Переход на рыночные отношения в черной металлургии приводит к необходимости поисков резервов и в переработке железных руд. Необходимость повышения производительности оборудования с одновременным ужесточением требованием заказчика к качеству концентратов приводит к необходимости поисков резерва производства.

На базовом предприятии КМА – МГОКе за последние годы проведены большие мероприятия по реконструкции, направленных на повышение качества продукции при переработки основного сырья месторождения бедных железистых кварцитов, предназначенных для переработки методами измельчения и мокрой магнитной сепарации.

На предприятии расширен фронт дробления, установлены современные дробилки, испытана и внедрена схема снабжения крупности сырья, отделение мокрая магнитная сепарация оснащена новым агрегатом для магнитной сепарации, декламации и фильтрации.

1. Общая часть

1. Экономико-географическое и административное положение района

Район Михайловского месторождения расположен в пределах юго-западного склона средне-русской возвышенности и представляет равнину сильно изрезанную реками, а так же многочисленными балками и оврагами. Район характеризуется умеренно-континентальным климатом. Среднегодовая температура климата +4, -8 о С, зимой температура может опускаться до -25о С, при средней температуре в январе -9о С, а летом поднимается иногда до +38о С, при средней температуре в июле около +20о С. Среднее количество осадков 532 – 592 мм. в год, большинство их выпадает в виде дождя. Зимой преобладают ветры юго-западного и западного направлений, а летом северо-западного и западного. Высота снегового покрова 0,5 м. глубина промерзания приходится на март и составляет 120-125 мм. Продолжительность теплого сезона 220-240 дней, холодного 140-180 дней. Метеорологические сведения проводятся по данным Железногорской метеостанции, характеризуемый район относится к сейсмическим, топливом район беден, промышленные предприятия работают на газе. Электроэнергия для предприятий и населенных пунктов поступает по проходящей через район высоковольтной линии электра передач 330 кВт.

Административный центр Михайловского горнопромышленного района, город Железногорск.

Михайловское месторождение железных руд представлено 3 залежами: Веретененской, Остаповской, Курбакинской. Наиболее благоприятные горно-геологические условия имеет Веретененская залежь, которая является объектом первоначальной эксплуатации. Основные типы руд – это железные руды и железистые кварциты (окисленные и неокисленные).

Кварцитный карьер и карьер богатых руд имеют единый фронт вскрышных работ, который составляет 500-454 мм.м3 горной породы. Проектная длинна карьера по поверхности – 6800 м., по кровле руд 5800м., по дну 1800 м.

Площадь по поверхности 2500 тыс. м2, по кровле руд 1400 тыс. м2, глубина карьера на конец обработки 600м.

Проектная мощность карьера по добыче богатых руд 10 млн.т., неокисленных железистых кварцитов 30 млн. т., окисленных 10-15 млн. т. в год.

Обработка месторождений ведется открытым способом, технология добычных работ включает: бурение скважин, многорядные взрывания, погрузка богатых и бедных руд в автосамосвалы – на перегрузочные станции и железнодорожный транспорт – для поставки на фабрику.

На базе богатых железных руд построено и эксплуатируется ДСФ по производству товарной аглоруды.

Для переработки неокисленных железистых кварцитов построен и эксплуатируется ДОК мощностью 300 млн. т. сырой руды в год.

Добыча руды возможна только после предварительного осуществления, которое выполняется подземным способом, дренажными горными выработками.

1.2. Горно-геологические сведения о месторождения. Минеральный состав руд

Михайловское месторождение находится в Железногорском районе Курской области, в 5 км юго-восточнее города Железногорска.

Месторождение открыто в 1949 году Льговской железорудной экспедицией выполнявшей первый этап детальной разведки железных руд на трех основных залежах: Веретенинской, Остаповской и Рясниковской (1950-1958гг.). Второй этап детальной разведки проведен юго-западной ГРЭ ПГО Центрология в 1965 – 1985гг. с утверждение запасов железных руд по состоянию на 01.01.1985г. С 1968 года эксплуатирующим месторождение Михайловский ГОКом производится доразведка богатых руд и зоны окисления железистых кварцитов в границах проектного карьера.

Вскрытие месторождения начато в 1957 г., добыча богатых железных руд в 1960г. Михайловским железорудным комбинатом по проектному заданию Южпроруды (г.Харьков). достигнута проектная мощность рудника 10 млн.т. Строительство первой очереди МГОКа с мощностью переработки неокисленных кварцитов 15 млн.т. выполнено в 1968-1973 гг., второй – в 1975-1976гг. достигнута проектная мощность МГОКа по переработки 30 млн.т. рудной массы.

В геологическом строении месторождения выделяются два структурных этажа: нижний, сложенный сильно метаморфизованными и дислоцированными породами докембрия, и верхний, образующий пологозалегающий чехол, сложенный осадочными отложениями палеозоя и мезокайнозоя.

В строении фундамента Михайловского месторождения принимают участие метаморфизованные терригено-осадочные образования стойленской и коробковской свиты оскольской серии нижнего протерозоя.

На участке доразведки стойленская свита представлена верхней подсвитой (), сложенной ритмично слоистой толщей углистых хлорит-серицито-кварцевых сланцев с подчиненными прослоями метаморфизованных песчаников. В верхней части подсвиты на контакте с железорудной толщей наблюдаются прослои безрудных кварцитов.

На подстилающих сланцах стойленской свиты согласно залегают железистые кварциты нижней железорудной подсвиты коробковской свиты (), слагающие веретенинскую залежь, которая в настоящее время является объектом отработки железистых кварцитов. Мощность нижней подсвиты 800-830 м. В ее разрезе выделяются четыре пачки.

Первая (нижняя) пачка () сложена карбонатно-магнетитовыми, магнетитовыми, гематит-магнетитовыми, содержащими карбонат, малоруднми и безрудными кварцитами. Мощность пачки 80-300 м. Малорудные и безрудные кварциты залегают в низах пачки, образуя горизонт мощностью 3-50 м. Представляют они собой породы серого и темно-серого цвета, массивные, грубополосчатые, содержащие магнетит.

Вышележащий горизонт представлен карбонатно-магнетитовыми и магнетитовыми кварцитами, содержащими карбонат. Карбонатно-магнетитовые кварциты слагают нижнюю часть горизонта.

Макроскопически это серые с желтоватым оттенком широко-, средне- и тонкополосчатые породы. Основными минералами являются кварц (40-50%), магнетит (25-30%), карбонат (40-50%).

Гематит-магнетитовые кварциты, содержащие карбонат, слагают маломощный переходный горизонт между магнетитовыми кварцитами с карбонатом и вышележащими магнетит-гематитовыми. Для этих кварцитов характерно преобладание тонкополосчатых текстур. В составе преобладают: кварц (50-55%), магнетит (25-30%), гематит (5-10%), карбонат (10-15%).

Вторая пачка () представлена магнетит-гематитовыми кварцитами. Макроскопически это средне-, тонко- и разнополосчатые породы зеленовато-серого и серого цвета с тонкокристаллической гранобластовой структурой. Главные минералы — кварц, магнетит, гематит, в меньших количествах — карбонат, зеленая слюдка, реже — щелочной амфибол. Мощность пачки 170-300 м.

Третья пачка () на объекте предстоящих работ сложена гематит-магнетитовыми, магнетит-гематитовыми, карбонатно-магнетитовыми и магнетитовыми кварцитами.

Гематит-магнетитовые кварциты пользуются наибольшим распространением. Имеют они зеленовато-серую или серую окраску, тонко-среднеполосчатую текстуру. Основными минералами являются: кварц (45-60%), магнетит (20-30%), гематит (15-25%), зеленая слюда (10-25%), реже встречаются эгирин (1-5%) и щелочные амфиболы (0-5%).

Магнетит-гематитовые кварциты пользуются довольно большим распространением. По минеральному составу и текстурно-структурным особенностям они подобны кварцитам второй пачки.

Карбонатно-магнетитовые кварциты в составе третьей пачки образуют маломощный горизонт в западной части участка. По структуре и минеральному составу они похожи на аналогичные породы первой пачки.

Магнетитовые кварциты отмечены только в восточной части участка. Они имеют черную окраску, тонко- и среднеполосчатую текстуру, тонкозернистую структуру. В составе их присутствуют: кварц, магнетит, в незначительном количестве гематит, биотит, щелочной амфибол, карбонат.

Вдоль восточного фланга рудной залежи, по контакту ее с перекрывающими отложениями курбакинской свиты, залегает пласт гематитовых (краснополосчатых) кварцитов мощностью от 80 до 160 метров. Последние представляют собой породу серого цвета с вишнево-красным оттенком. Окраска обусловлена присутствием тонкодисперсного гематита в кварцевых прослойках. Структура породы гранобластовая. Главными минералами являются кварц (45-60%) и гематит (35-45%). В небольших количествах присутствуют магнетит, мартит, пирит, карбонат, щелочной амфибол.

На восточном фланге участка кварциты железорудной подсвиты перекрываются со стратиграфическим несогласием отложениями курбакинской свиты (). Представлены они в основном песчаниками с прослоями сланцев и кварцевых порфиров, а в основании — конгломератами.

Докембрийские образования на месторождении перекрыты породами фанерозойского осадочного чехла, мощность которого колеблется от 60 м в центральной части месторождения до 180-190 м на флангах. Сложен чехол породами девонской, юрской, меловой и четвертичной систем.

Верхнедевонские отложения (Д3 ) развиты на флангах месторождения. В центральной части они отсутствуют, в краевых частях мощность их достигает 100 м. Представлены девонские отложения пестроцветными глинами, глинистыми и песчанистыми алевритами, прослоями известняков и песчаников, отдельными слоями переотложенных железных руд.

Юрские отложения распространены повсеместно. Среди них выделяются отложения верхнебатского подъяруса и келловейского яруса. Верхнебатский подъярус (J2 bt) залегает с размывом на породах девона и докембрия. Представлен он кварцевыми песками с прослоями углистых глин. В основании подъяруса, где он залегает на железистых кварцитах, встречаются горизонты переотложенных гематит-мартитовых руд. Мощность подъяруса от 10 метров в местах налегания на породы докембрия до 50 метров.

Келловейский ярус (J3 cl) представлен в различной степени известковыми и алевритистыми глинами, залегающими с перерывом на отложениях верхнебатского подъяруса. Основную часть разреза яруса составляют глины с остатками фауны пелеципод, аммонитов, гастропод, белемнитов. Общая мощность отложений келловейского яруса составляет 30м.

Отложения мелового возраста развиты повсеместно. Среди них выделяются породы, относимые к неокомскому подъярусу, аптскому, альбскому и сеноманскому ярусами.

Нерасчлененные отложения неокомского подъяруса и аптского яруса (К1 пс-а) представлены песчанистыми глинами, алевритами, с линзами и прослоями песков, реже – песчаников. Общая мощность — 14-28 м.

Породы альбского и сеноманского ярусов (К1-2 al-cm) на месторождении пространственно не расчленяются. Литологически они представлены мелкосреднезернистыми кварцевыми песками с глауконитом. В верхах разреза прослеживаются горизонты песков мощностью от 0,3 м до 1,5 м, содержащие фосфоритовые желваки. Общая мощность альб-сеноманских отложений составляет 1-20 м.

Четвертичные отложения (Q) пользуются повсеместным распространением. Представлены они лессовидными суглинками. Мощность суглинков 15-25 м.

На участке проектируемых работ осадочные отложения в большинстве случаев отработаны. Фрагменты их сохранились только на западном фланге участка.

В структурном отношении Михайловское месторождение представляет собой осложненное дополнительной складчатостью и разрывными нарушениями западное крыло Михайловской синклинали. В пределах залежи выделяются три основные субмеридиональные складки – антиклинальная и две синклинальные.

Западная синклинальная складка является наиболее протяженной до 6 км с размахом крыльев до 1,5 – 2 км. Падение ее осевой плоскости и крыльев восточное. Угол падения западного крыла относительно пологий — 40-60°, восточного — крутой 60-80°.

В восточном направлении синклиналь переходит в антиклинальную (центральную) складку. Протяженность ее до 5 км при размахе крыльев до 1 км. Общее падение крыльев складки восточное под углами 70-80°. На юго-восточном фланге залежи антиклиналь переходит в субмеридиональную (восточную) синклинальную складку, «срезанную» зоной разлома.

Отмеченные выше складчатые структуры образуют западный блок месторождения, который по отношению к восточному, за зоной разлома, является взброшенным. В целом вся сложноскладчатая структура блока воздымается в северном направлении. Погружение шарниров складок в южном направлении происходит под различными углами — на севере 20-30°, в центральной части 30-45°, на южном фланге — 45-55°

В восточном блоке развиты железистые кварциты преимущественно второй и третьей пачек, образующие моноклиналь с устойчивым крутым восточным падением под углом 80-85°.

При общем южном и юго-восточном погружении складок шарниры их испытывают ундуляцию, обусловленную наличием систем складок более высокого порядка северо-восточного и северо-западного простирания. Последние осложняют крылья и замковые части субмеридиональных складок, образуя увеличение мощностей железорудных пачек в плане и разрезе. Складки северо-западного простирания проявлены в западном крыле и ядерной части западной синклинали. Простирание их шарниров изменяется от 290° до 325° СЗ. Протяженность складок свыше 2 км. Падение шарниров складок 30-50°. Проявлены они большей частью в северной и северо-восточной части веретенинской залежи.

Пликативная деформация железистых кварцитов Михайловского месторождения осложнена разрывными нарушениями. Выделяются две основные субмеридиальные зоны разломов — центральная и восточная. Центральный разлом имеет наиболее важное структурное значение, он расчленяет рудную залежь на два блока, характеризующиеся различной структурой рудовмещающей толщи. Падение разлома восточное под углом 60-70°. Разлом фиксируется глубокой зоной окисления (ниже горизонта минус 300 м) и интенсивной трещиноватостью пород, что при бурении приводит к весьма низкому выходу керна.

Вторая, более крупная зона разлома проходит вдоль восточного борта веретенинской залежи. Здесь она сечет железистые кварциты нижней подсвиты коробковской свиты и отложения нижней курбакинской подсвиты. Зона представляет собой серию близко расположенных тектонических разрывов, образующих мощную зону подвижек и интенсивного дробления пород. Прослеживается она в С-СЗ направлении через всю структуру веретенинской залежи. Падение зоны западное, под углом 60-70°.

Кроме вышеуказанных нарушений, на месторождении прослеживается еще целый ряд разломов и зон повышенной трещиноватости с различной ориентировкой — от субмеридиальной до северо-западной, северо-восточной и субширотной. К ним приурочены линейные зоны богатых руд и окисленных железистых кварцитов. В зонах разломов и повышенной трещиноватости отмечаются процессы окварцевания, эгиринизации, пиритизации.

На месторождении широко развита кора выветривания железистых кварцитов, представленная двумя морфологическими типами — площадной и линейной. Площадная кора имеет в границах залежи повсеместное распространение. Ее мощность колеблется от 30 до 300 м. В зонах тектонических нарушений и вдоль контактов кварцитов со сланцами площадная кора переходит в линейную, погружаясь в глубину на сотни метров. Особенно отчетливо линейная зона окисления проявлена вдоль центральной тектонической зоны. При ширине 150-200 м она опускается до горизонта –800 м. Вдоль контакта кварцитов со сланцами зона окисления опускается иногда до горизонта – 400 м.

В профиле кора выветривания имеет зональное строение. Выделяются следующие три зоны (снизу вверх):

· зона слабого окисления. Характеризуется частичной мартитизацией магнетита, разложением карбонатов и силикатов. Содержание магнетитового железа не опускается ниже 8 %. Порода сохраняет первичные текстурные и структурные особенности.

· зона сильного окисления. Характеризуется почти полной мартитизацией магнетита, частичным растворением кварца и силикатов. Содержание магнетитового железа не превышает 3-4 %. Породы характеризуются кавернозностью, трещиноватостью.

· зона богатых руд. Характеризуется полной мартитизацией магнетита, интенсивным растворением кварца и выносом кремнезема.

Ввиду незначительной мощности зоны слабого окисления месторождения (не более 10 м) первые две зоны обычно рассматриваются вместе как зона окисленных железистых кварцитов. Она имеет повсеместное и широкое распространение. Мощность ее крайне непостоянная, в центральной части месторождения — в среднем 30-50 м, по периферии увеличивается до 150-200 м, вдоль разрывных нарушений опускается до горизонтов 300,400 м.

Нижняя граница зоны окисления обычно достаточно резкая, но со сложной конфигурацией.

