зерна в сливе производится по формуле (23)

,                                  (23)

где Д - диаметр гидроциклона, см;

d - диаметр шламового отверстия, см;

-содержание твердого в пульпе поступающей на классификацию,

 - плотность руды, поступающей на классификацию;

- плотность воды, принимаем = 1 т/м3.

Результат расчета классификатора

Исходные данные

Плотность классифицирующего материала, т/м3…………………….. 3,4

Поправочный коэффициент на крупность…………………………1,41

Поправочный коэффициент на заданную площадь слива…………. 0,66

Поправка на угол наклона классификатора…………………………….1

Производительность по твердому материалу……………………. 174,48

Частота вращения спирали, 1/мин………………………………….. 1,5

Производительность по пескам, т/ч…………………………………. 58,1

Проверка показала, что даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность по пескам. К установке принимаем классификатор типа 1КСН-30.

II стадия классификации

Результат расчета гидроциклонов

Исходные данные

Стадия классификации…………………………………………………II

Производительность по пульпе для операции, м3/ч…………. 14625,47

Масса песков, т/ч ………………………………………………10137,96

Содержание твердого в пульпе, %…………………………………..53

Плотность классифицируемого материала, т/м3………….…………3,4

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 16 - Сравнение вариантов установки гидроциклонов

Вариант

Диаметр, мм

Производительность г/ц, м3

Крупность слива, мкм

Количество гидроциклонов

Удельная нагрузка по пескам

Диаметр питающего отверстия, см





Секция

Фабрика



1

360

104,16

79,92

14

140

0,99

9

2

500

197,32

112,11

7

70

1,74

13

3

710

269,84

117,65

5

50

0,82

15


К установке принимаем гидроциклоны диаметром 500 мм, объединенные в батарею по 7 гидроциклонов, одна рабочая и одна резервная для каждой секции.

III стадия классификации

Результат расчета гидроциклонов

Исходные данные

Стадия классификации………………………………………………..III

Производительность по пульпе для операции, м3/ч……………13132,15

Масса песков, т/ч …………………………………………………4302,53

Содержание твердого в пульпе, %……………………………………..34

Плотность классифицируемого материала, т/м3………….…………3,4

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 17 - Сравнение вариантов установки гидроциклонов

Вариант

Диаметр, мм

Производи-тельность г/ц, м3

Крупность слива, мкм

Количество гидроциклонов

Удельная нагрузка по пескам

Диаметр питающего отверстия, см





Секция

Фабрика



1

250

56,37

48,49

23

230

0,41

6,5

2

360

104,16

64,01

13

130

0,47

9

3

500

197,32

89,79

7

70

0,82

13


К установке принимаем гидроциклоны диаметром 360 мм, объединенные в батарею по 13 гидроциклонов, одна рабочая и одна резервная для каждой секции.

Расчет магнитных сепараторов

Выбор и расчет магнитных сепараторов зависит от магнитной восприимчивости минералов, крупности материала, среды в которой производится сепарация (мокрая или сухая), и требований, предъявляемых к качеству продуктов обогащения. Для проектируемой обогатительной фабрики производим сравнение вариантов установки следующих марок сепараторов: для СМС - ПБКС 90/150, для I стадии ММС - ПБМ-П-90/250; ПБМ-П-120/300; ПБМ-П-150/200; для II, III стадий ММС - ПБМ-ПП-90/250; ПБМ-ПП-120/300; ПБМ-ПП-150/200

Производительность сепараторов для мокрой магнитной сепарации рассчитываем по нормам удельной нагрузки на 1 м ширины питания.

Расчет ведется по формуле (24)

                                             (24)

где Q - производительность сепаратора, т/ч

q - удельная производительность сепаратора, т/мч;

L - длина барабана, м.

Число сепараторов определяется по формуле (25)

,                                                       (25)

где Qn - количество руды, поступающей на сепарацию, т/ч;

Q - производительность сепарации, т/ч.

Число сепараторов на секцию определяется по формуле (26)

,                                                       (26)

где n - число сепараторов на секцию;

с - число секций.

СМС

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации…………………………………………………….СМС

Число головных рабочих органов……………………………………..1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч.……………3489,68

Число секций…………………………………………………….10

Таблица 18 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Ва-ри-ант

Тип сепаратора

Кол. руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Производи тельность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов





сек- ция

фабрика

1

ПБКС 90/150

3489,68

220

2

20


К установке принимаем сепаратор типа ПБКС 90/150 в количестве двух на секцию.

Основная ММС I стадия

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации………………………………………………………….I

Число головных рабочих органов………………………………………..1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч.……………. 3489,68

Число секций……………………………………………………………..10

Таблица 19 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Вариант

Тип сепаратора

Кол. руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Уд. производительность сепаратора, т/м ч

Производитель-ность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов






сек- ция

фабрика

1

ПБМ-П-90/250

3489,68

35

84

4

40

2

ПБМ-П-120/300

3489,68

43

124,7

3

30

3

ПБМ-П-150/200

3489,68

50

195

2

20


К установке принимаем сепаратор типа ПБМ-П-120/300 в количестве трех на секцию.

Основная ММС II стадия

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации………………………………………………….……II

Число головных рабочих органов…………………………………….1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч……………2023,68

Число секций…………………………………………………………….10

Таблица 20 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Вариант

Тип сепаратора

Кол. руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Уд.произво дительность сепаратора, т/м ч

Производительность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов






секция

фабрика

1

ПБМ-ПП-90/250

2023,68

15

36

6

60

2

ПБМ-ПП-120/300

2023,68

20

58

4

40

3

ПБМ-ПП-150/200

2023,68

25

47,5

4

40


К установке принимаем сепаратор типа ПБМ-ПП-120/300 в количестве четырех на секцию.

Основная ММС III стадия

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации……………………………………….………………….III

Число головных рабочих органов…………………………………………1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч……………1496,81

Число секций……………………………………………………….…10

Таблица 21 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Вариант

Тип сепаратора

Кол.руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Уд. производительность сепаратора, т/м ч

Производительность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов






сек- ция

фабрика

1

ПБМ-ПП-90/250

1496,81

13

31,2

5

50

2

ПБМ-ПП-120/300

1496,81

17

49,3

3

30

3

ПБМ-ПП-150/200

1496,81

20

38

4

40


К установке принимаем сепаратор типа ПБМ-ПП-120/300 в количестве трех на секцию.

Выбор и расчет магнитных дешламаторов

Для подготовки материала к магнитной сепарации, предусмотрена операция обезвоживания, которая осуществляется в магнитных дешламаторах. Эти аппараты также позволяют удалять в хвосты шламистые частицы и бедные сростки, которые засоряют магнитные продукты сепарации. На обогатительной фабрике применяют магнитные дешламаторы следующих марок МД-5, МД-9, МД-12. Расчет магнитных дешламаторов производится в следующей последовательности.

Определяем общую площадь осаждения по формуле (27)

                                                    (27)

где Sобщ - общая площадь осаждения дешламаторов, м2

Q - количество материала поступающего на обесшламливание, т/ч

q - удельная производительность магнитных дешламаторов, т/(м2ч).

Определяем число дешламаторов по формуле (28)

               (28)

где Sд - площадь осаждения одного дешламатора, м2.

Определяем количество дешламаторов на секцию по формуле (29)

,                                             (29)

где n - число дешламаторов;

с - число секций.

I стадия дешламации

Результат расчета магнитных дешламаторов

Исходные данные

Стадия дешламации……………………………………………………….……I

Количество руды поступающей на дешламацию, т/ч…………. 2432,93

Удельная производительность, т/(м2ч)……………………………….2

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 23 - Сравнение вариантов установки дешламаторов

Вариант

Тип дешламаторов

Удельная производительность, т/(м2ч)

Кол. материала поступающего на дешламацию, т/ч

Производительность по твердому, т/ч

Число дешламаторов






секция

фабрика

1

МД-5

2

2432,93

45

6

60

2

МД-9

2

2432,93

110

2

20

3

МД-12

2

2432,93

200

1

10


К установке принимаем дешламатор типа МД-12 в количестве одного на секцию.

II стадия дешламации

Результат расчета магнитных дешламаторов

Исходные данные

Стадия дешламации……………………………………………………………II

Количество руды поступающей на дешламацию, т/ч…………1687,42

Удельная производительность, т/(м2ч)………………………….…. 1,7

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 24 - Сравнение вариантов установки дешламаторов

Вариант

Тип дешламаторов

Удельная производительность, т/(м2ч)

Кол. материала поступающего на дешламацию, т/ч

Производительность по твердому, т/ч

Число дешламаторов






секция

фабрика

1

МД-5

1,7

992,78

45

5

50

2

МД-9

1,7

992,78

110

2

3

МД-12

1,7

992,78

200

1

10


К установке принимаем дешламатор типа МД-12 в количестве одного на секцию.

III стадия дешламации

Результат расчета магнитных дешламаторов

Исходные данные

Стадия дешламации………………………………………………………III

Количество руды поступающей на дешламацию, т/ч……………1298,01

Удельная производительность, т/(м2ч)……………………………. 1,5

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 25 - Сравнение вариантов установки дешламаторов

Вариант

Тип дешламаторов

Удельная производительность, т/(м2ч)

Кол. материала поступающего на дешламацию, т/ч

Производительность по твердому, т/ч

Число дешламаторов






секция

фабрика

1

МД-5

1,5

1298,01

45

4

40

2

МД-9

1,5

1298,01

110

1

10

3

МД-12

1,5

1298,01

200

1

10


К установке принимаем дешламатор типа МД-9 в количестве одного на секцию.

2.5 Выбор и расчет вспомогательного оборудования

Для проектируемой фабрики рассматриваем варианты установки следующих типов насосов: II и III стадий классификации ГрК8000/71; I, II и III стадиях обесшламливания 8ГрК-8.

Расчет насосов

Для перекачки продуктов обогащения на фабрике применяют насосы. На проектируемом отделении насосы устанавливают на сливе классификации и перекачки сгущенного продукта дешламаторов. Для расчета принимаем грунтовые насосы.

Расчет насосов производим в следующей последовательности:

Определяем удельный вес пульпы по формуле (30)

,                                                (30)

где  - плотность руды, т/м3;

R - разжижение пульпы.

Определяем производительность насосов по пульпе по формуле (31).

,                                 (31)

где Qв - производительность насосов по воде, м3/ч.

Определяем количество насосов на фабрике по формуле (32).

,                                                       (32)

где n - число насосов;

Vn - объем перекачиваемой пульпы, м3/ч;

Qn - производительность насосов, т/м3;

Определяем количество насосов на секцию по формуле (33).

,                                                       (33)

где n - число насосов;

с - число секций.

