Проект цеха флотации для переработки руды Узельгинского месторождения

Приготовление раствора медного купороса. На фабрику медный купорос поступает в мешках весом 1250, 1000 кг. Для приготовления раствора медного купороса 7,5 концентрации в реагентном отделении имеется два растворных чана №№ 16 и 17 и три отстойника №№ 20, 21 и 22. Растворение длится 2-4 часа при непрерывном перемешивании. Приготовленный раствор заданной концентрации самотеком сливают в отстойники. После 6 часов отстаивания раствор медного купороса закачивается насосами №№ 20, 21 и 22 в главный корпус в буферные чаны (№№ 3, 4), откуда раствор медного купороса дозируется в процесс.

Приготовление раствора флокулянта НАЛКО 9873 Пулв. НАЛКО поступает на ОФ в полиэтиленовых мешках весом 25 кг. Складируется в складе реагентов. Доставленный к месту растворения мешок разрезается и в мерную тару засыпается 8 кг порошкообразного реагента. Содержимое мерной тары тонкой струей в течение 10-15 мин. засыпается в смотровой люк через воронку в ток воды или через трубу диффузора в наполненный промышленной водой до уровня мешалки чан № 2 или № 3. Включается перемешивание воды в чане. По окончании загрузки реагента в чан доливают воды до отметки до 20 м3 и перемешивают в течение 1 часа, после чего перемешивание останавливают. Выстаивают флокулянт для созревания не менее 1-2 часов. По окончании созревания раствора включают мешалку и перемешивают раствор в течение 0,5-1 часа. Останавливают мешалку. Полученный рабочий раствор флокулянта перекачивают из чанов № 2 или № 3 в ГК.

Приготовление известкового молока. Технологическая комовая известь является сырьем для приготовления известкового молока - реагента-регулятора щелочности технологического процесса получения концентратов на обогатительной фабрике.

Обожженная известь на участок приготовления известкового молока от известковых печей доставляется автосамосвалами и разгружается в три бункера вместимостью по 35 т каждый.

Допустимый максимальный размер куска 80 мм.

Содержание в извести активного СаО должно быть не менее 80%.

Приготовление известкового млока производится на 2-х технологических нитках.

Первая технологическая нитка оборудована шаровой мельницей МШР-2100х2200 № 17 объемом6,3 м3, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами ГЦ-350.

Технологическая схема I нитки.

Обожженная известь из бункера № 3 поступает на конвейер № 35, далее на конвейер № 34 и шаровую мельницу № 17. В мельницу подается воздух.

Измельченный продукт из мельницы самотеком поступает в зумпф насоса типа 5ГрК-8 № 34 и перекачивается на гидроциклоны ГЦ-350. Слив с гидроциклонов насосами №№ 36, 37 перекачивается в механические перемешиватели 8000х6000 главного корпуса или насосом № 35 в хвостовой лоток или станцию нейтрализации, через отдельное нагнетание в зумпфы насосов №№ 30, 31, 32, которые подают известковое молоко в хвостовой лоток для нейтрализации воды в хвостовом хранилище и главный корпус на I, II, III секции.

Вторая технологическая нитка включает шаровую мельницу МШЦ-2700х3600 № 18 объемом 17,5 м3, работающую в замкнутом цикле с гидроциклонами ГЦ-500.

Технологическая схема II нитки.

Обожженная известь подается в мельницу № 18 из бункера № 1 лотковым питателем на конвейер № 34А или из бункера № 2 системой конвейеров №№ 34А, 34Б.

В мельнице происходит одновременно гашение извести водой и измельчение неразгасившейся части шарами с подачей воздуха.

Разгруз мельницы насосами 5ГрК-8 № 28 или № 29 подается на классификацию по крупности в гидроциклоны ГЦ-500 в две стадии.

Слив гидроциклонов II стадии классификации насосами 8ГрК-8 № 31 и № 32 перекачивается в перемешиватели главного корпуса. Возможна подача известкового молока насосом № 30 в хвостовой лоток для нейтрализации кислых вод и на станцию нейтрализации, и на I и III секции главного корпуса.

