Рефераты → Остальные рефераты → По → Положение о премировании из фмп 94 Плановый баланс рабочего времени 95

Положение о премировании из фмп 94 Плановый баланс рабочего времени 95

СОДЕРЖАНИЕ


ВВЕДЕНИЕ 3


ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 7


Выбор и расчет схемы дробления 8


Выбор и расчет схемы измельчения 13


Расчет качественно -количественной схемы обогащения 21


Расчет водно-шламовой схемы 24


Выбор и расчет оборудования для классификации 27


Выбор и расчет оборудования для флотации 31


Выбор и расчет оборудования для сгущения 33


СПЕЦЧАСТЬ 34


Электрохимическая флотация 35


ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ 41


ОХРАНА ТРУДА И БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ НА ПРОИЗВОДСТВЕ 45


Производственная санитария 46


Пожарная безопасность 50


План ликвидации аварии 53


СТРОИТЕЛЬНАЯ ЧАСТЬ 54


Выбор площадки строительства и ее инженерная характеристика 55


Размещение зданий и сооружений 56


ОПОРБОВАНИЕ, КОНТРОЛЬ И АВТОМАТИЗАЦИЯ 58


Методы контроля технологического процесса и качества продукции 59


Параметры опробования и контроля производством 65


Управление технологическими процессами измельчения, флотации ,


сгущения 66


ВНУТРИФАБРИЧНЫЙ ТРАНСПОРТ И СКЛАДСКОЕ ХОЗЯЙСТВО 69


Описание схемы транспорта 70


Грузоподъемные устройства 71


Расчет пластинчатого питателя 72


Расчет ленточного конвейера 75


Обоснование и выбор склада 81


Выбор и расчет бункера 82


ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ 83


Электротехническая часть 84


Выбор типов электродвигателей и пусковой аппаратуры 85


ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 90


Введение 91


Организация производства и труда на фабрики 92


Организация труда и заработной платы 93


Положение о премировании из ФМП 94


Плановый баланс рабочего времени 95


Годовой фонд заработной платы специалистов ,служащих и МОП 96


Штататная ведомость рабочих по профессиям и разрядам 97


Основные технологические показатели работы фабрики 98


Сметно- финансовый расчет стоимости оборудования 99


Сводная таблица капитальных затрат по цеху 102


Калькуляция себестоимости готовой продукции 105


Сравнение технико-экономических показателей 106


ЛИТЕРАТУРА 107


ВВЕДЕНИЕ


Цех разделения файнштейна входит в состав комбината “Североникель”. Находится в Мурманской области, в районе города Мончегорска.


Цех разделения файнштейна предназначен для переработки файнштейна с целью получения медного и никелевого концентратов, отвечающих техническим условиям по содержанию металлов.


Исходное сырье для получения концентратов - медно-никелевый файнштейн с содержанием меди и никеля 72 - 73 %.


Файнштейн выпускается в виде монолитных блоков.


Массовые доли %: никель 40


медь 32


кобальт 0,5 - 1,38


железо не более 3,5


сера не менее 22.


Допустимая примесь посторонних включений в файнштейн не более 0,1 % от общей массы блока.


Насыпной вес - 4 т/м3


Плотность - 5,6 т/м3


Коэффициент твердости - 6.


Файнштейн - продукт конвертирования медно-никелевого штейна ,получаемого при плавке шихты в рудно- термических печах.


Структурная основа медно-никелевого файнштейна- сростки и зерна сульфида меди (Cu2
S)-халькозина и сульфида никеля (Ni3
S2
)-хизливудита с включением зерен медно-никелевого металлического сплава переменного состава.


Общее соотношение Cu к Ni в файнштейне 0,7-1,5.Основу твердого файнштейна составляет 56 -85 %.Ni в сульфидной форме. Размер зерен 50-150 мкм .В сульфидной меди находится 90-95% всей меди файнштейна.


Металлический сплав состоит из никеля (60-80%), меди (5-15%), платины (0,135%), железа (6-15%) ,палладия (0,16-1,1%), серы (2,5-5,5%). Его состав и выход зависит от охлаждения и химического состава исходного файнштейна. При быстром охлаждении медь не успевает выделиться в виде сульфида, тогда металлический сплав содержит больше меди. Магнетит и шлаковые включения развиты в верхних слоях слитка файнштейна. Нижние слои обогащены тяжелым металлическим сплавом (удельный вес 8,3 г/см), а верхние магнетитом (5,2 г/см). Поэтому, для получения благоприятной структуры файнштейна ,обеспечивающей эффективное разделение меди и никеля, необходимо медленное охлаждение файнштейна со скоростью 8-10 градусов в час от 650 до 400 градусов, зимой-65 часов, летом-72 часа кроме того необходимо соблюдать режим доводки файнштейна (продувки).


Медно-никелевый файнштейн относится к веществам первого класса опасности, не обладает пожаро - взрывными свойствами.


В воздушной среде и стоячих водах в присутствии других веществ и факторов токсичных соединений не образует.


Файнштейн поступает с трех комбинатов: Норильский, “Печенганикель” и “Североникель”.


Норильский файнштейн - блоки весом до 30 т. с тарой в форме усеченной пирамиды с четырьмя проушинами и куски, затаренные в изложницы. Из Мурманского порта поставляется железнодорожным транспортом в контейнерах.


Файнштейн “Печенганикель” - блоки в форме усеченной пирамиды весом до 17 тонн с четырьмя закладными проушинами. Поставляется железнодорожными платформами.


Файнштейн “Североникель” - блоки в форме усеченной пирамиды весом до 20 т с двумя закладными проушинами, куски с наибольшим размером 2,5 м, затаренные в совки. Вес до 10 т. Поставляется местным парком в думпкарах.


Качество сырья определяется следующими показателями, характеризующими состав, технологические, физические и структурные свойства, влияющие на процесс разделения.


По данным практики составляются пропорции по видам файнштейна.


Плановое соотношение соответствует:


“Печенганикель” : “Североникель” : “Норильский никель” = 1 : 1,21 : 1,46.


Характеристика товарной продукции


Таблица № 1


























Параметры

Медный концентрат

Никелевый концентрат

Плотность т/м3


5,3

5,8

Содержание тв., %

до 50

до 20

Содержание кл. - 0,044, %

не менее 96

85 - 95

Содержание, % меди

не менее 65,0

не более 5,0

Содержание, % никеля

не более 3,7

не менее 67

Таблица № 2










































































Фазовый состав

Содержание фазы, %

Кр-ть сростков, мм

Примечание

в сростках

Медный концентрат

1. Сульфид меди и сульфиды меди с железом

90 -95

5 - 10

0,01 - 0,05 редко до 0,07

2. Медь металлическая


ед. зерна

20

0,01 - 0,03

3. Сульфид никеля

5 - 10

0,01 - 0,05

57 % составляют сростки сульфидов меди с хизлевудитом и ферритом или вростки феррита в хизлевудит Сu2
+ Cu5
FeS4


4. Сплавы никеля

ед. зерна

50

0,01 - 0,04

5. Ферриты типа Fe3
O4


ед. зерна

-

-

Никелевый концентрат

1. Сульфиды никеля и сульфиды никеля с железом

60 - 70

20 - 30

0,03 - 0,07 редко 0,15

2. Сплавы никеля

20 - 30

60 - 70

0,03 - 0,07

3. Медь металлическая

1 - 2

40 - 50


0,01 - 0,07

70 % частично открытые сростки сульфидов меди с сульфидами никеля и металлическим сплавом.

4. Сульфиды меди и сульфиды меди с железом Сu2
+ Cu5
FeО4


1 - 5

80 - 90

0,01 - 0,1 редко 0,3

5. Ферриты типа Fe3
O4


0,5

50 - 60

0,01 - 0,03

6. Шлаки силикатно-ферритового состава

ед. зерна

0,15 - 0,4

-

7. Уголь

ед. зерна

-

0,1 - 0,15

ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ Выбор и расчет схемы дробления


Блоки файнштейна, совки и изложницы с файнштейном перегружаются мостовым краном на платформу 50 т - весов и через специальный проем в бетонном ограждении площадки устанавливаются на решетку для раскалывания.


Раскалывание производится агрегатом первичного дробления АД - 1.


АД - 1 - полноповоротная самоходная машина на гусеничном ходу с индивидуальным гидравлическим приводом всех механизмов. Состоит из четырех частей: базовой машины, стрелы в сборе, рамки и гидроударника Раммер 1600 НД.


Марка базовой машины - экскаватор ЭО - 3122, Гост 22894 - 77.


Гидроударник устанавливается на экскаваторе вместо ковша, его вес 25 - 50 кг.


Размер наибольшего куска, получающегося после раскалывания - 350 мм.


Исходные данные для расчета


Qср.г
.
=
400 тыс. т/год


руда средней твердости


pн
= 4 т/м3


p = 5,6 т/м3


Dmax

= 350 мм.


d min
=25 мм


В связи с тем, что проектируемый цех имеет небольшую годовую производительность по исходному файнштейну, а современный конусные дробилки высокопроизводительны, нерационально применение грохотов для предварительного грохочения. Установка низко производительных валковых и молотковых дробилок невозможна, т. к. будет иметь место очень быстрый износ валков и молотков.


Таким образом, в проекте предусматриваем схему дробления, разработанную на комбинате "Североникель".


Схема 1.


Крупное дробление — I










Склад



Среднее дробление — II


1 Производительность отделения крупного дробления, среднего и мелкого.


Режим работы - пятидневная рабочая неделя, по две смены в сутки, продолжительностью по 7 часов. Цех расположен в северном районе, поэтому расчетное число рабочих дней в году - 247. Q =
=
115 т/ч


2. Общая степень дробления: S =
= 350/25 = 14


3. Степени дробления в отдельных стадиях: S = S1
* S2
* S3


Средняя степень дробления: Sср
= 2,4 = = 2.4


В первой стадии принимаем S1
= 2,65


Во второй стадии принимаем S2
= 2,5


В третьей стадии принимаем S3
= 2,1


4. Условные максимальные крупности продуктов после отдельных стадий дробления:


D2 = = = 132 мм


D3 = = = 52.8 мм


D4 = = = 25 мм


5. Ширина разгрузочных щелей дробилок:


I1
=
=
= 82.5 мм


I2
= = = 36 мм


I3
= = = 12 мм


Z - коэффициент закрупнения, выбирается по типовой характеристике крупности конусных дробилок крупного дробления, а для дробилок среднего и мелкого дробления .


Характеристика крупности дробленого продукта щековой дробилки.


Характеристика крупности дробленого продукта КСД.


6. Требования, которым должны удовлетворять дробилки.


Таблица 3.



























Показатели

I стадия

II стадия

III стадия

Крупность наибольших кусков в питании, мм

350

132

52,8

Ширина разгрузочной щели, мм

82,5

36

12

Требуемая производительность, т/ч

115,7

115,7

115,7

м3
/ч

29

29

29

5. Технологическая характеристика выбранных дробилок.


Таблица 4.































Стадия дробления

Тип и размер дробилок

Ширина приемного отверстия, мм

Пределы регулирования разгрузочной щели, мм

Производи­тельность, м3
/ч

I стадия

ЩДП 6 * 9

600/900

100

30- 50

ККД 500/75

500

110,140,160

150

II стадия

КСД 600Гр

75

12 - 35

12 - 35

III стадия

КМД 1200Гр

50

3 - 12

30

5. Уточнение производительности дробилок.


В каталогах производительности дробилок дается для средних по крепости руд с насыпной массой 4 т/м3
и при условии, что размер наибольших кусков в питании равен 0,8 - 0,9B, где B - ширина приемного отверстия. Для руд с другими физическими свойствами должны быть введены поправки. С учетом всех поправок производительность дробилок Q (в т/ч) определяется по формуле:


Q = Qк
* kдр
* kб
* kкр
* kвл


Qк
- производительность дробилки по каталогу, т/ч;


kдр
- поправка на крепость (дробимость) руды;


kкр
- поправка на крупность питания;


kвл
- поправка на влажность; kб
= бн
/ 1,6 » б / 2,7


Производительность ЩДП 6 * 9: Q = 30 * 4 * 0,9 * 1,2 * 1 * 1 = 130 т/ч.


Производительность ККД 500/75: Q = 150 * 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 648 т/ч.


Для установки в первой стадии принимаем щековую дробилку ЩПД 6 * 9, как имеющую больший коэффициент использования, меньшую стоимость и установочную мощность.


Производительность КСД 600 Гр. Q = 30 * 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 130 т/ч.


Производительность КМД 1 200 Т. Q = 30* 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 130 т/ч


Выбор схемы и расчет оборудования для


измельчения и классификации


Исходные данные для расчета


По данным практики крупность исходного материала - 25 - 0 мм содержание кл. - 0,044 в исх. шт. 12 %


Измельчение проводится до 90% Кл.-0,044мм.


В проекте принимаем схему измельчения, предложенную институтом “Механобр”. Часовая производительность главного корпуса:


Qп.гл.к
= = 50 т/ч






Измельчение








VIII








VII








VI








V








IV








Дробление








Пески








Слив на флотацию




Схема 2




Измельчение






Классификация






Пески






Классификация


Расчет I стадии измельчения

По данным практики имеем:


b5
- 0,044
= 4 %


b7
- 0,044
= 50 %


Крупность исходного питания 25 - 0 мм.


Эталонная мельница МШР 2,7 * 2,1 производительностью Q = 29 т.


1. Удельная производительность по вновь образуемому классу - 0,044 мм действующей мельницы:


qэ= = * = 0,78 т/м3ч


Предполагаем установить мельницы:


МШР 2,7 * 2,1


МШР 2,1 * 3,0


МШР 2,1 * 2,2


2. Удельная производительность проектируемых мельниц определяется по формуле:


q = q1
* kи
* kк
* kд
* kт


а) kи
- коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды. Так как действующая и проектируемая мельница работают на одном и том же файнштейне, то:


kи
= 1.


б) kк
- коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и проектируемой обогатительной фабриках.


Эталонная мельница работает на крупности исходного питания 25 - 0 мм. Измельчает до 50 % кл - 0,044 мм.


Проектируемая мельница работает на крупности исходного питания 5- 0 мм. Измельчает до 55 % кл - 0,044 мм.


kк
= m2
/ m1


m1
- относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при той крупности исходного и конечного продукта, которые имеют место на фабрике.


m2
- то же для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продукта.


kк
= 1,1 / 0,89 = 1,23






D – 0,15

D1
– 0,15


в) kд
- коэффициент, учитывающий различие в диаметре барабанов проектируемой и работающей мельниц.

kк
= ( ) 0,5
;


D и D1
- соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и работающей мельниц.