Основными потребителями железорудной продукции ОАО МГОКа являются металлургические заводы Урала и центра РФ. Часть продукции идет на экспорт в страны ближнего и дальнего зарубежья. В структурном отношении Михайловкое месторождение – это крупная антиклинальная складка второго порядка, протягивающаяся в меридиальном направлении и замыкающаяся на севере в районе с. Костельцево и ст. Дичня на юге. Месторождение в плане представляет собой неправильный многоугольник длиной 7 км. и шириной до 2,5 км., вытянутый в северном направлении. На юг и на север ширина полосы кварцитов резко уменьшается до 300-600 м. и круто погружается под породы эффузивно-сланцевой толщи. На месторождение выделяются 2 крупные залежи железистых кварцитов: Остаповская и Веретенинская. Падение кварцитов вмещающих пород по западному контакту месторождения под углом 50 – 60 о, по восточному контакту до 80-90о с азимутом падения на восток.

В общем виде структура месторождения представляет систему сильно сжатых изоклинального типа антиклинально-синкленальных складок субмеридиального простирания.

В карьере наблюдается сложное антиклинальное поднятие железистых кварцитов северного направления и слегка опрокинутая на восток. К ядру этой антиклинальной складки приурочены наиболее мощные тела богатых железных руд, остаточных и переотложенных, причем первые резко преобладают. Морфология рудных залежей довольно сложна, что объясняется многочисленными «окнами», разбивающими залежи наряд частей, а так же весьма причудливой поверхностью железистых кварцитов, на которых залегают руды.

Докембрийские породы Михайловского месторождения слагают два структурных яруса: древний и верхний, между которыми существуют угловое и стратиграфическое несогласие. Древний ярус, мощность которого пока не установлена, сложен гнейсами и древними песчаниками. Верхний ярус делится на две серии: нижнюю, мощностью 1-1,5 км, сложенную земнокаменными породами, и верхнюю – Курскую. Породы нижней серии прорываются гранитами. Курская серия подразделяется на три свиты.

Общая видимая мощность всех горизонтов железистых кварцитов на Веретенинском участке достигает 1100-1200 м., а на других участках месторождения 200-400м. Мощность зоны окисления железистых кварцитов колеблется от 0 до 250 м., морфология ее чрезвычайно сложна.

На месторождении выделяются три основных разновидности кварцитов: магнетитовые, гематитовые и гематит-магнетитовые. Гематитовые кварциты прослежены в центральной и восточной частях залежи Веретенинского участка, в то время как магнетитовые располагаются по западному контакту и центральной части Михайловского месторождения.

Среди неокисленных преобладают гематит-магнетитовые кварциты. Просмотр ряда скважин центральной части месторождения позволит выявить следующие структурно-минералогические разновидности кварцитов: слюдяно-гематит-магнетитовые тонкослоистые: (Fe р. 33-38%, Fe магн. 18-24%, Fe маг./ Fe р. = 0,5-0,6 ), гематит-магнетитовые тонко и среднеслоистые (Fe р. 36-37%, Fe магн.17-19%, Fe магн. Fe р. = 0,45-0,55), эгирин-магнетитовые средне и широкослоистые, тонко и среднеслоистые (Fe р. 33-38%, Fe магн. 16-22%, Fe магн/ Fe р.= 0,4-0,6). Приведенные цифры показывают, что железистые кварциты Михайловского месторождения характеризуются весьма низкими, по сравнению с Лебединским и Криворожским месторождениями, содержанием магнетитового железа при довольно стабильном и низком значениях, отношения его к железу растворимому. Это связано с тем, что на месторождении встречается большое количество различных силикатов. Данные, характеризующие химический и минеральный состав проб всех разновидностей кварцитов представлены ниже.

1.3. Характеристика полезного ископаемого и вмещающих пород

Таблица 1

Минеральный состав руд месторождения

Наименование рудных минералов	Неокисленные железистые кварциты	Окисленные железистые кварциты
содержание %
МАГНЕТИТ	29,40	6,90
ГЕМАТИТ	18,86	40,67
МАРТИТ	-	-
ПИРИТ	0,11	0,18
КВАРЦ	30,88	35,17
АМФИБОЛ	2,48	-
ПИРОКСЕН	2.77	1,92
СЛЮДЫ	10,23	3,38
ПРОЧИЕ	3,19	3,55

Таблица 2

Физические свойства железистых кварцитов карьера МГОКА

ТИП / СВ-ВА	р, кг	s р , Мпа	s сж , Мпа	V пр , км\с
МАГНЕТИТОВЫЕ	3740	150-340	129-292	5.2
МАГНЕТИТ-ГЕМАТИТОВЫЕ	3540	90-280	153-173	5.6
ГЕМАТИТ-МАГНЕТИТОВ.	3730	180-360	135-173	5.3
СРЕДНЕЕ ПО КВАРЦИТАМ	3710	90-360	129-292	5.2

Макроскопическое изучение кварцитов показало, что для них характерны чаще тонкая и мясная слоистость, интенсивная микроскладчатость и весьма тонкая рудная вкрапленность.

Магнетит в основном образует зернисто вкрапленные структуры, 80% зерен представлены размером 0,04 – 0,06 мм. Размер агрегатов магнетитов 0,05-0,15 мм и только в богатых рудных слоях полиэдрической структуры агрегаты магнетита и гематита достигают размера 0,2-3 мм. Изредка встречаются почти сливные гематит-магнетитовые слои, содержащие небольшое количество кварцевых включений размером 0,005-0,05 мм. Гематит и магнетит тесно срастаются друг с другом, образуя слои гетеропластической структуры.

В смешенных слоях гематит не редко образует с кварцем мирминтоподобные срастания – субграфические структуры.

В нерудных слоях магнетит и гематит дают тонкую и мелкую вкрапленность. Кварц размером 0,09-0,03 мм. Наблюдается в виде полигональных и удлиненных зерен в нерудных и смешанных слоях.

Структура кварцевых слоев гранобластовая, зубчатая или мозаичная.

В кварцитах, чаще всего в рудных слоях развита изумрудно-зеленая слюда в тесном срастании с магнетитом. По химическому составу и оптическим свойствам она не имеет аналогов в группе слюд.

Эгирин в виде довольно крупных зерен и агрегатов размером 0,04-0,5 мм приурочен к кварцевым слоям с обильной рудной вкрапленностью, чаще гематитом. Рабенит и родусит обычно встречаются вместе с эгирином, иногда замещают его. Апатит пресудствует в различных видах слоев, редко в смешанных слоях он содержит включение магнетита.

В зоне окисления магнетит замещается гематитом, силикаты, кварц, карбонаты – гидроокислами железа. Довольно часто встречаются гипергенные сидериты, замещающие кварц, силикаты и далее магнетит.

1.4. Анализ исследовательских работ, в ыбор метода обогащения

В связи с тем, что бедные руды Михайловского месторождения являются высокопрочными с тонкой вкрапленностью рудных минералов, они относятся к разряду труднообогатимых железных руд. Это обстоятельство определяет применение для их обогащения трехстадийную схему измельчения в замкнутом цикле с классифицирующими аппаратами и многостадийную схему магнитного обогащения.

Основные предварительные исследования по обогатимости руд месторождения были проведены в институте «Механобрчермет» в лабораторных условиях и на опытной полупромышленной установке. На основании испытаний была запроектирована 3 стадиальная схема измельчения. В качестве классифицирующих аппаратов спиральных классификаторов в 1 стадии и гидроциклонов ГЦ 500 и ГЦ 360 во 2 и 3 стадиях.

Для магнитного обогащения было рекомендовано 6 стадий магнитной сепарации, сепараторы 1,3 и 5 стадий должны были быть установлены после 1,2 и 3 стадий классификации и дешламации, сепараторы 2 и 4 стадий — после мельниц 2 и 3 стадий измельчения, 6 стадия ММС — перед фильтрацией для частичного обезвоживания пульпы. Вакуум-фильтры устанавливались посекционно.

Проектом предусматривалась 3 стадии дешламации в дешламаторах МД, установка размагничивающих аппаратов перед фильтрацией, замкнутый внутрифабричный водооборот.

Такая технология по проекту должна была обеспечить получение из исходной руды с долей общего железа 39 — 41%, магнитного 18-20% получение концентрата с массовой долей железа 64,8% и хвостов с долей общего железа 24- 26%, магнитного — 2,5%.

По результатам пусконаладочных работ было решено отказаться от первоначального варианта рудного самоизмельчения во 2 и 3 стадиях измельчения, в дальнейшем отказались от внутрицехового водооборота и размагничивания концентрата перед 6 стадией ММС.

По скорректированной технологии первая очередь фабрики (ОФ 1) бала сдана в эксплуатацию.

Дальнейшая отработка технологии осуществлялась по результатам исследований, проведенных лаборатории обогащения института в г. Железногорске и центральной технологической лаборатории (ЦТЛ) МГОКа. По результатам исследований было рекомендовано отказаться от магнитной сепарации сливов мельниц 2 и 3 стадий (2 и 4 стадии ММС),6т 3 стадии дешламации, установить более совершенные магнитные сепараторы. По результатам этих исследований была запроектирована вторая очередь обогатительной фабрики (ОФЗ). Она включала также 3 стадии измельчения. 2 стадий дешламации, З стадии ММС. В 1 стадии вместо мельниц МШР 40x50 были установлены мельницы МШРГУ 45x60. На сепарации установлены более производительные агрегаты ПБМ 120x300 и ПБМ150x200.

Фильтрация 2 очереди была запроектирована в общем корпусе, без разделения по секциям, что обеспечило более рациональное использование оборудования

Проведенные лабораторные и промышленные испытания по гравитационному обогащению хвостов в винтовых сепараторах и аппаратах высокого гравитационного поля типа Фалкон показали возможность увеличения доли железа в обогащенном продукте до 45 — 50% при относительно небольшом его выходе.

Испытания по флотации показали, что качество концентрата может быть увеличено при использовании отечественных флотомашин на 3- 4 %, однако для этого необходимы дефицитные реагенты. В настоящее время проводятся испытания по флотации концентрата в колонных флотационных машинах.

Для анализа возможных технологических показателей обогащения богатых железных руд Михайловского месторождения принят критерий Ханкока-Луйкена. С использованием этого критерия проанализированы технологические возможности обогащения основных типов богатых руд месторождения: остаточных, инфильтрационно-остаточных, остаточных, гематит-марнтитовых, переотложенных, совокупности богатых руд. Для улучшения показателей действующей технологии переработки богатых руд рекомендовано использование конусных дробилок инерционного типа (КИД).

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1. Исходные данные проектируемой фабрики:

Q год — 24000000 т/год;

— 38,0 %;

— 65,2%;

— 23,8%.

2.2. Определение часовой производительности проектируемой фабрики

, где

Q час — часовая производительность, т/ч;

N – число дней в году;

Кв – коэффициент на влагу;

Kn — коэффициент неравномерности питания;

2.3. Расчет технологических показателей качественно-количественной схемы

=100%;

= 100%;

= 38%;

= 65,2%;

= 23,8%;

Пример расчета технологических показателей:

Проверка:

Производим расчет продуктов 41,42,43.

Проверка:

Аналогично производим расчет остальных показателей схемы.

Результаты расчетов сводим в таблицу 4

Таблица 4

Результаты расчета качественно-количественной схемы

Поступает	Выходит
Название продукта	Q, т/ч	Т,%	W, т	V, т/м3	Название продукта	Q, т/ч	Т,%	W, т	V, т/м3
I Измельчение I ст.
1 исходная руда	3157,56	100	65,2	100	3 слив мельницы	12314,484	390
4 пески классификации I ст	9156,924	290
Итого	12314,484	390	Итого	12314,484	390
II классификация I ст.
3 Слив мельницы I ст	12314,484	390	4 пески классификации I ст.	9156,924	290
5 слив классификации I ст.	3157,56	100	65,2	100
Итого	12314,484	390	Итого	12314,484	390
III Основная ММС I ст.
6 Слив классификации I ст	3157,56	100	65,2	100	7 концентрат ММС I ст.	1962,203	62,143	48,749	79,722
8 хвосты ММС I ст.	1195,357	37,857	20,354	20,278
6 Итого	3157,56	100	65,2	100	Итого	3157,56	100	100
IV классификация II ст.
7 концентрат ММС	1962,203	62,143	48,749	79,722	11 слив классификации II ст.	2000,093	63,343	48,545	80,92
12 слив мельницы II ст.	3613,069	114,426	10 пески классификации II ст.	3613,069	114,426
43 фильтрат	37,89	1,2	65,1	1,198
Итого	5613,162	177,769	80,92	Итого	5613,162	177,769	80,92
V Измельчение II ст.
10 пески классификации II ст.	3613,069	114,426	12 слив мельницы II ст.	3613,069	114,426
Итого	3613,069	114,426	Итого	3613,069	114,426
IV Обесшламливание I ст.
13 слив классификации II ст.	2000,09	63,343	48,545	80,92	14 пески дисшламации I ст.	1647,299	52,17	53,545	73,511
15 хвосты	352,794	11,173	25,2	7,409
Итого	2000,09	63,343	48,545	80,92	Итого	2000,093	63,343	80,92
VII Основная ММС III ст.
16 пески декламации I ст.	1647,299	52,17	53,545	73,511	17 концентрат ММС III ст.	1323,809	41,925	58,545	64,593
18 хвосты ММС III ст.	323,49	10,245	33,1	8,918
Итого	1647,299	52,17	53,545	73,511	Итого	1647,299	52,17	73,511
VIII Классификация III ст.
17 концентрат ММС III ст.	1323,809	41,925	58,545	64,593	21 слив классификация III ст.	1366,339	43,272	57,869	65,897
22 слив мельницы III ст.	1821,754	57,695	20 пески классификации II ст.	1821,754	57,695
30 пром. продукт ММС III ст.	27,974	0,886	43	1,001
34 слив дешламации III ст.	14,556	0,461	25	0,303
Итого	3188,093	100,967	Итого	3188,093	100,967	65,897
IX Измельчение III ст.
20 пески классификации III ст.	1821,754	57,695	22 слив мельницы III ст.	1821,754	57,695
Итого	1821,754	57,695	Итого	1821,754	57,695
X Обесшламливание II ст.
23 слив классификации III ст.	1336,339	43,272	57,869	65,897	24 пески дисшламации II ст.	1212,12	38,388	62,369	63,005
25 слив дисшламации II ст.	154,219	4,884	22,5	2,892
Итого	1366,339	43,272	57,869	65,897	Итого	1366,591	43,272	65,897
XI Основная ММС V ст.
26 пески дисшламации III ст.	1212,12	38,388	62,369	63,005	27 концентрат ММС V ст.	1163,15	36,837	36,269	61,332
28 хвосты ММС V ст.	48,97	1,551	41	1,673
Итого	1212,12	38,388	62,369	63,005	Итого	1212,12	38,388	63,005
XII Перечистная ММС V ст.
29 концентрат ММС V ст.	1163,15	36,837	63,269	61,332	31 концентрат перечистн ММС X ст.	1135,176	35,951	63,74	60,331
30 пром продукт пер ММС V ст.	27,974	0,886	43	1,001
Итого	1163,15	36,837	63,269	61,332	Итого	1163,213	36,837	61,332
XIII Обесшламливание III ст.
31 концентрат пер. ММС X ст.	1135,176	35,951	63,769	60,331	33 пески дисшламации III ст.	1126,934	35,69	64,164	60,264
37 п/п ММС	6,314	0,2	45	0,236	34 слив дисшламации III ст.	14,556	0,461	25	0,303
Итого	1141,49	36,151	60,567	Итого	1141,49	36,151	60,567
XIV Обезвоживание в магнитном сепараторе
33 концентрат	1126,934	35,69	64,164	60,264	36 концентрат обезвож ММС	1251,346	38,49	64,341	65,171
40 перелив	94,726	3	65,15	5,143	37 п/продукт обезвож ММС	6,314	0,2	45	0,236
Итого	1221,66	38,69	65,407	Итого	1221,66	38,69	65,407
XV Питание фильтрации
36 концентрат обезвоживающей ММС	1215,346	38,49	64,341	65,171	39 питание секторов	1120,62	35,46	64,273	60,028
40 перелив	94,726	3	65,15	5,143
Итого	1215,346	38,49	64,341	65,171	Итого	1215,346	38,49	65,171
XVI Фильтрация
41 питание секторов	1120,62	35,49	64,273	60,028	42 КЕК	1082,73	34,29	65,2	58,83
43 фильтрат	37,89	1,2	65,1	1,098
Итого	1120,62	35,49	64,273	60,028	Итого	1120,62	35,49	60,028

2.4. Расчет циркулирующей нагрузки

Для нахождения циркулирующей нагрузки в I стадии сначала зададимся значениями:

циркуляционная нагрузка в I стадии извл-я;

Проверка:

Для нахождения циркулирующей нагрузки в II стадии сначала зададимся значениями:

Проверка:

Находим циркулирующую нагрузку в III стадии:

Проверка:

2.5. Расчет водо-шламовой схемы

Для расчета водо-шламовой схемы используем следующие формулы:

;

, где

Q – производительность по твердому, т/ч;

Т – содержание твердого в продукте, %;

W — содержание воды в операции или продукте, т

V — объем пульпы в продукте, м3

— плотность пульпы – 3,3

Операция I.