1.7 Хвостовое хозяйство

Отходами обогатительного производства являются отвальные хвосты, которые складируются в хвостохранилище. Существующее хвостохранилище построено по проекту института Унипромедь и введено в эксплуатацию в 1968 году (малый отсек) и в 1974 году (большой отсек).

Состав существующих сооружений хвостового хозяйства следующий:

подземный тоннель с двумя лотками для самотечного транспорта хвостов от главного корпуса до пульпонасосной;

пульпонасосная станция, оборудованная пятью насосами ГР-1600/50;

пульпопроводы из стальных труб d=530 мм;

эстакады под пульпопроводы;

дамбы хвостохранилища, отсыпанная скальными грунтами из отвалов карьера с устройством противофильтрационного глиняного экрана;

сливные колодцы с самотечными коллекторами;

насосная станция оборотного водоснабжения с резервуаром 2000 м3; водоотводной канал;

насосная станция по перекачке дренажных вод из водоотводного канала;

земляная плотина на р. Буйде, отсыпанная из скального грунта;

насосные станции 1 и 2 подъемов;

две нитки водоводов;

резервуар 1000 м3.

В хвостохранилище поступают отвальные (коллективные и цинковые) хвосты от переработки руд с низким содержанием серы, слива сгустителей № 1, № 2 и № 6. Слива сгустителей и хвосты образуют общие хвосты, которые от главного корпуса до пульпонасосной транспортируются самотеком по двум железобетонным лоткам.

Пульпа хвостов не более 15% тв. из лотков поступает в коллектор, связанный с 5-ю насосами Гр-1600/50 и аварийным резервуаром пульпы объемом 1000 м3. Пульпа из аварийного резервуара откачивается насосом ГрК-50/16. Пульпа из коллектора грунтовыми насосами (два в работе, три в резерве) по четырем напорным стальным пульпопроводам d=500 мм направляется на дамбу хвостохранилища, откуда с помощью сбросных труб d=159-219 мм и длиной 8-10 м сбрасывается на пляжный откос хвостохранилища. Хвостохранилище состоит из двух отсеков и занимает площадь 117,6 га.

В хвостохранилище происходит отстой воды (осветление) путем естественного осаждения взвешенных частиц.

Химический состав отвальных (общих) хвостов по факту 2011 года представлен в табл.1.3, % .



Таблица 1.4 - Содержание элементов в отвальных хвостах

Наименование отходов	Cu	Zn	S	Fe	As	Pb	Sb	Сd	In	Окись Mg	Окись Ca	Окись Al	Окись Si
Отвальные (общие) хвосты, в %	0,15	0,48	31,4	30,60	0,12	0,067	0,001	0,001	0,0002	1,89	2,30	5,10	19,75

Кроме пульпы в хвостохранилище поступают дренажные воды из Учалинской шахты, во II отсек хвостохранилища - подотвальные воды.



2. Расчётно-технологическая часть

2.1 Расчёт качественно - количественной схемы флотации

При расчёте качественно - количественной схемы флотации определяют для всех продуктов численные значения основных технологических показателей: Q, г, в, е.

Расчёт схемы производят сначала в относительных показателях г, в, е, а затем вычисляют абсолютные значения по формуле Qn = Q1 x гn /100.

При расчёте схемы первоначально рассчитывается по всем компонентам принципиальная схема.

Исходными показателями при расчете схемы являются: извлечения ценных компонентов в одноимённые концентраты и содержания компонентов в окончательных концентратах.

При расчёте принципиальной схемы каждый цикл рассматривается как одна операция разделения. Операция будет рассчитываться по твёрдому, меди и цинку. Методика расчёта приведена в [3].