Для мельницы МШР 2,7 * 2,1 kд
= 1






2,1 – 0,15


2,7 – 0,15


Для мельницы МШР 2,1 * 3,0

kк
= ( ) 0,5
= 0,87


Для мельницы МШР 2,1 * 3,0 kд
= 0,87


г) kт
- коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.


Так как и проектируемая, и работающая мельницы с разгрузкой через решетку, то kт
= 1


Удельная производительность проектируемых мельниц:


Для МШР 2,7 *2,1


q = 0,78 * 1,23 * 1 * 1 * 1 = 0,96 т/(м3
* ч)


Для МШР 2,1 * 3,0


q = 0,78 * 1,23 * 0,87 = 0,83 т/(м3
* ч)


Для МШР 2,1 * 2,2


q = 0,78 * 1,23 * 1 * 1 = 0,83 т/(м3
* ч)






p (D – 0,15) 0,
5


4


3. Рабочие объемы барабанов мельниц.

V = * L






p (2,7– 0,15) 0,5


4






p (2,1 – 0,15) 0,5


4


Для МШР 2,7 * 2,1 V = * 2,1 = 11,7 м3




p (2,1 – 0,15) 0,5


4


Для МШР 2,1 * 3,0 V = * 3,0 = 8,96 м3

Для МШР 2,1 * 2,2 V = * 2,2 = 6,57 м3


4.Производительностьмельницпоруде: Q=


Для МШР 2,7*2,1 Q = = 26,1 т/ч


Для МШР 2,1*3,0 Q = = 17.29 т/ч


Для МШР 2,1*2,2 Q = = 12.68 т/ч


5.Расчетное число мельниц/


МШР 2,7*2,1 n = 50/26,1 = 1,9 n = 2 = 2/1,9 = 1,05


МШР 2,1*3,0 n = 50/17.29 = 2.9 n = 3 = 3/2.9 = 1.03


МШР 2,1*2,2 n = 50/12.68 = 3.9 n = 4 = 4/3.9 = 1.02


Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям





































Размеры барабанов мельниц, мм

Число мельниц

Масса мельниц, т

Установочная мощность, кВт

Цена, тыс. руб.


коэф.


запас

Одной. Всех

Одной. Всех

Одной. Всех

1

2700*2100

2

68 136

380 760

104 208

1,05

2

2100*3000

3

49 147

200 600

134 402

1,03

3

2100*2200

4

44,4 177,6

200 800

110 440

1,02

К установке принимаются две мельницы МШР 2700х2100 Выбор и расчет мельниц второй стадии


Эталонная мельница МШР 2,7 * 3,6 производительностью 43,5 т. Крупность исходного питания 60 % кл - 0,44 мм. Измельчение происходит до 90 % кл - 0,044.


1.






43,5 (90 - 60) * 4


p (2,7– (0,015)2
* 3,6


Удельная производительность эталонной мельницы по вновь образуемому классу - 0,044 мм

qэ
=
= 0,71 т/ (м3
* ч)


2. kк
= 0,92 / 0,91 = 1,01


Для сравнения вариантов принимаем мельницы:


МШР 2,7 * 2,13,6


МШР 2,7 * 2,7


МШР 2,7 * 2,1


Содержание в исходном питании кл - 0,044 мм - 65 %


Содержание в конечном продукте 85 % кл - 0,044 мм.


3. Определение значения коэффициента kд


МШР 2,7 * 2,13,6 kд
= 1


МШР 2,7 * 2,7 kд
= 1


МШР 2,7 * 2,1 kд
= 1


4. kи
= 1


5. kт
= 1


1. Удельная производительность мельниц по вновь образованному классу.


Для всех мельниц q = 0,71 * 1,01 * 1 * 1 * 1 = 0,72 т/(м3
* ч)


2.






(2,7 – 0,15) 0,5


4


Рабочие объемы барабанов мельниц.



(2,7– 0,15) 0,5


4


Для МШР 2,7 * 3,6 V = * 3,6 = 18,38 м3

Для МШР 2,7 * 2,7 V = * 2,7 = 13,79 м3






( 2,7– 0,15) 0,5


4


Для МШР 2,7 * 2,1 V = * 2,1 = 10,73 м3

3.






( 0,72*18,38)


0,85-0,65


Производительность мельниц по руде:

Для МШР 2,7 * 3,6 Qм
= = 58,5 т/ч






0,72*13,79


0,85*,65


Для МШР 2,7 * 2,7 Qм
= = 36,5 т/ч






0,72*10,73


0,85-0,65


Для МШР 2,7 * 2,1 Qм
= = 29,4 т/ч


4. Расчетное число мельниц.


МШР 2,7 * 3,6 n = 50/58,5= 0,85 n = 1 h = 1,17


МШР 2,7 * 2,7 n = 50/36,5= 1,37 n = 2 h = 1,46


МШР 2,7 * 2,1 n = 50/29,4= 1,7 n = 2 h = 1,17


Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям


Таблица 6


















































№№ пп

Размеры барабанов мельниц, мм

Число мельниц

Масса мельниц, т

Установочная мощность, кВт

Цена, тыс. руб.

h


коэф.


запас

одной

всех

одной

всех

одной

всех

1.

2700*3600

1

90

-

380

-

108

-

1,17

2.

2700*2700

2

74

148

380

760

95

190

1,46

3.

2700*2100

2

68

136

380

760

89

178

1,17

К установке принимаем две мельницы МШР 2700 * 2100.


Расчет качественно-количественной схемы обогащения


1. Необходимое и достаточное число исходных показателей.


с = 1 + е N = с (nр
- ар
+ 1) - 1


е - число расчетных компонентов;


пр
- число продуктов разделения;


ар
- число операций разделения


с = 1 + 1 = 2 N = 2 (12 - 6 + 1) - 1 = 13


2. Число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки.


Nn
= с(пр
- ар
) Nn
= 2 * (12 - 6) = 12


3. Определяем максимально возможное число исходных показателей извлечения


Nв.мах
= пр
- ар
Nв.мах
= 12 - 6 = 6


Nb
= Nn
- Nв
- Nд
= 12 - 6 - 0 = 6


Nb. шх
= N - Nп
= 13 - 12 = 1


4. На основе анализа результатов испытаний обогащения файнштейна, и практики действующей фабрики, принимаем следующие численные значения исходных показателей:


Таблица 7

















































b Cu
%

e Cu
%

b Ni
%

e Ni
%

1

34,28

100

38,28

100

3

57,12

366,07

14,98

85,97

7

64,41

150,6

7,89

16,52

13

65,16

135,36

7,21

13,41

15

68,02

92,62

5,11

6,23

10

26,13

17,37

43,91

26,14

17

28,49

7,34

41,48

9,57

Схема 3




















Порядок расчета схемы по узлам


Таблица 8





























































№№

1

2

3

№№

1

2

3

1

12

26

29

7

22

21

20

2

23

28

29

8

15

18

20

3

17

21

23

9

15

14

25

4

17

16

28

10

19

24

25

5

13

14

16

11

24

26

27

6

13

12

22

Результаты расчета качественно-количественной схемы


Таблица 9





























































































































































№ пр.

Q, т/ч

j, %

Cu

Ni

b Cu
%

e Cu
%

b Ni
%

e Ni
%

12

50,0

100

34,28

100

38,28

100

13

147,9

295,8

45,29

390,83

26,64

205,88

14

109,8

219,69

57,12

366,07

14,98

85,97

15

126,6

253,17

54,42

424,06

14,55

96,26

16

38,1

76,12

11,15

24,76

60,3

119,91

17

42,5

84,95

12,95

32,1

58,35

129,48

18

40,0

80,15

64,41

150,6

7,89

16,52

19

52,34

104,69

63,31

193,35

8,66

23,7

20

86,5

173,02

54,18

273,46

17,64

79,74

21

11,4

22,79

26,13

17,37

43,91

26,14

22

97,9

195,81

50,92

290,83

20,7

105,88

23

31,1

62,16

8,12

14,73

63,64

103,34

24

35,6

71,21

65,16

135,36

7,21

13,41

25

16,7

33,48

59,38

57,99

11,77

10,29

26

23,34

46,67

68,02

92,61

5,11

6,23

27

12,3

24,54

59,72

42,75

11,20

7,18

28

4,4

8,83

28,49

7,34

41,48

9,57

29

26,7

53,33

4,75

7,39

67,31

93,77

Проверка: jисх
* bисх
= jк-т
* bк-т
+ jхв
* bхв


Проверка по Cu: 100 * 34,28 = 46,68 * 68,02 + 53,32 * 4,74 3428=3428


Проверка по Ni: 100 * 38,28 = 46,68 * 5,11 + 53,32 * 67,32 3828 @ 3828,03


Расчет водно-шламовой схемы


Принятые обозначения:


Rп
- отношение жидкого к твердому по массе;


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


Lп
- количество воды, добавляемой в операцию или к продукту,м3
в единицу времени.


dп
- плотность твердого в продукте, т/м3


Vп
- объем пульпы в продукте, м3
/ч.


Основные отношения:


Wп
= Rп
* Qп
Rп
= Wп
/ Qп


V = Qп
(Rп
+ 1/dп
)


Водно-шламовая схема


Таблица 10


















































































































































































































































































































































































































































































































№№ пр.

Наименование

Q, т/ч

R

W, м3
/ч

V, м3
/ч

1


2


3


4


5


6


V.

Измельчение I стадия

поступает:


5.

дробленый продукт


50

0,02

1

13,5

11.

пески г/ц I стадии

150

0,08

102

139,5

вода LV


17

17

Итого:

200

0,6

120

170

выходит:


7.

измельченный продукт

200

0,6

120

170

Итого:

200

0,6

120

170

VI.

Классификация

поступает:


7.

измельченый продукт


200

0,6

120

170

вода LVI


60

60

Итого:

200

0,9

180

230

выходит:


8.

слив г/ц

150

0,68

102

139,5

11.

пески г/ц

50

1,56

78

90

Итого:

200

09

180

230

VII.

Измельчение II стадия

поступает:


8.

слив г/ц I стадии

50

1,56

78

90,5

13.

пески г/ц II стадии

100

0,3

30

55

вода LVII


5,42

5,42

Итого:

150

0,7

113,42

150,92

выходит:


9.

измельченный продукт

150

0,7

113,42

150,92

Итого:

150

0,7

113,42

150,92

VIII.

Классификация

поступает:


9.

измельченный продукт


150

0.7

113,42

150

вода LVIII


33,58

33,58

Итого:

150

0.9

147

184,5

выходит:


12.

слив г/ц

50

2,12

106

118,5

13.

пески г/ц

100

0,41

41

66

Итого:

150

0,9

147

184,5

IX.

Основная флотация.

поступает:


12.

слив г/ц II стадии

50

2,12

106

118,5

20.

хвосты I перечистки

86,5

2,6

224,9

246,53

21.

к-т I контр. флотации

11,4

2,11

20,05

26,9

вода LIX


3,94

3,94

Итого:

147,9

2,4

354,89

395,84

выходит:


14

к-т основной флотации

109,8

2,5

274,5

301,95

16

хвосты основной флотации

38,1

2,11

80,39

93,89

Итого:

147,9

2,4

354,89

395,84

X.

I перечистка.

1


2


3


4


5


6


поступает:


14.

к-т основной флотации

109,8

2,5

274,5

301,95

25.

хвосты II перечистки

16,7

2,8

46,76

50,94

вода LX


7,64

7,64

Итого:

126,5

2,6

328,9

360,53

выходит:


18.

к-т I перечистки

40

2,6

104

114

20.

хвосты I перечистки

86,5

2,6

224,9

246,53

Итого:

126,5

2,6

328,9

360,53

XI.

I контрольная флотация.

поступает:


16.

хвосты осн. флотации

38,1

2,11

80,39

89,91

28.

к-т II контр. флотации

4,4

2,8

12,32

13,42

вода LXI


34,9

34,9

Итого:

42,5

3,00

127,61

138,23

выходит:


21

к-т I контр. флотации

11,4

2,11

24,05

26,9

23

хвосты I контр. флотации

31,1

3,33

103,56

111,33

Итого:

42,5

3,00

127,61

138,23

XII.

II перечистка.

поступает:


18.

к-т I перечистки

40

2,6

104

114

27.

хвосты III перечистки

12,3

3,8

46,74

49,82

вода LXII


6,02

6,02

Итого:

52,3

3,0

156,76

169,84

выходит:


24.

к-т II перечистки

35,6

3,09

110

118,9

25.

хвосты II перечистки

16,7

2,8

46,76

50,94

Итого:

52,3

3,0

156,76

169,84

XIII.

II контрольная флотация.

поступает:


23.

хвосты I контр. флотации

31,1

3,33

103

111,33

вода LXIII


21,43

21,43

Итого:

31,1

4,0

124,99

132,76

выходит:


28.

к-т II контр. флотации

4,4

2,8

12,32

13,42

29.

хвосты II контр. флотации

26,7

4,22

112,67

119,34

Итого:

31,1

4,0

124,99

132,76

XIV.

III перечистка.

поступает:


24.

к-т II перечистки

35,6

3,09

110

118,9

вода LXIV


14,56

14,56

Итого:

35,6

3,5

124,56

133,46

выходит:


26.

к-т III перечистки

23,3

3,34

77,82

83,64

27.

хвосты III перечистки

12,3

3,8

46,74

49,82

Итого:

35,6

3,5

124,56

133,46

Баланс воды


Таблица 11



















































Вода поступающая

W, м3
/ч

Вода выходящая

W, м3
/ч

С дробленым продуктом W5


1

В I стадию измельчения Lv


17

С медным концентратом

В классификацию LVI


60

W26


77,82

Во II стадию измельчения LVII


5,42

С никелевым концентратом

В классификацию LVIII


33,58

W29


112,67

В основную флотацию LIX


3.94

В Iперечистку LX


7,64

В I контрольную флотацию LXI


34,9

Во II перечистку LXII


6,02

Во II контрольную флотацию LXIII


21,43

В III перечистку LXIV


14,56

Итого Wк
:

190,49

Итого:

190,49

Общий расход воды на фабрике: S L = Wк
- W5
= 190,49 - 1 = 189,49 м3
/ч


Расход воды на 1 т. руды: 189,49 / 50 = 3,79 м3
/ч


Выбор и расчет оборудования для классификации


Для классификации применяются механические классификаторы и гидроциклоны. Реечные классификаторы, как более сложные по механизму удавления песков, вытеснены из практики спиральными классификаторами. Но и спиральные классификаторы в последнее время заменяются гидроциклонами.


Основной недостаток спиральных классификаторов - высокая стоимость и большие габаритные размеры. Это увеличивает капитальные затраты на оборудование и на строительство зданий обогатительных фабрик. По указанной причине в проекте для классификаци предусматриваем гидроциклоны.