=1021,276 м3

Операция II.

Операция III.

Операция IV.

Таблица 5

Результаты расчетов водо-шламовой схемы

Поступает	Выходит
Название продукта	Q, т/ч	Т,%	W, т	V, т/м3	Название продукта	Q, т/ч	Т,%	W, т	V, т/м3
I Измельчение I ст.
1 исходная руда	3157,56	98	64,44	1021,28	3 слив мельницы	12314,484	82	2703,18	6434,84
4 пески классификации I ст	9156,924	86	1490,667	4265,48
вода свежая LI	1148,08	1148,08
Итого	12314,484	82	2703,18	6434,84	Итого	12314,484	82	68703,18	6434,84
II классификация I ст.
3 Слив мельницы I ст	12314,484	82	2730,18	6434,84	4 пески классификации I ст.	9156,924	85	1490,66	4265,48
Вода свежая LII	273,30	273,37	5 слив классификации I ст.	3157,56	68	1485,91	2442,75
9 Итого	12314,484	80,6	2976,57	6708,23	Итого	12314,484	80,6	2976,57	6708,23
III Основная ММС I ст.
6 Слив классификации I ст	3157,56	68	1485,91	2442,75	7 концентрат ММС I ст.	1962,203	50	1962,203	2556,8
Вода свежая LIII	2373,33	2773,33	8 хвосты ММС I ст.	1195,357	24,8	1897,04	2659,28
6 Итого	3157,56	45	3859,24	5216,08	Итого	3157,56	45	3859,24	5216,08
IV классификация II ст.
7 концентрат ММС	1962,203	50	1962,20	2556,8	11 слив классификации II ст.	2000,093	24	6333,62	6939,70
12 слив мельницы II ст.	3613,069	77	1079,23	2174,10	10 пески классификации II ст.	3613,069	78	1019,07	2113,10
43 фильтрат	37,89	3,6	1000,32	1011,8
вода свежая, LIV	3310,94	3310,1
Итого	5613,162	43,5	7352,69	9052,8	Итого	5613,162	43,5	7352,69	9052,8
V Измельчение II ст.
10 пески классификации II ст.	3613,069	78	1019,07	2113,10	12 слив мельницы II ст.	3613,069	77	1079,23	2173,26
вода свежая LV	60,16	60,16
Итого	3613,069	77	1079,23	2173,26	Итого	3613,069	77	1079,23	2173,26
IV Обесшламливание I ст.
13 слив классификации II ст.	2000,09	24	6333,62	6939,70	14 пески дисшламации I ст.	1647,299	60	1098,20	1597,38
вода свежая LVI=0	15 слив дисшламации I ст.	352,794	6,3	5235,42	5342,32
Итого	2000,09	24	6333,62	6939,70	Итого	2000,093	24	6333,62	6939,70
VII Основная ММС III ст.
16 пески декламации I ст.	1647,299	60	1098,20	1597,38	17 концентрат ММС III ст.	1323,809	50	1323,81	1724,96
свежая вода LVII	1372,74	1372,74	18 хвосты ММС III ст.	323,49	15,3	1147,13	1245,16
Итого	1647,299	40	2470,94	2970,12	Итого	1647,299	40	2470,94	2970,12
VIII Классификация III ст.
17 концентрат ММС III ст.	1323,809	50	1323,81	1724,96	21 слив классификация III ст.	1366,339	13,5	8783,53	9198,27
22 слив мельницы III ст.	1821,754	70	780,75	1332,79	20 пески классификации II ст.	1821,754	70	780,75	1332,79
30 пром. продукт ММС III ст.	27,974	3,3	815,94	824,42
34 слив дешламации III ст.	14,556	7,1	187,86	192,97
свежая вода LVIII	6455,92	6455,92
Итого	3188,093	25	2564,28	10531,06	Итого	3188,093	25	9564,28	10531,06
IX Измельчение III ст.
20 пески классификации III ст.	1821,754	70	780,75	1332,79	22 слив мельницы III ст.	1821,754	70	780,75	1332,79
вода свежая LIX
Итого	1821,754	70	780,75	1332,79	Итого	1821,754	70	780,75	1332,79
X Обесшламливание II ст.
23 слив классификации III ст.	1336,339	15,5	8783,53	9198,27	24 пески дисшламации II ст.	1212,12	60	808,08	1175,39
25 слив дисшламации II ст.	154,219	1,9	7975,45	8022,88
вода свежая LX
Итого	1366,339	15,5	8783,53	9198,27	Итого	1366,591	15,5	8783,53	9198,27
XI Основная ММС V ст.
26 пески дисшламации III ст.	1212,12	60	808,08	1175,39	27 концентрат ММС V ст.	1163,15	50	1163,15	1515,62
свежая вода LXI	673,4	673,4	28 хвосты ММС V ст.	48,97	13,3	318,33	333,17
Итого	1212,12	45	1481,48	1848,79	Итого	1212,12	45	1418,48	1848,79
XII Перечистная ММС V ст.
29 концентрат ММС V ст.	1163,15	50	1163,15	1515,62	31 концентрат перечистн ММС X ст.	1135,176	55	928,78	1272,77
Свежая вода LXII	581,57	581,57	30 пром продукт пер ММС V ст.	27,974	3,3	815,94	824,42
Итого	1163,15	40	1744,72	2097,19	Итого	1163,15	40	1744,72	2097,19
XIII Обесшламливание III ст.
31 концентрат пер. ММС X ст.	1135,176	55	928,78	1272,77	33 пески дисшламации III ст.	1126,934	60	751,29	1092,79
37 п/п ММС	6,314	38,4	10,37	12,99	34 слив дисшламации III ст.	14,556	7,1	187,86	192,97
свежая вода LXIII
Итого	1141,49	55,5	939,15	1285,76	Итого	1141,49	55,5	939,15	1285,76
XIV Обезвоживание в магнитном сепараторе
33 пески дисшламации III ст.	1126,934	60	751,29	1092,76	36 концентрат обезвож ММС	1251,346	57	916,84	1284,42
40 перелив	94,726	35	175,92	204,02	37 п/продукт обезвож ММС	6,314	38,4	10,37	12,99
свежая вода LXIV
Итого	1221,66	58,8	927,21	1297,41	Итого	1221,66	58,8	927,21	1297,41
XV Питание фильтрации
36 концентрат обезвоживающей ММС	1215,346	57	916,84	1284,42	39 питание секторов	1120,62	52	1034,42	1373,3
40 перелив	94,726	35	175,92	204,62
Свежая вода LXV	259,66	259,66
Итого	1215,346	52,6	1176,5	1544,08	Итого	1215,346	52,6	1176,5	1544,08
XVI Фильтрация
41 питание секторов	1120,62	52	1034,42	1373,3	42 КЕК	1082,73	90	120,30	448,4
свежая вода LXVI	86,2	86,2	43 фильтрат	37,89	3,6	1000,32	1011,1
Итого	1120,62	50	1120,62	14,595	Итого	1120,62	50	1120,62	14,595

Таблица 6

Баланс воды по фабрике

Поступает в процесс	м3 /ч	Уходит из процесса	м3 /ч
С исх.рудой,W1	64,44	С хвостами W8	1897,04
В измельчение I ст., LI	1148,08	Со сливом дешламации I ст., W15	5235,42
В класс-цию I ст., LII	273,39	С хв. ММС II ст., W18	1147,13
В осн-ю ММС I ст., LIII	2373,33	Со слив. дешлам. II ст., W25	7975,45
В класс-цию II ст., LIV	3310,94	С хв. ММС III ст., W28	318,33
В измельчении II ст., LV	60,16	С кеком, W42	120,30
В ММС II ст., LVII	1372,74
В класс-цию IIIст., LVIII	6455,92
В ос-ю ММС III ст.,LXI	673,4
В перечестную ММС III ст., LXII	581,57
В питание фильтрации, LXV	293,5
В фильтрацию., LXVI	86,2
ВСЕГО поступает	16693,67	ВСЕГО уходит	16693,67

2.6. Определение расхода свежей воды по фабрике

, где

— количество воды, поступающей с исходной рудой, м3 /ч

— суммарное количество воды, поступившее в процесс, м3 /ч

— суммарное количество воды, уходящее из процесса, м3 /ч

С учетом расхода воды для технологических целей, общий расход воды по фабрике составит:

Удельный расход воды на 1 тонну руды составит:

, где

— удельный расход руды на 1 тонну руды, м3 /т.

— масса руды, поступающая на ОФ, т/ч.

Удельный расход воды на 1 тонну концентрата составит:

, где

— удельный расход воды на 1 тонну концентрата, м3 /т.

— масса концентрата, т/ч

2.7. Расчет основного оборудования

2.7.1. Расчет мельниц ( I стадия)

I. На действующей фабрике установлены мельницы МШР – 40х50.

1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу – 0,044 мм действующей мельницы.

где Q – производительность действующей мельницы, т/ч;

bк – содержание расчетного класса в конечном продукте, дол./ед.;

bи – содержание расчетного класса в исходном продукте, дол./ед.;

L – длина барабана, м.

Для проектирования отделения сравниваем варианты устанавливаемых мельниц: МШР – 45х50, МШР – 45х60, МШР – 55х65.

II. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых вариантов.

где D – диаметр барабана проектируемой установки мельницы, м;

D1 – диаметр барабана работающей мельницы, м.

1. Для мельницы МШР – 45х50:

2. Для мельницы МШР – 45х60:

3. Для мельницы МШР – 55х65:

III. Удельная производительность проектируемой мельницы определяется по формуле:

где Кн – коэффициент, учитывающий различия в измельчаемости руды, Кн = 1;

Кк – коэффициент, учитывающий различия в крупности исходного и конечного продуктов и измельчения на действующей и проектируемой фабриках, Кк = 1;

КТ – коэффициент, учитываемый в типе мельниц, КТ = 1.

1. Для мельницы МШР – 45х50:

2. Для мельницы МШР – 45х60:

3. Для мельницы МШР – 55х65:

IV. По техническим характеристикам находим рабочие объемы барабанных мельниц

1. Для мельницы МШР – 45х50 V = 71 м3 .

2. Для мельницы МШР – 45х60 V = 82 м3 .

3. Для мельницы МШР – 55х65 V = 140 м3 .

V. Определяем производительность мельниц по руде

1. Для мельницы МШР – 45х50:

2. Для мельницы МШР – 45х60:

3. Для мельницы МШР – 55х65:

VI. Определяем расчетное число мельниц

где Qисх. – количество материала, поступающего на измельчение, т/ч;

Qм – производительность мельницы, т/ч.

1. Для мельницы МШР – 45х50:

2. Для мельницы МШР – 45х60:

3. Для мельницы МШР – 55х65:

2.7.2. Расчет мельницы ( II стадия)

I. Принимаем по данным действующей фабрики значения удельной производительности действующей мельницы МШЦ – 45х60 q1 = 0,72 т/м3 ч.

Сравниваем варианты установки

1. Для мельницы МШЦ – 4х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

II. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых вариантов

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

Значения коэффициентов Ки и Кк – прежние, принимаем значение коэффициента КТ – 1,1.

III. Определяем удельную производительность сравниваемых мельниц.

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

IV. По техническим характеристикам находим рабочие объемы барабанных мельниц

1. Для мельницы МШЦ – 40х55 V = 60 м3 .

2. Для мельницы МШЦ – 45х60 V = 82 м3 .

3. Для мельницы МШЦ – 55х65 V = 140 м3 .

V. Определяем производительность мельниц по руде

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

VI. Определяем расчетное число мельниц

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

2.7.3. Расчет мельницы ( IIi стадия)

I. Принимаем по данным действующей фабрики значения удельной производительности q1 = 0,2 т/м3 ч.

II. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых вариантов.

Сравниваем варианты установки

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

III. Определяем удельную производительность сравниваемых мельниц.

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

IV. Определяем производительность мельниц по руде

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

V. Определяем расчетное число мельниц

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономических сравнений конкурирующих вариантов.

Таблица 7

Сравнение вариантов установки мельниц

Ва-ри-ант	Размеры барабанов мельниц D х L , мм	Число мельниц	Удельная произв. мельниц, т/м3, ч	Прои-зводи-тель-ность т/ч	Масса мельниц, т	Установочная мощность, кВт	К-т запаса
одной	всех	одной	всех
I стадия
1.	МШР – 45х50	20	0,96	154,9	295	5900	2000	40000	0,98
2.	МШР – 45х60	18	0,96	178,9	310	5580	2500	45000	1,02
3.	МШР – 55х65	10	1,07	340,4	570	5700	3200	32000	1,07
II стадия
1.	МШЦ – 40х55	14	0,73	141,3	250	3500	2000	28000	1,0
2.	МШЦ – 45х60	9	0,79	209,0	310	2790	2500	22500	0,95
3.	МШЦ – 55х65	5	0,87	392,9	570	2850	3200	16000	1,0
III стадия
1.	МШЦ – 40х55	14	0,2	100,0	250	3500	2000	28000	1,06
2.	МШЦ – 45х60	9	0,22	150,3	310	2790	2500	22500	1,02
3.	МШЦ – 55х65	5	0,24	280,0	570	2850	3200	16000	1,06

При сравнении вариантов установки рассматриваемых мельниц наиболее выгодным является вариант установки 18 мельниц МШР – 45х60 дл I стадии измельчения и 9 мельниц МШЦ – 45х60 для II и III стадий измельчения.

Для каждой секции предусматриваем установку 2-х мельниц МШР – 45х60 и 2-х мельниц МШЦ – 45х60.

2.8. Расчет оборудования для классификации

Для I стадии классификации принимаем спиральный классификатор.

2.8.1. Расчет спиральных классификаторов

I. Выбираем спиральный классификатор для следующих условий:

— производительность по сливу ;

— производительность по пескам ;

— крупность слива – 0,32 мм;

— разбавление слива R т = 0,47;

— плотность руды – 3,3 т/м3 .

II. Определяем значения поправочных коэффициентов

1. Поправка на крупность слива k b = 1,7.

2. Поправка на плотность руды k d = 1,22.

3. Поправка на плотность слива.

Определяем базисные разбавления R2, 7 = 2,0.

Затем отношение .

Находим величину коэффициента Кс = 0,66.

4. Поправка на угол наклона классификатора К a = 1.

III. Определяем диаметр спирали для одно- и двусторонних классификаторов.

1. Для односпирального

где D 1,765 – диаметр спирали, м;

m – число спиралей.

Ближайший Ø спирали – 3 м.

2. Для двуспирального

Ближайший Ø спирали – 3 м.

IV. Проверяем производительность классификаторов по пескам по формуле:

где n – частота вращения спирали, 1/мин.

Для односпирального классификатора

Для двуспиральных

Проверка показывает, что двуспиральный классификатор обеспечивает требуемую производительность по пескам – 508,7 т/ч.

К установке принимаем классификатор 2КСН-30.

2.8.2. Расчет гидроциклонов

Для II и III стадии классификации принимаем гидроциклоны.

Расчет гидроциклонов для II стадии.

Для заданных условий (крупность слива – 140 мкм) подходят гидроциклоны диаметром 360, 500 и 710 мм.

I. Определяем производительность гидроциклонов.

где k a – поправка на угол конусности;

kD – поправка на диаметр;

dn – диаметр питающего отверстия, см;

d – диаметр шламового отверстия, см;

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

1. .

II. Определяем число гидроциклонов для заданной производительности

где Vp – объем пульпы;

Vгц. – производительность гидроциклона.

1. .

3. .

III. Производим проверку выбранных гидроциклонов по пескам.

где q – удельная нагрузка по пескам, т/см2 ч;

Qn – масса песков в классификации, т/ч;

D – диаметр песковой насадки, см;

1. .

3. .

IV. Определяем номинальную крупность слива, получаемую в гидроциклонах.

где – содержание твердого в исходной руде, %;

ρ – плотность твердого – 3,3 г/см3 ;

ρ0 – плотность воды – 1 г/см3 ;

V. Определяем число гидроциклонов на секции.

Принимаем к установке гидроциклоны диаметром 500 мм, объединенных в батарею, состоящую из семи штук. Одна батарея рабочая, другая – резервная.