Классификация II стадии

Результат расчета насосов

Исходные данные

Плотность материала, т/м3………………………………………….…3,4

Отношение жидкого к твердому в продукте или операции, Ж: Т…5,69

Объем перекачиваемой пульпы, м3/ч………………………….. 14625,47

Удельный вес пульпы, т3/м…………………………………………2,69

Количество секций ………………………………………….…….…10

Классификация III стадии

Результат расчета насосов

Исходные данные

Плотность материала, т/м3…………………………………………….…3,4

Отношение жидкого к твердому в продукте или операции, Ж: Т. 13,33

Объем перекачиваемой пульпы, м3/ч…….…………………. 13132,15

Удельный вес пульпы, т3/м……………………………………….. 1,83

Количество секций ……………………………………………………10

Обесшламливание I стадии

Результат расчета насосов

Исходные данные

Плотность материала, т/м3………………………………………………3,4

Отношение жидкого к твердому в продукте или операции, Ж: Т…0,82

Объем перекачиваемой пульпы, м3/ч………………….………. 1930,83

Удельный вес пульпы, т3/м…………………………………………. 1,45

Количество секций …………………………………………….…………10

Обесшламливание II стадии

Результат расчета насосов

Исходные данные

Плотность материала, т/м3……………………………………………3,4

Отношение жидкого к твердому в продукте или операции, Ж: Т…0,93

Объем перекачиваемой пульпы, м3/ч……………………….…1428,13

Удельный вес пульпы, т3/м………………………………………….. 2,45

Количество секций …………………………………………….…………10

Обесшламливание III стадии

Результат расчета насосов

Исходные данные

Плотность материала, т/м3……………………………………………3,4

Отношение жидкого к твердому в продукте или операции, Ж: Т…..1

Объем перекачиваемой пульпы, м3/ч………………….………. 1670,54

Удельный вес пульпы, т3/м………………………………………….. 2,2

Количество секций……………………………………………………10

Таблица 26 - Сравнение вариантов установки насосов

Наименование операции

Тип насоса

Производительность по воде, м3

Производительность насоса по пульпе, т/ч

Количество насосов





На секцию

На фабрику

II стадия классификации

Гр8000/71

3600

1338,29

1

10

III стадия классификации

Гр8000/71

3600

1967,21

1

10

I стадия обесшламливания

8ГрК-8

400

163,27

1

10

II стадия обесшламливания

8ГрК-8

400

163,27

1

10

III стадия обесшламливания

8ГрК-8

400

181,81

1

10



Расчет ленточного конвейера

Ленточные конвейера предназначены для транспортирования горной массы, продуктов обогащения, сухих хвостов и других сыпучих материалов и штучных грузов.

Рассчитываем ширину конвейерной ленты по формуле (34).

,                                    (34)

где В-ширина ленты конвейера, м;

Q - расчетный грузопоток, т/ч;

Кn - коэффициент производительности;

с - коэффициент, учитывающий угол наклона конвейера;

с - насыпная плотность руды, т/м3;

н - скорость движения ленты конвейера, м/с.

 м

Проверяем ширину ленты по кусковатости материала по формуле (35).

,                                           (35)

Исходя из данных работы действующей фабрики принимаем ленточный конвейер шириною ленты 800 мм.

Расчет бункера

Бункера предназначены для хранения сыпучих и кусковых материалов. Это вызвано необходимостью создания запасов сырья на обогатительной фабрике. Для расчета принимаем цилиндрический бункер.

Расчет бункера производят в следующей последовательности:

Определяем объём бункера по формуле (36).

,                                          (36)

где V - объём бункера, м3;

Q - вместимость одной ячейки бункера, т;

с - насыпной вес материала, т/м3;

ц1 - коэффициент заполнения бункера, принимаем ц1 = 0,8.

 м3

Определяем высоту конической части бункера по формуле (37)

,                                 (37)

где D - диаметр цилиндрической части бункера, м;

d - диаметр выпускного отверстия бункера, м, принимаем d = 1;

б - угол наклон цилиндрической части бункера, принимаем б = 45º.

 м

Определяем объём конической части бункера по формуле (38).

,                                     (38)

 м3

Определяем высоту цилиндрической части бункера по формуле (39).

,                                                    (39)

где ц2 - коэффициент заполнения призматической части бункера, ц2 = 0,5.

 м

Определяем общую высоту бункера по формуле (40).

,                                               (40)

 м

К установке принимаем цилиндрический бункер высотой 15,05 м.

3. Специальная часть. Выбор связующих добавок для производства обожженных окатышей

.1 Сырые окатыши в большинстве случаев имеют прочность при раздавливании 6,9 Н/окатыш

Этот уровень, достаточный для дальнейшей их обработки, обычно достигается окомкованием увлажненного концентрата. Если все-таки применяют связующее при окомковании железорудных концентратов, то делают это прежде всего для увеличения прочности окатышей, их стойкости при быстром нагреве и для улучшения металлургических свойств окатышей.

Характерным свойством связующих является их высокая степень измельчения и коллоидный характер.

В современной практике используют разные связующие, например бентонит, буру, известняк, известь, доломит, Са(ОН)2, СаСl, MgCl2, Na2COS, различные каучуки, резину гуар, в последнее время применяют макромолекулярные связующие.

Наиболее распространенным связующим при производстве окатышей является бентонит. Главными его свойствами с точки зрения окомкования, являются разбухание при увлажнении, дисперсность, связность, способность обмена ионов, способность выделять при нагреве влагу, что предотвращает растрескивание окатышей при быстром нагреве.

Частицы бентонита после увлажнения образуют пленку с большой поверхностью, которая обволакивает частицы руды и соединяет их между собой. Прочность сырых и, главное, высушенных окатышей с добавкой бентонита повышается благодаря взаимному притяжению частиц бентонита и притяжению частиц, бентонита и магнетита, причем связка сохраняется и после удаления воды во время сушки.

Бентонитовые глины состоят из монтмориллонита и ему подобных материалов. Их состав определяется формулой (Al, Mg)2_3 - (OH)2 - (Si4Oio) - nH2O.

Для кристаллохимческой структуры бентонитов характерным является симметричное распределение тетраэдов силиката, между которыми вклинивается цеолитовый слой. Часть ионов кристаллической решетки имеет способность обмениваться катионами Ca*+, Mg2+, Na+. Основным структурным элементом частиц бентонита являются две тетраэдрические грани Si - O, разделенные одной октаэдрической гранью. Частицы, имеют положительный заряд, если они расположены на этих гранях. Отрицательный заряд частиц, по всей вероятности, возникает вследствие катионного обмена.

Монтмориллониты, обладающие хорошими связующими свойствами, имеют высокий отрицательный заряд. Небольшие количества катионов Mg2+ могут до такой степени изменить потенциал бентонита, что он теряет качество связующего. Ион Са2+ может снизить потенциал бентонита почти до нуля. Для активации бентонитов применяют соединение натрия.

Со структурой кристаллической решетки бентонита связаны некоторые специфические свойства, проявляющиеся при его реакции с водой. Бентониты интенсивно поглощают воду и увеличиваются при этом в объеме в 15-20 и более раз. В естественном состоянии в большей степени разбухают щелочные бентониты.

Бентонитовые глины являются тонкодисперсными системами. Размеры отдельных кристаллов намного меньше 0,1 мкм. В результате этого бентониты отличаются большой поверхностью (около 600-900 м2/г). В водных суспензиях щелочно-земельных бентонитов доля частиц размером не более 1,5 мкм составляет только 30-40 %, а в водной суспензии высококачественного щелочного бентонита доля частиц этой крупности составляет 70-90 %.

Более выгодными являются содовые бентониты, отличающиеся высокой степенью разбухания и большим значением рН. Увеличение объема содовых бентонитов при разбухании составляет до 40 % (рН 9-10), а кальциевых - до 10 % (рН 8).

Добавка бентонита приводит к упрочнению окатышей в зонах сушки и обжига. Высокая прочность окатышей с добавкой бентонита, по всей вероятности, связана с образованием шлакового расплава. Применение бентонита имеет следующие преимущества: улучшение комкуемости, повышение прочности сырых окатышей, улучшение газопроницаемости слоя окатышей при обжиге на колосниковой решетке, уменьшение образования мелочи, улучшение значений прочности при истирании в результате более равномерных условий спекания. Бентонит также влияет на прочность окатышей при восстановлении. Это явление проявляется значительнее для окатышей из богатых концентратов, чем для окатышей из концентратов с большей долей пустой породы.

3.2 Замена бентонита другими связующими

Поиск заменителей бентонита, являющегося основой связующей добавкой, обусловлен все возрастающим его дефицитом, прогрессирующим снижение качества и значительной удаленностью его месторождений от фабрик окомкования. Применение бентонитов с низкой связующей способностью потребует их повышенного расхода в шихту (до 18-20 кг/окатыш), что заметно обедняет ее по железу из-за высокого содержания в них кремнезема (около 60 %).

Согласно классификации заменители бентонита подразделяются на два основных типа: неорганические связующие, включающие в себя глинистые и известково-цементные вещества, и органические, подразделяющие в свою очередь на продукты переработки горючих ископаемых, продукты целлюлозно-бумажной промышленности, другие производные органического синтеза. Природными заменителями дефицитного бентонита в первую очередь могут служить глиноземистые железные руды, нонтронитовые и келловейские глины, а также отходы глиноземного производства. Нонтронитовые глины - это железистые разновидности монтмориллонита, в которых глинозем полностью или частично замещен оксидом железа.

Перспективные месторождения нонтронитовых глин, пригодных для окомкования железорудного концентрата, расположены в основном на территории Оренбургской, Кустанайской, Челябинской и Актюбинской областей (Восточное, Кайрактинское, Киембаевское, Сахаринское, Афанасьевское, Берсуатское и целый ряд других месторождений). На этих месторождениях запасы нонтронитовых глин составляют в совокупности 200 млн. т. для всех месторождений характерны хорошие горнотехнические условия залегания. Глины залегают на глубинах от 1 до 25 м. средняя мощность горизонта глин 8-10 м.

Особенности нотронитовых глин следующие. В разрезе земной коры выделяются четыре основные зоны (сверху вниз): охр, нонтронитовых глин, нотранизованных серпентинитов и выщелоченных серпентинов. Для окомкования, согласно предварительным исследованиям, возможно использовать две зоны: охр и нонтронитовых глин. На месторождениях существуют две разновидности охр: вишнево красные с низким содержанием никеля и высоким содержанием железа (до 57 %) - с сохранением структурно - текстурных особенностей нонтронитовых глин, по которым они образовались; желто-бурые охры - рыхлые, порошкообразные. Мощность зоны охр - до 30 м. Основные минералы зоны охр - гетит, гидрогетит, гематит, гидрогемати, нонтронит обохренный, каолинит, галлуазит; второстепенные - кварц, опал, кальцит, магнетит. Основные минералы зоны нонтронитовых глин - нонтронит (свыше 60 %), оксиды и гидрооксиды железа, серпентин, магнетит, кварц, опал, хромшпинелиды, гирохлорид. Железистые разновыдности - темного цвета, глиноземестые разновидности - светло-зеленого цвета.

Химический нотронит - это твердый раствор в ряду

(Me0˃33 • H2O) • F3+ (Si3167 • Al0,33) ' O10 • (OH)2 - (Me0,33 • H2O) • (Al67 • Mg0,33) Si4O10 • (OH)2,

где Ме-Na1+, K1+, Ca2+, Mg2+ и др.

Минералогический состав нонтронитовых глин - полиминеральный (приведен в таблице 27).

Структура алюмосиликатов типа монтмориллонита следующая. Между силикатными слоями находятся адсорбированные обменные катионы (кальция, магния, натрия и т. д.), которые компенсируют излишний отрицательный заряд, возникающий в результате замещения в его кристаллической решетке Si4+ на Al3+, Al3+ на Mg2+, Fe2+, Zn2+, Ni2+ и т. д. Часто встречаются диоктаэдрические разновидности монтмориллонита, в которых незначительная часть Al3+ замешена на Mg2+ и Fe2+, а Si4+ на Al3+.