Расчет гидроциклонов после 1 стадии измельчения


Таблица 12


































Продукт

Выход j, %

Масса твердого Q, т/ч

R

bтв
, %

W, м3
/ч

V, м3
/ч

Слив

25

50

1,56

39

78

170

Пески

75

150

0,68

59,5

102

60

Исходный

100

200

0,9

52,6

180

230

1.






Qc


Qc
(1+ c)






1


1+ c


Частный выход слива: bсл
- 0,044
= 65 %

jc
= = % c = 3






1


4






1


1+3


с - величина циркулирующей нагрузки.

jc
= = = 0,25


2. Номинальная крупность слива при содержании в сливе кл - 0,044 мм = 65 % составляет 210 мкм.


Размер класса, который распределяется как вода


d = 0,15 dи
= 0,15 * 210 = 31,5 мкм.


3. Для заданной крупности слива подходит гидроциклон D = 500 мм.


Ориентировочно производительность рассчитывается:


V = 3 * Ka
* KD
* dn
* d Ö P м3
/ч


Ka
- поправка на угол конусности гидроциклона;


KD
- поправка на диаметр гидроциклона;


dn
- диаметр питающего патрубка, см;


d - диаметр сливного отверстия, см;


Po
- рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон Р = 0,04 - 1,5 МПа


V = 3 * 1,0 * 1,0 * 13 * 16Ö 0,04 =124,8 м3
/ч


Число гидроциклонов:


n = 230 / 124,8 = 1,84» 2


К установке принимаем 2 рабочих и 2 запасных гидроциклона Ш 500 мм


4. Проверка гидроциклона по шкале при диаметре пескового отверстия D = 8 см






4 * Qn


p D 2




qп
= т/см2
* ч

qп
- удельная нагрузка на песковый насадок;


Qn
- масса песков, т/ч


D - диаметр пескового насадка, см.






4 * 150


p 8,0 2




qп
= = 1,16 т/см2
* ч

Удельная нагрузка лежит в пределе установленной нормы.


5. Номинальная крупность слива, которую может обеспечить выбранный гидроциклон:


dп
= 1,5


dп
- номинальная крупность слива, мкм;


D - диаметр гидроциклона, см;


- диаметр пескового насадка;


r и rо
- плотность твердой и жидкой фазы, г/см3
.


dп
= 1,5 = 134.39 мкм Получаем крупность слива меньше заданной, поэтому гидроциклон Ш 500 мм обеспечит требуемую крупность слива.


Расчет гидроциклонов после II стадии измельчения


Исходные данные для расчета


Таблица 13.


































Продукт

j, %

Q, т/ч

R

bтв
, %

W, м3
/ч

V, м3
/ч

Слив

28,6

50

2,12

32,1

106

118,8

Пески

71,4

150

0,41

70,8

41

66

Исходный

100

200

0,9

52,6

147

184,5





1


1+ 2,5


bсл
- 0,044
= 95 %

1. jc
= = 28,6 %


2. dn
= 74 мкм Выбираем г/ц Ш 360 мм


d = 0,15 * 74 = 11,1 мкм


3. V = 3 * 1,06 * 9 * 11,5 * Ö 0,1 = 104,08 м3
/ч


n = 156,51 / 104,08 = 1,5 » 2






4 * 97,2


p 9,6 2




К установке принимаем 2 рабочих и 2 запасных гидроциклона Ш 360 мм

4. qп
= = 1,34 т/см2
* ч


Удельная нагрузка лежит в пределе установленной нормы.


5. dп
= 1,5 = 59,5 мкм


Получаем крупность слива меньше заданной, поэтому гидроциклон Ш 360 мм обеспечит требуемую крупность слива.


Выбор и расчет оборудования для флотации


Метод флотации основан на физико-химических свойствах поверхностей материалов, их смачиваемости. Не смачиваемые материалы (гидрофобные) прилипают к пузырькам и поднимаются с ними вверх , образуя слой пены, который отделяют от пульпы. Гидрофильные (смачиваемые) остаются в объеме пульпы .Для улутшения разделения применяют реагенты


В проекте принимаем схему флотации, предложенную институтом "Механобр". Существующая схема флотации разделения файнштейна позволяет достигать извлечения Ni в никелевый концентрат 95 % и Cu в медный концентрат 90 %.Она состоит из основной флотации, где происходит разделение файнштейна с получением чернового Cu и Ni концентратов, двух контрольных перечисток, где Ni концентрат очищается от Cu за счет подачи ксантогената,и трех перечисток, где Cu концентрат последовательно очищается от Ni за счет повышения щелочности пульпы, снижения влияния ксантогената, путем повышения температуры и уменьшения плотности камерных продуктов от первой до последней перечистки.


Для операции флотации предусматриваем флотомашины ФМР-63.






V * t

60 * Uk
* k


Необходимое число камер в операции:

n = ;


V - часовой объем флотируемой пульпы, м3
/ч;


t - продолжительность флотации в рассматриваемой операции, мин;


Ur
- геометрический объем камеры, м3


k - отношение объема пульпы в камере при работе флотационной машины,


k = 0,7 ¸ 0,8


Основная флотация.


t = 9,5 мин. n = = 15,4 n = 16


I перечистка.


t = 11 мин. n = = 15,23 n = 16


II перечистка.


t = 12 мин. n = = 7,8 n = 8


III перечистка.


t = 14 мин. n = 7,3 n = 8


I контрольная флотация.


t = 13 мин. n = 138,23*13/60*6,2*0,7 = 7,2 n =8


II контрольная флотация.


. t = 13,5 мин. n = 132.76*13.5/60*6.2*0.7 =7,1 n =8


Всего принимаем 64камер машины ФМР -63.


Выбор и расчет оборудования для сгущения


Медный и никелевый концентрат после флотационного обогащения подвергаются сгущению на радиальных сгустителях.


Площадь сгущения: S = f * Q


f - удельная площадь осаждения, м3
/т в час ; (принимаем по данным практики).


Q -производительность по твердому, т/ч сгущаемого продукта.


1. Площадь сгущения для медного концентрата:


S = 16 * 18,16 = 290 м3


К установке принимаем сгуститель с центральным приводом Ц - 25 с площадью сгущения 500 м2
.


2. Площадь сгущения для никелевого концентрата:


S = 17 * 20,7 = 351,5 м3


К установке принимаем сгуститель с центральным приводом Ц - 25 с площадью сгущения 500 м2
.


СПЕЦЧАСТЬ
Электрохимическое регулирование селекции


сульфидов меди и никеля


На комбинате “Североникель”, в ЦРФ, была проведена работа по исследованию электрохимической селекции сульфидов меди и никеля.


Как показали электрохимические и адсорбционные исследования , достичь полного подавления сульфида никеля ,путем регулирования рН среды невозможно из-за высокой электрохимической активности и непрочного закрепления окисных соединений на его поверхности в результате чего протекает реакция


4Х+О+2НО2Х2
+4ОН-
2Х2
+4ОН-
ведущая к гидрофобизации и флотации сульфида никеля. Где X- сульфид.


Основой этого процесса является высокая способность сульфида никеля передавать электроны адсорбированному кислороду на минеральной поверхности.


Исходя из этого, снижение флотационной активности сульфидов никеля можно достичь путем снятия свободных электронов с поверхности ,что предотвратит протекание указанной реакции, либо путем разложения или восстановления диксантогената ,образовавшегося на минеральной поверхности.


Эти изменения поверхности минерала в пульпе могут быть получены путем анодной или катодной обработки сульфидных пульп при соответствующей разнице в площадях электродов.


Опыты показали, что во флотационной камере около 10% частиц минералов испытывают столкновения в 1 секунду, что имеет большое значение для оценки роли мгновенных электрохимических процессов ,протекающих во флотационной пульпе. Возникающие при соударении частиц между собой и электродом, мгновенные электрохимические акты оказывают влияние на перераспределение реагентов по частицам минералов, являются переносчиками электрохимической реакции от поверхности электрода в объем пульпы.


Для определения влияния заряда поверхности минералов, контактирующей с раствором, на величину адсорбции собирателя, выполнены измерения скачка потенциала электродов, с наложенным на них поляризационным потенциалом, при взаимодействии с раствором ксантогената концентрацией 25 мг/л.


Измерения показали наличие на халькозине двух максимум адсорбций- в катодной и анодной области .Для хизлевудита характерен один максимум -в катодной области .Измерения выполнены в0,1 Н КСl.При переходе к растворам с высоким рН (более 0,9) разница в адсорбции ксантогената на сульфидах будет увеличиваться за счет образования гидратной пленки на сульфиде никеля.


Анодное растворение сульфидов можно выразить


Ni3
S2------
-6e3 Ni++
+2S0


Cu2
S----4 e 2Cu++
+S0


Cu2
S----2e Cu++
+ Cu S


При кратковременном наложении анодного потенциала (реакция в монослоях) и высоком рН, характер процессов на сульфидах будет различен. В присутствии в растворе иона ксантогената на сульфиде меди будет идти процесс образования ксантогената меди и диксантогената 2Cu++
+4X--
= 2Cu X+X2
,,
т к ПРNix
=4.7*10-16.
.и ПР Cu(о
H)2
= 2.2*10-20
,а на сульфиде никеля будет образовываться гидратная пленка ПРNi(о
H)2
= 4.8*10-16
, ПР NiX2
= 1.4*10-12
.


Реакция окисления ксантогената на поверхности сульфида никеля в этих условиях будет не возможна, т к происходит изменение электронного состояния поверхности сульфида .Протекание этих преобразований на поверхности сульфидов должно резко увеличить их селекцию.


Однако, избыточная степень окисления сульфидов ( высокий анодный потенциал или длительное воздействие) приведет к образованию толстой гидратной пленки на сульфиде никеля, которая будет отслаиваться за счет кристаллографической несовместимости и вызывать повторную активизацию сульфида. Возможно так же отложение элементарной серы на сульфиде, что вызывает повышение его флотоактивности.


Опытным путем установили влияние времени электрохимического анодного окисления на флотационное извлечение сульфидов меди и никеля после контакта с ксантогенатом в течение 5 минут, при расходе собирателя 1 кг/т, при отношении площади анода к площади катода 100:1 и Т:Ж = 1:10 .Анод и катод изготовлены из платины, флотация сульфидов проводилась в трубке Халимонда при времени флотации 5 минут. Полученные зависимости подтвердили эффективное влияние кратковременной анодной обработки пульп сульфидов никеля и меди


Извлечение сульфида меди возрастает за счет образования дополнительного количества диксантогенида на его поверхности, а извлечение сульфида никеля резко снижается за счет изменения состояния поверхности (гидратообразования) и десорбции образовавшегося диксантогенида.


Флотационные опыты показали, что при принятой конструкции электродной станции(отношение площади анода к катоду 30:1) и напряжение 1,5 вольта, оптимальным является время обработки 5-10 минут. Суммарный индекс селективности разделения получен сложением индекса селективности для медного концентрата(SCu
) и никелевого(SCu
),которые рассчитаны по формулам:


SCu
= =
SNi
=


где: SCu
.и .SNi
-
извлечение меди и никеля в соответствующие концентраты в долях единицы.


Результаты флотационных опытов по разделению файнштейна с электрохимической обработкой








































































































































№

Никелевый концентрат

Медный концентрат

Суммарный


индекс


селективности

Условия


Электрохимического


Окисления(восстановления)

g,%

Содержание, %

Извлечение, %

g,%

Содержание,%

Извлечение,%

Cu

Ni

Cu

Ni

Cu

Ni

Cu

Ni

1

49,75

5,16

66,7

9,38

74,3

32,92

64,2

8,83

77,3

6,5

76,85

Эталонный без обработки

2

41,6

4,06

68,0

6,16

63,3

37,0

64,0

9,04

86,2

7,49

103,8

Осн,ЭХО-0,5 U=1.5B


Переч.ЭХВ-1 U=3В


3

49,8т


4,91

67,0

8,91

74,5

36,1

64,25

8,79

84,6

7,1

101,8

Осн,ЭХО-,5 U=1.5B


Переч.ЭХВ-1 U=3В


4

49,9

5,79

66,0

10,5

73,6

33,5

66,0

6,71

80,6

5,03

101,8

Осн,ЭХО-,1 U=3B


Переч.ЭХВ-10 U=1,5В


5

41,6

3,19

68,9

4,81

64,0

39,3

61,15

12,24

87,8

10,7

95,4

Осн,ЭХО-0,,5 U=3B


Переч.ЭХВ-1 U=8В


6

48,3

5,68

66,1

10,0

71,4

33,0

66,2

6,59

79,9

4,87

100,5

Осн,ЭХО-1 U=3B


Переч.ЭХВ-1 U=8В


7

52,5

5,91

65,9

11,3

77,4

31,7

66,15

6,61

76,6

4,68

93,6

Осн,ЭХО-1 U=1.5B


Переч.ЭХВ-1 U=8В


8

55,6

5,64

66,2

11,42

82,4

34,5

65,35

7,51

82,3

5,8

111,6

Осн,ЭХО1 U=1.5B


Переч.ЭХВ-1 U=8В



В открытых флотационных опытах электродная станция состояла из трех пластин из нержавеющей стали размером 100*100 мм укрепленных на стенках флотационной камеры и служивших анодом, катодом служила пластинка из нержавеющей стали размером 10*120 мм ,установленная рядом с валом импеллера.


На основании результатов лабораторных опытов проведены промышленные испытания технологии с использованием электрохимического воздействия на флотационную пульпу. Были установлены три электродные станции: на основной флотации и на перечистках.


1. Основная флотация, сущность процесса:


А) образовавшийся на сульфиде никеля диксантогенид (ROCSS)2
за счет высокой поляризации сульфида десорбируется с него и переходит в раствор, а на поверхности сульфида образуется гидратная пленка;


Б) образование диксантогенида в жидкой фазе пульпы за счет окисления ионов ксантогената на аноде 2ROCSS-2c( ROCSS)2
:


В) адсорбция образовавшегося диксантогенида на сульфиде меди.


Указанные процессы повышают скорость флотации сульфида меди и резко повышают селективность процесса разделения. Оптимальными режимами являются: при 120т/см-15 А, при 150т/см-25 А.


2. Перечистные операции, сущность процесса:


При катодной обработке происходит восстановление диксантогенида до ксантогенат-иона за счет катодной реакции ( ROCSS )2
+2c2ROCSS и частичное разложение ксантогената на спирт и сероуглерод.


Катодная обработка обеспечивает получение подвижной пены в перечистных операциях и дополнительное подавление сульфида никеля.


Вывод-


Полученные результаты свидетельствуют о высокой эффективности электрохимического воздействия на флотационные системы. Так, электрохимическая обработка пульп в ЦРФ позволяет сократить фронт флотации на 25-30%, снизить расход собирателя на 18-20% и щелочи на 10-15%, при одновременном улучшении качества получаемых концентратов. При воздействии на рудные пульпы происходит повышение извлечения металлов и возрастает скорость флотации. Но внедрение электрохимической флотации в ЦРФ требует значительных капитальных вложений на переоснащение цеха основным технологическим оборудованием, а также больших затрат на электрическую энергию, поэтому электрохимическая флотация на комбинате “ Североникель “ пока не применяется.


ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ


СРЕДЫ
Проектируемая фабрика находится в Мурманской области недалеко от города Мончегорска.


Среднегодовая температура воздуха -10
С, среднемесячная температура наиболее холодного месяца января -11.20
С. Абсолютный максимум температуры воздуха +290
С, абсолютный минимум температуры -370
С. Средняя продолжительность безморозного периода - 86 дней. Средняя скорость ветра 2,8 м/с, максимальная скорость ветра 25 м/с. Фабрика расположена на землях, мало пригодных для сельскохозяйственных угодий.


Охрана водоемов


Сброс производственных вод из технологического процесса осуществляется в канализационную сеть АО ,,Североникель,, а затем ,через отделение сорбционной очистки сливы уходят в озеро Сопча и далее в озеро Имандра.


Несмотря на очистку вод в ямах отстойников, а затем фильтрацию на свечевых фильтрах ПАР-80,очистка воды происходит не полностью.


В качестве загрязняющих компонентов технологического процесса в канализацию сливаются воды с содержанием:


Таблица 15























компонент

Ni


Мг/л

Cu


Мг/л

Взвеси


Г/л

Ксантогенат


калия

рН

СтокиЦРФ

0,18

0,04

160

--

--

ПДК

0,1

0,1

15

0,01

8,5

Сливы ЦРФ имеют рН»11,0, однако щелочность играет большую роль в процессе отстаивания и фильтрации, к тому же при смешивании со стоками других цехов в отделении сорбционной очистки, обладающих повышенной кислотностью, происходит нейтрализация вод . Для предотвращения загрязьнений водного бассейна рекомендуется ужесточить контроль за процессом фильтрации, и использовать воды вторично, создав зарытый контур водообмена . ЦРФ не нуждается в хвостохранилище, т.к. перерабатывает сплав двух металлов: меди и никеля, и целью деятельности ЦРФ является разделение этих двух металлов в самостоятельные концентраты.


Медный концентрат с содержанием твердого 45-55% по пульпопроводу направляется в медеплавильный цех комбината "Североникель", а никелевый концентрат с содержанием твердого 48-55% так же по пульпопроводу подается в цех автоклавного рафинирования комбината.


Выбросы в атмосферу


Выбросы в атмосферу твердых вредных веществ, в частности пыли файнштейна, ничтожно малы, так как, все технологические процессы, связанные с пылеобразованием происходят в закрытых помещениях, вследствие чего выбросы в атмосферу не превышают ПДК,.


Таблица 16


Состояние воздушной среды
















Наименование рабочих мест

Содержание вредных примесей

Темпе-ратура град.

Влаж-ность, %

Никель мг/м3


Медь мг/м3


ПДК и норма


1Корпус крупного дробления, отметка 00-у пековой дробилки


2 Корпус среднего и мелкого дробления; площадка на отметке 00


3 Главный корпус, площадка бункеров


0,5


9,2


21,2


2,6

1


1,35


4,85


0,7

17-23


10,8


13,6


16

75,0


63


82


62

Для обеспечения состояния воздуха, определенного санитарными нормами применяются в наиболее запыленных местах системы аспирации.


Запыленный воздух очищается от пыли в системе пылеулавливания медеплавильного цеха.


Воздух проходит четырехстадиальную систему очистки.


1.Стадия пылеулавливания- циклон приставка ЦП-2


2.Стадия - батарейные циклоны типа БЦ


3.Стадия- электрофильтры типа АП 40х30


Для доведения запыленности отходящих газов до санитарной нормы 0,380 г/мз
и утилизации их после сухих стадий очистки, газы дымососом Д-15,5 на четвертую стадию очистки - мокрые скрубберы.


Объемный расход воды на один скруббер до 120 мз
/ч.


Оборотная вода из скрубберов, насыщенная пылью поступает в емкости оборотной воды комбината.


Температура воды на выходе из скрубберов до 350
С.


После мокрой очистки воздух выбрасывается через свечу высотой 45 м в атмосферу. Для улавливания капельной жидкости после аппаратов мокрой очистки на свече каждой пыле- газоулавливающей установки имеются прямоточные центробежные пыле улавливатели КМЦ.


ОХРАНА ТРУДА И БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ НА ПРОИЗВОДСТВЕ


На проектируемой фабрике при работе технологического оборудования (дробилки, мельницы, флотомашины) могут возникать вредно действующие на организм работающих факторы.


Вибрация

- при работе дробилок, мельниц, при длительном воздействии вызывает профессиональные заболевания. Мероприятия по ограничению воздействия вибраций, предусмотренные проектом:


1. Дробилки, грохота, мельницы являются источниками вибрации, устанавливаются на самостоятельные фундаменты с прокладками, заглубленные больше, чем фундаменты зданий.


2. Осуществляется точная балансировка всех вращающихся частей машин.


3. Необходимо производить своевременный ремонт оборудования и систематическую смазку вибрирующих частей.


4. Для изоляции дробилок, опор мельниц применяются амортизирующие материалы (резина, войлок)


Шум

- при работе всего технологического оборудования, а именно мельниц ,дробилок, конвейеров и т. д. Для уменьшения воздействия шума на организм человека, необходимо регулировать работу машин и механизмов в процессе эксплуатации, обеспечить надежное и жесткое крепление ограждений или кожуха.


Барабанные мельницы обшиваются деревянными брусками с прокладкой из резины.


Для снижения шума создаваемого двигателями, вакуум-насосами, вентиляторами, запроектировано применение "активных" глушителей, принцип действия которых основан на поглощении звуковой энергии и превращения ее в тепловую.


Рабочим предусмотрена выдача средств индивидуальной защиты от шума - антифоны.


.Пыль

- при дроблении, измельчении, разного рода перегрузках сухой руды - эти процессы сопровождаются сильным пылевыделением; При операциях дробления, грохочения, перегрузка руды с конвейера на конвейер образуется большое количество пыли. На фабрике предельно допустимая концентрация пыли в воздухе 1,5 мг/м3. Вредное влияние пыли на легкие человека является наиболее опасным ее действием и вызывает тяжелое профессиональное заболевание - пневмокониоз


Предусматриваются следующие мероприятия

1. Полная герметизация мест перегрузки руды с конвейера на конвейер, мест загрузки дробилок рудой, мест грохочения руды;


2. Гигиеническая уборка оборудования;


3. Местный отсос запыленного воздуха в цехе дробления;


4. Общая вентиляция в главном корпусе и реагентном отделении.



Освещенность

- при недостаточном освещении рабочих мест и помещений; Освещенность принята:


1. В помещениях, редко посещаемых людьми (туннели пульпопроводов и хвостопроводов, проходы между фундаментами) - 5ЛК; (лампы накаливания)


2. В помещениях, в которых установлено оборудование, требующие наблюдения за работой без различения деталей (питатели и затворы бункеров, конвейеры внутри цехов, гидроциклоны) - 15лк; (лампы дневного света)


3. В помещениях, в которых установлено основное оборудование (мельницы, флотомаширы, сепараторы) - 15 лк; (лампы дневного света)


4. В помещениях КИП - 150 лк; (лампы дневного света)


5. На складах все зоны рабочих механизмов - 20 лк; (лампы накаливания)


6. В закрытых переходах и пешеходных тоннелях - 20 лк.; (лампы накаливания)


Опасно действующие факторы:


.Электрический ток,

служащий причиной травм при прикосновении к токоведущим частям и корпусам электрооборудования. Обогатительная фабрика является потребителем большого количества электроэнергии. Общая фабричная электрозащита - это заземление всех корпусов электрооборудования. Защитное отключение - быстро действующая защита, обеспечивающая автоматическое отключение электроустановки при возникновении опасности поражения током. Для предотвращения поражения электрическим током, персоналом, обслуживающим электрооборудование применяются средства индивидуальной защиты: резиновые перчатки, боты, резиновые коврики, специальные штанги.


На проектируемой фабрике запроектировано безопасное размещение проводников тока:


· воздушные линии электропередачи, исключающие случайное прикосновение к ним человека;


· подземные кабели.


Изоляции подлежат все токоведущие части с напряжением больше 24 В.


Пусковые устройства монтируются в зоне обслуживания оборудования на видных местах. При ремонте оборудования двигатели отключаются с местных щитов при помощи кнопочного отключателя. Перед пуском оборудования подается звуковой сигнал.


В цехах крупного, среднего и мелкого дробления в местах погрузки и разгрузки дробленого продукта, может возникнуть опасность поражения случайными выбросами кусков породы
из рабочей камеры дробилки. Для избежания этого следует исключить попадание человека в опасную зону, предусмотреть ограждения, соблюдать безопасность проходов.


Из-за отсутствия ограждений на площадках может произойти случайное падение человека и предметов.


Все обслуживающие площадки, переходные мостики и лестницы делаются прочными, устойчивыми и снабжаются перилами не менее 1 метра с перекладиной и сплошной обшивкой по низу перил на высоту 0,14 м.


Рабочие площадки, расположенные на высоте более 0,3 м, ограждаются перилами и снабжаются лестницами. Площадки и ступени лестниц выполняются таким образом, чтобы на них не задерживалась влага и грязь. Ширина лестницы не менее 0,6 м , высота ступеней не более 0,3 м , ширина ступеней не менее 0,25 м . Металлические ступеньки лестниц выполняются из рифленого железа. Углы наклона постоянно эксплуатируемых лестниц не более 45 градусов, посещаемых 1-2 раза в смену - не более 60 градусов, в зумпфах и колодцах до 75 градусов.


Опасные элементы оборудования

- из-за отсутствия ограждений может произойти травмирование людей, поэтому обязательно ярко окрашивать опасные элементы, предусмотреть сигнализацию знаки опасности, средства коллективной защиты (предохранительные блокирующие устройства, защитное отключение).


Реагенты

- бутиловый ксантогенат - при внезапном выделении в воздух большого количества газов может произойти отравление. В реагентном отделении предусмотрена аварийная вытяжная вентиляция. В определенном месте хранится запас противогазов, число которых на 50 % больше максимального списочного состава работающих в смене. Для лиц, занятых на работах в реагентном отделении должна быть предусмотрена индивидуальная подгонка противогазов.


Выделены специальные места, оборудованные аптечками с полным комплектом противоядий, средствами от ожогов и перевязочными материалами.


Место складирования каждого реагента определено надписью с наименованием хранимого реагента.


Растворные чаны и отстойники, а также связанные сними коммуникации ,располагаются таким образом, чтобы в случае надобности можно было полностью удалить содержащиеся в них реагенты в аварийные емкости.


В ЦРФ для разделения файнштейна применяют следующие реагенты, оказывающие вредное воздействие на человека - бутиловый ксантогенат, каустическая сода (щелочь). Ксантогенат - токсичное вещество. Действие паров ксантогената и паров его разложения аналогичны действию сероуглерода.


На территории фабрики предусмотрено строительство бытового корпуса, в котором размещены душевые, гардероб, сушилка.


Здание столовой - общее для всех цехов и служб комбината.


Предусмотрено снабжение ЦРФ питьевой водой, аптечками первой медицинской помощи.


Все рабочие места проветриваются и прогреваются в соответствии с существующими нормами.


Пожарная безопасность


Медно-никелевый файнштейн относится к веществам 1-го класса опасности согласно ГОСТ 12. 1 007- 76, не обладает пожаро - взрывоопасными свойствами. В воздушной среде и сточных водах , в присутствии других веществ и факторов, файнштейн токсичных


соединений не образует.


Противопожарная охрана осуществляется противопожарной службой комбината "Североникель".


Компоновка зданий на промышленной площадке выполнена в соответствии с розой ветров так, чтобы наименее пожароопасные корпуса находились с подветренной стороны.


Главный корпус цеха по пожароопасности относится к категории В; отделение дробления, склады запчастей - к категории D; степень огнестойкости 1-2.


Величина противопожарных разрывов 10 м.


Внутри производственных помещений проведен внутренний пожарный водопровод, подключенный к наружному. Для получения воды из водопровода устанавливаются гидранты предусматривают размещение кранов так, чтобы подача воды велась не менее чем из двух кранов (точек). Внутренние пожарные краны устанавливаются на лестничных клетках, у входов в коридорах и помещениях. Оборудуются рукавными стволами, ранами, длина рукава³10 м. Постоянный напор во внутренней сети обеспечивает получение струи 6 м.


Все производственные помещения обеспечиваются огнетушителями и противопожарным инвентарем. Набор первичных средств пожаротушения устанавливают в зависимости от пожароопасности помещений, сооружений и установок, их площади, а также требований правил.


Расход воды на внутренние пожаротушения 5 л/с, на наружное - 20 л/с.


Для эвакуации людей в случае пожара предусматривают запасные наружные выхода :


корпус дробления - 2 выхода,


главный корпус - 3 выхода.


К каждому зданию предусмотрен пожарный проезд с двух длинных сторон.


Проектом предусмотрены автоматические сигнализаторы (термосигнализатор) для вызова пожарной команды.


План ликвидации аварии





























Вид аварии

Обнаруживающий аварию

Действия при загорании (аварии)

Силы и средства привлекаемые к

Диспетчера

Начальника смены (сменного мастера)

ликвидации

Загорание в производственном корпусе, АБК, материальном складе


Принимает меры по локализации или ликвидации очага загорания. Сообщает о случившемся сменному мастеру. Выполняет указание мастера.

Сообщает о случившемся должностным лицам, согласно списку.


Организует останов в аварийной зоне. Эвакуирует людей. Принимает меры по локализации и ликвидации аварии. Вызывает ответственного руководителя. С прибытием ответственного руководителя информирует его о ситуации и принятых мерах. Выполняет его указания.

Средства пожаротушения. Рабочая смена отделения. ВГСЧ, “ Скорая помощь”, пожарная часть.


Загорание электрооборудования

Дежурный электрик отключает электроэнергию и действует, как указано выше


“-”

“-”

“-”

Загорание на складе ГСМ


В действие вступает “ ПЛА на складах ГСМ”

Авария на гидротехнических сооружениях


В действие вступает “ПЛА на гидротехнических сооружениях”

СТРОИТЕЛЬНАЯ ЧАСТЬ


Выбор площадки строительства и ее инженерная характеристика


Площадка строительства цеха разделения файнштейна, входящего в состав комбината “Североникель”, выбирается на территории комбината. Площадка характеризуется неравномерным рельефом и уклоном от 8 до 20о
в направлении с запада на восток.