Для нанесения исходных и рассчитанных данных для схемы измельчения используется следующая таблица:

Таблица 2.1 - Обозначения параметров операций измельчения и флотации:

г, %	в-0,074 мкм	% тв.	V, м3/час
Q, т/час		W, м3/час

Таблица 2.2 - Обозначения параметров операций флотации

г, %	вCu, %	еCu, %	% тв.	V, м3/час
Q, т/час	вZn, %	еZn, %	W, м3/час	V, м3/мин

где г, - выход продукта, в %;

в-0,074 мкм- содержание расчётного класса (минус 0,074 мм) в продукте, в %;

в - содержание полезного компонента в продукте, в %;

е - извлечение полезного компонента в продукт, в %;

Q - вес продукта, т/час;

% тв. - отношение жидкого к твёрдому, в %;

W - количество воды в продукте, м3/час;

V - объём пульпы продукта, м3/час.

Таблица 2.3 - Расчёт выходов металлов

Продукт	выход, %	содержание,%	металл г * в	извлечение,%
		Cu	Zn	Cu	Zn	Cu	Zn
Исходный продукт
Концентрат	8,46	16,00	3,00	135,28	25,365	89,00	32,52
Хвосты	91,55	0,18	0,57	16,72	52,635	11,00	67,48
Руда	100,00	1,52	0,78	152,00	78,00	100,00	100,00
Выходы для промежуточных продуктов
выход концентрата Cu "головки"
Cu "гол"	2,67	17,29	1,1	46,10	2,93	30,33	3,76
Хв Cu "гол"	97,33	1,088	0,77	105,90	75,07	69,67	96,24
Слив II ст.	100	1,52	0,78	152	78	100	100
выход концентрата грубой Cu флотации
грубая Cu к-т	34,61	2,77	0,9	95,86	31,15	63,07	39,93
Хв грубой Cu	62,73	0,16	0,7	10,04	43,92	6,60	56,31
Хв Cu "гол"	97,33	1,088	0,77	105,90	75,07	69,67	96,24
выход концентрата III Cu перечистки
III Cu пер. к-т	5,79	15,41	3,88	89,18	22,43	58,67	28,76
к-т Cu "гол"	2,67	17,29	1,1	46,10	2,93	30,33	3,76
Общий Cu к-т	8,46	16,00	3,00	135,28	25,37	89,00	32,52
выход питания III Cu перечистки
к-т III Cu пер.	5,79	15,41	3,88	89,18	22,43	58,67	28,76
хв. III Cu пер.	5,73	8,36	6,18	47,93	35,41	31,53	45,39
питание III пер.	11,52	11,9	5,02	137,10	57,84	90,20	74,15
Выход к-та II Cu перечистки
к-т II Cu пер.	11,52	11,90	5,02	137,10	57,84	90,20	74,15
хв. II Cu пер.	12,01	6,61	6,49	79,39	77,94	52,23	99,93
питание II пер.	23,53	9,2	5,77	216,50	135,78	142,43	174,08
выход к-та I Cu перечистки
питание II пер.	23,53	9,20	5,77	216,50	135,78	142,43	174,08
хв. III пер.	5,73	8,36	6,18	47,93	35,41	31,53	45,39
к-т I пер.	17,80	9,47	5,64	168,57	100,38	110,90	128,69
Питание I Cu перечистки
к-т I пер.	17,80	9,47	5,64	168,57	100,38	110,90	128,69
хв. I пер.	21,35	4,06	7,33	86,68	156,49	57,02	200,62
питание I Cu пер.	39,15	6,52	6,56	255,25	256,86	167,92	329,31
Слив г/ц доизм II
питание I Cu пер.	39,15	6,52	6,56	255,25	256,86	167,92	329,31
хв. II Cu пер.	12,01	6,61	6,49	79,39	77,94	52,23	99,93
слив г/ц доизм II	27,14	6,48	6,59	175,85	178,92	115,69	229,38
Основная Cu флотация
к-т осн. Cu фл.	27,14	6,48	6,59	175,85	178,92	115,69	229,38
хв. Осн. Cu фл.	28,82	0,23	0,30	6,68	8,71	4,40	11,17
слив г/ц I ст.доизм.	55,96	3,26	3,35	182,54	187,63	120,09	240,56
Питание осн. Cu флотации
к-т грубой Cu фл.	34,61	2,77	0,90	95,86	31,15	63,07	39,93
хв. I Cu пер.	21,35	4,06	7,33	86,68	156,49	57,02	200,62
питание осн. Cu фл.	55,96	3,26	3,35	182,54	187,63	120,09	240,56
выход хв. Осн.Cu фл.
к-т грубой Cu фл.	34,61	2,77	0,90	95,86	31,15	63,07	39,93
к-т III Cu пер.	5,79	15,41	3,88	89,18	22,43	58,67	28,76
хв. Осн. Cu фл.	28,82	0,23	0,30	6,68	8,71	4,40	11,17