Таблица 27. Минералогический состав пород

Минералы

Содержание минералов, %


выщелоченные породы

нонтронитовые глины

охра

Нонтронит Гидроксиды Серпентин Магнетит Минералы мархлорит, гидрокварц, хальцекорбонаты Хромшпинели Галлуазит Каолинит

10-40 2-10 10-60 1-5 0,5-2 0-5 5-20 5-15 0,3-0,5 - -

60-90 5-40 0-10 1-10 0,5-2 0-10 (до30) 0-5 0-2 0,5-1,5 0-5 (до30) -

5-35 50-90 - 1-5 1-5 - 0,5-15 - 1-2 0-10 5-35



Таблица 28. Влияние количества нонтронита в дабавке на характеристики сырых окатышей

Нонтронит в добавке, %

Пористость окатышей, %

Количество сбрасываний до разрушения с высоты 300 мм

Прочность сухих окатышей, Н/ок

Бентонит 70 80

33,0 33,8 34,5

2,9 4,0 3,4

38 52 47

60 40

33,0 34,0

2,9 2,2

37 30


Проведенные институтом НИИКМА исследования показали, что использование нонтронитовых глин в качестве связующего не ухудшает качество сырых окатышей, а прочность сухих окатышей даже выше прочности окатышей с бентонитом. Определяющим связующие свойства добавки является нонтронит, который обеспечивает необходимую прочность сырых окатышей. Данные, подтверждающие связующие свойства нонтронита в добавке, представлены в таблице 28.

При определении их оптимального соотношения улучшаются свойства сырых окатышей при минимальном разубоживании их по железу. В результате выполнения МИСиС, НИИКМА, ВНИИМТ, КачГОК, ЛебГОК лабораторных и промышленных экспериментов выявлены оптимальные количества добавки нонтронитовой глины и режимы упрочняющего обжига. Для повышения прочности обожженных окатышей с добавкой нонтронитовой глины в качестве связующего предложено смешать нонтронитовую глину с глиноземистой железной рудой в соотношении (1-1,2): (2,5-3,5) и вводить смесь в шихту в количестве 0,1-0,5 % на каждый процент флюса.

Полноценной связующей добавкой при производстве офлюсованных окатышей может быть мелоподобный мергель (в количестве от 3 до 7 %), занимающий промежуточное положение между глинами и известняками и широко распространенный в вскрышных породах железорудных месторождений КМА. Промышленные испытания на Лебединском ГОКе по применению мергеля показали, что металлургические свойства окатышей повышаются и можно обеспечить комплексное использование сырья.

Оригинальным и дешевым заменителем бентонита может быть келловейская глина, являющаяся одной из составляющих вскрышной толщи Михайловского Месторождения железных руд и близкая по химическому составу к бентониту. Неоднократные опыты по применению этой глины на фабрике окомкования Михайловского ГОКа, показали, что она является полноценным связующим, обеспечивающим качественные технологическими условиями.

В качестве связующей добавки могут использоваться бокситовые шламы представленные в основном дисперсными глинистыми частизами и содержащие 45-50 % Fe2O3 и 5-8 % СaO. Сырые окатыши, полученные с использованием вместо бентонита известкованного шлама (степень известкования не менее 20 количестве 3-6 %, имеют достаточно высокие прочностные показатели: прочность на сжатие 9-11 Н/окатыш, число сбрасываний с высотой 0,45 м 3-7 раз. Однако из-за низких связующих свойств приходится давать шлама в шихту ˃5 %, что снижает содержание железа в окатышах.

Большой интерес представляет использование в качестве связующего при производстве окатышей извести, выполняющей, кроме того, роль основное флюса, что повышает металлургическую ценность окатышей. Производств окатышей с использованием извести за рубежом за 15 лет (1970-1985 увеличилось в 27 раз и составило на конец 1985 г. 44 млн. т/год. При этом практически на всех фабриках окомкования известь дают в шихту в гашенном виде в количестве 1,5-2 %.

Таблица 29 - Характеристика шихты, сырых и обожженных окатышей в опытно-промышленных и промышленных испытаниях

Показатели

Опытно-промышленные Промышленные


С бентонитом

С известью

С бентонитом

С известью

Состав концентрата, %: Fe SiO2 Состав шихты, %: Концентрат Флюс связующее  Содержание влаги, % Объемная доля пор, %

 65,2 8,3  91,0 8,2 0,8 Сырые окатыши 9,9 33,5

 65,1 8,4  92,6 5,9 1,5*  9,7 33,9

 64,7 8,9  90,4 8,9 0,7  9,3 35,9

 64,8 8,8  92,1 6,7 1,2*  9,2 34,4

Фракционный состав, % ˃18 мм -18+8 мм ˂8 мм Средний диаметр, мм прочность: на сжатие, Н/окатыш на удар, раз Предельная t cушки, Сº Производительность обжиговой машины по сырым окатышам, т/ч  Для пор, % общих открытых Прочность на сжатие (ГОСТ 24765), кН/ок Барабанные показатели (ГОСТ 15137), % ˃5 мм ˂0,5 мм Прочность при восстановлении (ГОСТ 19575), % ˃10 мм -10+5 мм ˂0,5 мм Степень разрушения, % Степень восстановления (ГОСТ 19575-84), % Усадка слоя, % Перепад давления газа в слое, Па Температура начала усадки, Сº Степень восстановления (ГОСТ 21707-76), % Степень восстановления (ГОСТ 17212-84), % при температуре: 800 900

13,7 85,5 0,8 -  10,3 6,0 600 76,2   Обожженные окатыши 27,3 22,1 3,42    98,2 1,5    50,1 86,8 3,7 84,4 40,9  8,7 40,0  950  65,7     38,8 53,7

5,2 93,2 1,6 -  10,6 5,0 504 74,5     30,9 28,1 3,62    95,5 3,7    31,4 84,9 4,4 88,0 50,6  16,1 61,0  880  81,1     44,5 60,0

8,2 89,1 2,7 13,0  12,0 4,6 530 320/352     29,8/30,6** 27,4/28,9 3,79/2,77    97,3/92,1 2,5/7,0    22,3/47,7 84,0/90,6 4,4/3,0 85,9/74,5 48,4/45,1  10,8/15,5 31/80  855/815  75,1/88,5     43,0/- 60,1/-

7,9 87,4 4,7 15,2  10,0 3,2 352 310/312     27,6/31,1 25,0/29,8 4,54/3,16    97,5/89,9 2,3/9,0    2,9/39,2 74,5/88,0 4,4/3,3 100/86,8 54,7/51,4  19,6/20,2 68/70  845/815  93,4/74,0     35,1/- 45,2/-


Проводятся исследования по использованию извести в шихте окатышей Днепропетровским металлургическим институтом (ДМетИ), Московским институтом стали и сплавов (МИСиС) и Механобрчерметом, лабораторные опыты полупромышленные и промышленные исследования на обжиговых машинах ОК-108 и ОК-306 СевГОКа, проведенные ДМетИ и Механобрчерметом, паказали что получение сырых окатышей после замены бентонита негашеной известью не вызывало затруднений. Фракционный состав их в опытно-промышленных исследованиях был ровнее, прочность на сжатие была практически одинаковой, а прочность на удар и предельная температура сушки были на 17 % ниже, чем с бентонитом. В промышленных условиях качество сырых окатышей несколько хуже. Обожженные окатыши с известью в обоих случаях имели выше прочность сжатие, восстановимость, но несколько ниже прочность на удар и истираемость, показали прочности при низкотемпературном восстановлении. Содержание железа в окатышах повысилось на 0,4 %. Некоторое снижение показателе качества известковых окатышей можно объяснить неотработанностью режима температурно-тепловой обработки их, так как из опыта известно, что любое изменение в составе шихты потребует изменения режима обжига окатышей.

Добавка извести не только улучшает комкуемость шихты, но и интенсифицирует процесс обжига окатышей. Исследования влияния применение извести в шихте для производства окатышей из концентратов Костомукшского и Соколовско-Сарбайского ГОКов, проведенные МИСиС, показали существенное воздействие извести на процесс упрочнения окатышей и их конечные свойства.

Следует отметить, что исследования и практика применения негашеной извести в шихте окомкования показывают, что важнейшим условием успешной подготовки шихты к окомкованию является обеспечение максимальной гидратам извести, в противном случае этот процесс происходит уже после образован гранул, что ведет к разрушению их. Предложены и опробованы в качестве связующего также железофлюс, ферритная смесь (совместно измельченные сухим способом железо- и известьсодержащие материалы), различные типы цемента, мел, хлористый кальций и натрий, сульфат железа.

Испытываются органические связующие, такие как сточные воды коксоческого производства, фенольные смолы, гудронное мыло, сульфитно-спиртовая барда, натриевая соль карбоксилметилцеллюлозы (КМЦ), отходы производства поливинилового спирта, уголь, битум, торф, лигнин, полиакрилат натрия и др.

Особый интерес в этой группе заменителей бентонита представляет полимер на основе целлюлозы, получивший название «Перидур». Успешные опыты с использованием «Перидура» проведены на десяти зарубежных окомковательных фабриках. Только в США произведено более 750 тыс. т окатышей с использованием «Перидура»

Особенностью термообработки окатышей с «Перидуром» является повышенная высота слоя окатышей на решетке и более быстрое окисление магнетита из-за большей пористости окатышей вследствие выгорания связующего. Восстановимость опытных окатышей была выше, чем у окатышей с бентонитом. В целом в процессах производства окускованного железорудного сырья органические связующие в силу разных причин пока не находят широкого применения. Наиболее перспективным связующим являются глиноземсодержащие материалы, известь и их смеси, так как они не только заменяют дефицитный бентонит, но и позволяют вовлечь в металлургическую переработку нигде не используемые материалы, а также улучшить качество окатышей.

Но в связи с интенсификацией производства окатышей на фабриках окомкования, с повышением требований к качеству окатышей повсеместно на всех фабриках перешли на использование высококачественных бентонитов. Качество бентонита должно удовлетворять следующим требованиям: индекс набухания - не менее 26 мл/2г; эффективная вязкость 10 %-ной суспензии глины - не менее 30 мПа*с; набухаемость - не менее 12 раз.

Обычно применяют высококачественные щелочные бентониты (степень разбухания 20-30 %, для фракции ˂0,74 мм 90-95 %). Расходы их обычно составляет 5-8 кг/т влажного концентрата. Принципиально применяется бентонит самого высокого качества, чтобы не было необходимости увеличивать нужное количество воды. Гарантией качества бентонита является и его тонкий помол.

.3 Промышленные испытания бентонитовой глины ООО «Бентолюкс» на ФОК ОАО «МГОК»

На фабрике проведены промышленные испытания по применению бентонита ООО «Бентолюкс». Для проведения промышленных испытаний на Михайловский ГОК была представлена опытная партия активированного бентонита ООО «Бентолюкс» в колличестве 1011,7 т.

Массовая доля влаги в бентоглине «Бентолюкс» составила 18,61 % (от 17,35 до 20,15 %), вязкость 10 % суспензии 31,35 мПа*с (от 30,19 до 33,85 мПа*с), индекс набухания 32,1 мл/2г (от 31,3 до 33,4 мл/2г глины), набухаемость 14,94 ед. (от 14,5 до 15,5 ед.). Массовая доля монтмориллонита в бентоглине «Бентолюкс» составила 43,4 %. Массовая доля влаги в бентоглине «АзРПИ» в этот же период составила 24,41 % (от 23,7 до 25,53 %), вязкость 10 % суспензии 43,66 мПа*с (от 40,54 до 46,85 мПа*с), индекс набухания 35,5 мл/2г (от 31,3 до 39,0 мл/2г глины), набухаемость 16,94 ед. (от 16,2 до 17,8 ед.). Реологические показатели бентонита определялись при влажности порошка ~ 9,5-10,0 %.