Под растительным слоем, мощностью не более 20 см, залегает супесь серого цвета, плотная, с содержанием валунов до 30 - 70 %, гальки, гравия (мощность слоя 1,5 - 2 м). На отдельных участках под слоем супеси залегает слой суглинка с содержанием до 70 % крупных валунов и гравия.


Коренные породы представлены среднезернистыми диабазами. Рельеф кровли коренных пород неровный. Уровень грунтовых вод на территории фабрики изменяется и достигает максимальных отметок в летние месяцы. В период снеготаяния и после затяжных дождей могут выходить на поверхность.


Расчетная глубина промерзания 1,8 м. Подошву фундаментов сооружений закладывают ниже глубины промерзания грунтов.


Допустимые давления на грунт:


· на супесь с содержанием до 40 % валунов, гальки и гравия - 2,5 кг/см2
;


· на залежный грунт с песчаным заполнением пор - до 6 кг/см2
;


· на скальный грунт - до 8 кг/см2
;


Размещение зданий и сооружений


Для рационального использования земельных отводов размеры территории фабрики принимаются минимально необходимыми с учетом блокировки зданий. Размеры площадки и ее конфигурацию принимаем с учетом размещения зданий и сооружений, а также в соответствии с ходом технологического процесса. Площадка расположена с учетом существующих железной и автомобильной дорог.


Приемные устройства и материальные склады расположены так, что протяженность железнодорожных путей и автомобильных дорог, и необходимый для проведения путей и дорог объем земельных работ минимальны.


Вспомогательные помещения встроены в производственные здания, а вспомогательные цеха (ремонтный, реагентный и т. п.) и склады расположены на минимальном расстоянии от основных.


Строительные материалы


В районе строительства имеются следующие местные материалы: камень строительный (диабаз); щебень; песок; гравий; глина.


Снабжение строительства лесоматериалами предусматривается с лесосырьевой базы. Высокосортный лес доставляется по железной дороге.


При строительстве намечается применение сборных железобетонных конструкций с использованием многократного оборота опалубки при все местном сокращении номенклатуры строительных элементов. Основные здания и сооружения фабрики относятся к капитальным сооружениям II класса, вспомогательно - подсобные - к III классу.


Пролеты зданий приняты кратными шести метрам, шаг - трем метрам. Высота зданий определяется требованиями технологических процессов и подкрановыми габаритами. Высота этажей принята кратной 0,6 м.


Основным принципом выбора конструкций является минимальное применение металлических конструкций и широкое применение железобетонных. Здания высотой до 16 м запроектированы с железобетонными конструкциями. Пролеты 6,12 м перекрываются железобетонными сборными балками. Пролеты 18 м, 24 м - железобетонными напряженно-армированными фермами.


Утеплитель стен - плитный пенобетон объемным весом 500 кг/м3
. Утеплитель для чердачных перекрытий - шлак с объемным весом 900 кг/м3
. Фундаменты под сборные и монолитные железобетонные и металлические колонны приняты ступенчатые, монолитные, железобетонные.


Под несущие стены утраивают фундаменты из сборных бетонных блоков и из монолитного бетона.


Монолитный железобетон применен в подземных частях зданий для фундаментов каркасных зданий и фундаментов основного оборудования. Стены каркасных зданий решены из сборных панелей размером 6 * 12 м, утепленных пенобетоном.


Несущие стены зданий и торцевые стены - из бетонных пустотелых камней (390 * 190 * 188 мм) с щелевыми пустотами и диафрагмой. Камни могут быть заменены блоками. Стены подземных частей галерей приняты из сборных панелей.


Несущие конструкции наклонных галерей п

ринимаются из стали.


ОПРОБОВАНИЕ КОНТРОЛЬ И


АВТОМАТИЗАЦИЯ


Опробование и контроль производства


Опробование сопутствует любому процессу обогащения, так как только соответствующими измерениями возможно определение качества исходных и полученных продуктов и расчет технологических показателей. Данные, получаемые в ходе опробования и контроля, используются с целью:


- управления процессами обогащения;


- составления технологических и товарных балансов металлов;


- расчета с поставщиками и потребителями товарной продукции;


- анализа работы цеха;


- разработки мероприятий по совершенствованию процессов обогащения;


- исследования полезных ископаемых на обогатимость.


Основными показателями работы цеха являются: количество перерабатываемого файнштейна и качество получаемых концентратов.


Каждая проба должна точно характеризовать состав и свойства продукта, от которого она отобрана, т.е. должна быть представительной. Частота отбора проб и точки опробования приводятся в таблице 17 и на схеме 3. Масса файнштейна, поступающего в цех и масса полученного концентрата определяется с помощью весов. Для оперативного контроля за технологией обогащения и составления технологического баланса предусмотрена установка «Курьер-30SX» финской фирмы «Оутокумпу».


Опробование в зависимости от последующего использования результатов анализа контролируемых параметров подразделяют на:


- технологическое оперативное (контроль и управление процессом обогащения, контролируемый интервал времени от 1 часа до 10 минут);


- технологическое балансовое (составление технологических балансов металлов, контролируемый интервал- смена);


- товарное (учет металлов в товарной продукции при составлении баланса и взаиморасчетах между потребителями, товарному опробованию подлежит каждая поставка файнштейна, согласно ТУ48-0405-4-85);


Системы контроля и управления технологическими процессами


Целью создания АСУТП на обогатительных фабриках является повышение эффективности технологических переделов за счет обеспечения высокого уровня автоматизации и оперативного сбора и использования информации о состоянии процесса обогащения во всех его стадиях, а так же оптимизация технологических процессов. Значительная сложность производственного процесса и большой объем информации обуславливают необходимость АСУ на базе современных методов и средств вычислительной техники.


На основе анализа существующих и сложившихся на аналогичных объектах производственно-технических структур предусматривают три уровня управления:


1. Уровень управления производством (АСУП), который охватывает функции отчетности, оперативного учета, оперативно-хозяйственные функции управления, функции оперативной связи. Эти функции реализуются руководством цеха и производственно-техническим отделом, включая диспетчерский персонал.


2.
Уровень управления технологическим процессом (АСУТП), который в целом охватывает функции оценки общей ситуации в технологической схеме, выбирает и создает определяющие показатели режима в каждом конкретном контуре. Эти функции реализуются диспетчером цеха.


3.
Уровень управления технологическими переделами и контурами, распространенный на функции оптимизации выполнения заданий верхнего уровня. Эти функции реализуются операторским персоналом во взаимодействии с технологическим персоналом.


Контроль технологических параметров осуществляется в основном с помощью серийной аппаратуры. Для контроля предусмотренных параметров автоматического управления и регулирования технологическими процессами применяются приборы и средства автоматизации, отвечающие специфическим особенностям продуктов обогащения и соответствующих современному уровню развития технических средств.


Предусматривается применение следующей автоматизации производства:


Отделение дробления


1.Системы контроля:


· расход руды в дробилки КМД и КСД;


· уровень загрузки руды в камерах дробилок КСД и КМД;


· мощность, потребляемая на дробление;


· гранулометрический состав дробленого продукта;


· ширина разгрузочной щели дробилок КСД и КМД;


· автоматический контроль состояния оборудования передела.


2.Системы регулирования:


· стабилизация производительности дробилок;


· стабилизация мощности, потребляемой на дробление;


· стабилизация крупности готового продукта;


· стабилизация уровня материала в камерах дробилок.


Отделение измельчения и классификации


1.Системы контроля:


· расход руды в мельницы;


· расход воды, подаваемой в цикл измельчения;


· гранулометрический состав продуктов измельчения;


· плотность слива гидроциклонов;


· заполнения барабана мельниц рудой;


· загрузка мельниц дробящей средой;


· уровень пульпы в зумпфах насосов гидроциклонов;


· рН измельченной пульпы.


2.Системы регулирования


· расход руды в мельницы;


· расход воды, подаваемой в цикл измельчения;


· подача щелочи в мельницу;


· гранулометрического состава слива гидроциклона;


· плотности пульпы.


Отделение флотации


1.Системы контроля:


· параметров пульпы, поступающей в процесс флотации:


-плотности
, которая влияет на выход и качество концентрата, расход реагентов, производительность флотомашин;


-крупности
, которая влияет на полноту раскрытия зерен минералов при возможно меньшем ошламовании;


-температуры
, которая влияет на показатели флотации;


· расход воздуха ;


· реагентный режим ( расход, порядок подачи и время контакта реагентов с пульпой);


· рН пульпы;


· уровень пульпы и толщина слоя пены во флотационных машинах, которые оказывают влияние на извлечение полезного компонента и качество концентрата.


2. Системы регулирования:


· расхода воздуха и воды во флотационные машины;


· расхода реагентов (реагенты дозируются с помощью системы


АДФР (УДР-1) входящей в состав КРТП по расходу твердого в процесс флотации; расход твердого рассчитывается вычислительным устройством по сигналам расходомера объемного расхода пульпы и плотномера; удельный расход реагента определяется в зависимости от плотности пульпы и содержания металлов в руде ЭВМ “ Электроника-60 “; рассчитанные ЭВМ расходы ксантогената и щелочи устанавливаются с пульта управления КРТП и реализуются автоматическими питателями);


· уровня пульпы и толщины слоя пены во флотационных машинах (системы автоматического регулирования используют поплавковые датчики уровня


ДтП-31-1 и преобразователи ПП-30 измерителя толщины пены и уровня пульпы “Игла-1 “; в качестве аналоговых регуляторов используют каналы регулирования комплекса КРТП; системы стабилизации уровня работают в супервизорном режиме с установкой задания от микроЭВМ “Электроника-60 “);


· плотности пульпы;


· качества концентратов (рентгеноспектральный анализатор “ Курьер-30SX “ применяется для проведения качественного экспрессного анализа непосредственно в потоке пульпы; источник излучения - маломощная рентгеновская трубка).


Сгущение и фильтрация


1.Системы контроля:


· плотность сгущенного продукта;


· объемный расход пульпы на вакуум-фильтры;


· удельное сопротивление фильтровальной ткани.


2.Системы регулирования:


· плотности сгущенного продукта;


· производительности по кеку;


· влажность кека;


· объемного расхода фильтрата.


СХЕМА ОПРОБОВАНИЯ







Cu - концентрат






11











Ni - концентрат













Сгущение






I I контр.флотация






II перечистка






III перечистка






I контр.флотация






I перечистка






Основная флотация






91






10






11






61






1






- оперативный весовой учет


- минералогический анализ


- плотность пульпы


- ситовой анализ






10






10






100






10






41






8






71






51






313






2111111






Измельчение






Измельчение






Слив






Сгущение


Рис. 3


Параметры опробования и контроля на проектируемой обогатительной фабрике
Таблица 17















































































































№

Объект контроля

Точка контроля

Контролируемый параметр

Масса пробы,


кг

Пробоотби-


ратели

Приборы контроля

Периодич-


ность

1

Исходное питание мельниц I стадии

Конв. весы на питающих транспортерах м-ц

производительность, т/ч содержание кл + 5 мм

3,7

ПК1-8

Тензометричес-кие весы

непрерывно по особому графику

2

Разгрузка мельниц первой стадии


Разгрузочные желоба

Содержание твердого


2,8

33-ОП

ПР-1026

непрерывно


3

Сливы г/ц I стадии.

сливной зумпф

Сод. тв. %


сод.кл. - 0,044 мм %

2,8

АП-1

Курьер-30SX

непрерывно непрерывно

4

Разгрузка мельниц второй стадии

Разгрузочные желоба

Содержание твердого


2,8

33-ОП

Курьер-30SX

непрерывно


5

Сливы г/ц II стадии

сливной зумпф

Сод. тв., %


сод. кл - 0,044 мм,%


сод-е, % Ni Cu Co Fe

2,8

АП-1

Курьер-30SX

непрерывно

6

Питание флотации

Пульподелитель


Сод. тв., %


сод. кл - 0,044 мм,%


сод-е, % Ni Cu Co Fe

2,8

33-ОП

Курьер-30SX

непрерывно

7

Хвосты I перечистки

сливная коробка I перечистки

Содержание твердого

2,8

АП-1

Курьер-30SX

непрерывно

8

Пульпа никелевого концентрата

пробоотборник пульпопровода (КРФ)

сод. твердого, %


сод.Cu, %


сод. кл - 0,044, %

2,8

АП-1

Курьер-30SX

1 раз в час 1 раз в час непрерывно 1 раз в час

9

Пульпа медного концентрата

пробоотборник пульпопровода (КРФ)

сод. твердого, %


сод.Cu, %


сод. кл - 0,044, %

2,8

АП-1

Курьер-30SX

1 раз в час 1 раз в час непрерывно 1 раз в час

10

расход реагентов (ксантогената, каустической соды)

Реагентные питатели по точкам подачи

объем реагентов, пост. в процессе за один импульс

2,8

АП-1

Импульсный питатель ПРИУ-4

1 раз в 2 часа

11

Продукт процесса сгущения

Сгущенный Ni концентрат: %


Сгущенный Cu концентрат

сод. твердого, %


сод. Cu в нем,


сод. твердого, %


сод. Ni в нем, %


Сточные воды сгустителей: сод. тв., %

3,0

АП-1

ПР-1026

1 раз в час 1 раз в час 1 раз в час

Управление технологическими процессами измельчения, флотации, сгущения.


Таблица 18









































Наименование технологических операций

Назначение операции

Регулируемые параметры

Методы контроля и регулирования

1

2

3

4

1. I стадия измельчения и классификации.

Раскрытие сростков сульфидов меди, никеля, металлургического сплава, увеличение времени контактирования с реагентами

1. Загрузка файнштейна

Автоматическое управление током вибропитателей

2. Шаровая загрузка

Контролируется при ППР и нарушениях технологии. В случае необходимости - разгрузка шаров.

3. Плотность загрузки мельниц

Контролируется вручную пикнометром 1 раз в час. Регулируется изменением соотношения загружаемых файнштейна, песков гидроциклона, воды.

4. Плотность слива гидроциклона

Регулируется изменением количества воды в зумпф насоса.

2.II стадия измельчения и классификации

Раскрытие сростков сульфидов, имеющих более тонкое прорастание, выделение готового класса крупности - 0,044 мм,%

1. Плотность загрузки мельниц

Регулируется объемом питания и подачей воды в разгрузку.

2. Плотность слива гидроциклона

Так же, как на I стадии.

3. Ситовая характеристика

Контролируется ситовым анализом, выдерживается за счет соблюдения требований режимной карты к сливам г/ц

4.Плотность пульпы

Регулируется изменением количества файнштейна, воды.













































3.Основная флотация

Получение черновых концентратов медного и никелевого

1Объем пульпы, поступающей на флотацию


Регулируется изменением количества файнштейна, воды.