Таблица 2.4 - Расчёт баланса воды

№ оп.	наименование продукта	выход %	Q т/час	% тв.= 100 (1+R)	R= 100-%тв. %тв.	W= Q*R м3/час	Vтв.= Q/d м3/час	Vn= W+V м3/час
	Измельчение I ст.
	поступает:
	руда	100	262,5	97,8	0,02	5,90	59,66	65,56
I	вода					44,10
	итого:					50,00	59,66	109,66
	выходит:
	руда	100	262,5	84	0,19	50,00	59,66	109,66
	итого:
II	Измельчение II ст.
	поступает:
	руда изм I ст.	100	262,5	84,0	0,19	50,00	59,66	109,66
	пески кл.I ст.	184,71	484,87	84,1	0,19	91,67	110,20	201,87
		284,71	747,37			141,67	169,86	311,53
	вода					85,37
	итого	284,71	747,37			227,04	169,86	396,89
	выходит:
	руда	284,71	747,37	76,70	0,30	227,04	169,86	396,89
	вода
	итого	284,71	747,37			227,04	169,86	396,89
III	Классификация I ст.
	поступает:
	руда	284,71	747,37			227,04	169,86	396,89
	вода					88,24
	итого:		747,37			315,28	169,86	485,14
	выходит:
	слив	100,0	262,50	54,0	0,85	223,61	59,66	283,27
	пески	184,71	484,87	84,10	0,19	91,67	110,20	201,87
	итого:		747,37			315,28	169,86	485,14
IV	Классификация II ст.
	поступает:
	слив кл.I ст.	100	262,5	54,0	0,85	223,61	59,66	283,27
	руда изм III ст.	196,15	514,90	74,1	0,35	179,97	117,02	297,00
	сумма	296,15	777,40			403,58	176,68	580,27
	вода					264,60
	итого:	296,15	777,40			668,18	0,00	844,86
	выходит:
	слив	100	262,50	33,00	2,03	532,95	59,66	592,61
	пески	196,15	514,90	79,20	0,26	135,23	117,02	252,25
	итого:	296,15	777,40			668,18		844,86
VI	Измельчение III ст.
	поступает:
	руда	196,15	514,90	79,20	0,26	135,23	117,02	252,25
	вода					44,75
	итого:	196,15	514,90			179,97	117,02	297,00
	выходит:
	руда	196,15	514,90	74,10	0,35	179,97	117,02	297,00
VII	Медная «головка»
	поступает:
	слив кл.II ст.	100	262,5	33,00	2,03	532,95	59,66	592,61
	вода					4,62
	итого:	100,00	262,50			537,57		597,23
	выходит:
	К-т	2,67	7,00	50,30	0,99	6,92	1,59	8,51
	хвосты	97,33	255,50	32,50	2,08	530,66	58,07	588,72
	итого:	100,00	262,50			537,57		597,23
	Грубая Cu флотация
	поступает:
	хв.Cu "головки"	97,33	255,50	32,50	2,08	530,66	58,07	588,72
VIII	вода					0,02		0,02
	итого:	97,33	255,50			530,68		588,75
	выходит:
	к-т	34,61	90,84	45,00	1,22	111,03	20,65	131,68
	хв	62,73	164,66	28,18	2,55	419,65	37,42	457,07
	итого:	97,33	255,50			530,68		588,75
	Агитация с депрессорами
	поступает:
	к-т грубой Cu фл.	34,61	90,84	45,00	1,22	111,03	20,65	131,68
	хв.I Cu перечистки	21,35	56,04	24,10	3,15	176,49	12,74	189,23
IX	сумма	55,96	146,89			287,53		320,91
	вода					1,45
	итого:	55,96				288,98		322,36
	выходит:
	руда	55,96	146,89	33,70	1,97	288,98	33,38	322,36
	итого:	55,96	146,89	33,70	1,97	288,98	33,38	322,36
X	Классификация в г/ц
	поступает:
	Руда агитац. с депр.	55,96	146,89	33,70	1,97	288,98	33,38	322,36
	Руда доизм.I	42,65	111,97	65,00	0,54	60,29	25,45	85,74
	сумма	98,61	258,85			349,26		408,09
	вода					0,19
	итого:	98,61				349,45
	выходит:
	слив	55,96	146,89	32,00	2,13	312,13	33,38	345,51
	пески	42,65	111,97	75,00	0,33	37,32	25,45	62,77
	итого:	98,61	258,85			349,45		408,28