При переработке смеси бентоглин «АзРПИ+Бентолюкс» на участке шихтоподготовка 7 и 9 декабря произошла завальцовка мельничной системы № 1, время простоя составило 88 ч, поэтому были вынуждены ввести переработку бентонита на мельничной системе № 2. Кроме того, 3 раза за опытный период из-за угрозы вальцевания вынуждены были снижать нагрузку на мельничную систему, поэтому в среднем за испытания производительность мельничных систем в опытный период получилась меньшей, чем была в базовом периоде. Производительность мельничных систем № 1 и 2 составили по периодам работы, соответственно: в базовом - 20,6 и 19,2 т/ч, в опытном - 17,3 и 18,7 т/ч. Режим работы сушильного барабана и мельничных систем № 1 и № 2 представлен в таблицах 28 и 29.

Таблица 30 - Режим сушки бентоглины

Период

Сила тока, А

горелка 1

горелка 2

Температ-ура в топке, ºС

Температу-ра в смесит. камере, ºС

Темпирату-ра в разг. камере, ºС



Расход, м3

Расход, м3






газ

воздух

газ

воздух




База

12,6

143

1431

136

1360

884

712

82

Опытн.

12,1

142

1423

135

1349

918

725

84


Таблица 31 - Режим измельчения бентонитов

Период

Нагрузка, т/ч

Расход, м3

Сила тока, А

Д Р в мельнице, кгс/м2

Температ-ура в топке, ºС

Т за топкой, ºС

Т за м-цей, ºС



газ

воздух






Мельницей № 1

База

20,6

113

1134

93

198

612

392

55

Опытн.

17,3

97

993

80,3

172

560

358

52

Мельница № 2

База

19,2

157

1574

119

199

855

506

55

Опытн.

18,7

133

1334

119

177

789

463

55

Наименование материала

№ пробы

Wисх, %

Wисх, %

Индекс набух., мл/2г

Набухаемость, ед

Эф. вязкость, мПа*с

Бентолюкс Бентолюкс Бентолюкс

№ 1 № 2 № 3

18,92 18,73 19,05

8,64 8,35 8,74

29,55 27,28 29,59

14,4 16,8 14,4

29,94 29,45 28,22

среднее


18,9

8,58

28,81

15,2

29,20

АзРПИ АзРПИ АзРПИ

№ 1 № 2 № 3

24,64 23,23 23,25

8,17 7,95 7,33

33,76 38,02 36,69

15,4 17,4 16,8

55,22 56,44 42,44

среднее


23,7

7,82

36,16

16,5

51,37


Из-за пониженной влажности исходной бентоглины (в пределах от 17,3 до 20,1 % вместо 22,0-24,0 %) и получении низкой влажности бентопорошка в ходе испытаний с целью недопущения пережога глины и для поддержания влажности бентопорошка на уровне технических требований (норма - не ниже 7,5 %) было принято решение о снижении температуры в топке и за мельницей, так температура в топке мельницы № 1 снижена с 612 до 560ºС, температура за топкой снижена с 392 до 358ºС, аналогичное снижение температур выполнено и по мельничной системе № 2. Из представленных данных видно, что влажность измельченного порошка удалось выдержать на уровне в среднем 7,29 % (от 5,86 до 8,6 %), вязкость суспензии смеси «Бентолюкс» при такой влажности составила в среднем 47,56 мПа*с (от 36,69 до 60,37 мПа*с).

В период испытаний удельный расход бентонита, вводимого в шихту, варьировался незначительно и составил в средне 0,63 %.

Таблица 33 - качественные характеристики бентонита до и после измельчения

Дата, отбора

Перед м/с (И - 7,8)

Бункер готовой продукции

При-меча- ния


Время отбора

W, %

Wост., %

Индекс набух., мл/2г

Эфф. вязк., мПа*с

Время отбора

W, %

Индекс набух., мл/2г

Эфф. вязк., мПа*с


05.12

14-00 15-00 17-00

19,42 17,50 19,69

7,86 9,34 8,74

32,56 36,4 31,78

22,94 40,85 37,18

 15-00 17-00

 7,22 7,14

 31,3 30,15

 49,08 45,77

 1 м/с

05.12

19-00 21-00 23-00 0-00

18,52 17,35 18,88 18,93

9,53 9,50 9,08 9,93

35,37 34,25 33,00 36,64

48,22 49,94 54,48 48,22

19-00 21-00 23-00 0-00

5,86 6,08 7,12 7,37

29,74 29,81 31,22 33,47

39,63 38,65 51,54 53,38

  1 м/с

08.12

5-00 7-00 9-00 11-00

17,14 15,52 14,03 19,54

8,47 7,48 8,47 9,44

32,8 31,3 28,4 33,1

43,68 38,53 37,18 50,55

5-00 7-00 9-00 11-00 13-00

7,15 6,89 6,23 8,29 8,57

31,23 32,22 31,99 32,71 32,81

46,75 54,85 53,50 58,41 50,43

  1 м/с







15-30

6,48


47,67

2 м/с


Таблица 34 - Качественные показатели бентопорошка с мельничной системы № 1 и 2

«Бентолюкс» +АЗРПИ

cp min max

2,27

57,80

7,29

89,9

47,56

26,89



1,96

55,60

6,00

89,0

36,69

26,80



2,50

60,42

8,10

90,8

60,37

29,80

АЗРПИ+ «Базэлцемент»

cp min max

2,55

57,78

7,94

89,7

50,08

30,50



2,02

55,86

7,33

88,2

31,90

26,50



3,26

59,95

8,80

91,4

63,07

34,10


В таблице 7 приведены усредненные показатели работы по сырому окомкованию за период испытаний по данным оперативного учета, данными оперативного опробывания ОТК и опробываниям ЦТЛ. В указанный период средние величины влажности концентрата и сырых окатышей равнозначны в пределах погрешности измерений, соответственно, 9,94-9,95 % и 9,79-9,76 %.

При использовании смеси «АзРПИ+Бентолкс» прочность на раздавливание сырых окатышей снизилась с 1,54 кг/ок. в базавом периоде до 1,47 кг/ок. в опытном периоде, прочность на сбрасывание понизилась с 4,8 до 4,28 раз. Средний диаметр окатышей составил по периодам: в базовом - 12,0 мм, в опытном - 11,94 мм. Температура шока окатышей во всех периодах 700ºС.

В период промышленных испытаний режим термообработки слоя окатышей, содержащих смесь «АзРПИ+Бентолюкс», не корректировался (таблица 34).

Таблица 35 - Качество сырых и обожженных окатышей и параметры работы обжиговой машины № 2 по данным оперативного учета ФОК (среднее по экспресс-анализам)

№ п/п

Параметры

Базовый

Опытный

1     2    3 4        5                 6 7 8

Качество концентрата - массовая доля влаги, %: влаги железо SiO2 -удельная поверхность, см2/г Качество сырых окатышей - массовая доля влаги, % - прочность на раздавливание, кг/ок. - прочность на сброс, раз. Расход бентонита на 1 т окатышей Качество обожженных окатышей - массовая доля, %: Fe FeO SiO2 - основность - прочность на сжатие, кг/ок. - массовая доля кл. 0-5 мм, % - истираемость окатышей (Б-0,5), % Показатели КИПи А: Нагрузка по ЛК ОБ-1 (ОБ-2), т/ч Нагрузка по ЛК ОК-5 (ОК-6), т/ч Доля возврата из-под рол. укладчика, % Скорость машины, т/ч Высота слоя сырых окатышей, мм Температура теплоносителя в в/к № 1-2, ºС Давление в коллекторе СК-2-2, кгс/м2 Температура теплоносителя над в/к, ºС: № 3 № 5 № 6 № 7 № 9 № 10 № 14 Разряжение в в/камерах №№ 3-7, кгс/м2 Температура в вакуум-камере 17, град. С Производительность машины, т/ч Уд. Расход газа на обжиг, м3/т Температура наружного воздуха, град. С

 9,94 65,12 8,63 1460  9,79 1,54 4,80 8,5  63,09 0,85 8,73 0,084 231,2 4,46 4,05  767,6 83,3 10,85 4,17 332 256 643 304 584 656 730 910 1139 1266 -381 479 622 8,90 -2,2

 9,95 65,10 8367 1464  9,76 1,47 4,28 8,5  63,06 0,79 8,78 0,083 230,2 4,58 4,16  768,5 90,7 11,80 4,05 330 260 633 303 586 654 734 914 1145 1265 -377 479 616 8,77 -1,6


Испытания показали, что сырые окатыши с использованием смеси «Бентолюкс» по термостойкости не отличается от базовых окатышей, выход возврата из-под роликового питателя возврос с 10,85 % в базовом периоде до 11,80 % в опытном периоде.

Производительность обжиговых машин при использовании смеси «АзРПИ+Бентолюкс» в опытном периоде снизилась на 6,0 т/ч, прочность на сжатие составила 230,2 кг/ок (у базовых окатышей - 231,2 кг/ок.), содержание класса минус 5 мм в окатышах составило 4,58 % (в базе 4,46 %), а показатель истираемости окатышей составил 4,16 % (в базе 4,05 %).

Проведен полный химический состав бентонитовых глин различных поставщиков и обожженных окатышей. Бентонитовая глина ООО «Бентолюкс» имеет наибольшую сумму оксидов щелочных металлов (на 1,13/1,63 % больше, чем у бентоглин текущего производства ФОК), что приводит к возрастанию содержания щелочей в обожженных окатышах.

Выводы:

На ФОК ОАО «Михайловский ГОК» проведены промышленные испытания производства железорудныз окатышей с использованием в качестве компонента связующего бентонитовой глины ООО «Бентолюкс». Определены технологические показатели работы оборудования и технологических линий при использовании смеси бентонитов «АзРПИ+Бентолюкс».

Результаты промышленных испытаний при использовании в качестве связующего смеси бентонитов «АзРПИ+Бентолюкс» показали следующее:

. Бентоглина ООО «Бентолюкс», поступившая на ФОК в ноябре-декабре 2012 года, соответствует требованиям договорных обязательств реологическим показателям, в отдельных частях партии не соответствует по массовой доле влаги, кроме того менее однородна по качественным характеристикам и уступает по качеству (индекс набухания и эффективная вязкость) бентоглинам текущего производства ФОК. Массовая доля влаги в бентоните «Бентолюкс» составила 18,61 % (от 17,35 до 20,15 %), вязкость 10 % суспензии 31,35 мПа*с (от 30,19 до 33,85 мПа*с), индекс набухания 32,1 мл/2г (от 31,3 до 33,4 мл/2г глины), набухаемость 14,94 ед. (от 14,5 до 15,5 ед.). Массовая доля монтмориллонита 43,4 %, что ниже, чем у бентоглин текущего производства ФОК (не менее 63,0 %).

. При переработке смеси бентоглин «АзРПИ+Бентолюкс» на участке шихтоподготовки произошла завальцовка мельничной системы № 1 (время простоя 88 ч). В течение опытного периода из-за угрозы вальцевания нагрузку на мельничную систему снижали от 2 до 5 т/ч. Несмотря на щадящий режим сушки и измельчения смеси «Бентолюкс+АзРПИ» качественные показатели бентопорошка по массовой доле влаги не соответствовали техническим требованиям, влажности бентопорошка составила в среднем 7,29 % достигая в отдельные периоды 6,0 %, при норме не менее 7,5 %.