2.Плотность пульпы


Регулируется изменением количества файнштейна, воды


3.Реагентный режим

Расход реагентов задается в соответствии с режимной картой в соответствии с переработкой файнштейна. Концентрация каустической соды контролируется химическим тетрированием.

4.Выход концентрата объем пенного продукта

Выход во флотационной машине регулируется шиберными заслонками и удерживается ПСП.

4. Перечистные операции

Получение кондиционного медного концентрата

1. Объем пульпы, поступающей на перечистки

Регулируется объемом пенного продукта основной флотации и предыдущей операции перечистки.

2. Объем камерного продукта перечисток

Регулируется объемом пенного продукта всех трех перечисток.

3. Выход медного концентрата

Выход медного концентрата поддерживается максимальным. Требуемое снижение выхода регулируется от головных камер к хвостовым шиберными заслонками.

4. Содержание Ni в медном концентрате

Контролируется по показаниям рентгеноспектрального анализатора и экспресс-анализа регулируется изменением реагентного режима.

5. Контрольные операции

Получение кондиционного никелевого концентрата

1. Содержание меди в никелевом концентрате

Контролируется по показаниям рентгеноспектрального анализатора и экспресс-анализа. Регулируется объемом камерного продукта (хвостов) контрольной флотации, объемом пенного продукта II контрольной флотации изменением реагентного режима.

2. Плотность никелевого концентрата

Р регулируется выходами продуктов.

Реагентный режим

Контролируется по показаниям приборов. Регулируется в соответствии с режимной картой.

6. Сгущение.

Сгущение концентратов


Количество пульпы


Регулируется изменением подачи воды в зумпф насоса

ВНУТРИФАБРИЧНЫЙ ТРАНСПОРТ И СКЛАДСКОЕ ХОЗЯЙСТВО


Описание схемы транспорта


Файнштейн НГМК поставляется из Мурманского порта железнодорожным транспортом.


Файнштейн “Печенганикель” поставляется железнодорожными платформами.


Файнштейн “Североникель” поставляется местным парком в думпкарах.


Разгрузка файнштейна с платформ МПС и размещение на склады файнштейна производится погрузочно-разгрузочной службой ЖДЦ в соответствии со схемой строповки грузов.


Разгрузка файнштейна с думпкаров местного парка производится на складах службой ЦРФ.


Подача файнштейна на площадку первичного дробления производится железнодорожной тележкой грузоподъемностью 63 т, разгрузка мостовым краном. С площадки первичного дробления файнштейн пластинчатым питателем подается в корпус крупного дробления, а затем пластинчатым питателем подается на ленточный конвейер, подающий руду на склад крупнодробленого файнштейна. Со склада файнштейн питателями подается в корпус крупного и мелкого дробления. Дробленый файнштейн по системе конвейеров поступает в главный корпус, где распределяется в накопительных бункерах. Из бункеров файнштейн тарельчатыми питателями и системой ленточных конвейеров подается в конусные инерционные дробилки.


В дальнейшем продукты обогащения перекачиваются гидротранспортером.


После сгущения медный и никелевый концентрат по трубопроводам подается в металлургический передел.


Грузоподъемные устройства


В соответствии с нормами технологического проектирования, разработанным институтом “Механобр”, все установленное оборудование, имеющее вес смежных частей более 50 кг, обеспечивается грузоподъемными средствами.


Грузоподъемность кранов для ремонта принята:


· в отделении измельчения - по массе узла, включающего барабан, обе торцевые крышки, венцовую шестерню и питатель;


· в отделении флотации - по массе узла аэратора машины и по массе металлического корпуса;


· приводные и концевые станции конвейеров - по весу одного из следующих, наиболее тяжелых узлов:


а) приводного барабана;


б) редуктора в сборе;


в) электродвигателя;


· в надбункерных помещениях - из условий сменно-узлового ремонта;


· в отделении песковых насосов - по весу агрегата: насос, электродвигатель, рама.


Таблица 19.


































































№№

Наименование

Масса сменного узла оборудования, Рмач
, т

Грузоподъемность

Количество, шт.

Корпус крупного дробления

Кран мостовой, электрический

6,3

15/3

1

Кран подвесной, электрический, однобалочный

3,2

5

1

Таль ручная, подвесная, червячная

2,0

5

1

Склад крупнодробленой руды

Таль ручная, подвесная, червячная

7,5

10

4

Корпус среднего и мелкого дробления

Кран мостовой, электрический

8,9

50/10

1

Кран подвесной, электрический, однобалочный

3,0

5

1

Таль ручная, подвесная, червячная

2,5

5

1

Главный корпус

Кран мостовой, электрический

7,8

75/20

1

Кран подвесной, электрический, однобалочный

3,8

5

1

Электрический тельфер

2,5

5

2

Расчет пластинчатого питателя


Рассчитывается пластинчатый питатель для подачи крупнодробленой руды из-под дробилки ЩПД 6*9 на конвейер, подающий руду на склад крупнодробленой руды.


Питатель должен обеспечить производительность 115т/ч.


Насыпная масса файнштейна 4 т/м3
.






L1




Максимальная крупность, а =132 мм

1. Производительность питателя.


Q= 3600 * B * h * U * Jн
* j, т/ч






L


В - ширина полотна, м

В = (2 : 3) амах


В = 3 * 132 = 496 мм


Принимаем ширину полотна 600 мм


h - высота бортов


h - (0,35: 0,45) В


h = 0,4 * 600 =240 мм


U - скорость движения пластинчатого питателя, м/с


j - коэффициент заполнения


j = 0,65 : 0,8


jн
- насыпная плотность, т/м3


Q = 3600 * 0,6 * 0,24 * 0,1 * 0,65 * 4 = 134,78 т/ч.


Выбираем питатель3 - 6 - 60.


2. Тяговое усилие.


Wo
= k (W1
+ W2
+ W3
)


W1
- сопротивление перемещению пластинчатой ленты погонным весом qо
н/м, длиной 2L, в сумме с сопротивлением перемещению материала погонным весом q, н/м на длине L1
, м.


W2
- сопротивление сил трения материала о неподвижные борта.


W3
- сопротивление, обусловленное давлением материала на настил в зоне выпускного отверстия. Выпускное отверстие бункера расположено в вертикальной стенке, и давление материала ,загружаемого в бункер, на полотно питателя не передается, оно воспринимается задней наклонной стенкой бункера. В этом случае W3
= 0.


k = 1,1 - коэффициент, учитывающий сопротивление на концевых звездочках.


а) W1
= 2qo
* L * w’ * cosb + qL1
* (w’ cosb + sinb)


w’ = 0,1 ¸ 0,15 - коэффициент сопротивления движению пластинчатой ленты;






Q * g

3,6 U


qо
= 400 н/м (по таблице )- погонный вес пластинчатой ленты

q = , н/м






115* 9.8

3,6 * 0.1


q = = 31,3 н/м

W1
= 2 *400 * 6.0 * 0.15 * cos15o
+ 31,3*4,0 * (0.15 cos15 + sin15) = 841,5 H


б) W2
=


к- коэффициент подвижности файнштейна


k = tg2
(45o
- x’/2)


x’ - угол естественного откоса материала, град.


k = tg2
(45o
- 20/2) = tg2
35о
= 0,49


f - коэффициент трения.


- насыпная масса материала, кг/м3


L-длина перемещения материала, м


h-высота бортов ,м


W2
= 10 * 0,49 * 4000 *4 * 0,242
* 0,6/ 0,966 =28,1 Н


W0
= W1
+W2
+W3
= 841.5+28.1+0 =869.6 H


3. Мощность двигателя. N = k W0
*u/(1000·hм
), кВт


k - коэффициент запаса мощности


hм
- к. п. д. передаточного механизма


N = 1,15·*869,6*·0,1/1000·*0,98 = 3,88, кВт


Окончательно принимаем к установке питатель 3-6-60.


Электродвигатель АО93 –12/8/6/4


Мощность 4 кВт


Скорость вращения 480 об/мин.


Напряжение 380 В


Скорость движения полотна 0,1 м/сек.


Расчет ленточного конвейера






4


Проводим детальный расчет конвейера, подающего руду из корпуса дробления на склад крупнодробленой руды.

Q =115 т/ч расчетный грузопоток L= 150 м







1


амах
= 132мм






3






b = 15 0




b = 15о




Fн






2


r = 4 т/м3

L = 150 м


1. Определяем необходимую ширину ленты конвейера по условию обеспечения заданной производительности, принимая по таблице скорость движения ленты 1м/с.


В = 1,1(+0,05 ) = 1,1 (+ 0,05) = 0.45 м


В - расчетная ширина ленты, мм


Qрас
- максимальный расчетный часовой грузопоток, т


kп
- коэффициент производительности


U - паспортная скорость движения ленты, м/с


r -насыпной вес материала, т/м3


c- коэффициент загрузки ленты, зависящей от угла наклона конвейера.


Вп
³ 2 * 132 + 200 = 464 мм Вп
³ 464 мм


Принимаем Вп
= 500 мм.


Ориентировочно принимаем конвейер 8050-100, лента ТА-150, число прокладок 4.


2. Линейная масса груза.


qл
= Qрас
/ 3,6 U; кг/м


q = 115/(3,6·1) = 31,9 кг/м


3. Линейная масса ленты.


qл
= jл
* Вп
(i * б + б’ + б’’), кг/м


jл
- объемная масса ленты, т/м3


i - число прокладок в ленте, значение принимается ориентировочно, должно находиться в пределах, установленных для выбранного типа и ширины ленты.


б - толщина одной прокладки, мм


б’ + б’’ - толщина соответственно верхней и нижней обкладок, мм.


qл
= 1,1 * 0,5 (4 * 1,6 * 4,5 + 2) = 7,1 кг/м


4.






m’’p


l’’p








m’p


l’p




Линейные массы вращающихся частей роликоопор.

qp
’ = q’’ = кг/м


m’p
и m’’p
- масса вращающихся частей роликоопор соответственно на груженой и порожней ветвях ленты.






19


2,4


l’p
и l’’p
- расстояние между роликоопорами соответственно на груженой и порожней ветвях конвейера, м.



22


1,2


qp
’ = = 18,3 кг/м q’’ = = 7,9кг/м

5. Распределенные сопротивления на груженой и порожней ветвях конвейера.


Wгр
= L*g*((q+qл
+q,
р
)*w*cosB+(q+qл
)*sinB)=


150*9.8*((31.9+7.1+18.3)*0.035*0.966+(31.9+7.1)*0.25) = 17180.3 H


Wп
=L*g*((qл
+q,,
р
)*w*cosB-qл
*sinB)=150*9.8*((7.1+79)*0.035*0.966-7.1*0.25=-1859.6 H


L - длина конвейера, м


w - коэффициент сопротивления движению.


6. Тяговое усилие на проводе


F =kc
*(Wгр
+Wп
) = 1,45*.(17180,3-1859,6)=15320,7 Н


7. Натяжение в характерных точках контура конвейера определяем по условию отсутствия скольжения ленты по приводному барабану:


S1
= = = 9937.8 H


Кт
- коэффициент запаса сил трения на приводе барабана


efa
- тяговый фактор приводных барабанов


S2
= S1
+W1-2
=9937.8+(-1859.6) = 11797.4 H


S3
= k*S2
= 1.05*11797.4 = 12387.3 H


S4
= S3
+W3-4
= 12387.3+17180.3 = 29567.6 H


Smax
=S4
= 29567.6 H


Проверяем расчет натяжений по условию соблюдения нормативной стрелы провиса между роликоопорами:


S3
= Sгр
min
>5g(q+qл
)
*I,
р


12387,3>5*9,8(31,9+7,1)*1,4


12387,3>2675,4


Условие выполняется. Перерасчета напряжений не требуется.


8. Расчетное число прокладок в ленте


Ip
= = = 3.55


4<3.55 условие выполняется.


9. Уточнение значения тягового усилия на приводе


F = Sсб
-Sнб
+0,03(Sсб+
Sнб
) = 29567,6-9937,8+0,03(29567,6+9937) = 20815 Н


10. Расчетная мощность электродвигателя конвейера


N = kр
, кВт


kр
- коэффициент резерва мощности


Vп
- паспортная или выбранная скорость движения ленты, м/с


h - к. п. д. механической передачи


N = 1,15= 27,6, кВт


полученные значения ширины ленты и мощности двигателя позволяют с достаточной точностью выбрать конвейер, который затем проверяем уточненным расчетом.


Окончательно принимаем к установке конвейер 8050-100, лента ТА-150, с четырьмя прокладками. Расчет остальных конвейеров аналогичен, результаты сведены в таблицу.


Таблица 21






















































Назначение конвейера

Количество штук

Тип конвейера

Тип ленты

Количество прокладок

Размер куска амах


Производительность, т/ч

Длина конвейера, L, м

Угол наклона, b, град

Скорость движения ленты

Мощность эл.двигателя, кВт

Ширина ленты, В, мм

Транспортировка руды пластинчатым питателем на склад крупнодробленой руды

1

8050-150

ТА-150

4

132

115

150

15

1

83

500

Транспортировка руды из-под концевой дробилки мелкого дробления на распределительный надбункерный конвейер

1

8050-80

БКИЛ-65

4

25

115

30

12

1,2

15

500

Распределительный надбункерный конвейер

1

8050-80

БКИЛ-65

4

25

115

36

0

1,2

15

500

Обоснование и выбор склада


Целесообразность устройства склада перед цехом среднего и мелкого дробления как буферной емкости подтверждается опытом эксплуатации отечественных и особенно зарубежных обогатительных фабрик цветной и черной металлургии. Склад обеспечивает ритмичность работы и до минимума снижает вынужденные простои, что в течение длительного времени эксплуатации всегда окупает первоначальные затраты на его строительство. Склад обеспечивает оптимальные режимы (число смен) и условия работы дробилок с максимальной полнотой движения и проведение качественного планово-предупредительного ремонта: питателей, дробилок, желобов, конвейеров и аспирационных установок.


Исходя из вышеуказанного, а также из того, что из типичных конструктивных схем складов, наиболее экономичным по капитальным затратам является напольный открытый склад с точечной загрузкой, выбираем склад этого типа.


Крупность дробления руды 132 мм.


Влажность 2 %. климатические условия не влияют на качество сырья.






132*4

4


Содержание мелочи и пыли очень незначительно. По “Нормам технологического проектирования обогатительных фабрик” принимаем вместимость склада, соответствующую 4-х суточной производительности фабрики.

Vтреб
= =132 м3
.


Выбор и расчет бункера


По нормам технологического проектирования института “Механобр” емкость аккумулирующего бункера мелкодробленой руды в главном корпусе принимается из расчета на 3-х суточную производительность корпуса измельчения и флотации.


Полезный объем бункера.


Uн
=
= 872,1 м3
.


50 т/ч-производительность цеха измельчения


Геометрический объем бункера.