	Доизмельчение I ст.
	поступает:
	пески кл. в г/ц	42,65	111,97	75,00	0,33	37,32	25,45	62,77
XI	вода					22,97
	итого:					60,29
	выходит:
	руда	42,65	111,97	65,00	0,54	60,29	25,45	85,74
	итого:	42,65	111,97			60,29		85,74
	Основная Cu флотация
	поступает:
	слив кл г/ц доизм I	55,96	146,89	32,00	2,13	312,13	33,38	345,51
XII	вода					0,00
	итого:					312,13
	выходит:
	к-т	27,14	71,24	46,60	1,15	81,63	16,19	97,82
	хв	28,82	75,65	24,71	3,05	230,50	17,19	247,69
	итого:	55,96	146,89			312,13		345,51
XIII	Агитация с депрессорами
	поступает:
	к-т основной Cu фл.	27,14	71,24			81,63	16,19	97,82
	вода					63,00
	итого:	27,14	71,24			144,63
	выходит:
	руда	27,14	71,24	33,00	2,03	144,63	16,19	160,82
	итого:	27,14	71,24			144,63		160,82
	Классификация в г/ц
	поступает:
	Руда агитац. с депр.	27,14	71,24	33,00	2,03	144,63	16,19	160,82
	Руда доизм.II	8,18	21,48	55,00	0,82	17,57	4,88	22,45
XIV	сумма	35,32	92,71			162,20		183,27
	вода					-1,37
	итого:	35,32	92,71			160,83
	выходит:
	слив	27,14	71,24	33,00	2,03	144,63	16,19	160,82
	пески	8,18	21,48	57,00	0,75	16,20	4,88	21,08
	итого:	35,32	92,71			160,83		181,90
	Доизмельчение II ст.
	поступает:
	пески кл. в г/ц	8,18	21,48	57,00	0,75	16,20	4,88	21,08
XV	вода					1,37
	итого:					17,57
	выходит:
	руда	8,18	21,48	55,00	0,82	17,57	4,88	22,45
	итого:					17,57
XVI	I Cu перечистка
	поступает:
	Слив кл г/ц доизм II	27,14	71,24	33,00	2,03	144,63	16,19	160,82
	Хв.II Cu «перечистки»	12,01	31,53	23,90	3,18	100,39	7,17	107,55
	сумма	39,15	102,76			245,02		268,37
	вода					0,69
	итого:	39,15	102,76			245,71		269,06
	выходит:
	концентрат	17,80	46,72	40,30	1,48	69,22	10,62	79,83
	хвосты	21,35	56,04	24,10	3,15	176,49	12,74	189,23
	итого:	39,15	102,76			245,71		269,06
	II Cu перечистка
	поступает:
	К-т I Cu перечистки	17,80	46,72	40,30	1,48	69,22	10,62	79,83
	Хв.III Cu «перечистки»	5,73	15,05	20,40	3,90	58,72	3,42	62,14
XVII	сумма	23,53	61,77			127,93		141,97
	вода					21,38
	итого:	23,53	61,77			149,32		163,36
	выходит:
	концентрат	11,52	30,24	38,20	1,62	48,93	6,87	55,80
	хвосты	12,01	31,53	23,90	3,18	100,39	7,17	107,55
	итого:	23,53	61,77			149,32		163,36
	III Cu перечистка
	поступает:
	К-т II Cu перечистки	11,52	30,24	38,20	1,62	48,93	6,87	55,80
XVIII	вода					34,90
	итого:					83,83
	выходит:
	концентрат	5,79	15,20	37,70	1,65	25,11	3,45	28,56
	хвосты	5,73	15,05	20,40	3,90	58,72	3,42	62,14
	итого:	11,52	30,24			83,83		90,70
	сгущение концентрата
	поступает:
	К-т Cu «головки»	2,67	7,00	50,30	0,99	6,92	1,59	8,51
XIX	К-т III Cu перечистки	5,79	15,20	37,70	1,65	25,11	3,45	28,56
	сумма	8,46	22,19			32,03		37,07
	вода
	итого:
	выходит:
	итого:
	Кол. Хвосты
	поступает:
	Хв. «грубой» Cu фл.	62,73	164,66	28,18	2,55	419,65	37,42	457,07
XX	Хв. «основной» Cu фл.	28,82	75,65	24,71	3,05	230,50	17,19	247,69
	сумма	91,55	240,31			650,15		704,76
	вода					0,23
	итого:					650,37
	выходит:
	Кол. Хвосты	91,55	240,31	26,98	2,71	650,37	54,61	704,99
	итого:

2.2 Выбор и расчёт оборудования для измельчения

Для переработки руды Узельгинского месторождения применяется схема измельчения ГВА.

После выбора схемы измельчения производим расчёт схемы измельчения.

Расчёт схемы измельчения сводится к определению выходов и весов всех продуктов, к определению объёмов воды во всех продуктах и операциях схемы рудоподготовки и определению объёмов пульпы всех продуктов.

Содержания расчётного класса минус 0,074 мм в продуктах измельчения и процент твёрдого в них берутся из фабричных технологических схем.

Исходные данные для расчёта схемы:

Содержания в руде меди, цинка и серы:

бCu = 1,52%;

бZn = 0,78%;

бS = 29%.

Плотность руды:

с = 4,4 т/м3.

Производительность фабрики Q = 6300 т/сутки

Определяем часовую производительность обогатительной фабрики:

Q = 6300 / 24 = 262,5 т/час;

Содержания расчётного класса -0,074 мм в исходной дроблёной руде и в продуктах измельчения берутся из фабричной схемы «Качественно-количественная схема переработки медной руды Узельгинского месторождения на УОФ. Для I и II стадий измельчения:

в1 -0,074 =9,4; в2-0,074 =29,7; в3-0,074 =18,8; в4-0,074 =28,7;	в5-0,074 =57,7; в6-0,074 =13,0; в7-0,074 =39,7; в8-0,074 =80,5;	в9-0,074 =18,9. в11-0,074 =74,10

Для доизмельчения I стадии:

в17 -0,074 =77,4; в18 -0,074 =70,7; в19-0,074 =90,9;	в20 -0,074 =44,2; в22-0,074 =62,1

Для доизмельчения II стадии:

в25-0,074 =90,7; в26-0,074 =89,9;	в27-0,074 =94,0; в28-0,074 =76,3;	в30-0,074 =88,0

Для I и II стадий измельчения

% тв.1=97,8; % тв.2=84,0; % тв.3=76,7; % тв.4=76,7;	% тв.5=54,0; % тв.6=84,1; % тв.7=53,8; % тв.8=33,0;	% тв.9=79,2; % тв.11=74,1

Для доизмельчения I стадии:

% тв.17=33,7; % тв.18=42,7;	% тв.19=32,0; % тв.20=75,0;	% тв.22=65,0.