. Использование смеси бентонитовых глин «Бентолюкс+АзРПИ» позволяет получить обожженные окатыши с качеством, удовлетворяющим ТУ 0722-001-00186849-2009, при этом технико-экономические показатели работы ФОК ухудшились:

производительность сушильно-размольного оборудования при измельчении бентонита «Бентолюкс» снизилась с 20 до 17-18 т/ч;

прочностные характеристики сырых окатышей практически не изменились, удовлетворяют требованиям производства окатышей в условиях ОАО «Михайловский ГОК», но ниже прочности окатышей текущего производства: прочность на раздавливание снизилась с 1,54 до 1,47 кг/ок., прочность на сбрасывание снизилась с 4,80 до 4,28 раз (Д= -0,54 раз);

производительность обжиговых машин снизилась на 6,0 т/ч;

прочность обожженных окатышей на сжатие уменьшилась на 1,0 кг/ок. (до 230,2 кг/ок. против 231,2 кг/ок. у базовых окатышей), содержание класса минус 5 мм и показатель истираемости возросли на 0,12 и 0,11 %.

. Бентонитовая глина ООО «Бентолюкс» имеет наибольшую сумму оксидов щелочных металлов (на 1,13/1,63 % больше, чем у бентоглин текущего производства ФОК), что приводит к возрастанию содержания щелочей в обожженных окатышах.

. Измельченная смесь бентонитов «АзРПИ+Бентолюкс» пригодна для производства окатышей в условиях фабрики окомкования ОАО «Михайловский ГОК», но уступает по своим технологическим свойствам бентонитовым глинам текущего производства, что приводит к снижению технико-экономических показателей ФОК.

3.4 Промышленные испытания Индийской бентонитовой глины «Ашапура»

На фабрике окомкования ОАО «Михайловский ГОК» проведены промышленные испытания по применению бентонита Ashapura minechem Ltd. Далее по тексту «Ашапура».

Таблица 36 - Данные входного контроля бентонитовой глины «Ашапура» и бентонитов текущего производства ФОК

Наименование бентонита

Масса, т

Массовая доля монтмориллон-ита, %

Фактические показатели по результатам испытаний




Массовая доля влаги, %

Массовая доля класса -5+0 мм, %

Эффект. вязкость, мПа*с

Индекс набухания, мл/2г

Набухае- мость, раз

«Ашапура» 2011

1500

92,30

23,87

47,2

59,24

40,40

15,29

«Ашапура» апрель2013

6981,4

87,46

16,98

73,0

64,08

40,48

17,24

«Ашапура» май 2013

5600,4

67,30

16,11

49,8

61,52

40,97

16,74

«Ашапура» ср. 2013

12581,8

78,5

16,59

62,7

62,95

40,70

17,02

АзРПИ янв. 2013



25,92

10,6

54,64

36,19

16,37

«Базэлце - мент» 2013



23,48

14,5

55,18

42,36

17,60

«КЗУ» 2013



24,7

25,3

52,23

38,65

16,71


Таким образом, отмечено резкое снижение содержания монтмориллонита в бентоглине «Ашапура» поставки мая 2013 года, по этой причине в среднем по поставке 2013 года содержание монтмориллонита составило 78,5 %, что ниже договорных обязательств.

По гранулометрическому составу и влажности бентоглина «Ашапура» значительно отличается от бентонитов текущего производства ФОК.

Промышленные испытания были проведены в период с 16 по 22 апреля 2013 г. на чистой бентонитовой глине «Ашапура», в период с 24 по 30 апреля 2013 г. - на смеси 50:50 бентонитовых глин «Базэлцемент» и «Ашапура» и в период с 24 по 31 мая 2013 г. - на смеси 50:50 бентонитовых глин «Константиновский завод Утяжелитель» и «Ашапура». Испытания проведены по трем отделениям: шихтоподготовки, окомкования и обжиг окатышей.

При разгрузки бентоглины на склад и перегрузках в корпусах сушки бентонита и измельчение отмечено большое пылевыделение, содержание пыли в воздухе рабочей зоны превышена 3,3/50 раз. Причина - повышение содержания класса -5+0 мм в бентоглине при низкой влажности.

По этой же причине возросли промышленные выбросы в атмосферу при переработке глины «Ашапура», так выброс в атмосферу с шаровой мельницы № 2 возрос с 0,342 до 4,291 г./с.

Невозвратные потери бентонита со сливами газоочисток и аспирационных устройств, смывами полов и потерями при складировании составили 12,6 %, что выше среднего показателя при использовании бентонитов текущего производства в 1,9 раза, но из-за более низкой влажности бентонита «Ашапура» удельный расход глины в период его использования не изменился, в среднем составил 8.75 кг/т окатышей.

В таблице 37 приведены усредненные показатели работы обжиговой машины № 2 за периоды испытаний по данным оперативного учета и опробываниям ЦТЛ. В указанные периоды средние величины влажности концентрата и сырых окатышей равнозначны в пределах погрешности измерений, соответственно, для концентрата - 9,96/9,98 % для окатышей - 9,74/9,84 %. Удельная поверхность концентрата по периодам изменялась незначительно.

В связи с отсутствием на складах ФОК бентонита АзРПИ и невозможностью проведения сравнительных с ним испытаний, то в качестве базы для сравнения были приняты испытания по использованию бентонита «Ашапура» и его смеси с «Базэлцемент» в 2011 году.

В период испытаний удельный расход бентонита, вводимого в шихту, варьировался незначительно и составил в среднем 0,62 %.

В период промышленных испытаний режим термообработки слоя окатышей при использовании бентонита «Ашапура» не корректировался.

Таблица 37 - Качество сырых и обожженных окатышей при использовании бентонита «Ашапура»

№ п/п

Параметры

100 % Ашапура

Ашапура +Базэлцемент

Ашапура +КЗУ



2011

2013

2011

2013

2013

1

Качество концентрата:







массовая доля, %: влага

9,92

9,96

9,88

9,97

9,98


железо

65,15

65,21

65,12

65,10

65,19


SiO2

8,58

8,56

8,64

8,68

8,57


Удельная поверхность, см2

1586

1442

1603

1413

1597

2

Качество сырых окатышей:







массовая доля влаги, %

9,69

9,82

9,73

9,84

9,74


прочность на раздавливание, кг/ок

1,52

1,53

1,56

1,54

1,59


прочность на сброс, раз

3,95

4,45

4,61

4,59

4,98

3

Расход бентонита

8,75

8,75

8,75

8,75

8,75

4

Качество обожженных окатышей:







массовая доля, % железо

63,22

63,16

63,11

63,10

63,16


SiO2

8,63

8,61

8,73

8,68

8,60


FeO

0,44

0,73

0,54

0,74

0,81


основность

0,080

0,104

0,091

0,096

0,104


прочность на сжатие, кг/ок

229,9

241,7

229,6

241,3

241,6


При использовании как 100 %-го бентонита «Ашапура», так и смесей бентонита «Ашапура» с хакасским (Базэлцемент) и украинским (КЗУ) бентонитами получены обожженные окатыши прочностью на сжатие 241,3-241,7 кг/ок., с истираемостью 3,41-3,72 % и долей класса 5-5 мм - 4,39-4,48 %. Качественные характеристики обожженных окатышей с использованием бентонита «Ашапура» в 2013 году выше аналогичных показателей, полученных в августе 2011 года.

Выводы:

. Использование 100 %-ной бентонитовой глины «Ашапура» и смеси бентонитовых глин «Ашапура+Базэлцемент». «Ашапура+КЗУ» позволяет получить обожженные окатыши с качеством, удовлетворяющим требованиям ТУ 0722-001-00186849-2009.

. Качественные характеристики бентонитовой глины «Ашапура» значительно различаются по поставкам, так в апреле месяце на ФОК поставлена бентоглина с массовой долей влаги 16,98 %, монтмориллонита 87,46 %, класса -5+0 мм - 49,8 % (по договору - не более 10,0 %).

. По технологическим характеристикам бентонитовая глина «Аshapura minechem Ltd» удовлетворяет требованиям на бентониты для окомкования. Однако повышение содержания класса «минус 5 мм» в бентоглине 49,8/73,0 % (по договору не более 10,0 %) привело к недопустимому увеличению содержания пыли в воздухе рабочей зоны на всех рабочих местах участка шихтоподготовки фабрики окомкования и к увеличению невозвратных потерь бентонита.

4. Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса технологического процесса

.1 Задачи опробования и контроля

Основными задачами опробования и контроля производства и обогатительных фабрик являются:

         учет металлов или других ценных компонентов в товарной продукции при составлении товарного баланса и взаиморасчетах между поставщиком и потребителем - товарное опробование;

         контроль за количеством и качеством поступающего сырья полученных концентратов и отвальных продуктов с целью определения технико-экономических показателей работы обогатительной фабрики - технологическое балансовое опробование;

         выявление и установление причин расхождения между имеющимися и оптимальными (или рекомендуемыми) условиями переработки и обогащения минерального сырья средствами автоматического контроля и регулирования с целью оптимизации технологических процессов и получения максимально возможных технологических или технико-экономических показателей работы обогатительной фабрики - технологическое оперативное опробование.

Для решения этих задач:

         отбирают и анализируют пробы исходного минерального сырья, продуктов обогащения, твердой и жидкой фаз пульпы с целью определения их вещественного или химического состава;

         измеряют и контролируют массовый расход, крупность, гранулометрический состав, влажность сыпучих материалов в потоке, их уровень в емкостях и толщину слоя на конвейерных лентах;

         измеряют и контролируют содержание твердого в пульпе, гранулометрический его состав, плотность, вязкость, мутность и расход пульпы, уровень её в емкостях и температуру;

Интервал между измерениями при технологическом оперативном опробовании зависит от динамических свойств процессов обогащения и составляет от 10 до 120 мин. При балансовом опробовании для оценки работы фабрики или отдельных её секций, как правило, в качестве контролирующего интервала времени принимают смену.

Товарному опробованию подлежит каждая поставка исходного минерального сырья (руды) или концентрата раздельно по представленным в поставке партиям.

Принятая на фабрике система опробования и контроля обеспечивается комплексом нормативных документов: схемой и картой опробования и контроля с указанием опробуемых продуктов и контролируемых параметров (или характеристик), инструкцией и методами их опробования и контроля.

.2 Контроль технологического процесса

Технический контроль - это проверка соответствия продукции или процесса, от которого зависит качество продукции, установленная нормативной документацией или техническими условиями.

В проектируемом отделении обогащения отбор и контроль технологического процесса происходит согласно карте (схеме) опробования и контроля.

Отбор проб продуктов обогащения производится в автоматическом режиме.

Пробы отбираются и разделываются согласно инструкций, разработанных на основании ГОСТ 15054-80 «Руды железные, концентрата, агломераты и окатыши. Метод отбора и подготовки проб для химического анализа и определения влаги».

Опробование исходной руды

На ОФ поступает руда крупностью 16-0 мм. Качество руды оценивается по содержанию массовой доли железа общего и магнитного, железа лабораторного, гранулометрическому составу руды (содержание массовой доли класса +16,0 мм).

Отбор проб исходной руды и доставка в проборазделочную ОТК производится автоматической системой «Башня проб» с дискретностью срабатывания 15 минут.

Пробоотборник ОП-600 в автоматическом режиме отбирает пробу, которая поступает в бункер, откуда питателем подается на секторный вращающийся сократитель, где сокращается. Далее проба поступает на дробилку типа СМ-165А, дробится до крупности 15-0 мм, затем поступает в валковую дробилку типа ДЛВ 400х250 и дробится до крупности 5-0 мм. После дробления проба поступает на секторный вращающийся сократитель, сокращается до массы 1,25 кг и загружается в дозатор, откуда пневмопочтой доставляется в ОТК.