2.8.3. Расчет III стадии классификации

Для заданной крупности слива 74 мкм подходят гидроциклоны диаметром 250, 360, 500 мм.

I. Определяем производительность гидроциклонов.

1. .

II. Определяем число гидроциклонов для заданной производительности

1. .

3. .

III. Производим проверку выбранных гидроциклонов по пескам.

1. .

3. .

IV. Определяем номинальную крупность слива, получаемую в гидроциклонах.

V. Определяем число гидроциклонов на секции.

Принимаем к установке гидроциклоны Ø = 360 мм в количестве 16 шт., объединенных в батарею. Одна рабочая, одна резервная.

2.9. Расчет магнитных сепараторов

2.9.1. I ст. ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-П-90/250, ПБМ-П-120/300 и ПБМ-П-150/200.

I. Определяем производительность по формуле:

где q – удельная производительность, ;

L – длина барабана, м.

1. Для ПБМ-П-90/250

2. Для ПБМ-П-120/300

3. Для ПБМ-П-150/200

II. Определяем число сепараторов по формуле

где Q – количество материла, поступающего на сепарацию, т/ч

1. Для ПБМ-П-90/250

2. Для ПБМ-П-120/300

3. Для ПБМ-П-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-П-90/250

2. Для ПБМ-П-120/300

3. Для ПБМ-П-150/200

К установке принимаем 4 однобарабанных сепаратора ПБМ-П-150/200

2.9.2. II ст. ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-ПП-90/250, ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200.

I. Определяем производительность:

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

II. Определяем число сепараторов

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

К установке принимаем 3 однобарабанных сепаратора ПБМ-ПП-150/200

2.9.3. III стадия ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-ПП-90/250, ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200.

I. Определяем производительность:

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

II. Определяем число сепараторов

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

К установке принимаем 3 двубарабанных сепаратора ПБМ-ПП-150/200

2.9.4. Расчет обезвоживающей ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-ПП-90/250, ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200.

I. Определяем производительность:

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

II. Определяем число сепараторов

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

К установке принимаем 4 однобарабанных сепаратора ПБМ-ПП-150/200

2.10. Расчет вакуум-фильтров

Сравниваем варианты установки вакуум-фильтров ДШ-63-2,5, ДШ-68-2,5 и ДШ-100- 2,5.

I. Определяем общую площадь фильтрования

где Q – производительность по концентрату, т/ч;

f – удельная производительность вакуум-фильтров, т/м2 ч

II. Определяем число вакуум-фильтров, необходимых для установки

где Fф – площадь вакуум-фильтра, м2 .

1. Для ДШ-63-2,5

2. Для ДШ-68-2,5

3. Для ДШ-100-2,5

III. Определяем число вакуум-фильтров на секцию

1. Для ДШ-63-2,5

2. Для ДШ-68-2,5

3. Для ДШ-100-2,5

К установке принимаем 3 рабочих и 1 резервный вакуум-фильтр ДШ-100-2,5.

2.11. Расчет дешламаторов

2.11.1. I стадия дешламации

Сравниваем варианты установки дешламаторов МД-5, МД-9, МД-12.

I. Определяем необходимую площадь дешламации

где Q – производительность по твердому, т/ч;

q – удельная производительность дешламатора.

II. Определяем число дешламаторов

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

I. Определяем число дешламаторов на секцию

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

К установке принимаем 3 дешламатора МД-9

2.11.2. II стадия дешламации

I. Определяем необходимую площадь дешламации

II. Определяем число дешламаторов

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

II. Определяем число дешламаторов на секцию

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

К установке принимаем 2 дешламатора МД-9

2.11.3. III стадия дешламации

I. Определяем необходимую площадь дешламации

II. Определяем число дешламаторов

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

III. Определяем число дешламаторов на секцию

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

К установке принимаем 2 дешламатора МД-9.

3. спецчасть

3.1. Повышение износостойкости футеровок мельниц

Производительность мельниц определяется многими факторами.

Первый ряд образуется факторами, зависящими от измельчаемого материала: измельчаемость руды, крупность исходной руды, крупность измельченного продукта.

Второй ряд включает в себя факторы, зависящие от самой мельницы: конструкция мельницы, размер мельницы, форма футеровки мельницы.

Для предохранения корпуса мельниц от износа, внутреннюю ее сторону облицовывают сменными футеровочными плитами из марганцовистой или хромистой стали.

В случае износа футеровочные плиты должны быть быстро заменены новыми.

3.2. Выбор типа футеровки

Для повышения износостойкости футеровки необходимо применять наиболее эффективные ее профили.

Гладкая футеровка способствует более легкому скатыванию шаров, что уменьшает расход энергии и износ футеровки.

Работа шаров в этом случае осуществляется главным образом истиранием. Эта футеровка обычно применяется в стержневых мельницах.

При волнистой, особенно при ступенчатой футеровке, шары поднимаются при вращении мельницы на большую высоту, что способствует повышению производительности мельницы, но одновременно с этим увеличивается расход энергии и износ футеровки.

Работа шаров в этом случае осуществляется главным образом ударным действием.

Волнистую, особенно ступенчатую футеровку целесообразней применять при более глубоком измельчении, т.е. в первой стадии, а гладкую футеровку во второй.

От профиля футеровки существенно зависят ее износ, а также производительность мельницы, удельный расход эл.энергии и измельчающих тел.

Футеровка цилиндрической части мельницы является основной по весу и стоимости. От формы (профиля и размеров) футеровочных плит зависят рабочий диаметр мельницы и характер движения измельчающих тел, т.е. высота их подъема и возможность или невозможность скольжения по футеровке.

В последние годы были получены удовлетворительные показатели работы футеровок, отлитых из сплава Х12Г5, химический состав которого 2,5-3,0%; 0,8% Si; 4,5-5,2% Mn; 12-18% Cr; не более 0,1% Р; не более 0,06% S.

3.3. Промышленные испытания экспериментальной каскадной футеровки по барабану мельниц первой стадии измельчения

Промышленные испытания экспериментальной каскадной футеровки по барабану мельниц первой стадии измельчения на второй очереди отделения обогащения

Промышленные испытания экспериментальной каскадной брони по барабану мельницы МШЦ 45x60 первой стадии измельчения проводились на ДОК в соответствии с утвержденной программой и методикой «Проведение промышленных испытаний опытно-промышленных партий футеровок барабанных мельниц.

Каскадная бронь выполнена Старооскольским заводом ОЗММ по чертежам, разработанным группой технологов ДОК МГОКа, из стали 110Г13Л. Футеровка по торцевым стенкам загрузки и разгрузки мельницы была установлена типа МШ-41Т-001.

Цель промышленных испытаний: определение износостойкости каскадной футеровки в мельнице МШЦ 45x60 и ее влияние на эксплутационные и технологические показатели первой стадии измельчения. Футеровка была установлена на мельнице. В сравнении с мельницей зафутерованной бронеплитами тип 298 М, 299М «Батон», и имеющей с опытной мельницей близкие сроки ввода в эксплуатацию после капремонта.

Основные технологические характеристики сравниваемых мельниц приведены в таблице 8.

В период промышленных испытаний поддерживалось идентичное заполнение сравниваемых мельниц мелющими телами за счет догрузки шаров диаметром 120-125 мм, контроль за шаровой загрузкой мельниц шарами осуществлялся при остановке на планово-предупредительный ремонт методом прямых замеров.

Технологические показатели цикла первой стадии измельчения определялись после приработки шаров по результатам параллельного опробования сравниваемых мельниц на рудной шихте текущего производства.

Результаты сравниваемых технологических испытаний приведены в таблицах

В период опробований производительность базовой мельницы изменялась 01 140 до 160 т/ч, мельницы с каскадной футеровкой от 140 до 166 т/ч при крупности слива спиральных классификаторов по классу – 44 мкм соответственно 35,8 ÷ 51,4 и 38,8 ÷ 58,6 %. Испытания показали, что средняя производительность мельницы с каскадной футеровкой по данным технологических испытаний выше, чем производительность с футеровкой мельницы типа «Батон».

По данным оперативного учета производительность базовой мельницы изменялась от 145,6 до 151 т/ч, мельницы с каскадной футеровкой от 151,7 до 167,4 т/ч. Приведенные результаты указывают, что производительность мельницы с каскадной футеровкой выше на протяжении его срока испытаний.

Таблица 8

Технические данные сравниваемых мельниц

Наименование	Тип футеровки
каскадная	298 М, 299 М «Батон»
Материал футеровки по барабану	110Г13Л	110Г13 Л
Типоразмер мельницы (МШЦ), м	4500x6000	4500x6000
Диаметр шаров измельчающей среды, мм	120	120
Объем мельницы при новой футеровке, м3	80,34	79,56
Размер футеровочных плит по барабану:
• длина, мм	1490 900	1490 900
• ширина, мм	447 447	447 447
• толщина, мм
Количество установленных плит, шт.	135	135
Общая масса плит по барабану, т	69,079	79,2
Футеровка по торцам:
Тип	МШ-45Т-001	МШ-45Т-001
количество, шт.	30	30
масса плиты, т	0,9	0,9
Масса комплекта футеровки мельницы, т	69,975	80,1
Установочная мощность двигателя, кВт	2500	2500

Таблица 9

Средне — технологические показатели сравниваемых мельниц МШЦ 45x60 в циклах первой стадии измельчения по результатам опробований

Вид футеровки
каскадная	тип М 298, М 299 «Батон»
технологические показатели
начало испыт.	конец испыт.	средн.	начало испыт.	конец испыт.	средн.
Объем мельницы	80,34	85,39	83,49	79,56	84,59	82,7
Производительность м-цы, т/ч
Влажны вес	156	140	157	142	140	150
Сухой вес	152,9	137,2	153,9	139,2	137,2	147,0
Массовая доля твердого в продукте, %:
слив классификатора	68,0	57,0	61,1	62,5	51,0	59,3
разгрузка мельницы	78,0	71,5	73,4	81,1	81,0	78,8
Массовая доля готового
класса -44 мкм в продуктах, %
исходная руда	2,5	3,6	3,0	1,8	2,9	2,6
пески классификатора	9,7	8,0	8,9	5,2	13,5	10,2
слив классификатора	39,8	47,8	44,4	43,4	49,1	44,5
разгрузка мельницы	33,2	38,8	35,6	34,3	36,5	35,0
Прирост по готов, классу, %	37,3	44,2	41,4	41,6	46,2	41,9
Удельная производительность
мельницы по гот. классу, т/м3ч	0,71	0,71	0,76	0,73	0,75	0,74
Удельная производительность
по готовому классу (-44 мкм)
на единицу объема м-цы, т/ч	0,0088	0,0083	0,0091	0,0092	0,0089	0,0089
Агрегатная производ-сть по
готовому классу -44 мкм, т/ч	57,04	60,63	63,45	58,08	63,44	61,20
Циркулирующая нагрузка, %	28,1	29,22	32,96	31,27	54,78	38,31

3.4. Промышленные испытания экспериментальной магнитной футеровки в мельницах второй и третей стадиях измельчения

Магнитная футеровка предназначена для защиты цилиндрической части барабанов рудоразмольных мельниц от гидроабразивного износа при применении мелющих тел диаметром не более 40 мм.

Магнитная футеровка волнового и прямоугольного профиля закуплена у фирмы «Треллеборг» (Швеция) в количестве двух комплектов. Один комплект состоит из 2200 штук элементов. Размер элемента прямоугольного профиля 254*160*44 мм, волнового – 254*160*47 мм.

Элемент магнитной футеровки состоит из 8 штук постоянных керамических магнитов размером 75*40*23 мм, завулканизированных в резине, имеющей твердость 65-68 по Тиру.

Испытания магнитной футеровки мельниц проводились в условиях работы шаровых мельниц второй и третей стадии измельчения при применении мелющих тел диаметром 40 мм.

Магнитная футеровка была смонтирована на цилиндрической части барабанов, мельниц сливного типа МШЦ – 45*60 второй стадии измельчения и МШРГУ – 45*60 третей стадии измельчения. На цилиндрической части барабанов мельниц в продольном направлении были приварены металлические полосы сечением 6*12 мм. через каждые 750 мм. для предотвращения смещения элементов магнитной футеровки. Элементы магнитной футеровки удерживаются на цилиндрической части барабанов мельниц при помощи магнитных сил.

Для образования защитного магнитного слоя в мельницы первоначально было загружено по 16-18 тонн мелкого металлического скрапа из отработанных шаров с размером частиц до 20 мм.

3.5. Результаты испытаний

В процессе испытаний сравнивались результаты работы мельниц с различными футеровками, магнитной и литой, из стали 110Г 13Л.

Рабочий объём мельниц: № 114-87,8 м3; № 154 – 82,0 м3; № 72 -94 м3 ;№ 62-89 м3. Напряженность магнитного поля на рабочей поверхности элементов футеровки составила 79,6 – 87,5 кА/м. Для мельницы № 154 применялись мелющие тела диаметром 60 мм. Трудозатраты на монтаж и демонтаж магнитной футеровки составили 210 чел/ч, литой из стали 110Г13Л — 726 чел/ч.

Магнитная футеровка мельницы II стадии демонтирована по причине износа защитного резинового слоя на поверхности керамических плиток магнита, а мельницы III стадии – из-за обрыва элементов футеровки в районе люка барабана.

Продолжительность работы элементов магнитной футеровки волнового профиля до появления отслоений и обрывов резины с плоскости керамических магнитов меньше, чем с прямоугольным профилем.

Интенсивному гидроаброзивному износу подвержены вершины ребер.

Напряженность магнитного поля на поверхности элементов футеровки за период испытания равный 14 месяцам уменьшилась на 8-12 кА/м.

3.6. Технологические показатели процесса измельчения

Определение технологических показателей мельниц с магнитной футеровкой производилось по результатам еженедельных опробований на протяжении всего периода их эксплуатации.

Период эксплуатационных испытаний для сравниваемых мельниц поддерживалась сопоставимыми коэффициенты заполнения их шарами, при опробовании устанавливали равнозначные производительности секций по исходной руде и режимные параметры ведения процесса.

В таблице по результатам опробования приведены средние основные технологические показатели за период испытаний.

Таблица 10

Технологические показатели циклов до измельчения

Показатель	II стадия измельчения	III стадия измельчения
Металлическая футеровка	Магнитная футировка	Металлическая футировка	Магнитная футировка
Массовая доля класса – 50мкм, %, в Питание мельницы	15,6	16,2	54,0	51,9
Разгрузке мельницы	30,2	29,8	67,5	65,4
Продукте измельчение	76,5	76,4	93,9	93,6
Концентрате секции	93,4	93,0	92,4	92,2
Производительность мельниц по исходному питанию т/ч	165,4	158,5	136,5	134,6
Производительность мельниц по готовому классу минус 50 мкм, т/ч	76,9	77,8	18,4	18,2

Из данных таблицы видно, что технологические показатели циклов доизмельчения при работе на металлической и магнитной футировках по конечной крупности измельчения и производительности практически не отличаются.

Для оценки влияния магнитной футеровки в мельницах доизмельчения на работу секций определялись основные технологические показатели сравниваемых секций, результаты которых приведены в таблице 11.

Таблица 11

Технологические показатели секции с различным типом футеровки

Показатель	II стадия измельчения	III стадия измельчения
Металлическая футировка	Магнитная футировка	Металлическая футировка	Магнитная футировка
1	2	3	4	5
Производительность секции, т/ч Массовая доля в руде, % железа общего	274,3 39,1	277,5 39,1	235,3 38,9	233,1 38,8
железа магнитного	20,6	20,5	20,0	19,9
в концентрате железа общего	64,1	64,0	64,0	63,9
в хвостах железа общего	25,7	25,6	26,6	26,4
железа магнитного	1,4	1,3	2,0	1,7
Массовая доля класса минус 50 мкм в концентрате, %	93,4	93,0	94,5	94,6
Массовая доля влаги в концентрате, %	10,3	10,3	10,6	10,6
Выход концентрата, %	34,9	35,15	32,9	33,1
Извлечение концентрата, %	57,2	57,2	54,1	54,5

Из данных таблицы видно, что технологические показатели, сравниваемых секций практически равны.

По результатам непосредственного замера заполнения мельниц и учета загрузки их измельчающей средой и расхода электроэнергии приводом мельниц были определены эксплутационные показатели по стадии доизмельчения при работе на металлической и магнитной футеровках. Результаты определений приведены в таблице 12.