Uг
= Uн
* 1,08 = 872,1 * 1,08 = 941,9 м3
.


Форма бункера пирамидальная.






В


В = 12 м в = 0,9 м

a = 45о
L= 36 м






h1в


hг
= *tga = 6,5 м



h2


Объем пирамидальной части бункера.



в


Uпир
= * hг
* L

Uпир
= * 6,5 * 36 = 318,9 м3
.,0


Uпр
= U - Uпир
=941,9 - 318,9 = 623 м3


h1
= = = 1,9 м


ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ


Электротехническая часть


Источником электроснабжения проектируемой фабрики является районная


подстанция системы “Колэнерго”. Электроэнергия от нее подается на ГПП фабрики, расположенную на ее территории. Распределение электроэнергии по цехам фабрики осуществляется от главной понижающей подстанции.


Напряжение силовых установок производственных и вспомогательных цехов 6 кВ и 0,4 кВ. Для осветительной сети принимается напряжение 220 В. Для питания переносного и аварийного освещения принимается напряжение 36 В и 12 В.


Характеристика потребителей и механизмов


Электрические нагрузки проектируемой фабрики относятся ко II категории ответственных потребителей (перерыв в подаче электроэнергии влияет только на количество выпускаемой продукции).


Однако хвостовые насосы, водоснабжение и насосы перекачки концентратов данным проектом относятся к I категории ответственных потребителей, так как их остановка вызывает прекращение работы всей фабрики (или большей ее части) и приносит большой материальный ущерб производству.


Основными механизмами фабрики являются: дробилки, питатели, конвейеры, мельницы, флотомашины, насосы, сгустители, гидроциклоны и др.


Вспомогательными механизмами являются: сантехнические вентиляторы, сварочные трансформаторы, металлорежущие станки, подъемно-транспортное оборудование и др. Все основные и большая часть вспомогательного оборудования фабрики имеют непрерывный длительный режим работы.


Выбор типов электродвигателей и пусковой аппаратуры


Выбор типов электродвигателей, мощности и формы исполнения осуществляется в соответствии с назначением исполнительного механизма и условием окружающей среды. Для приводов механизмов малой и средней мощности приняты асинхронные двигатели с короткозамкнутым ротором в закрытом исполнении серии АО напряжением 380 В. Для привода дробилки ЩКД приняты асинхронные двигатели АК-3-13-42-10, напряжением 6 кВ. Для приводов конвейеров мощностью от 100 до 200 кВт приняты единой серии электродвигатели с фазовым ротором в продуваемом исполнении типа АКЗ, 380 В. Для привода КСД и КЛД приняты электродвигатели СДС, 6000 В.


Для включения и выключения электродвигателей принимаются магнитные пускатели защищенного и водо-пылезащищенного исполнения.


Кнопки управления для низковольтного оборудования установлены на рабочих местах, управление двигателями 6 кВ осуществляется диспетчерской службой фабрики, вся пусковая аппаратура оборудована защитой от токов короткого замыкания и перегрузок.


Расчет электрических нагрузок


Таблица 22




























































































№№

Наименование цеха

U, кВт

Руст
, кВт

tgj

Кс


Реагенты

Рр
,кВт

Qр
,кВт

Sр
,кВА

Корпус крупного дробления

6 0,4

90 80

1,23 1,33

0,55 0,5

49,50 40

60,88 53,2

78,47 66,56

Корпус среднего и мелкого дробления

6 0,4

255 180

0,88 1,33

0,7 0,5

164,5 90

144,76 119,7

219,2 99

Главный корпус

6 0,4

1520 900

0,5 0,75

0,95 0,95

1444 855

755 641,25

1629,41068,7

Площадка АПД

6 0,4

150 40

1,23 1,33

0,55 0,5

82,5 20

101,47 26,6

130,78 33,28

Склад крупнодробленого файнштейна

0,4

30

0,75

0,7

21

15,75

26,25

Наружное освещение

0,4

13

0,33

0,85

11,05

3,04

11,63

Внутреннее освещение

0,4

28

0,33

0,85

23,8

7,85

25,06

Итого:

2801,36

1930,1

3401,89

Неучтенные нагрузки 3 %

84,04

57,90

102,05

Итого по ОФ без учета компенсирующих устройств и потерь в сетях и трансформаторах

2885,4

1988,00

3503,95

Ррасч
= Руст
* Кс


Qр
= Ррасч
* tgj






2885,4


3503,95






S Ррасч


Sрасч




Sрасч
= Ö Рр
2
+ Qр
2




S Ррасч


S Gрасч








1988,00


3503,95


cosjср
= = = 0,823

tgjср
= = = 0,57


Распределение подстанций


Таблица 23
































№№ пп

Местоположение

Обслуживаемый объект

Расчетные

Sтп р
кВА

Принятые к установке трансформаторы

№ по таблице

Отделение

Рр
кВт

Qр
кВт

I

Главный корпус

3

Главный корпус

835

641,25

1068,75

КТП 1000 2 *1000 кВА

II

Корпус крупного дробления

1 2 4 5

ККД КСМД АПД Склад

40 90 20 21

53,2 119,7 26,6 15,75

284,7

КТП 400-6/0,4 2*400 кВА

Потери мощности в сетях и трансформаторах:


DРст
= 0,02 * Sр
= 0,02 * 3503,95 = 70,08 кВт


DQст
= 0,1 * 3503,95 = 350,39 кВА


Мощность компенсирующих устройств


Qку
= ксм
( Qр
+ DQст
) - ксм
( Рр
+DРст
) tgjнорм


Qку
= 0,97 (1988,0 + 350,39) - (2885,4 + 70,08) * 0,33 * 0,97 = 1322,19 кВА


Мощность трансформаторов ГПП


Sр вн
= Ö ( Рр
+DРст
)2
+ (Рр
+DРст
)2
tg2
jнорм






к S рвн


n


Sр вн
= Ö(2885,4 + 70,08)2
* (2885,4 + 70,08)2
* 0,332
= 3112,24 кВА

Sтр
³


Выбираем трансформатор 2*2500


Расход электроэнергии:


W = Рр
S
* Тм
= 4500 * 2885,4 = 12,98 * 106
кВт


Потери энергии в сетях


С опт
= W * а * в


а = 0,06 - коэффициент потерь


в = 0,0015 Р / кВт * ч - стоимость электроэнергии.


Стоимость электроэнергии


Э = (a * Рзм
+ в (W + DWпот
)) * (1 + 0,0Н)


Э = (28,4 * 2885,4 + 0,0015 (1,06 * 12,98 * 106
)) * (1 + 0,02) = 134647,19 руб.


Питающие линии между ГПП и ТП выполнены кабелями, выбираются по потере напряжения.


Таблица 24


















































№ п

Начало кабеля

Конец кабеля

Длина l, м

I рап, А

U, кВт

Способ прокладки

Сечение жилы

Потери напряжения, DU, %

Марка

Количество и сечение жил

1

ГПП яч 4

ТП1

200

277

6

Откр. по констр.

2*120

0,29

АВВГ

2(3*120)

2

ГПП яч 8

ТП1

200

277

6

-*-

2*120

0,29

АВВГ

2(3*120)

3

ГПП яч 11

ТП2

250

68,99

6

-*-

25

0,51

АВВГ

3*25

Iрас
=


Потеря напряжения:


DU = * 100 %.


ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ


Введение


Проектируемая фабрика перерабатывает медно-никелевый файнштейн комбинатов “Североникель”, “Печенганикель” и Норильского горно-металлургического, производительность -400000 т в год.


Фабрика входит в состав комбината “Североникель МЦМ РФ. Готовой продукцией фабрики являются флотационный медный и никелевый концентраты, потребителем которых являются медеплавильный цех и цех автоклавного выщелачивания комбината “Североникель”.


Цех разделения файнштейна снабжается двумя видами воды: оборотной и пожаро-хозяйственной.


Оборотная вода подается из общей системы оборотной воды комбината, из озера Сопча - пожаро-хозяйственная.


Теплоснабжение производится с ТЭЦ, расположенной поблизости.


Электроэнергию фабрика получает от районной подстанции системы “Колэнерго”. Люди, работающие в ЦРФ, проживают в г. Мончегорске, расположенном в 4 км от комбината.


Структурно ЦРФ состоит из следующих отделений:


· площадка приема файнштейна и первичного дробления;


· отделение крупного дробления;


· крытый склад крупнодробленого файнштейна;


· отделение среднего и мелкого дробления.


ЦРФ пользуется услугами других цехов комбината.


ЦРФ находится в Мурманской области.


Природные условия суровые (особенно в зимнее время)


Режим работы фабрики непрерывный.


Организация производства и труда на фабрики


Производственная программа ЦРФ


Таблица 25


































































Наименование

Ед. изм.

Показатель

Годовая переработка файнштейна

тыс. т.

400

Суточная переработка

т

50

Содержание Cu в Файнштейне

%

34,28

Содержание Ni в Файнштейне

%

38,28

Выпуск Cu концентрата в год

тыс. т.

126,7

Содержание Cu в нем

%

68,02

Содержание Ni в нем

%

5,11

Выпуск Ni концентрата в год

тыс. т.

120

Содержание Ni в нем

%

67,32

Содержание Cu в нем

%

4,74

Извлечение Cu в Cu концентрат

%

92,62

Извлечение Ni в Ni концентрат

%

93,77

Количество Ni в к-те (за год)

тыс. т.

95,25

Количество Cu в к-те (за год)

тыс. т.

107,68

Количество Co в к-те (за год)

т

1791,55

Организация труда и заработной платы на фабрике


Фабрика работает по непрерывной рабочей неделе. Продолжительность смены 8 часов.


График работы четырех бригад в непрерывном производстве при семичасовом рабочем дне (восьмичасовая смена).


Таблица 26










































































Смена или отдых

Числа месяца

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

I смена

А

А

А

Б

Б

Б

В

В

В

Г

Г

Г

II смена

В

Г

Г

Г

А

А

А

Б

Б

Б

В

В

III смена

Б

Б

В

В

В

Г

Г

Г

А

А

А

Б

Отдых

Г

В

Б

А

Г

В

Б

А

Г

В

Б

А

Дробильное отделение работает на пятидневной рабочей неделе в две смены.


Ремонтные рабочие работают в одну смену по пятидневной рабочей неделе.


Принята бригадная организация труда, повременно-премиальная оплата труда.


Премирование вводится в целях усиления материальной заинтересованности рабочих в выполнении плана и в его перевыполнении по переработке файнштейна, дополнительном увеличении выпуска металлов.


Положение о премировании из ФМП


Таблица 27
































Профессия

Показатели, при выполнении которых выплачивается премия

Размер премии %

Показатели, при невыполнении которых снижается премия

Размер снижения премии, %

Дробильщик

Выполнение плана по дроблению файнштейна отделением за месяц Класс крупности материала + 25 мм не более 10 % за месяц

30,0

За каждый случай невыполнения сменного задания снижается 5 % премии

20,0

Бункеровщик

Выполнение плана по дроблению файнштейна отделением за месяц Выполнение ежемесячных заданий по шихтовке и распределению файнштейна по бункерам

30,0

За каждый случай невыполнения сменного задания снижается 5 % премии

20,0

Машинист крана

Выполнение плана по дроблению файнштейна отделением за месяц Выполнение ежемесячных заданий по обслуживанию участка флотации

20,0 30,0


За каждый случай невыполнения сменного задания снижается 5 % премии

20,0 20,0

Машинист мельниц

Выполнение плана по переработке файнштейна отделением за месяц. Содержание Ni в медном концентрате не выше плана за месяц по цеху. Содержание Cu в медном концентрате не выше плана за месяц по цеху


50,0 50,0

За превышение показателя на 0,2 % снижается 0,5 % премии

2,0

Плановый баланс рабочего времени в цехе


Таблица 28










































Показатель

40-час. рабочая неделя (8- час. рабочая смена) 4х бригадный график

40-час. Рабочая неделя 4х бригадный график,5-ти дневная рабочая неделя

8-час. Рабочая смена, 5-ти дневная рабочая неделя ремонтные рабочие

Календарный фонд времени в году

365

365

365

Выходные и праздничные дни. Дни за переработку

52 40

104+10=114

104+10=114

Номинальный фонд рабочего времени

365 - 92 = 273

365 - 114= 251

365 - 114 = 251

Невыходы на работу по причинам: Очередные и дополнительные отпуска Болезни.


Отпуска по беременности и родам


Выполнение государственных и общественных обязанностей.


Льготные отпуска для учащихся

42


4


1


1


1

42 + 2


3


-


1


1

38


2


1


1


1

Итого невыходов

49

49

43

Используемый фонд времени

273 - 49 = 224

251 - 49 = 202

251 - 43 = 208

Коэффициент перехода от явочного количества рабочих к списочному

365 / 224 = 1,63

251 / 202 = 1,25

251 / 208 = 1,2

Годовой фонд заработной платы специалистов, служащих и МОП


Таблица 29


















































































































































Должность


Количество

Месячный долностной оклад, руб.

Годовой оклад, руб.

Районный коэффициент, руб.

Полярные надбавки, руб.

Годовой фонд заработной платы, руб.