Отбор проб исходной руды на гранулометрический анализ производится автоматизированной системой «Башня проб» с интервалом четыре часа.

Объединенная проба исходной руды за четыре часа массой 20 кг перемешивается вручную и сокращается до 1,25 кг. Далее проба дробится на валковой дробилке типа ДЛВ 200х125 до крупности 2-0 мм, затем на конусной дробилке типа КИД-100 до крупности 1- 0 мм, перемешивается и сокращается до массы 0,125 кг, сушится в сушильном шкафу при температуре 1500С. Высушенная проба измельчается на виброизмельчителе типа ИВЧ-3, пропускается через сито с размером ячеек 0,05 мм на ситовом анализаторе АСВ-200. Надрешетный продукт возвращается на доизмельчение, затем объединяется с подрешетным продуктом, перемешивается, затем отбирается навеска массой 0,05 кг, упаковывается и отправляется в химическую лабораторию на анализ.

Опробование концентрата

Принцип действия АПШ основан на отборе с заданной дискретностью (10 минут) проб концентрата, сокращению отобранной пробы, загрузке ее в патрон и транспортировании патрона с пробой посредством сжатого воздуха по транспортному трубопроводу на станцию разгрузки. Частная проба концентрата должна быть не менее 0,1 кг. Разделка объединенной пробы производится в соответствии с требованиями ГОСТ.

В пробах концентрата определяют массовую долю влаги, массовую долю железа общего, массовую долю класса -0,044 мм.

Опробование общих хвостов ММС

Отбор проб общих хвостов ММС производится автоматической системой АППО, которая включает в себя операции:

отбор проб вакуумным пробоотбирателем

доставка проб по пульпопроводу;

сокращение пробы;

Нормальное положение пробоотборника с заборником - верхнее. Автоматически включается привод рамы с заборником пульпы и начинает опускаться в хвостовой лоток. За 15 секунд до начала работы привода рамы с заборником пульпы, подключается вакуум к системе. При соприкосновении заборника с поверхностью потока пульпы начинается забор пробы хвостов по всему сечению потока хвостов. Ход рамы с заборником пульпы, ограничен концевыми выключателями. При достижении нижнего положения изменяется направление вращения ротора электродвигателя. Таким образом, проба хвостов отбирается за цикл опускания и подъема рамы с заборником пульпы. При этом дважды осуществляется полное пересечения потока. Отобранная проба оъемом 200-300 л аккумулируется в ресивере. В верхнем положении пробоотборника вакуум отключается, клапан на ресивере под действием веса пульпы раскрывается, и проба поступает на двукратный сократитель. Сокращенная проба объемом 10 л загружается в пульпоприемник станции АППО (автоматический пробоотбор продуктов обогащения) и доставляет в проборазделочную ОТК, где сокращается на круговом сократителе до 1,0 л. Сокращенная проба самотеком поступает на вакуум стол. Отфильтрованную пробу каждый час забирают вместе с фильтровальной бумагой и сушат в сушильном шкафу при температуре 1500С ±50С. Сухая проба отделяется от бумаги, накапливаются в течение трех часов, затем разделывается согласно инструкции для химического анализа на содержание массовой доли железа общего и железа магнитного.

Опробование общих хвостов СМС

Отбор проб хвостов СМС производится автоматической системой «Башня проб» с интервалом один час

Пробы накапливаются в течение шести часов, затем разделываются согласно инструкции для химического анализа на содержание массовой доли железа общего и железа магнитного.

4.3 Автоматизация технологического процесса

Одним из основных направлений повышения эффективности работы фабрик рудоподготовки является широкое внедрение автоматизированных систем контроля технологических параметров, автоматического регулирования и управления технологическими процессами. Эта задача решается в двух направлениях:

1 внедрение непрерывного (в потоке) контроля качества рудоподготовительных операций для управления технологическим процессом;

2 внедрение автоматических систем отбора и доставки проб для составления товарного баланса металла по фабрикам и автоматизированных систем управления технологическим процессом.

Функциональная схема АСУТП отделения дробления предусматривает контроль: наличия постели на питателях; количество руды поступающей на фабрику; наличия металла на конвейере; перегрева подшипников дробилок; мощности дробилок.

Функциональная схема АСУТП отделения измельчения предусматривает: контроль массы руды, поступающей в мельницы I стадии измельчения; перегрева подшипников мельниц; давления масла в подшипниках мельниц; расхода воды, поступающей в мельницы I стадии и классификаторы; плотности пульпы на сливе классификаторов и гидроциклонов; потребляемой мельницами; уровня пульпы в зумпфах песковых насосов; регулирование подачи руды в мельницы; соотношения вода - руда в мельницы; плотности пульпы на сливе классификаторов и гидроциклонов.

В отделении обогащения предусмотрены следующие основные системы контроля и регулирования:

. Система АКСК осуществляет контроль за массовой долей класса +16 мм в потоке на конвейере перед первой стадией измельчения.

. Автоматическая система по определению магнитной восприимчивости в конвейерном потоке дробленой рудной шихты на конвейерах для подачи руды в мельницы, состоящей их датчика магнитной восприимчивости МВ-3 и устройства обработки информации. Каждый час снимаются показатели прибора СИД и по уравнениям корреляции рассчитывают массовую долю железа магнитного в исходной рудной шихте и выдаются в компьютерную сеть комбината, как экспресс-анализ.

. Комплексная система автоматического пробоотбора, включающая в себя «башню проб» на конвейерах перед измельчением в первой стадии и автоматизированную доставку проб типа ППА в проборазделку ОТК, обеспечивает оперативный контроль за массовой долей железа общего и магнитного в исходной рудной шихте.

. Автоматическими конвейерными весами типа ЛТМ непрерывного взвешивания осуществляется контроль за массой рудной шихты на конвейерах перед и после первой стадии измельчения.

. Система автоматического регулирования САР типа «Руда-вода» осуществляет контроль процесса мокрого измельчения и классификации, а также уровня пульпы в технологических зумпфах 1, 2 и в промпродуктовых 1, 2.

. Система автоматического контроля потребляемой мощности электродвигателями мельниц по всем стадиям измельчения.

. Система автоматического контроля давления воды по всем секциям отделения обогащения.

. Система автоматического расхода воды в мельницах первой стадии измельчения по всем секциям отделения обогащения.

. Автоматическая система «АПМ» (анализатор потерь магнетита) обеспечивает контроль за массовой долей магнитного железа в отвальных хвостах.

. Система автоматического контроля за вакуумом в трубопроводах в отделениях обогащения.

. Система контроля наличия и температуры масла на сливе из подшипников мельниц по всем стадиям измельчения.

. Система контроля качества СКК-5 осуществляет контроль в потоке: в концентрате пятой стадии магнитной сепарации массовую долю общего железа и выход класса минус 44 мкм; плотность слива ГЦ-500, ГЦ-360; в секционных отвальных хвостах массовую долю магнитного железа в отделении обогащения дробильно-обогатительного комплекса.

. Контроль массы готовой продукции (концентрата), отгружаемой в вагоны МПС ведется методом накопления данных взвешивание вагонов на железнодорожных весах типа НПВ-200т.

. Система стабилизации уровня пульпы в усреднительных зумпфах.

. Система стабилизации подачи руды в мельницу всех секций.

. Система стабилизации уровня пульпы в промпродуктовых зумпфах секций.

17. Система стабилизации уровня пульпы в технологических зумпфах секций.

18. Система контроля влажности концентрата на конвейерах.

19. Система контроля нагрузки на конвейерах.

. Система стабилизации уровня магнетита в магнитном дешламаторе секции.

21. Система контроля работы пробоотборников конвейеров.

5. Экономика и организация работы производственного подразделения

.1 Организация производства

Политика в области оплат труда является составной частью управления предприятия, от нее зависит эффективность работы предприятия.

Заработная плата - вознаграждение за труд, часть издержек на производства и реализацию продукции на оплаты труда работников предприятия.

Оплата труда за труд работников - цена трудовых ресурсов задействованных в производственной практике.

Номинальная заработная плата - количество товаров и услуг, которые можно приобрести за номинальную заработную плату.

Формы и системы ЗП: сдельная оплата труда; простая сдельная; сдельно - премиальная; косвенная; аккордная; сдельно-прогрессивная.

Повременная оплата труда:

-  простая повременная;

-       почасовая;

-       понедельная;

-       помесячная;

-       повременно-премиальная.

Существуют бригадная и коллективная форма труда.

Бригадная оплата - применяется на участках где маленький состав бригад, если на работу не выходит рабочий, то требуется заменить его. При бригадной оплате труда норма выработки для всей бригады общая, расценки начисляется для каждого человека отдельно в соответствии с его тарифной ставкой. Заработок рабочего рассчитывается независимо от фактического количества человек в бригаде.

Коллективная оплата - применяется в больших бригадах, и если отсутствует член бригады, то бригада может обойтись без него.

На предприятии оплата труда может осуществляться следующими способами:

Тарифная система оплаты труда - совокупность нормативов определяющих уровень заработной платы и её диференциальности в зависимости от предприятия, отрасли, квалификации работников и условий труда, тарифная система включает:

1. Единый тарифный квалификационный справочник ЕТКС - нормативный документ для тарификации работ и присвоении работникам квалификационных разрядов. В справочник все профессии характеризуются условием сложности и содержанием работы, которые должен выполнять работник данной квалификации, наличие знаний, опыта является основанием для присвоения тарифного разряда, которое производится при аттестации каждому работнику аттестационной комиссии.

2.      Тарифная сетка - шкала, которая определяет отношение тарифной величиной тарифной ставки работника высшего разряда к тарифной ставке первого разряда.

.        Тарифная ставка - размер оплаты труда за 1 час или 1 день исходной величиной тарифной ставки является минимальная ставка 1-го разряда.

Бестарифная система оплаты труда - состоит в том, что вся заработная плата работника предприятия представляет долю работника в фонде оплаты труда всего предприятия, фактическая величина зависит от факторов:

1.  Квалификационный уровень - определяется делением заработной платы работников на сложившейся на предприятии минимальный уровень оплаты труда.

2.      Коэффициент трудового участия - учитывает личный вклад работника в общие результаты.

.        Фактически отработанное время - разновидности бестарифной системы является контрактная система, т. е. заключение договора между работодателем и исполнителем.

Тарифная система для специальных служащих - состоит из схем меняющихся должностных окладов - это абсолютный размер заработной платы, за месяц установленный в соответствии с занимаемой должности.

Выбор и обоснование режима работы

Режим работы - это установленный порядок и продолжительность в производственной деятельности предприятия, участков и цехов во времени.

Режим работы определяет время производственной работы и время перерывов, а так же число рабочих смен в сутках, продолжительность рабочей недели и общее время работы в течение календарного периода (месяца, года).

От принятого режима работы зависит организация производства и отдыха рабочих, а так же вопросы социального характера, влияющие на успешное выполнение планов производства. Эффективным следует считать такой режим, который обеспечивает высокую степень использования основных фондов предприятия, повышение производительности труда и минимальной заработной платы на производстве, улучшает условия труда и повышает его безопасность.

При выборе эффективного режима следует учитывать:

1. Степень освоения производственной мощности по участкам и технологическим процессам;

2.      Необходимое количество времени для плановых ремонтов оборудования;

.        Утвержденное в законодательном порядке рабочее время в месяц на работника.

Различают прерывные и непрерывные режимы работ.