Таблица 12

Удельный расход измельчающих шаров и электроэнергии по стадиям доизмельчения

Показатель	II стадия измельчения	III стадия измельчения
Металлическая футировка	Магнитная футировка	Металлическая футировка	Магнитная футировка
1	2	3	4	5
Переработка руды секцией, т	1342630	1443770	742372	730951
Расход электроэнергии, кВт.ч.	7518700	7218800	5400000	4730000
Средняя потребляемая мощность, кВт	1540	1390	1671	1502
Расход шаров, т	699	678	315	272
Удельный расход на 1т. руды: Электроэнергии, кВт.ч.	5,6	5,0	7,27	6,47
Шаров, кг	0,52	0,47	0,424	0,372

Положительный фактический экономический эффект от применения магнитной футеровки фирмы «Треллеборг» в мельницах МШЦ 45*60 и МШРГУ 45*60 II и III стадий измельчения получить не представилось возможным из-за малого срока фактической эксплуатации и ее высокой стоимости.

3.7. Резиновая футеровка

Замена стальных футеровочных плит на резиновые позволяет в 2 – 2,5 раза увеличить межремонтные пробеги. Однако резиновая футеровка пока ставится только на шаровые мельницы II и III стадии измельчения при использовании шаров диаметром не более 80 мм.

Резиновую футеровку нежелательно применять в сильнощелочных (рН10) и сильнокислых (рН 4) средах, а так же для пульпы с температурой более 75о С.

Для легких условий работы при использовании резиновой футеровки фирма Скега (Швеция) рекомендует применять резину марки 1701-6, для средних – 1801-6, изготовленных по рецепту этой фирмы.

Химический состав резиновой смеси 6252.

Компоненты смеси Количество, вес, ч.

Натуральный каучук 100

Газовая сажа 40

Цинковые белила 5

Стеариновая кислота 1500

Неозон Д 1

Сера 2,5

Каптакс 1,5

ВСЕГО компонентов 151,5

3.8. Выводы

1. Технологические опробования, выполненные в период испытания, показали, что показатели работы мельницы с каскадной футеровкой по крупности измельчения практически равны показателям мельницы, футерованной бронеплитами типа 298М, 299М «Батон», но производительность мельницы с каскадной футеровкой выше. При этом расход электроэнергии ниже по сравнению с мельницей, футерованной бронеплитами типа 298М, 299М «Батон», что экономически выгоднее при использовании.

Сравнительные характеристики приведены в таблице 13.

Таблица 13

Сравнение средних эксплуатационных и технологических показателей

Показатели	Каскадная футеровка	Тип 298 М, 299М «Батон»	, %
Удельная производительность по готовому классу, т/м3 ч	0,76	0,74	+0,02
Производительность мельницы, т/ч	158,1	157,0	+1,1
Удельный расход на 1тонну исходной шихты: — шаров, кг/т — электроэнергии, кВт	1,13 11,21	1,10 12,06	+0,03 -0,85
Удельный расход футеровочной стали	0,00014	0,00018	-0,00004

2. Магнитная футеровка отработала в мельницах МШЦ 45*60 – 4 месяца, МШРГУ 45*60 – 10 месяцев (наработка составила соответственно 9974 и 7224 ч. при работе на шарах диаметром 40мм).

2.1. Срок службы футеровки из стали 110Г13М составил для мельниц:

МШЦ 45*60 II стадия измельчения – 13,5-14 месяцев (при шарах диаметром 60мм)

МШРГУ 45*60 III стадии измельчения 18 месяцев(при шарах диаметром 40 мм).

2.2. Магнитная футеровка мельницы МШЦ 45*60 демонтирован по причине износа защитного резинового слоя на поверхности керамических плиток элементов волнового профиля, а мельницы МШРГУ 45*60 из-за обрыва элементов футеровки в районе люка барабана.

2.3. Технологические показатели работы мельниц с магнитной футеровкой в циклах II и III стадиях измельчения по крупности продуктов и производительности по готовому классу практически равнозначны с показателями работы мельниц с металлической футеровкой. Применение магнитной футеровки в мельницах доизмельчения не оказало влияния на качество конечного концентрата.

2.4. Применение магнитной футеровки взамен металлической позволило снизить расход электроэнергии в расчете на 1т исходной руды по циклу II стадии измельчения на 10,7%, по III стадии на 11,0%, а расход шаров соответственно на 9,6% и 11,9%, трудозатраты на монтаж и демонтаж в 3,2 раза.

Но положительный фактический экономический эффект от применения магнитной футеровки фирмы «Треллеборг» в мельницах МШЦ 45*60 и МШРГУ 45*60 II и III стадий измельчения получить не представилось возможным из-за малого срока фактической эксплуатации и ее высокой стоимости.

3.9. Расчет получения экономического эффекта от стоимости дополнительно полученного концентрата при использовании каскадной футеровки

1., где

N год – годовое число часов работы мельниц, ч/год;

Q год – годовая производительность мельниц, т/год;

Q час.каск – удельная производительность мельницы с каскадной футеровкой, т/час;

2. , где

Q год.б – Годовая производительность мельниц при использовании футеровки типа «Батон», т/год;

Q уд.б – Удельная производительность с использованием футеровки типа «Батон», т/ч;

3. , где

Q год.исх.р. – прирост годовой производительности по исходной руде, т/год;

4. , где

Q к-та – дополнительный прирост концентрата за счет прироста производительности по исходной руде, т/год;

— выход концентрата, %;

5. , где

С – стоимость дополнительно полученного концентрата, руб.;

Ц – стоимость одной тонны концентрата, руб.;

Таблица 14

Сравнительные экономические показатели применения футеровок

Показатели	Каскадная футеровка	Футеровка типа «Батон»
1	2	3
1. Удельная производительность мельниц, т/час	158,1	157,0
2. Годовое число часов работы мельниц, час	151802,6	151802,6
3. Годовая производительность при использовании футеровки, т/год	24000000	23833008,2
4. Прирост годовой производительности по исходной руде, т/год	166991,8	-
5. Дополнительный прирост концентрата за счет прироста производительности по исходной руде, т/год	57261,4	-
6. Цена 1 тонны концентрата, руб.	1695,2	-
7. Стоимость дополнительно полученных концентрата, руб.	97069525,2	-

4. Опробование, контроль, автоматизация технологических процессов

4.1. Способы контроля и автоматизация

Сложность технологического процесса переработки неокисленных кварцитов, наличие оборудования большой единичной мощности предопределяют необходимость активного воздействия на технический процесс, требуют перехода на новые принципы управления, основу которых составляет непрерывный контроль качества железорудного сырья в технологических потоках, дающий возможность получить экспрессную информацию высокой точности. В этих условиях первостепенное значение приобретают вопросы, связанные с совершенствованием контроля технологических процессов и опробования продуктов переработки руд и готовой продукции рудоподготовительных фабрик. Одним из основных направлений повышения эффективности работы фабрик рудоподготовки является широкое внедрение автоматизированных систем контроля технологических параметров, автоматического регулирования и управления технологическими процессами. Эти задачи решаются в двух направлениях:

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

· внедрение автоматизированных систем отбора и доставки проб для составления товарного баланса металла по фабрикам и автоматизированных систем управления технологическими процессами.

Для решения первой задачи, как наиболее перспективного направления контроля применяется:

· система АСКК- 581 позволяющая получать непрерывную, информацию о содержание магнетитового железа в исходной руде;

· система автоматического контроля содержания крупных классов в потоках дробленной руды КТС АКСК, позволяет получать информацию с компенсацией влияющих факторов:

изменение физико-механических свойств контролируемой руды (влажность, крупность) и производительность конвейера;

· с помощью прибора «Пульпа» производится контроль содержания магнетитового железа в общефабричных и секционных хвостах;

· радиоизотопный контроль плотности пульпы на сливе гидроциклонов и классификаторов;

· контроль влажности концентрата отгружаемого на фабрику окомкования с помощью влагомера ВНСЖ.

Помимо этих основных параметров осуществляется дополнительный контроль за работой следующих агрегатов и технологических узлов схемы:

А) давление жидкости в трубопроводах для стабилизации работы аппаратов и хода процесса;

Б) количество материала в бункерах — необходимо для страхования за перебором или опорожнения их;

В) уровень продуктов обогащения в оборудовании – для страхования за перебором и стабилизации его в установленных параметрах.

С целью наиболее точного анализа получаемых показателей, установление различных причин потери металла по фабрике необходимо проводить полное опробование технологического процесса. После чего продукты опробования разделываются в соответствии с картой разделки проб.

Для расчета вводно-шламовой и качественно-количественной схем в каждой отобранной пробе определяется процент твердого и массовая доля содержащихся компонентов.

По разработке второго направления внедрили автоматизированные системы отбора и доставки проб таких как:

· система АПША (автоматическая пневмопочта шихты) предназначенная для автоматического отбора с заданной периодичностью проб шихтовых материалов, автоматической загрузки отобранных проб в патрон на станции загрузки, транспортирование патрона с пробой, за счет сжатого воздуха по транспортному тробопроводу на станцию разгрузки, установленную в проборазделочной ОТК, с последующим возвратом разгруженного патрона по тому же транспортному трубопроводу загрузки отобранных проб в патрон на станции загрузки;

· система ППА (пневмопочта автоматическая), предназначенная для транспортирования подготовленных для производства анализа проб из проборазделочной ОТК в химическую лабораторию;

· система АППО (автоматическая пневмопочта пульповых проб), предназначенная для автоматического вакуумного отбора с заданной периодичностью пульповых проб;

· автоматизированная система «башня проб», предназначенная для отбора и сокращения проб обожженных окатышей, аглоруды с заданной периодичностью и последующим определением гранулометрического состава и прочности на истирание в барабане.

Внедрение автоматизированных систем отбора, разделки и транспортирования проб на различных переделах переработки руд и готовой продукции позволило:

· снизить трудоемкость отбора и доставки проб, высвободить для других работ обслуживающий персонал;

· сократить время производства анализа до 30 минут;

· повысить достоверность контроля за счет исключения субъективных факторов;

· получить экономический эффект.

5. Энергоснабжение. Обеспечение электроэнергией

Энергетическое хозяйство МГОКа представляет совокупность довольно сложных систем от надежной работы которых в значительной степени зависит ритмичная работа предприятия, качество выпускаемой продукции, эффективность и экономичность производства.

Значительная удаленность помплощадок друг от друга на 5-12 км. обусловила необходимость строительства автономных источников по обеспечению производства электрической и тепловой энергией.

Электроснабжение комбината осуществляется напряжением 110,35 и 6 кВ от районных понизительных подстанций энергетического управления «Курскэнерго». Передача электроэнергии выполнена с максимальным приближением высокого напряжения к потребителю.

Распределение электрической энергии по потребителям комбината и другим предприятия города Железногорска производиться глубокими вводами с первичным напряжением 110 кВ и подстанциями на первичное напряжение 35 кВ.

На каждой понизительной подстанции установлено по 2 трансформатора, питающихся по схеме линия – трансформатор. Параллельная работа трансформаторов допускается на время производства переключения, а так же при ремонтах и аварии. Питающие линии оборудованы устройствами автоматического повторного выключения.

Сейчас на МГОКе разработано и внедрено на 30 ячейках карьерных распределительных подстанций устройства автоматического повторного включения, с предварительной автоматической проверкой изоляции отключившейся линии.

В системе цехового распределения электроэнергии широко используются распределительные подстанции 6 кВ (РП-6), а на напряжении 380 В – комплектные трансформаторные подстанции, что создает гибкую и надежную схему, которая позволяет сэкономить большое количество кабельно-проводниковой продукции.

Для поддержания заданной величины коэффициента мощности в системах электроснабжения цехов, где преобладает асинхронный привод применены статические конденсаторы.

На ОФ внедрены схемы автоматического регулирования возбуждения асинхронных двигателей в часы прохождения максимальных нагрузок системы.

Шаровые мельницы имеют в приводе синхронные двигатели, что позволяет значительно повысить коэффициент мощности предприятия.

В качестве основной пусковой аппаратуры применяются магнитные пускатели и блоки управления. Они размещаются в специально выделенных помещениях распределительных пунктов и помещения распределительных щитов подстанции.

Пусковая аппаратура вспомогательных механизмов имеющих местной управление размещается в близи от управляемого механизма. Для управления высоковольтными двигателями мельниц и конвейеров применяются масленые выключатели.

На ОФ предусмотрены следующие виды электроосвещения:

· общее равномерное и локализованное во всех основных производственных помещениях;

· общее во вспомогательных помещениях с механическим оборудованием;

· ремонтные во всех помещениях с механическим оборудованием.

6. Водоснабжение и хвостовое хозяйство

6.1. Водоснабжение

Большое значение на обогатительных фабриках уделяется системам технического водоснабжения, которые по своим технологическим качествам можно разделить на следующие:

· оборотная, нагретая и охлажденная вода;

· производственная свежая вода;

· производственная оборотная вода;

· хозяйственная пожарная;

· оборотно используемая;

В систему водоснабжения промплощадки обогатительной фабрики входят водозаборные сети, водозаборные сооружения, гидротранспорт, насосы для подачи воды.

Источниками производственного водоснабжения промплощадок бедных руд является водозабор на реке Свапе, водозабор на реке Чернь, оборотное водоснабжение из хвостохранилища на реке Песочной.

На ОФ техническая вода подается с помощью 6 насосов типа 32В12Н производит 12000 м3 /ч с оборотной насосной станции по трем рабочим водопроводам. С обогатительной фабрики вода или пульпа самотеком поступает в приемную камеру пульпо-насосной станции. В свою очередь ПНС, с помощью 8 насосов типа 32В12Н, сбрасывает используемую воду и хвосты в хвостохранилище.

Вода на ОФ расходуется для хозяйственно-бытовых нужд и производственно-технических целей. Кроме того предусматривается снабжение фабрики водой на случай тушения возможных пожаров.

Расход производственно-технической воды ОФ зависит от характеристики воды, подвергаемой обогащению схемы технологического процесса, применяемого оборудования и наличия оборотной воды.

На ОФ предусмотрены три системы водоснабжения:

— система подачи оборотной воды из хвостохранилища непосредственно в технологический процесс фабрики после необходимой водоподготовки;

— система кондиционированной оборотной воды для охлаждения подшипников оборудования и пылеподавления;

— система свежей воды.

Производственное водоснабжение ОФ осуществляется по оборотной схеме при общей потребности в производственной воде 23869,5 м3 /ч.

Учет расхода воды производится по манометрам и приборам КИПиА, установленных в диспетчерских пунктах.

Количество воды для хозяйственного питьевого потребления определяется по действующим строительным нормам и правилам. По этим нормам на одного человека в сутки при наличии водопровода и канализации приходится 80-90 литров воды, на хозяйственно-питьевые нужды в сутки 25 литров, душ – 40 литров.

Расход воды на хозяйственно-производственные нужды на ОФ составляет 1800 м3 /ч.

6.2. Хвостовое хозяйство

В пойме реки Песочной, недалеко от фабрики расположено хвостовое хозяйство, куда самотеком поступают мелкие мокрые хвосты обогатительной фабрики.

Укладка хвостов осуществляется с помощью гидравлического транспорта.

Для уменьшения потребностей обогатительной фабрики в свежей воде и для снижения очищенных вод, сбрасываемых в открытые водоемы предусмотрены системы оборотного водоснабжения.

На ОФ находятся два водопровода диаметром 1200-1400 мм, которые служат для подачи производственных вод из хвостового хозяйства для дальнейшего их использования в технологическом процессе.

Оборотные воды, идущие из хвостохранилища осветляются с помощью железного купороса, доставляемого в пульпу в количестве 400мг/л. При получении оборотной воды из грязных стоков, в которых находится полезный компонент используют два сгустителя с центральным приводом диаметром 50 м. Слив направляется на фабрику в качестве оборотной воды, а сгущенные стоки направляются в технологический процесс корпуса обогащения.

Для очистки сточных вод на обогатительной фабрики используется естественная очистка. Сущность метода заключается в отстаивании хвостовой пульпы в хвостохранилище.

Если очищенный известью, железным купоросом и др. сточные воды разбавлять 3-5 раз сточными водами, получаемыми при магнитном обогащении, добиваются получения условно чистых вод.

7. Генеральный план и проектно-компановочное решение

Проектирование обогатительной фабрики надо рассматривать, как одну из частей горно-обогатительного комплекса в целом. Для этого необходимо кооперировать ремонтно-механическое хозяйство, подсобные службы предприятия, а так же иметь один административный комплекс, который включает в себя корпуса дробления, обогащения и складирование концентрата.

Подача руды в корпус крупного дробления производиться железнодорожными составами в завал с помощью двусторонней загрузки, поэтому при выборе площадки для строительства ККД должны быть учтены нормы проектирования строительства железнодорожных путей.