Начальник цеха

1

1140

*12 = 13680

*6 = 6840

* 9,6 = 10944

31464

Зам. начальника цеха - главный инженер

1

984

11808

5904

9446,4

27158,4

Зам начальника по оборудованию

1

960

11520

5760

9216

26496

Технолог III категории

1

960

11520

5760

9216

26496

Экономист по планированию

1

700

8400

4200

6720

19320

Экономист по труду II категории

1

573

6876

3438

5500,8

15814,8

Табельщик

1

500

6000

3000

4800

13800

Секретарь - машинистка

1

500

6000

3000

4800

13800

Дробильное отделение

Мастер основного производственного участка

1

894

10728

5364

8582,4

24674,4

Отделение флотации

Начальник основного производственного участка

1

984

11808

5904

9446,4

27158,4

Мастер основного производственного участка

2

900

10800

5400

8640

24840

Механослужба

Механик цеха

1

910

10920

5460

8736

25116

Электрик цеха

1

798

9576

4788

7660,8

20024,8

Начальник участка АСУТП КИПиА

1

844

10128

5064

81024

23294,4

Механик по ремонту

1

798

9576

4788

7660,8

20024,8

Электромеханик участка

1

798

9576

4788

7660,8

7660,8

Итого специалистов, служащих о МОП: 17


Итого годовой ФЗП: 347141,70 рублей

Штататная ведомость рабочих по профессиям и разрядам




































































































Наименование профессий

Число рабочих смен

Число смен в сутки

Коэф. списочного состава

Число смен в год

Тарифная ставка за 8-ми часовой рабочий день

Процент премий


Продолжительность отпуска

Заработная плата

1

2

3

4

5

6

7

8

9

Технологические рабочие

Дробильное отделение:

Бункеровщик Дробильщик Машинист крана

1


2


3

3


3


3

1,25


1,25


1,25

256 256 256

2,59

21


21


13

50


50


50

31192,96 62378,52 55687,46

Отделение флотации

Машинист мельниц Флотатор


Машинист насосов

6


6


2

3


3


3

1,63


1,63


1,63

255


255 255

2,59


2,33


2,33

28


18


15

42


42


42

157883,71


143651,60 37919,03

Итого 20 488713,28


Дежурный персонал

Дробильное отделение

Деж. слесарь


Деж .электрик

2


2

3


3

1,25


1,25

256 256

2,59


2,59

42


42

50


50

723775,95 723775,95

Отделение флотации

Деж. Слесарь


Деж. Электрик Деж.эл. сварщик Машинист крана Загрузчик шаров

3


2


2


2


1

3


3


3


3


3

1,63


1,63


1,63


1,63


1,63

255 255 255 225 225

2,93


2,93


2,93


2,59


2,33

37


37


37


37


37

42


42


42


42


42

83990,43 55993,62 55993,62 22263,67 22263,67

Итого дежурных: 14 85256,9


Ремонтный персонал

1

2

3

4

5

6

7

8

9

Слесарь по рем. обор Сварщик- резчик Крановщик


Электр по рем. обор. Слесарь КипиА Слесарь-сантехник Разнорабочий кладовщик

12


6


4


8


10


5


8


1

1


1


1


1


1


1


1


1

1.20


1.20


1.20


1.20


1.20


1.20


1.20


1.20

207 207 207 207 207 207 207 207

2.33 2.93 2.93 2.33 2.59 2.33 2.33 2.93

37


37


37


37


37


37


37


37

39


39


39


39


39


39


39


39

53925.35 33356.05 22300 35905.43 49360.22 22202.57 35524.11 5583.99

Итого ремонтников: 54 258158.62 Итого человек: 88 1132128,8


О
сновные технологические показатели работы фабрики


Объем капитальных затрат на строительство проектируемой фабрики


Капитальные затраты рассчитываются в целом по обогатительной фабрике по объектам, как основного производственного, так и вспомогательного и обслуживающего назначения.


Технологическое и подъемно-транспортное оборудование


Стоимость технологического и подъемно-транспортного оборудования по отделениям фабрики сведена в таблицу.


При определении капитальных затрат количество основного и подъемно-транспортного оборудования принимается по данным технологической части проекта.


Затраты на мелкое и неучтенное оборудование принимается в размере 5 % от общей стоимости учтенного оборудования. На общую стоимость начисляют 2 % на запасные части, 1,25 % ан накладные расходы, 8 % на монтажные работы, 5 % на транспортные расходы.


Сметно-финансовый расчет стоимости технологического и подъемно-транспортного оборудования


Таблица 31















































































































































































Оборудование и его краткая характеристика

К-во


Цена за ед. обор., руб.

Общ. ст-ть обор., т. руб.

Норма амортизации, %

Годов. сумма ам-ции

Отделение крупного дробления

1. Дробилка ЩДП 6*9

1

3000000

3000

14,6

438

2. Мостовой кран 150/20

1

2800000

2800

8,4

235,2

3. Питатель пластинчатый 1200*12

1

111600

111,6

16,8

18,74

Итого 5911,6 692

Отделение среднего и мелкого дробления

5. Дробилка КСД 600 Гр

1

4000000

4000

14,6

584

6. Дробилка КМД 1200 Гр

1

4500000

4500

14,6

657

7. Питатель пластинчатый П-18-90

1

365879

365,9

16,8

61,47

8. Ленточный конвейер В =500, L = 30 м

1

111103

111,103

16,3

18,66

9. Кран мостовой Q = 150/10

1900000

1900

8,4

159

Итого:

10877

1480,18

Главный корпус

1. Конвейер ленточный L = 30 м, В = 500 мм

1

240034

240

16,3

39,12

2. Конвейер ленточный L = 36 м, В =5800 мм

1

143780

143

16,3

23,3

3. Конвейер ленточный L = 4 м, В =500 мм

2

65170

130

16,3

21,24

4. Мельница МШР 2,7 * 2,1

2

2104200

4208,40

15,2

639,37

5. Мельница МШР 2,7 * 2,1

2

2104200

4208,40

15,2

639,37

6. Гидроциклон Ш 500 мм

2

113716

227,432

33,0

75,05

7. Гидроциклон Ш 360 мм

4

94300

377,200

33,0

124,4

8. Флотомашина ФМР - 63с

64

310727

19886,5

9,9

196,9

9. Сгуститель Ш 25 м

1

210727

210,727

9,9

20,85

10. Сгуститель Ш 25 м

1

210727

210,727

9,9

20,85

Итого по главному корпусу:

29842,4

1800,45

Итого общая стоимость оборудования

46631

3972,63

Мелкое и неучтенное оборудование

2331,55

Всего оборудования

48962,55

Запасные части

979,25

Накладные расходы

612

Монтажные работы

3917

Транспортные расходы

2448,13

Всего:

56918,9

Стоимость технологических металлоконструкций


Вес технологических конструкций определяется по каждому отделению по усредненным данным.


Таблица 32























Наименование корпусов

Вес металло-конструкций, кг/т руды

Вес металло-конструкций на суточном производстве, кг

Стоимость 1 т металло-конструкций, руб.

Общая стоимость Металло-конструкций, тыс. руб.

Корпус дробления

16,0

14937,3

3000

4481,19

Главный корпус

24,0

22406,4

3000

6721,92

Итого:

11203,11

Стоимость силового оборудования


Сэ

-
стоимость электроэнергии


р
- суммарная установленная мощность низковольтного оборудования Стоимость силового оборудования рассчитывается для низковольтной и высоковольтной аппаратуры.


Сэ
= р * а


Низковольтное оборудование: Сэ
= р * ан


С
э
= 40 * 1301 = 52040 руб.


Высоковольтное оборудование:


Сэ
=
30 * 1995 = 59850 руб.


Общая стоимость силового оборудования:


Сэ общ

= 52040 + 59850 = 111890 руб.


Стоимость зданий и сооружений


Таблица 33































Наименование

Объем зданий, тыс. м3


Цена за 1 м3


Стоимость, тыс. руб.

Корпус крупного дробления

28

1400

39200

Корпус среднего и мелкого дробления

25

964

24100

Главный корпус

43,2

1650

71280

Склад крупнодробленой руды

12

680

8160

Итого:

108,2

142740

Стоимость особостроительных работ


Стоимость этих работ принимается ориентировочно в размере 8 % от стоимости установленного технологического и ПТО.


С = 0,08 *56918,9 = 4553,5 тыс. руб.


Стоимость электроосвещения


Установленная мощность электроосветительного оборудования составляет 83,0 кВт.


Стоимость 1 кВт освещения 0,16 руб.


С = 0,16 * 83 = 13,28 тыс. руб.


Стоимость КИПиА


Затраты принимаются в размере 13 % от стоимости технологического и ПТО.


С = 0,13 * 56918,9 = 7399,46 тыс. руб.


Сводная таблица капитальных затрат по проектируемому цеху


Таблица 34


































































Вид работ

Общая стоимость, тыс. руб.

Годовая амортизация

Норма, %

Сумма, тыс. руб.

1. Основное технологическое оборудование

56918,9

15

8537,8

2. Технологические металлоконструкции

11203,11

8

896,2

3.Силовое оборудование

111,89

10

11,18

4. КИПиА

7399,46

10

739,9

5. Здания и сооружения

142740

2

2854,8

6 Особо строительные работы

4553,5

2

91,1

7. Электроосвещение

13,28

8

1,06

Итого:

222940,14

13132

Прочие затраты 8 %

17835,2

6

1070

Итого капитальных затрат:

240775,34

6

14202

Капитальные затраты на вспомогательное хозяйство 12,5 %

30096,9

1805,8

Итого капитальных затрат по фабрике

270872,24

16007,8

.


Расчет стоимости вспомогательных материалов


Таблица 35































































Вспомогательные материалы

Ед. измерения

Расход на 1 т руды

Годовой расход

Цена за ед. изм. руб.

К-во

К-во

S тыс. руб.

Сода каустическая

кг

15

2,25

675000

10125

Ксантогенат

кг

85

0,7

210000

17850

Аэрофлот

кг

40

0,1

30000

1200

Итого реагентов:

29175

Шары стальные

кг

42

0,165

49500

2079

Футеровочная сталь

кг

70

0,085

25500

1785

Лента транспортерная

пм

3,6

0,245

73500

264,6

Итого:

4128,6

Всего:

33303,6

Смета затрат на содержание и эксплуатацию оборудования.


Таблица 36













































Статья расхода

Годовой расход, тыс. руб.

Примечание

Содержание оборудования и других рабочих мест

1. Зарплата дежурным рабочим

385,25

по таблице зарплаты 30

2. Отчисление во внебюджетные фонды

148,32

38,5% от ФЗП

3. Смазочные и обтирочные материалы

28,46

0,5% от стоимости оборудования

Текущий ремонт оборудования и транспортных средств

4. Зарплата ремонтного персонала

258,15

по таблице зарплаты 30

5. Отчисления во внебюджетные фонды

99,38

38,5 % от ФЗП

6. Материалы и услуги ремонтных цехов по текущему ремонту оборудования


2383,6

60%- от амортизации оборудования

7. Амортизация оборудования

16007,8

Таблица 34

8. Износ малоценных и быстро изнашиваемых инструментов и приспособлений

1354,4

0,5 % от стоимости оборудования

Итого по смете:

20665,4

Смета цеховых расходов.


Таблица 37



















































Статья расхода

Сумма, тыс. руб.

Примечание

Содержание персонала фабрики

1. Зарплата ИТР и служащих

347,14

По таблице 29

2. Отчисления во внебюджетные фонды.

133,6

38,5% от ФЗП

3. Текущий ремонт зданий и сооружений

285,48

10 % от амортизации зданий и сооружений

4. Амортизация зданий и сооружений

2854.8

По табл 34

5 Содержание зданий и сооружений

133,6

38,5% от Фзп

6. Тепло на отопление и вентиляцию

203,4

По Д.П.

7. Электроэнергия на освещение

98,3

ПО Д. П

8. Вода на хозяйственно-бытовые нужды

104,2

По д.п.

9. Охрана труда

34,71

10 % от ФЗП

10. Прочие расходы

285,6

5 % от ФЗП

Итого:

4480,83

Калькуляция себестоимости готовой продукции проектируемой фабрики.


Таблица 38


































































































Статья расхода

Ед. изм.

Цена ед. изм.

Годовой расход

Фактический расход на 1 т руды

Расход на 1 т. руды по проекту

Кол-во

Сумма, тыс. руб.

Кол-во

Сумма, руб.

Кол-во

Сумма, руб.

Сырье


т

54,6

400000

21840

1

54,6

1

54,6

Себестоимость передела, том числе Вспомогательные материалы, в т. ч. реагенты

Тыс. руб.

33,30

1

0,067

1

0,067

Энергозатраты


Тыс. кВт. ч

40,0

1068

26,71

0,02

0,053

0,02

0,021

свежая вода


Тыс. м3


45

168

8,90

0,03

0,017

0,03

0,015

оборотная вода

Тыс. м3


14

1140

16,97

0,026

0,034

0,026

0,0292

Зарплата основных технологических рабочих

тыс. руб.

488,70

0,97

0,808

Отчисление во внебюджетные фонды

тыс. руб.

188,10

0,37

0,308

Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования

тыс. руб.

4018,8

8,04

6,7

Цеховые расходы

тыс. руб.

5997,43

12,0

10

Итого по переделу:

10335,0

20,67

17,08

Всего:

37635,0

75,27

72,55

Сравнение технико-экономических показателей действующего и проектируемого цеха


По итогам курсового проекта определили эффективность принятого проекта


Таблица 39




















































Показатели

Ед. изм.

Проектируемый цех

Действующий цех

1.Годовая производительность: -по файнштейну -по концентрату

Тыс т Тыс т

400


Ni=120. Cu=126,7

300


Ni=90. Cu=95

2.Содержание Cu. NI·


-в файнштейне


-в концентрате

%


%

Cu=34.28.Ni=38.2 Cu=68.02. Ni=67

Cu=34.28Ni=38.28 Cu=68.02. Ni=67

3. Извлечение Cu. Ni

%

Сu в Cu к-т 95,62 Ni в Ni к-т 93,77

Cu вCu к-т 95,62 Ni вNi к-т 93,77

4.Списочный состав всего трудящихся в том числе -рабочих -специалистов

Чел

105


105

4. Среднегодовая з/п


-специалистов


-рабочих

Руб.

20419,2


23779

Нет данных

6.Производительность труда на одного трудящегося по файнштейну

Т/чел

4587

3896,1

7.Себестоимость передела обогащения 1т файнштейна

Руб.

20,67

21

8.Расход на 1т файнштейна


–электроэнергии


-воды оборотной

КВт/ч .


М3


20


2.6

21.3


2.76

9.Капитальные затраты на строительство цеха

Млн. руб.

270,872

358,85

Литература


1. Разумов К.А. «Проектирование обогатительных фабрик», Москва «Недра», 1982 ;


2. Митрофанов С.И. «Селективная флотация», Москва «Недра», 1967г.;


3. Богданов О.С. «Справочник по обогащению руд», Москва, 1974.


4.Троп А .Е. ,Козин В.З. «Автоматическое управление технологическими процессами обогатительных фабрик»,Москва «Недра», 1986 г.


5.Козин В.З. «Опробование и контроль технологических процессов обогащения» Москва «Недра», 1986 г


6.Васильев Н.В. «Основы проектирования и расчеты транспортных устройств и складов обогатительных фабрик» Москва «Недра», 1965г.;


7,Васильев К.А. «Транспортные устройства и склады» Москва «Недра», 1991г.;


8.Чуянов Г.Г. «Обезвоживание, пылеулавливание и охрана окружающей среды»


Москва «Недра», 1987г.;


9.Андреев С.Е. «Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых»


Москва «Недра», 1980г.;


10.Клебанов О.Б. «Реагентное хозяйство обогатительных фабрик» Москва «Недра», 1976г.;


11.Справочник по обогащению руд. В 3-х томах .Гл. редактор О. С. Богданов.


12,Чантурия В.А. Назарова Г.Н. «Электрохимическая технология в обогатительно-гидрометаллургических процессах» Москва«Наука» 1977г.;


13.Блатов И.А. . «Обогащение медно-никелевых руд» Москва . «Руда и металлы»1998 г.
Сохранить в соц. сетях:
Обсуждение:
comments powered by Disqus

Название реферата: Положение о премировании из фмп 94 Плановый баланс рабочего времени 95

Слов:23324
Символов:229650
Размер:448.54 Кб.