При непрерывном предприятие работает без общих выходных дней, остановки производства происходит только на плановые ремонты и вынужденные технологические перерывы.

Прерывный режим отличается наличием выходных дней. Он позволяет улучшить условия работы отдыха трудящихся, в тоже время при прерывном режиме сокращается плановый фонд рабочего времени, что может привести к не выполнению необходимых объёмов работы.

В связи с особенностями технологического процесса и удалённостью предприятия от города на фабрике обогащения применяется непрерывный режим работы с продолжительностью смены 12 часов.

На основании этого приведен график работы четырёх бригад на месяц в таблице 33.

Таблица 38 - График сменной работы за месяц

Бри-гада

Числа месяца


1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

15

А

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

Б

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

Г

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

Бри-гада

Числа месяца


16

17

18

19

20

21

22

23

24

25

26

27

28

29

30

А

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

Б

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

В

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

Г

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В

В

1

2

В


, 2 - номер смены

В-выходной

При составлении графика необходимо соблюдать требования:

равномерное распределение на протяжении месяца рабочего времени и отпуска;

правильное чередование дневных ночных смен;

сохранение годового и месячного баланса рабочего времени при установленной законом продолжительности рабочей недели.

Принимаем непрерывный режим работы.

На основании принятого режима работы составляем баланс рабочего времени в год. Для работающих по непрерывному режиму выходные дни берутся в соответствии с графиком работы, дни болезни, время отпуска, прочие невыходы берутся фактически сложившихся за базисный год.

Таблица 39 - Баланс рабочего времени одного рабочего для непрерывно го режима работы

Показатели использования времени

Количество

1. Календарный фонд времени, дни

365

2. Нерабочие дни всего, в том числе - выходные - праздничные

151 151 -

3. Неявки всего дней, в том числе - очередной отпуск - дополнительный отпуск - по болезни - прочие неявки

62 42 7 10 3

4. Плановый фонд рабочего времени, дни

152

5. Средняя продолжительность рабочего дня, час

12

6. Плановый фонд рабочего времени, час

1824


5.2 Экономика производственного подразделения

Расчет фонда рабочего времени и численность персонала

На основании баланса рабочего времени находится коэффициент списочного состава, необходимый для расчета списочной численности основных рабочих. Коэффициент списочного состава находится по формуле (41).

, (41)

где Фк - календарный фонд рабочего времени, дни;

Фпл - плановый фонд рабочего времени, дни.

Численность основных рабочих рассчитываем на основании количества оборудования и нормативов обслуживания, которые содержатся в приказе № 1424 «Норматив численности основных рабочих фабрики по обогащению железных и марганцевых руд».

Вначале рассчитываем явочную численность основных рабочих по сменам по формуле (42):

, (42)

где Ноб - норматив обслуживания данного вида оборудования;

N - количество работающего оборудования данного вида;

Чяв - явочная численность рабочих, человек.

Списочная численность находится по формуле (43):

, (43)

где Чяв - явочная численность, человек;

Ксп - коэффициент списочного состава.

Все расчеты приведены в таблице 35.

Таблица 40 - Расчет штата основных рабочих

Наименование оборудования

Количество

Профессия

Норматив обслуживания

Явочная численность по сменам

Итого явочная численность

КСписочная численность






1

2




Мельницы

40

Машинист мельницы

0,13

2,6

2,6

5,2

2,4

12,48

Сепараторы

130

Машинист сепаратора

0,016

2,99

2,99

5,98

2,4

2,30

Дешламаторы

30

Машинист сепаратора

0,014

0,62

0,62

1,23

2,4

1,34

Гидроциклоны

200

Машинист мельницы

0,004

1,41

1,41

2,82

2,4

2,50

Насосы

50

Машинист насоса

0,03

3,3

3,3

16,6

2,4

2,88

Кассификатор

20

Машинист мельниц

0,06

1,2

1,2

2,4

2,4

5,76


Расчетные значения списочной численности округляем до целых значений. Машинист мельницы обслуживает мельницы, классификаторы и гидроциклоны, а машинист сепаратора - сепараторы и дешламаторы. Устанавливаем следующую численность:

Машинист мельницы V разряда - 35 человека;

Машинист сепаратора IV разряда - 10 человек;

Численность дежурных рабочих механослужбы зависит от численности ремонтных рабочих и находится по формуле (44):

, (44)

где То - общая годовая трудоемкость капитальных, текущих ремонтов и межремонтного обслуживания оборудования цеха, человека - час;

Фпл - плановый годовой фонд рабочего времени одного рабочего, час.

Принят Фпл = 1820 часов.

Общую годовую трудоемкость ремонтных работ рассчитываем в таблице 36.

Таблица 41 - Расчет трудоемкости ремонтных работ

Наименование оборудования

Количество

Трудоемкость единицы оборудования, чел./час.

Общая трудоемкость, чел./час.

МШР 45×60

20

2025

40500

МШЦ 45×60

20

1800

36000

ПБМ - П-120/300

40

88

3520

ПБМ-ПП-120/300

30

65

1950

ПБКС 90/150

30

83

2490

МД-9

10

80

800

МД-12

20

75

1500

Гц-500

70

746

52220

Гц-360

130

518

67340

Гр8000/71

20

190

3800

8ГрК-8

30

200

6000

1КСН-30

20

2020

40400

Итого



256520


Дежурный персонал механослужбы составляет 10 % от численности ремонтного персонала.

·10 % = 13,8 человек.

Принимаем: слесарь V разряда-14 человек

Численность дежурного персонала энергослужбы зависит от численности ремонтного персонала. Численность ремонтного персонала энергослужбы определяется по видам ремонта (текущий ремонт, монтаж и демонтаж), на основе нормативов. Расчет приведен в таблице 42.

Таблица 42 - Расчет численности ремонтного персонала энергослужбы

Наименование оборудования

Количество

Норматив обслуживания, чел./час.

Численность рабочих, чел.

Общая числен-ность, чел.

КСписочная численность, чел.




Текущий ремонт

Монтаж и демонтаж

Текущий ремонт

Монтаж и демонтаж




МШР 45×60

20

1,24

0,4

24,8

8

32,8

2,4

78,72

МШЦ 45×60

20

1,24

0,4

24,8

8

32,8

2,4

78,72

Гц-500

70

0,82

0,23

57,4

16,1

73,5

2,4

176,4

Гц-360

130

0,82

0,23

106,6

29,9

136,5

2,4

327,6

ПБМ-П-120/300

40

0,98

0,26

39,2

10,4

49,6

2,4

119,04

ПБМ-ПП-120/300

30

0,98

0,26

29,4

7,8

37,2

2,4

89,28

ПБКС 90/150

30

0,98

0,26

29,4

7,8

37,2

2,4

89,28

МД-9

10

1

0,26

10

2,6

12,6

2,4

30,24

МД-12

20

1

0,26

20

5,2

25,2

2,4

60,48

Гр8000/71

20

1,32

0,38

2,6

7,6

10,2

2,4

24,48

8ГрК-8

30

1,32

0,38

39,6

11,7

51,3

2,4

123,12

1КСН-30

20

1,07

0,28

21,4

5,6

27

2,4

64,8

Итого








1262,16


Численность дежурных электриков равна 1262,16/100 = 12,62

Принимаем:

Электрик VI разряда - 7 человек.

Электрик V разряда - 6 человек.

Численность мастеров принимаем согласно штатному расписанию предприятия:

Мастер IX разряда - 4 человек.

Расчет фонда оплаты труда

Рассчитывая годовой фонд оплаты труда, сначала находим основной фонд заработной платы. К основной заработной плате относится плата за отработанное время по тарифным ставкам, премия, доплата за работу в ночное время, доплата за вредные условия труда, за совмещение профессий и другие доплаты, предусмотренные законодательством.

Тарифный фонд заработной платы рассчитывается по формуле (45).

 

ЗПт = Сч · Фпл, (45)

где ЗПт - годовой тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.;

Сч - часовая тарифная ставка рабочего, руб.;

Фпл - годовой фонд рабочего времени, ч.

Определяем тарифный заработок машинста мельницы V разряда:

ЗПт = 64,61 · 1824 = 117848,64 руб.

Начисление премии осуществляется по формуле (46).

 

Ппр = ЗПт · Кпр/100 %,                  (46)

где Ппр - размер премии рабочего, руб.;

ЗПт - тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.;

Кпр - размер премии, %.

Принимаем Кпр=50 %.

Доплата за работу в ночные часы рассчитывается по формуле (47).

 

Днч = 0,4 · Сч · Тнч, (47)

где Днч - годовой размер доплаты за работу в ночные часы, руб.;

0,4 - размер доплаты за ночные часы;

Сч - часовая тарифная ставка рабочего, руб.;

Тнч - число часов работы в ночное время (принимаем 608 часов).

Днч = 0,4 · 64,61 · 608 = 15713,15 руб.

Прочие доплаты за год в среднем составляют 3 % от тарифного заработка и рассчитываются по формуле (48):

Дпр = 0,03 · ЗПт, (48)

где Дпр - годовой размер прочих доплат рабочего, руб.;

ЗПт - тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.

Дпр = 0,03 · 117848,64 = 3535,46 руб.

Общий основной фонд заработной платы находится по формуле (49).

 

ФЗПосн = (ЗПт + Ппр + Днч + Дпр) ∙ Чсп, (49)

где ЗПт - тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.;

Ппр - размер премии рабочего, руб.;

Днч - годовой размер доплаты за работу в ночные часы, руб.;

Дпр - годовой размер прочих доплат рабочего, руб.;

Чсп - списочная численность, человек.

ФЗПосн = (117848,64 + 58924,32 + 15713,15 + 3535,46) ∙ 29 = 196021,55 руб.

Аналогично рассчитываем по всем профессиям.

Все расчеты сводим в таблицу 43.

Таблица 43 - Расчет основного фонда заработной платы

Профессия рабочего

Тарифный разряд

Часовая тарифная ставка, р.

Годовой фонд рабочего времени, ч

Тарифный заработок, р.

Премия, р

Доплата за ночные, р

Прочие доплаты, р.

Основной фонд з/п, р.

Списочный штат,  человек

Общий основной фонд з/п, р.

Машинист мельницы

5

64,61

1824

117848,64

58924,32

15713,15

3535,46

980107,8

5

196021,6

Машинист сепаратора

4

58,32

1824

106375,68

42550,27

14183,42

3191,27

166300,6

10

1330405,1

Машинист насоса

4

51,66

1824

94227,84

37691,14

12563,71

2826,84

147309,5

7

1031166,7

Электрик

5

70,41

1824

128427,84

51371,14

17123,71

3852,84

154774,9

6

928649,58

Мастер

9

127,4

1824

232304,64

92921,86

30973,95

6964,14

363169,5

4

1452678,4

Итого:










4938921,4


Фонд дополнительной заработной платы

Он учитывает оплату за неотработанное, но оплачиваемое в соответствии с законодательством время.

Дополнительная заработная плата рассчитывается в размере 34,21 % от основного фонда зарплаты по формуле (50):

 

ФЗПДОП = ФЗПОСН · 34,21,               (50)

где ФЗПОСН - общий основной фонд заработной платы.

ФЗПДОП = 4938921,4· 34,21 = 168960501,09 руб.

Общий фонд заработной платы находится по формуле (51).

 

ФЗПОБЩ= ФЗПОСН + ФЗПДОП, (51)

 

ФЗПОБЩ = 4938921,4 + 168960501,09 = 173899422,49 руб.