Корпус среднего и мелкого дробления выбирается исходя из особенностей местности, характеристики руды, числа и размеров выбранного оборудования, а так же возможности строительства галереи для транспортировки дробленой руды в корпус обогатительной фабрики.

В состав корпуса обогащения входят пролеты: бункерный, мельничный, обогатительного оборудования и фильтрации.

Особенностью при планировании корпусов обогащения можно выделить такие как: создание самотечного транспорта, ступенчатых пролетов, установление бункеров и др.

Наиболее рациональную компоновку секций измельчения выбирают из различных вариантов проектирования. При этом в одном пролете должно быть от 6 до 12 метров. Фундамент мельниц изолируется от фундамента основного оборудования, так как при ремонте мельниц на месте, что очень удобно, увеличивается нагрузка на место вокруг мельниц.

Проектирование секций отделения магнитной сепарации производиться из учета принятых секций измельчения. Компоновка магнитной сепарации может быть: поперечной, продольной, смешанной. В проектном решении принято продольная компоновка магнитных сепараторов, расположенных вслед за мельничным пролетом.

Компоновка оборудования в отделении фильтрации может быть автономная и групповая, с раздельным и общим вакуумом в зонах набора и сушки, с самотечным и принудительным удалением фильтрата из ресивера. В дипломном проекте принята групповая компоновка вакуум-фильтров с общей зоной набора и сушки осадка и удалением фильтрата с помощью сжатого воздуха.

Размеры складов концентратов выбираются в зависимости от производительности фабрики. В соответствии с нормами выбираются уклоны и размеры желобов, галерей, переходных мостов и прочее. При влажных рудах угол наклона принимают 65-80о, для сухих 40-45о. Скорость движения пульпы по желобам не должна превышать 7-9 м/с. Ширина желоба выбирается исходя из производительности и скорости передвижения пульпы.

При проектировании каждого объекта должны учитываться особенности данной местности, рельеф района, физические и химические свойства добываемой руды.

Необходимо выдерживать все нормы и требования проектирования, которые распространяются на объекты обогатительного комплекса.

8. Охрана труда и техника безопасности

Охрана труда представляет собой систему законодательных актов, социально-экономических, организационных, технических, гигиенических, лечебно-профилактических мероприятий и средств обеспечения безопасностью, сохранения здоровья и работоспособности человека в процессе труда.

К работе на фабрике допускаются лица достигшие 18 лет, прошедшие мед. освидетельствование, обученные правилам ТБ, имеющие права по профессии, прошедшие стажировку на рабочем месте.

Администрация должна обеспечить рабочих спецодеждой, спец.обувью, индивидуальными средствами защиты.

Передвижение рабочих по фабрике разрешается только по предусмотренным для этого переходам, лестницам, площадкам. Не допускается движение по ж/д путям.

Не допускается приближаться к открытым токоведущим частям, т.к. эл.ток может поражать на расстоянии. Ток величиной 0,1А- смертельный, а 0,05А – опасный для жизни.

Пусковые устройства должны быть расположены в зоне обслуживания и видимости устройства. Находясь в цехах ОФ, следует быть внимательным, слушать сигналы, подаваемые при запуске и работе механизмов.

Каждое рабочее место в течение смены должно осматриваться лицом технического надзора, которое обязано не допускать производство работ при наличии нарушений требований ТБ.

Рабочее место должно быть освещено в соответствии с действующими нормами освещенности. Для хранения инструмента, обтирочных и смазочных материалов, деталей машин и отходов производства должны быть отведены специальные места. Запрещается курить и принимать пищу на рабочем месте. Каждый рабочий, заметивший опасность обязан сообщить об этом директору или лицу технического надзора.

8.1. Анализ потенциальных опасностей и вредностей проектируемого предприятия

Вредный фактор – это негативное явление, воздействие которого на человека приводит к заболеванию.

Опасность – это свойство способное причинить вред, ущерб и обусловленное энергетическим состоянием среды и действиями человека.

По своей природе действие опасности и вредных факторов можно разделить на несколько видов:

1. химические (в зависимости от воздействия на организм) раздражающие, канцерогенные, токсические, мутагенные, влияющие на органы дыхания, желудочно-кишечного тракта, кожные покров и слизистые оболочки.

2. физические – повышенный уровень шума, вибрации, недопустимая освещенность, повышенная запыленность, непостоянная температура рабочей зоны и пр.

3. биологические – вирусы, бактерии, грибы, а так же продукты их жизнедеятельности.

4. психофизиологические – нервно-психические перегрузки (умственное напряжение, монотонность работы, эмоциональные перегрузки) физические нагрузки.

8.2. Влияние вибрации и шума

Вибрация – это колебание частей производственного оборудования, происходящие при неправильном его установлении, неточной балансировки вращающихся частей машин и установок. Вибрация снижает производительность технологических установок и точность считываемых показаний приборов. Вибрация характеризуется частотой и амплитудой смещения. При частоте колебаний более 25 Гц вибрация неблагоприятно влияет на нервную систему, что может привести к развитию вибрационной болезни. Для защиты от этого применяют различные, как общие так и индивидуальные средства защиты. В целях профилактики виброболезни производиться устранение вибрации в машинах и оборудовании, внедряются мероприятия для уменьшения передачи вибрации при помощи виброгашения, а так же разрабатываются технологические процессы: уменьшающие контакт рабочего с вибрирующей поверхностью. Огромное влияние уделяется средствам индивидуальной защиты – виброгасящим рукавицам и обуви.

Шум представляет собой сочетание звуков различной интенсивности и частоты.

Производственный шум нарушает информационные связи, что вызывает снижение эффективности и безопасности деятельности человека, так как высокий уровень шума мешает услышать предупреждающий сигнал опасности. Кроме того, шум вызывает обычную усталость. При действии шума снижается способность сосредоточения внимания, точность выполнения работ, связанных с приемом и анализом информации, и производительность труда. При постоянном воздействии шума работающие жалуются на бессонницу, нарушение зрения. У них наблюдается повышенная склонность к нервозам.

Энергозатраты организма при выполнении работы в условиях шума больше, т.е. работа оказывается более тяжелой. Шум отрицательно воздействует на слух человека. Уровень звука 130 дб вызывает болевое ощущение, 150 дб приводит к поражению слуха.

Снижение уровня шума достигается различными методами и способами. Для индивидуальной защиты применяются шлемы, наушники, вкладыши и др.

8.3. Влияние микроклимата

Наиболее важным физическим фактором рабочей среды является микроклимат, который характеризуется уровнем температуры и влажности воздуха, скоростью его движения, действием атмосферных осадков и барометрическим давлением.

Доказано, что высокая температура плохо влияет на работоспособность человека. Наиболее благоприятные значение температуры воздуха 18-24 о С, относительная влажность 30-60%, движение воздуха 0,1-0,2 м/с. При увеличении этих параметров работоспособность человека падает. Длительное воздействие высокой температуры особенно в сочетании с высокой влажностью, может привести к значительному накоплению теплоты в организме и развитию перегревания организма свыше допустимого уровня – состояние, при котором температура тела повышается до 38о .

Избыточное тепло – причина быстрого утомления, замедления скорости реакции, появление ошибок, ухудшение профессиональной деятельности, теплового истощения и т.д.

Понижение температуры приводит к гипотермии, а так же к простудным заболеваниям. Для исключения изменения температуры, обеспечивается естественная вентиляция, утраиваются воздушные потоки на рабочих местах и др.

При нарушении ТБ могут возникнуть производственные травмы, профзаболевания, в связи с контактом вредных веществ организмом человека. Для предотвращения этого предусматривается замена вредных веществ наименее вредными, применение наиболее безопасной технологии, установление оборудования, недопускающих выделения вредных веществ в рабочую зону.

Большое внимание на производстве уделяется борьбе с производственной пылью – это мелкие частицы твердых или жидких веществ, находящихся в воздухе во взвешенном состоянии.

На обогатительных комбинатах пыль образуется в процессе измельчения твердых тел, транспортировки пылевидных материалов. Воздействие пыли на организм человека приводит к повреждению слизистой оболочки глаз, дыхательных путей и т.д.

В целях профилактики на фабриках используют способы мокрой и сухой очистки.

8.4. Производственное освещение

Рационально устроенное освещение является одним из основных факторов обеспечения безопасности работ. Требования к рациональной освещенности рабочих мест сводятся к следующему: правильный выбор источников света и системы освещения, создание необходимого уровня освещения рабочих мест, ограничение слепящего действия света, устранение бликов, обеспечение равномерного освещения.

Неправильно выполненное освещение(слепящее действие ламп и наличие бликов от них, резкие тени, недостаточная освещенность рабочих зон и рабочих мест)неоднократно являлось причиной травм.

Неудовлетворительное освещение способствует образованию глазных болезней, поэтому освещенность производственных помещений, территории фабрики, проходов между зданиями, железнодорожных путей и пр. должно соответствовать установленным нормам.

На неосвещенных рабочих местах работать запрещается. В случаях аварии на предприятии устанавливается аварийное освещение.

8.5. Основные причины электротравматизма. Способы, обеспечивающие электробезопасность

К наиболее распространенным причинам травматизма можно отнести следующие: случайное приближение на близкое расстояние к высоковольтным установкам, случайное прикосновение к токоведущим частям, появление шагового напряжения на поверхности земли или на опорной поверхности и др.

Воздействие электрического тока на организм человека приводит к ряду изменений: потери сознания, расстройство нервной системы, ожогам.

Различают вида тока: постоянный и переменный. Безопасным для человека считается переменный ток до 10 мА, постоянный до 50 мА. Ток силой 0,05А-опасный, а 0,1А-смертельный.

Существует два вида поражения электрическим током: электроудары (поражение нервной системы, желудочков сердца и т.п.) и электротравмы (ожоги кожи, тканей мышц и т.п.)

Для предупреждения поражения людей электрическим током необходимо: исключить возможность соприкосновения человека с частями, находящимися под напряжением, заземлять металлические части эл.установок и применять защитные средства.

9. Экологическая безопасность

9.1. Задание

1. Расчет экономического ущерба от загрязнения атмосферного воздуха и открытых водоемов; расчет предотвращенного экономического ущерба после проведения атмосфероохранных мероприятий.

2. Расчет платы за загрязнение атмосферного воздуха и поверхностных вод.

В соответствии с формулой для чистого экономического эффекта R (руб.), оценить величину инвестиций в выше указанные атмосфероохранные мероприятия, если по предложению инвестора принять:

Выплаты и проценты по кредитам отнести полностью на затраты с последующим пятилетним сроком окупаемости проекта (Еn = 0,20 – ускоренная амортизация), т. е.

У = 5R

9.2. Решение

1. Эта часть работы состоит из двух самостоятельных задач – расчета экономического от загрязнения атмосферы и открытых водоемов.

1.1. Расчет экономического ущерба от загрязнения атмосферы.

Экономический ущерб от загрязнения атмосферы может определятся как на народнохозяйственном, так и на хозрасчетном уровнях. На хозрасчетном уровне экономический ущерб выражается в виде роста себестоимости продукции и снижения прибыли. На народнохозяйственном уровне расчет годового экономического ущерба от загрязнения атмосферы производится по формуле:

, где

I – показатель удельного ущерба, руб./усл. т.; базовый показатель ущерба I рекомендуется применять равным 20 руб./усл. т.;

G – показатель относительной опасности загрязнения атмосферы над территорией i – го типа;

f – поправка, учитывающая характер рассеивания вредныз выбросов в атмосферу;

Аj – показатель экологической опасности j – го загрязнения, усл. т/т;

mj – масса выброса j – го загрязняющего вещества, т/год;

n – количество наименований загрязняющих веществ.

Если структура зоны активного загрязнения неоднородна по составу территории, то средний для всей зоны загрязнения параметр Gср определяется по формуле:

Gср = Σ Si Gi, где

i=1 Sзад

Si – площадь территории i –го типа, попадающая в зону активного загрязнения, га;

Sзад – общая площадь зоны активного загрязнения, га;

m – количество наименований типов территорий, попадающих в зону активного загрязнения;

Gi – показатель относительной опасности загрязнения атмосферного воздуха над территориями различных типов.

Значение Si и Gi берем из методических указаний.

Таблица 15

Уровень загрязнения

Тип территории	Si, га	Gi
Дачный массив	459	8,6
Селитебная территория с плотностью населения: 35 чел./га	450	3,5
80 чел./га 120 чел./га	120 30	8,0 12,0
Промышленная зона	87	4,0
Пашни	1180	0,25
Лес	800	0,2

Определяем:

Sзад = 459 + 450 + 120 + 30 + 87 + 1180 + 800 = 3126 (га);

Gср = (459 / 3126) * 8,6 + (450 / 3126) * 3,5 + (120 / 3126) * 8 + (30 / 3126) * 12 + (87 / 3126) * 4 + (1180 / 3126) * 0,25 + (800 / 3126) * 0,2 = 2,44;

Зона активного загрязнения для стационарных источников выбросов представляет собой кольцо, заключенное между окружностями с радиусами:

— внутренний Rв = 2 φh

— внешний Rн = 20 φh, где

h – высота источника выброса, м;

φ – поправка, учитывающая высоту подъема факела выбросов, которая вычисляется по формуле:

φ = (1 + ΔТ) / 75, где

ΔТ – разность температур в уставе источника выбросов и окружающего воздуха, °C;

ΔТ = Тсм – Тв, где

Тсм – температура смеси, °C;

Тв – температура воздуха, °C.

ΔТ = 50 – 5 = 45 °C

φ = (1 + 45) / 75 = 0,61

Значение h берем равным 120м, тогда соответственно Rв = 2 * 0,61 * 120 = 146,4.

Rн = 20 * 0,61 * 120 = 1464.

Базовый показатель ущерба I рекомендуется принять равным 20 руб./усл. т.

Поправка, учитывающая характер рассеивания примесей в атмосфере, fг для газообразных веществ и легких мелкозернистых частиц со скоростью оседания менее 1 см/с, определяется по формуле:

fг = 100 . 4 .

(100 + φh) u + 1

Для более тяжелых примесей со скоростью от 1 до 20 см/с – по формуле:

fтв = ﴾1000 ÷ (60 + φh)﴿ ½ * 4 ÷ (u + 1), где

u – среднегодовое значение модуля скорости ветра на уровне флюгера, м/с.

U = S, 1 м/с.

По формуле (9) для газообразных выбросов:

fг = 100 . 4 = 100 . 4 = 0,38;

100+0,61*120 S,1+1 173,2 6,1

По формуле (10) для тяжелых примесей (пыль, зола):

fг = 1000 ½. 4 = 1000 ½. 0,66 = 1,81;

60+0,61*120 S,1+1 133,2 1

Рассчитываем приведенную массу выбросов; используем для этого значение mj и значения Аj.

Таблица 16

Приведенная масса выбросов

Вредное вещество	mj, т/год	Аj усл. т/т.	Приведенная масса выброса, усл. т/год.
Пыль цементная	4200	45,0	189000
Сернистый ангидрид	320	22,0	7040
Диоксид азота	175	41,1	7193
Диоксид углерода	7800	1,0	7800

Рассчитаем экономический ущерб от загрязнения атмосферы до проведения атмосферо-охранных мероприятий. Результаты сведем в таблицу17:

Таблица 17

Экономический ущерб от загрязнения атмосферы до проведения атмосферо-охранных мероприятий

Вредное вещество	Показатели
I, руб/усл.т.	Gср	f	Приведенная масса выброса, усл. т/год	Экон-й ущерб до мероприятий, руб/год.
Пыль цементная	20	2,44	1,81	189000	16694370
Сернистый ангидрид	20	2,44	0,38	7040	130592
Диоксид азота	20	2,44	0,38	7193	133430
Диоксид углерода	20	2,44	0,38	7800	144690
Итого:	17103082

Аналогично рассчитаем экономический ущерб после проведения атмосферных мероприятий. Рассчитаем приведенную массу выбросов.

Таблица 18

Приведенная масса выбросов

Вредное вещество	mj, т/год	Аj, усл. т/год	Приведенная масса выброса усл. т/год
Пыль цементная	2520	45,0	113400
Сернистый ангидрид	300	22,0	6600
Диоксид азота	160	41,1	6576
Диоксид углерода	5070	1,0	5070

Рассчитаем экономический ущерб после проведения атмосфероохранных мероприятий.

Таблица 19

Экономический ущерб после проведения атмосфероохранных мероприятий

Вредное вещество	Показатели
I, руб/усл.т.	Gср	f	Приведенная масса выброса, усл. т/год	Экон-й ущерб до мероприятий, руб/год.
Пыль цементная	20	2,44	1,81	113400	10016622
Сернистый ангидрид	20	2,44	0,38	6600	122430
Диоксид азота	20	2,44	0,38	6576	121985
Диоксид углерода	20	2,44	0,38	5070	94049
Итого:	10355086

9.2. Расчет экономического ущерба от загрязнения открытых водоемов

Расчет годового экономического ущерба от сброса загрязняющих веществ в i-тый водохозяйственный участок производителя по формуле:

Ii = I * Крi * Кбi * Σ Аj * mj, где

j=1

I – показатель удельного ущерба, руб/усл. т.

Крi – региональный поправочный коэффициент;

Кбi – рбассейновый поправочный коэффициент;

Аi – показатель экологической опасности j – го загрязнения, усл. т/т.

mj — масса сброса j – го загрязнения вещества, т/год и количество наименований загрязняющих веществ.

Базовый показатель удельного ущерба I = 2592 руб./ усл. т.

Крi = 1,2; Кбi = 1,9;

Рассчитаем приведенную массу загрязняющих веществ.

Таблица 20

Загрязняющее вещество	mj, т/год	Аj, усл. т/год	Приведенная масса загрязняющих веществ усл. т/год
1	2	3	4
Взвешенные в-ва	320	0,05	16,0
БПК, полн.	450	0,33	148,5
Сульфаты	1200	0,002	2,4
Хлориды	540	0,003	1,62
Азот общий	45	0,1	4,5
Нефтепродукты	25	20	500
Формальдегид	8	10	80
Итого:	753,02

Определяем экономический ущерб от загрязнений:

Уj = 2592 * 1,2 * 1,9 * 753,02 = 4450167 руб./год.

9.3. Расчет предотвращенного экономического ущерба после проведения атмосфероохранных мероприятий.

Предотвращенный экономический ущерб рассчитывается по формуле:

ΔУ = У до меропр. – У после меропр.

ΔУ = 17103082 – 10355086 = 6747996 руб./год.

9.4. Расчет платы за загрязнения атмосферного воздуха и поверхностных вод

9.4.1. Плата за загрязнения атмосферного воздуха

При расчете рекомендуется пользоваться формулой:

Пат = Σ [(Нбi * Млi) + (Кn * Нбi * Мni)] * Кт * К инд, где

Пат – размер платы за выбросы в атмосферу загрязняющих веществ;

Нбi – базовый норматив платы за выбросы в атмосферу 1т i – го загрязняющего вещества в пределах лимита, т/год;

Млi – масса годового выброса i – го загрязняющего вещества в пределах лимита, т/год;

Кn – коэффициент кратности платы за сверхлимитный выброс в атмосферу загрязняющих веществ;

Мni – масса сверх планового годового выброса i – го загрязняющего вещества в пределах лимита, т/год;

Кинд – коэффициент индексации, Кинд = 1;

Кт – коэффициент, учитывающий территориальные и социально экологические особенности, рассчитывается по формуле:

Кт = Кнас * Кф, где

Кнас = 1,35

Кф = 1,65

Кт = 1,35 * 1,65 = 2,23

Нб пыли = 81 руб./т. Нб SО2 = 81 руб./т.;

Нб NО2 = 544 руб./т. Нб СО2 = 19 руб./т.;

Мл пыли = 3000 т./год Мл SО2 = 300 т./год;

Мл NО2 = 150 т./год Мл СО2 = 5000 т./год

Мфi – масса фактического годового выброса i –го загрязняющего вещества в атмосферу, т./год

Мф пыли = 3160 т./год Мф SО2 = 300 т./год;

Мф NО2 = 160 т./год Мф СО2 = 5310 т./год;

Мп пыли = 3160 – 3000 = 160 т./год;

Мп NО2 = 160 – 150 = 10 т./год.

Мп SО2 = 300 – 300 = 0 т./год;

Мп СО2 = 5310 – 5000 = 310 т./год, отсюда

Кп пыли = 1, Кп SО2 = 1,

Кп NО2 = 1, Кп СО2 = 1.

Тогда:

Пат пыли = [(81 * 3000) + (1 * 81 * 160)] * 2,23 * 1 = 570791 руб.;

Пат NО2 = [(544 * 150) + (1 * 544 * 10)] * 2,23 * 1 = 194099 руб.;

Пат СО2= [(19 * 5000) + (1 * 19 * 310)] * 2,23 * 1 = 224985 руб.;

Пат = 570791 + 194099 + 224985 = 989875 руб.

9.4.2. Плата за загрязнение поверхностных вод (рассчитывается аналогично)

Кинд = 1, Кт = 2,5.

Нб БПК = 87 руб./т. Нб вв = 6 руб./т.

Нбн = 1287 руб./т. Нб ср = 175 руб./т.

Мл БПК = 350 т./год, Мл вв = 1300 т./год,

Мл н = 38 т./год, Мл ф = 120 т./год (по табл. П9),

Мф БПК = 190 т./год, Мф вв = 1300 т./год,

Мф н = 45 т./год, Мф ф = 300 т./год (по табл. П8),

Мп н = 45 – 38 = 7 т./год Мл ф = 300 – 120 = 180 т./год, отсюда

Кп н = 1,0 Кп ф = 1,5.

Пв н = [(1287 * 38) + (1 * 1287 * 7)] * 2,5 * 1 = [47044 + 9009] *2,5 = 140133 руб.;

Пср = [(175 * 120) + (1,5 * 175 * 180)] * 2,5 * 1 = [2100 + 47250] *2,5 = 170625 руб.;

Пв = 140133 + 170625 = 310758 руб.

9.5. Определяем чистый экономический эффект

R = ΔУ ÷ 0,15

R = 6747996 ÷ 0,15 = 44986640 руб.

3.2. Определим:

У = 5 * 44986640 = 224933200.

9.6. Методы совершенствования производственно экологической деятельности в Железногорском регионе

Мировую проблему представляет переработка городского мусора, которая в нашем случае отвечает схеме: сбор, перевозка и сортировка мусора – получение перегноя – производство комплексных удобрений с использованием местных фосфоритов в качестве топлива – текстиля, дерева и бумаги – применение удобрения в пригородном сельскохозяйственном комплексе. Экономическую эффективность системе обеспечивает применение гранфоса получаемого из фосфоритов.

Основной проблемой является – выбор места размещения, где имеются свободные производственные площади, оборудование, приспособленное для получения удобрений, кадры, вспомогательные средства производства и пр. (ОАО «Михайловский ГОК, ЖБИ – 2, бывший центр сельхозхимии в Остапово).

Третий сценарий развития – выбор источника местного сырья для получения гранфоса – брянские или курские фосфориты. При многочисленности запасов последние на сегодня не добываются.

Четвертый сценарий развития проекта, связанный с выбором места размещения и схемы экономического роста в масштабах области путем компромисса между транспортными издержками и стоимостью местных ресурсов, оставим вне рассмотрения настоящей дипломной работы. Изложение рассматриваемого материала будем вести в форме, приближенной к форме подачи информации в более или менее стандартизованном бизнес-плане.

Инновационный проект продвигается на рынок начинающим предприятием «Гранфос» (КГТУ), которое имеет в настоящее время четырех соучредителей с нашим участием. Объединившись, учредители предприятия посвятили себя идее разработки производства местных фосфорных удобрений, исходя из основной концепции – экономическая эффективность таких продуктов обеспечивается относительно малым, в сравнении с привозным суперфосфатом, затратами в сфере обращения фосфорита и гранфоса.

Вклад проектного варианта в планы развития региона. Помимо чисто экономической эффективности производство и применение гранфоса обуславливает появление еще ряда положительных факторов:

— у администрации области – стимулирование агропромышленного производства, обеспечение определенной степени хозяйственной самодостаточности области, восстановление современной системы агрохимии;

— у администрации города и района – увеличение поступлений налогов, создание новых рабочих мест, интенсификация агропромышленного комплекса, совершенствование сферы обслуживания, обеспечение экологической и продовольственной безопасности населения;

— у «Инвестора» и «Кредитора» — гарантированной устойчивой нормы прибыли при высоком потребительском спросе на удобрения с объемом продаж до 1 млрд. руб. в год;

— у крупных производителей зерновых и других культур, ориентирующихся на птицеводство и свиноводство – потенциальных потребителей с высоким уровнем дохода – достижение устойчивой нормы прибыли от урожая сельскохозяйственных культур вследствие более низкой, в сравнении с суперфосфатом, стоимости гранфоса, экономии на перевозках, приобретении мелиорантов и микроудобрений;

— у фермеров и мелких сельскохозяйственных товаропроизводителей, не имеющих складов для хранения продуктов сезонного спроса, — снятие проблем с поставками каких угодно малых партий удобрений в более короткие сроки, чем от предприятий – монополистов.

Экологически чистое местное удобрение – гранфос – обладает также рядом других агрохимических и экологических достоинств, которые изложены в главе 3 настоящего проектного варианта.

Гранфос (гранулированный фосфорит) – серо-стального цвета, полидесперсный гранулированный продукт, содержащий (17 ± 1) Р2О5, примеси калия, брома, марганца и других рудовмещающих элементов; влажность 3-5%.

Применяется в качестве удобрения для сельскохозяйственных культур и при изготовлении комплексных удобрений из компонентов городских и животноводческих отходов. При годовых потребностях Курской и Белгородской областей до 300 тыс. тонн действующего вещества, предприятие «Гранфос» легко может удовлетворить указанные потребности.

Краткое описание и основные характеристики. По данным исследований, проведенными институтом почвоведения и агрохимии (г. Харьков), гранфос по своему действию на урожай сельскохозяйственных культур не уступает суперфосфату, улучшает фосфорно–калийный режим, биопродуктивность и коллоидно – дисперсный комплекс почв. Однако несколько уступает суперфосфату по содержанию Р2О5 (в 1,176 раза). Ближайший отечественный поставщик суперфосфата (г. Воскресенск) отстоит от курского потребителя на расстояние более 600 – 700 км. Предприятие – конкуренты обычно для получения суперфосфата используют более качественное сырье – фторапатитовый концентрат (39,1% Р2О5), — по сравнению с брянской фосфоритовой мукой (17 ± 1) % Р2О5.

По результатам, приведенным в табл. 3, можно судить о достаточно высокой конкурентоспособности проектного варианта производства гранфоса.

Таблица 21

Конкурентоспособность продукции (услуг) НПП «Гранфос»

Сравниваемые показатели	Затраты на 1 т продукта, руб.
Гранфос	Суперфосфат
Предельные конкурсные цены без НДС и транспортных расходов (в пересчет на 20% Р2О5)	2350	3400 – 3800
Стоимость перевозки фосфатов с НДС	48 (160 км)	более 500 (1700 км)
Стоимость перевозки вспомогательных материалов	225 (600 км)	Отсутствует
Расходы на транспортировку продукта	до 50 (100 — 200 км)	до 250 (600 – 700 км)

Требования к потребительским свойствам продукции. Приоритетной потребительской характеристикой гранфоса простой (ТУ 2182-027-00203915-99) поскольку другие потребительские свойства этих продуктов схожи (внешний вид, назначение, прочность гранул, безопасность пользования, удобства). Минимально приемлемая отпускная цена гранфоса должна быть на 25-39% ниже предельной конкурсной цены суперфосфата.

Конкуренция. Более низкие расходы на получение гранфоса, чем у производителей суперфосфата, позволяет выбрать для борьбы с деловыми соперниками курс на ценовую конкуренцию, предлагая потребителям по сути дела аналогичный товар по более низкой цене.

Многочисленные отечественные фирмы, производящие простые фосфорные удобрения, обладают устойчивыми рынками сырья, средствами производства, распределения, ценообразования. Но именно, эта «отшлифованность» существующих производственно – коммерческих систем и ограничивает возможности конкурентов по сокращению производственных затрат. Наконец, они удалены от курского потребителя удобрений на 600 – 700 км, не обладают складами и развитой системой сбыта, удобной для мелких потребителей. Они «обросли» многочисленными посредниками – торговцами, что удорожает их продукцию.

В этом плане «Гранфосу» необходимо совершенствовать исследовательскую работу, связанную с повышением качества и агрохимической эффективности удобрения. Очень выгодным представляется возможность «Инвестора» использовать собственные воскресенскую фосфорную кислоту (52% Р2О5) и брянские фосфориты; запасы последних достигают 500 млн. тонн, что позволит укрепить позиции «Гранфоса» в связи с надвигающимся общемировым дефицитом фосфора, запасов которого хватит лишь на несколько десятилетий. В связи с отсутствием собственных запасов фосфоритов ослабляется также конкурентоспособность наиболее реальных соперников «Гранфоса» — украинских (г. Сумы) производителей фосфорных удобрений.

Общая технологическая схема получения гранфоса включает в себя стадии добычи, обогащения, доставки и измельчения фосфорита, химического вскрытия минералов и формирования гранул удобрения.

Важнейшие технологические операции, связанные с термической и химической обработкой фосфоритов, предлагается осуществлять на дробильно-сортировочной фабрике №2 ОАО « Михайловский ГОК». На предприятии имеются подъездные железнодорожные пути, надежные в эксплуатации средства для приемки из думпкар, внутрипроизводственной транспортировки, крупного измельчения (- 10 + 0 мм), хранения, дозирования и сушки сырой руды (изменение влаги с 8 до 3%), очистки отходящих газов.

Порядок разработки проекта реконструкции производственной базы ОАО «Михайловский ГОК».

Для организации на участке сушки аглоруды современного и экологически безопасного производства гранфоса из брянских фосфоритов и воскресенской фосфорной кислоты необходимо реконструировать:

— газоочистку – для перевода газоочистного оборудования (циклоны, трубы Вентури, насосы, дымомосы) с режима водяного пылеулавливания на режим очистки химически активных газов с нейтрализацией сточных вод;

— сушильные барабаны – для перевода оборудования в режим совместной сушки – гранулирования – охлаждения химически активной смеси фосфорита и фосфорной кислоты;

— приемо-разгрузочные и внутрипроизводственные транспортные системы (бункеры, приямки, узлы дробления кускового материала, конвейеры, автостеллы, питатели) – для перевода оборудования в режим работы с фосфоритом;

— корпус бункеров сухой руды – (бункеры и устройства для перемещения и отгрузки материала) – для хранения и отгрузки гранфоса (раздельные от заводского продукта);

— восстановить три конвейера (L ~ 150 м) для транспортировки продукта.

10. Экономика и организация производства

Горная промышленность является одной из наиболее крупных отраслей промышленности. Достаточная обеспеченность народного хозяйства минерально-сырьевыми ресурсами непременное условие выгодных темпов развития горной промышленности.

Огромные масштабы горного производства, его высокая трудоемкость и капиталоемкость, а так же тенденция ухудшения разработки месторождений полезных ископаемых оказывают влияние на экономику народного хозяйства.

Себестоимость – это затраты предприятия на производство и реализацию продукции, выраженные в денежной форме. Этот показатель является важнейшим, т.к. характеризует эффективность производственного хозяйства. В нем находят результаты внедрения новой техники – отражения прогрессивной технологии, рациональной организации труда, экономического использования оборотных средств и степень использования основных доходов.

Показатель себестоимости продукции является составляющим элементом ее цены, поэтому снижение себестоимости продукции является важнейшим источником национального дохода, накоплений и роста экономики страны.

10.1. Выбор и обоснование режима работы проектируемой фабрики

Выбор календарного режима в значительной степени определяет порядок и эффективность выполнения основных и вспомогательных работ, поэтому режим рассматривается как один из важнейших элементов в организации производства.

Под режимом работы предприятия подразумевается длительность и порядок интервалов его непрерывной работы и регламентированные перерывы в работе.

Основной единицей измерения работы является часть суток, называемая сменой, в течение которой производственный процесс выполняется одним составом рабочих. По окончание смены производственный состав полностью меняется.

В соответствии с этим различают сменный, суточный и годовой режимы работы предприятия.

Годовой режим работы может быть прерывным и непрерывным.

При прерывном режиме предприятие и отдельные его структурные подразделения не работают в выходные и праздничные дни.

При непрерывном режиме процесс протекает непрерывно, а отдельные группы трудящихся работают по так называемому скользящему графику, имея выходные поочередно, в разные дни недели.

Суточный режим определяется числом рабочих смен в сутки, числом междусменных перерывов, длительностью и порядком их чередования.

Суточный режим, как правило, не связан с годовым, хотя возможны и такие решения, при которых увеличение числа рабочих смен в сутки компенсирует остановки на выходные дни.

Сменный режим работы тесно связан с суточным, поскольку продолжительность рабочих смен в значительной степени зависит от их числа.

Поскольку характер производственного процесса требует непрерывного ведения то на проектируемой фабрике предусмотрен непрерывный годовой режим. Для выполнения ППР выделяются специальные рабочие дни из расчета один день в месяц. При этом ремонтные дни совмещаются с производством взрывных работ в карьере.