Расчет социальных отчислений

Каждое предприятие платит единый социальный налог в размере от фонда оплаты труда. Единый социальный налог включает в себя отчисления в Пенсионный фонд, фонд социального страхования и в федеральный и территориальный фонды медицинского страхования. Сумму налога находим по формуле (52):

 

Есн = Ксоц · ФЗПобщ,                            (52)

где Ксоц - коэффициент, учитывающий размер отчислений на социальные нужды (33,37 %)

Есн = 0,33 · 173899422,49 = 57386809,42 руб.

Амортизационные отчисления

Затраты на содержание оборудования включают в себя ежегодные амортизационные отчисления и расходы на ремонт оборудования.

Амортизация - это процесс переноса части первоначальной стоимости оборудования на изготавливаемую продукцию.

Сумма годовых амортизационных отчислений находится по формуле (53).

 (53)

где П - первоначальная стоимость единицы оборудования, руб.;

На - годовая норма амортизации, %.

Первоначальную стоимость оборудования и нормы амортизации берем по данным предприятия.

Все расчеты сведены в таблице 44.

Таблица 44 - Расчет суммы амортизационных отчислений

Наименование оборудования

Количество

Первоначальная стоимость единицы оборудования, р.

Первоначальная стоимость всего оборудования, р.

Годовая норма амортизации, %

Годовая сумма амортизационных отчислений, р.

Мельница МШР 45×60

20

1274233

25484660

8,3

2650101,2

Мельница MШЦ 45×60

20

1269825

25396500

8,3

2650124,9

70

7554

528780

33,3

176083,74

Гидроциклон ГЦ-360

130

5394

701220

33,3

233506,26

Сепаратор ПБМ-П-120/300

40

58870

2354800

8,3

195448,40

Сепаратор ПБМ-ПП-120/300

30

188162

5644860

8,3

468523,38

Сепаратор ПБКС 90/150

30

1460721,60

43821648

8,3

3637196,78

Дешламатор МД-9

10

42320

433200

12,5

54150

Дешламатор МД-12

20

34924

698480

12,5

87310

Насос ГрК-8000/71

20

102942,82

2058856,4

33,3

685599,18

Насос 8ГрК-8

30

102942,82

3088284,6

33,3

1028398,77

Классификатор 1КСН-30

20

134297

2685940

8,3

222933,02

Итого



112897229


11012285,81


Затраты на материалы

Затраты на материал определяются по формуле (54).

 

Мз = Нр · Q · Ц, (54)

где Нр - норма расхода материала на единицу продукции;

Q - годовой выпуск продукции, тонн;

Ц - цена единицы материала, руб.

Нормы расхода материалов и цены устанавливаются на предприятии.

Расчет затрат на материалы приведен в таблице 40.

Таблица 45 - Смета на материалы

Наименование материалов

Единицы измерения материала

Норма расхода на единицу продукции

Годовой выпуск продукции, тыс. т

Потребность материалов на годовой выпуск

Цена единицы материала, р.

Стоимость материала на годовой выпуск, р.

Шары помольные

т

24

30000

720000

200

144000000

Футеровка

кг

0,26

30000

780000

84

65520000

Солидол

кг

0,103

30000

309000

31

9579000

Литол

кг

0,021

30000

63000

42

2646000

Лента конвейерная

кг

83,2

30000

2496000

145

361920000

Вода техническая

м3

23,84

30000

7152000

0,5

3576000

Руда дробленная

т

3

30000

90000

110

9900000

ИТОГО:






5939226000


Затраты на текущий ремонт

Затраты на текущий ремонт оборудования принимаем в размере 10 % от полной первоначальной стоимости всего оборудования.

∙ 10 % = 11289722,9 рублей

Затраты на электроэнергию

Расходы на электроэнергию составляют значительную долю себестоимости концентрата, так как обогащение руды является энергоёмким процессом.

Затраты на электроэнергию рассчитываем по формуле (55).

 

Зэл = Мпот · Т,                                     (55)

где Зэл - затраты на потребляемую мощность, руб.;

Мпот - потребляемая мощность всего оборудования, кВт-ч;

Т - стоимость 1 кВт-ч.

Потребляемую мощность находим по формуле:

 

Мпот = М · 0,07 ∙ Траб,

где М - мощность каждого вида оборудования,

0,7 - коэффициент использования мощности,

Траб - годовой фонд времени работы оборудования.

Мощность оборудования берем из паспортных данных.

С учетом плановых остановок на ремонт и обслуживание оборудования принимаем Траб = 6720 ч. Потребляемая мощность оборудования рассчитывается в таблице 41.

Таблица 46 - Расчет полребляемой мощности оборудования

Наименование оборудования

Кол-во

Мощность, кВт

Коэффициент использования

Время работы, ч

Потребляемая мощность, кВт-ч

Мельница МШР 45×60

20

2500

0,7

6720

11760000

Мельница MШЦ 45×60

20

2500

0,7

6720

11760000

Гидроциклон ГЦ-500

70

5,55

0,7

6720

26107,2

Гидроциклон ГЦ-360

130

5,75

0,7

6720

27048

Сепаратор ПБМ-П-120/300

40

7,5

0,7

6720

35280

Сепаратор ПБМ-ПП-10/300

30

7,5

0,7

6720

35280

Сепаратор ПБКС 90/150

30

11

0,7

6720

51744

Дешламатор МД-9

10

14

0,7

6720

18816

Дешламатор МД-12

20

14

0,7

6720

18816

Насос ГрК-8000/71

20

985

0,7

6720

15052800

Насос 8ГрК-8

30

985

0,7

6720

1502800

Классификатор 1КСН-30

20

30

0,7

6720

141120

Итого:





53979811,2


Зэл= 53979811,2∙2,5 =134949528 рублей

Затраты по участку

Все ранее рассчитанные затраты на производство продукции сведем в общую таблицу 47.

Таблица 47 - Затраты по участку

Наименование статей затрат

Сумма затрат по статьям на весь выпуск продукции, р.

Годовой выпуск продукции, тонн

Затраты на единицу продукции, р.

1. Материалы

5939226000

30000000

197,97

2. Фонд оплаты труда, р.

173899422,49

30000000

5,80

3. Единый социальный налог, р.

57386809,42

30000000

1,91

4. Амортизация, р.

11012285,81

30000000

0,37

5. Затраты на текущий ремонт оборудования, р.

112897229

30000000

3,76

6. Затраты на электроэнергию, р.

134949528

30000000

4,50

Итого:

6429371274,72


214,31



Заключение

В соответствии с заданием выполнен дипломный проект ОФ производительностью 30 миллионов тонн в год для неокисленных железистых кварцитов Михайловского месторождения, которые разделены на 3 сорта:

легкообогатимые; среднеобогатимые; труднообогатимые.

Основным рудным минералом является магнетит и гематит, нерудным - кварц.

В связи с тем, что неокисленные кварциты имеют тонкую вкрапленность, высокую крепость и обладают сильно магнитными свойствами, принята технология магнитного обогащения с:

стадией СМС;

стадиями измельчения с предварительной и поверочной классификацией;

стадиями ММС;

стадиями обесшламливания.

По данной технологии из руды с массовой долей железа 39,5 %, получен магнетитовый концентрат с массовой долей железа 65,2 % и отвальные хвосты 26,0 %.

Выбрано основное технологическое оборудование, составлена схема цепи аппаратов. СМС осуществляеться в магнитных сепараторах ПБКС-90/150. Для I стадии измельчения приняты мельницы МШР 45×60 с классификатором 1КСН-30, для II стадии МШЦ 45×60 с ГЦ-500, для III стадии МШЦ 45×60 с ГЦ-360. ММС осуществляется в магнитных сепараторах на I стадии ПБМ-П-120/300, на II и III стадиях - ПБМ-ПП-120/300. Дешламация осуществляется в магнитных дешламаторах для I и II стадий МД-12, для III стадии МД-9. Оборудование скомпоновано по одноэтажно-ступенчатой схеме, посекционное по пролетам: бункерный, измельчения и классификации, магнитной дешламации, магнитной сепарации, сгущения и фильтрации.

В специальной части рассмотрен выбор связующих добавок для производства обожженных окатышей.

В дипломном проекте рассмотрены вопросы опробования и контроля.

Разработана система автоматического регулирования технологического процесса.

В организационно-экономической части рассчитаны численность трудящихся, фонд заработной платы и посчитана себестоимость 1 тонны концентрата.

Список литературы

1.  Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых: Учебник для вузов. в 3-х т. - 3-е изд., стер. - М.: Издательство «Горная книга», 2008. - Т. I Обогатительные процессы и аппараты. - 470 с.: ил.

2.      Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов. - 2-е изд., стер.: В 2 т. - М.: Издательство Московского государственного университета, издательство «Горная книга», 2008. Т. 1. Обогатительные процессы. - 417 с.: ил.

.        Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов. - 2-е изд., стер.: В 2 т. - М.: Издательство Московского государственного университета, издательство «Горная книга», 2008. Т. 2. Технологии обогащения полезных ископаемых. - 310 с.: ил.

.        Галкин В.И., Дмитриев В.Г., Дьяченко В.П., Запенин И.В., Шешко Е.Е. Современная теория ленточных конвейеров горных предприятий. -2-е изд. - М.: Издательство «Горная книга», Издательство Московского государственного горного университета, 2011. - 545 с.

.        Кармазин В.В., Карамзин В.И. Магнитные, электрические и специальные методы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов. В 2 т. - М.: Издательство «Горная книга», 2012. - Т. 1: Магнитные и электрические методы обогащения полезных ископаемых. - 672 с.: ил.

6.  Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. Учебник для вузов. 4-е изд., перераб. и доп. М., Недра, 1982. 518 с.

7.      Серго Е.Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Учебник для вузов. - М.: Недра, 1985. - 285 с.

.        Справочник по обогащению руд черных металлов / С.Ф. Шинкоренко, Е.П. Болецкий, А.А. Ширяев и др. 2-е изд., перераб. и доп. под ред. С.Ф. Шинкоренко. М., Недра, 1980. 527 с.

.        Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / Под ред. О.С. Богданова, В.А. Олевского, 2-е изд. перераб. и доп. М., Недра, 1982, с. 366.

.        Справочник по обогащению руд. Специальные и вспомогательные процессы, испытания обогатимости, контроль и автоматика / Под ред. О.С. Богданова, В.И. Ревнивцева, 2-е изд. перераб. и доп. М., Недра, 1983, с. 376.

.        Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: В 2 кн. / Редкол.: О.Н. Тихонов и др. - М.: Недра, 1988. - Кн. 1/ В.Ф. Баранов, П.С. Вольфсон, П.И. Крупа и др. - с. 374: ил.

.        Уткина С.И. Экономика горного предприятия: Учебное пособие для вузов. - М.: Издательство Московского государственного горного университета. 2003. - 262 с.: ил.

.        Федотов К.В., Никольская Н.И. Проектирование обогатительных фабрик: Учебник для вузов. - М.: Издательство «Горная книга», 2012. - 536 с.: ил.

. Пути интенсификации производства и улучшения качества окатышей. Юсфин Ю.С., Антоненко Л.К., Даньшин В.В., 1980.

. Интенсификация производства и улучшения качества окатышей. Юсфин Ю.С., Пашков Н.Ф., Антоненко Л.К. и др. М.: Металлургия, 1994, 240 с.

. Маерчак Ш. производства окатышей / Пер. со словац. - М.: Металлургия 1982, 232 с.

Похожие работы на - Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения

 

Не нашел материал для своей работы?
Поможем написать качественную работу
Без плагиата!