Таким образом число рабочих дней предприятия в году при непрерывном рабочем режиме:

Траб=Тк-Тппр=365-15=350 дней.

С учетом социальных факторов наиболее прогрессивен двухсменный суточный режим по 12 часов.

10.2. Расчет численности работников и определение производительности труда

Для характеристики численности рабочих горных предприятий применяются показатели списочного и явочного состава работников. Списочный состав – общее число работников, числящихся в списках предприятия по состоянию на начало каждого календарного дня. В списочный состав включаются со дня зачисления на работу постоянные, сезонные и временные работники всех категорий, принятые со сроком на один день и более.

Помимо работников, вышедших на работу, входят работники, находящиеся в командировках, откомандированные на курсы повышения квалификации, больные, отпускники и по другим причинам не вышедших на работу.

Явочный состав – число работников, вышедших на работу за истекшие сутки во всех сменах. Списочная численность определяется как отношение явочной численности к коэффициенту списочного состава.

Коэффициент списочного состава это отношение годового числа рабочих дней к плановому числу выходных одного рабочего за этот период, то есть:

где Трп – число дней работы предприятия в году,

Тк – календарное количество дней в году.

Тпр – число праздников в году, для основного производства не учитывается, т.к. рабочим выплачивается зарплата в двой ном размере, без предоставления отдыха.

Твых – число выходных дней в году.

Тотп – число дней отпуска в году.

К – коэффициент, учитывающий невыходы работника на работу по уважительным причинам. К=0,96;

Коэффициент списочного состава для основного производства:

Коэффициент списочного состава для вспомогательного производства:

Результаты расчета сведены в таблицу 2

Численность руководителей и специалистов определяется в соответствии со структурой управления фабрикой.

Результаты расчетов сведены в таблицу 22.

Таблица 22

Численность рабочих основного и вспомогательного производства

Наименование участков и профессий	Количество единий оборудования в работе, шт	Нормы обслуживания чел \ ед. оборудования	Численность рабочих в смену, чел	Количествыо смен работы по режиму	Явочная численность рабочих, чел	Коэффициент списочного состава	Списочная численность рабочих, чел
1	2	3	4	5	6	7	8
I Основное производство. 1 Участок измельчения. Машинист мельницы	36	0,13	4,68	2	9,36	2,4	46
Участок классификации. 1 Машинист классификатора	18	0,06	1,08	2	2,16	2,4	5
2 Машинист гидроциклона	414	0,004	1,666	2	3,3	2,4	8
3 Участок ММС 1. Машинист сепаратора	324	0,016	5,18	2	10,37	2,4	25
4 Участок обезвоживания и обесшлачивания 1 Машинист в\фильтра	54	0,11	5,94	2	11,9	2,4	29,0
2 Машинист	90	0,014	1,26	2	2,52	2,4	6
3 Машинист конвеера	18	0,28	5,04	2	10,08	2,4	24
Итого:	954	49	143
II Вспомогательное производство 4 Ремонтный участок 1 Слесарь	2	1	2	1,3	2,6
2 Электрик	2	1	2	1,3	2,6
3 Электросварщик	2	1	2	1,3	2,6
4 Машинист крана	1	1	1	1,3	1,3
5 Сантехник	2	1	2	1,3	2,6
Итого:	12
5 Дежурный участок 1 Электросварщик	1	2	2	1,3	2,6
2 Машинист крана	1	2	2	1,3	2,6
3 Слесарь	1	2	2	1,3	2,6
Итого:	8
6 Хвостовое хозяйство 1 Машинист насосных установок	1	2	2	1,3	2,6
2 Регулировщик отстоя хвостов	1	2	2	1,3	2,6
Итого:	5
7 Участок КИПиА Слесарь по ремонту приборов	2	2	4	1,3	5,2
Итого:	3
8 Прочие 1 Слесарь	1	1	1	1,3	1,3
2 Плотник	1	1	1	1,3	1,3
Итого:	5
Итого:	25	33
Всего рабочих:	74	176

Таблица 23

Численность руководителей и специалистов

№ п\п	Должность	Численность, чел	Месячный оклад, руб	Месячный фонд оплаты, руб
1	Управляющий	1	15000	15000
2	Заместитель управляющего по общим вопросам	1	12000	12000
3	Заместитель управляющего по производству	1	12000	12000
4	Начальник отдела труда	1	12000	12000
5	Бухгалтер	4	6000	24000
6	Главный инженер	1	12000	12000
7	Инженер по ОТ и ТБ	1	12000	12000
8	Главный энергетик	1	11000	11000
9	Заместитель главного энергетика	1	10000	10000
10	Энергетик цеха	1	8000	8000
11	Главный механик	1	11000	11000
12	Механик цеха	1	8000	8000
13	Зам главного механика	1	10000	10000
14	Начальник участка РМУ	1	9000	9000
15	Начальник технологической смены	4	9000	36000
16	Техник по учебе	1	6000	6000
17	Завхоз	1	4000	4000
18	Кассир	1	3000	3000
19	Секретарь	1	4000	4000
20	Начальник отделения обогощения	1	12000	12000
21	Засеститель начальника по технологии	1	6500	6500
22	Мастер основного производственного участка	4	6300	25200
23	Старший мастер текущего ремонта	1	6500	6500
24	Механик	4	6000	24000
25	Электрик	4	4000	16000
Итого: ∑ 41	301200

10.3. Определение производительности труда

Производительность труда является важнейшим показателем, характеризующим уровень эффективности производства.

Производительность труда – эффективность затрат труда определяется количеством произведенной за определенное время продукции, приходящейся на одного работника.

Рост производительности труда характеризуется сокращением рабочего времени на производство единицы продукции и увеличением производительности труда одного работника.

В зависимости от единицы времени, выбранной для измерения производительности труда различают часовую, сменную, месячную и годовую производительность труда.

Производительность труда измеряется как по исходной руде так и по готовому концентрату.

а) месячная производительность рабочих определяется путем деления соответствующих объемов руды или концентрата на списочную численность рабочих.

, т\мес

т\мес

, т\мес

т\мес

т\чел\мес

б) Сменная производительность труда определяется так же по исходной руде и готовому концентрату.

, т\сут

т\сут

т\см

т\сут

т\см

10.4. Определение себестоимости производства концентрата

Себестоимость – затраты на производство и реализацию продукции, выраженные в денежной форме.

Себестоимость продукции представляет собой форму производственных и непроизводственных затрат.К производственным относятся затраты на сырье, материалы, топливо, разные виды энергии, амортизационные исчисления, зарплата рабочих и служащих отчисления на социальное страхование, на научно-исследовательскую работу и т.д.

К непроизводственным относят затраты, связанные с реализацией продукции, подготовкой кадров, на стандартизацию изделий.

На МГОКе себестоимость определяется по калькуляционным статьям расхода, при этом по следующим статьям расхода в дипломном проекте производится детальный расчет затрат: затраты на сырье и материалы, затраты на электроэнергию, заработную плату рабочих, социальные нужды, амортизационные отчисления, затраты на техническую воду.

По остальным статьям расходов, а именно услуги транспортных цехов, затраты на сменное оборудование, затраты на ремонт, затраты на складирование хвостов и общецеховые расходы принимаются по фактическим данным фабрики МГОКа в расчете на 1 тонну концентрата.

10.5. Расчет затрат на сырье и основные материалы

Затраты на сырье и основные материалы складываются из затрат на дробленую руду и помольные шары. По данным МГОКа себестоимость одной тонны дробленой руды составляет 62,31 руб.

Для получения 1 т концентрата необходимо:

тонны

сырой дробленой руды, т.е. затраты по дробленой руде в расчете на 1 тонну концентрата составляют руб.

Для получения 1 т концентрата требуется около 1,77 кг шаров. По данным ОФ МГОКа 1 т шаров стоит 12880 руб. Таким образом в расчете на 1 т концентрата затраты по шарам составляют руб.

Общие затраты на сырье и основные материалы в расчете на 1 т концентрата составляют:

180,699+22,798=203,497 руб.

10.6. Расчет фонда заработной платы

Зарплата это часть национального дохода, которая в денежной форме поступает в распоряжение работающих.

Различают номинальную и реальную зарплату.

Номинальная – это зарплата, получаемая работником в денежной форме.

Реальная – это выраженная в средствах существования и услугах, которыми пользуются работники. Ее размер показывает, какое число предметов потребления и услуг может приобрести работающий за свою номинальную зарплату.

Фонд заработной платы рабочих определяется из их списочной численности, часовых тарифных ставок, фонда рабочего времени с учетом действующих положений о премировании и других доплат. Результаты расчетов представлены в таблице 24.

Общий фонд зарплат складывается из фонда оплаты труда рабочих и специалистов и составляет:

Фобщ=Фр+Фс.

Фобщ=1111011,8+301200=1412211,8 руб.

Отчисления на социальные нужды принимаются в размере 41% от общего фонда на оплату труда, что составляет: 1412211,8*0,41=579006,83 руб.

10.7. Амортизационные отчисления

Амортизация – это возмещение в денежной форме износа основных фондов путем постепенного перенесения их стоимости на производимую готовую продукцию.

Отчисления предназначены для возмещения стоимости изношенной части основных фондов называются амортизационными. Они включаются в себестоимость продукции. В процессе реализации продукции амортизационные отчисления возвращаются на предприятие, накапливаются, образуя амортизационный фонд предприятия.

Часть амортизационных фондов используется для финансирования капитальных ремонтов, модернизации оборудования. Другая часть предназначена для полного восстановления основных фондов. Месячная сумма амортизационных отчислений определяется исходя из количества оборудования по списку, его стоимости и действующих норм амортизации на обновление.

Результаты расчета представлены в таблице 25

Таблица 25

Амортизационные отчисления

Наименование оборудования	Количество единиц оборудования, шт.	Стоимость единицы оборудования, руб.	Общая стоимость оборудования, руб.	Годовая норма амортизации, %	Месячная сумма амортизационных отчислений, руб.
МШЦ 4000х5000	36	2505247	90188892	8,3	623806,54
МШЦ 4500х6000	18	2730000	49140000	8,3	339885
Классификатор 1КСН-30	18	210007	3780126	8,3	26145,87
Гидроциклон ГЦ-500	126	3734	470484	33,3	13055,93
Гидроциклон ГЦ-300	288	12570	3620160	33,3	100459,43
Сепаратор ПБМ-120/300	324	111400	36093600	8,3	249647,4
ДисшламаторМД-9	90	56500	5085000	8,3	35171,25
В/фильтр ДШ-100-2,5У	54	200000	10800000	11	99000
Конвейер	18	60228	1084104	20	18068,4
Итого:	954	96611732	1505239,8
Неучтенные	150524
Всего:	96611732	1655764

10.8. Расчет затрат на электроэнергию

Расчет затрат на электроэнергию производится по двухставочному тарифу, т.е оплата производится за суммарно установленную мощность двигателей и потребленную электроэнергию. Расходы на электроэнергию определяются по следующим формулам:

, кВт/час

W – расход электроэнергии за месяц всеми потребителями

Nуст – установленная мощность всех потребителей электроэнергии, кВт/час

tмес количество часов работы оборудования в месяц, tмес =720 часов

Кв коэффициент использования оборудования во времени Кв =0,7-0,8

Км коэффициент использования оборудования по мощности Км =0,7-0,8

Кпот коэффициент, учитывающий потери электроэнергии в сети низкого напряжения Кпот =1,15-1,2

η КПД двигателя η =0,75-0,8

Затраты на электроэнергию рассчитываются путем умножения количества израсходованной энергии на тариф(стоимость 1 кВт/час)

Зэ =W*Цэ

Цэ =0,852 руб. за кВт/час с учетом платы за установленную мощность.

Результаты расчета приведены в таблице 26.

Таблица 26

Расчет затрат на электроэнергию

Наименование потребителя электроэнергии	Количество потребителей	Мощность двигателя, кВт/час	Суммарная мощность элg/отребителя, кВт	Часы работы электродвигателя в месяц	Месячное потребление электроэнергии, кВт/час	Затрата на электроэнергию, руб.
МШЦ 4000х5000	36	2000	28000	405,72/0,8	36514800	31110609
МШЦ 4500х6000	18	2500	45000	720	22821750	19444131
Классификатор 1КСН-30	18	5,5	99	720	5020785	42777,09
Сепаратор ПБМ-120/300	324	7,5	2430	720	1232374,5	1049983
Гидроциклоны	126	1,5	189	720	95851,35	81665,4
Дисшламатор МД-9	90	3	270	720	136930,5	116664,8
В/фильтр ДШ-100-2,5У	54	4	216	720	109544,4	93331,83
Конвейер	18	15	270	720	136930,5	116664,8
Итого:	954	61550259,75	52055826
Неучтенные	6155025,9	5205583
Всего:	67705285,6	57261409

10.9. Затраты на техническую воду

Затраты на техническую воду определяются в соответствии с ее удельным расходом для получения 1 т готового концентрата и ценой за 1 м3 технической воды.

По данным технологической части на получение 1 т концентрата используется 27 м3 воды.

Цена 1м3 технической воды по данным ОФ МГОКа составляет 0,468 руб.

руб., что в расчете на 1т концентрата составляет:

руб/т

8. Расчет затрат, принимаемых по данным ОФ МГОКа

По данным ОФ МГОКа удельные затраты на производство 1т концентрата по нижеперечисленым статьям составляют:

1 Затраты на содержание основных средств – 6, 96 руб.

2 Затраты на сменное оборудование – 3,98 руб.

3 Затраты на складирование хвостов – 11,08 руб.

4 Затраты на ремонт основных средств – 16,08 руб.

5 Прочие расходы по цеху – 5,28 руб.

Результаты расчетов себестоимости 1т концентрата по установленной номенклатуре затрат представлены в таблице 27.

Таблица 27

Себестоимость концентрата

Статьи расходов	Месячная сумма затрат, руб.	Себестоимость 1т концентрата, руб.
Затраты на сырье и основные материалы	139558240	203,497
Затраты на заработную плату	1412211,8	2,06
Отчисления на социальные нужды	579006,83	0,8
Амортизационные отчисления	1655764	2,4
Затраты на электроэнергию	57261409	83,5
Затраты на техническую воду	8665767,8	12,636
Затраты на содержание основных средств	4773168	6,96
Затраты на сменное оборудование	6432804	9,38
Затраты на складирование хвостов	7598664	11,08
Затраты на ремонт основных средств	11027664	16,08
Прочие расходы по цеху	3621024	5,28
Итого	353,673

10.10. Расчет прибыли от производства и реализации продукции

Прибыль представляет собой часть выручки от реализации продукции после вычета из нее затрат на производство.

Прибыль является основным итоговым показателем, характеризующим эффективность работы предприятия, его устойчивое финансовое положение, возможность дальнейшего совершенствования производства, улучшение материального положения работников, развитие социальных сфер.

Рентабельность производства концентрата принимается на уровне 15%.

Таким образом, цена составляет:

руб.

Таким образом, месячная сумма прибыли от реализации произведенного концентрата составляет:

руб.

Список используемой литературы

1. П.П. Бастон, Н.Н. Болошин «Усреднение руд на горно-обогатительных предприятиях» М.: «Недра», 1981г.

2. Г.Л.Звягинцев «Промышленная экологияи технология утилизации отходов», Харьков, 1986г.

3. Г. Л. Звягинцев, Н. В. Бирюков, А. Г. Толкушев, Аналитический метод исследования экологического состояния загрязняемых предприятий // Известия Курского государственного технического университета. — № 1 (10). – 2003. – с. 178 – 182.

4. Г. Л. Звягинцев, Н. В. Бирюков, А. Г. Толкушев. Кооперирование предприятий региона в безотходную производственную систему // Известия Курского государственного технического университета. — № 1 (10). – 2003. – с. 183 – 186.

5. В.З.Кузин «Опробование и контроль на ОФ», М.: «Недра», 1988г.

6. А.С. Пелих «Экономика предприятия», Москва- Ростов-на-Дону, 2004г.

7. К.А. Разумов, В.А. Перов «Проектирование ОФ»М.: «Недра», 1982г.

8. В.Ф. Протасов, В.А. Доманский «Экономика горно-рудной промышленности», С-Петербург, 1990г.

9. М.Г. Новожилов, Я.Ш. Ройзин «Качество рудного сырья черной металлургии», М.: «Недра», 1977г.

10. С.Ф. Шинкоренко «Справочник по обогащению руд чёрных металлов», М.: «Недра», 1980г.

Скачать реферат

еще рефераты

Еще работы по остальным рефератам

Реферат по остальным рефератам

Научный

14 Ноября 2015