Для доизмельчения II стадии:

% тв.25=33,0; % тв.26=37,5;	% тв.27=33,0; % тв.28=57,0;	% тв.30=55,0.



Удельная производительность мельниц, работающих на фабрике

qизм I ст. = 0,96 т/м3*ч;

qизм II ст. = 1,19 т/м3*ч;

qизм III ст. = 0,96 т/м3*ч;

qм-цы I доизм. = 0,35 т/м3*ч;

qм-цы II доизм. = 0,13 т/м3*ч.

Производительность мельниц будем выполнять с помощью расчёта.

Расчёт мельниц будет производиться по удельной производительности. На фабрике на первой стадии работает стержневая мельница МСЦ 3600х4500, на второй и третьей -- МШЦ 3600х5500. На доизмельчении 1 и 2 МШЦ 3200х4500.

Целью расчёта является:

- определить количество мельниц и их размер;

- выбрать наиболее оптимальный вариант.

Расчёт первой стадии измельчения

Исходные данные для расчёта: удельная производительность МСЦ 3600х4500 по классу q-0,074 = 0,96 т/м3*ч.

Q1 = 262,5 т/час; Q2 = 262,5 т/час.

в1 -0,074 =9,4; в2-0,074 =29,7;

По технической характеристике мельниц по таблице (таблица 1), [4] выбираем возможные варианты установки мельниц:

а) МСЦ 3600х4500;

б) МСЦ 3600х5500;

в) МСЦ 4000х5500.

Определяем удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчётному классу минус 0,047 мм по формуле

q = q1 * kИ * kК * kD * kT, т/м3 час(2.1)

где q1 - удельная производительность мельницы на действующей фабрике по вновь образуемому классу;

kИ -- коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды, принимаем kИ = 1;

kК -- коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и проектируемой обогатительных фабриках, принимаем kK = 1;

kD - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц, определяется по формуле

kD = v(D -0,15)/(D1 - 0,15) (2.2)

где 0,15 м. - толщина футеровки;

D - диаметр барабана мельницы, проектируемой к установке, м;

D1 - диаметр барабана мельницы, работающей на фабрике;

kT - коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц, принимаем kT = 1

Для установки выбираем минимальное число мельниц, которое должно быть равным единице при наименьшем объёме (вариант б или в).

Производим технико-экономическое сравнение возможных вариантов установки мельниц. В таблицу 2.5 заносим сравниваемые варианты установки мельниц.

Таблица 2.5 - Варианты установки мельниц в 1 ст. измельчения

Вар.	Размеры барабана DxL, мм	Число n	Вес, т	Мощность, кВт	Коэфф. запаса
			одной	всех	одной	всех
а1	МСЦ 3600х4500	2	160	320	1000	2000	1,65
б1	МСЦ 3600х5500	1	174	174	1000	1000	0,93
в1	МСЦ 4000х5500	1	250	250	2000	2000	1,22

Для установки на проектируемой фабрике выбираем наиболее оптимальный вариант установки мельниц в первой стадии измельчения -- в -- МСЦ4000Х5500.

Расчёт второй стадии измельчения

Исходные данные для расчёта

Q2 = 262,5 т/час; Q6 = 484,9 т/час, Q3 = 747,4 т/ч

в3-0,074 =18,8; в4 -0,074 =28,7; q2 = 1,19 т/м3ч

Производим технико-экономическое сравнение возможных вариантов установки мельниц. В таблицу 2.6 заносим сравниваемые варианты установки мельниц.

Таблица 2.6 - Варианты установки мельниц во 2 ст. измельчения

Вар.	Размеры барабана DxL, мм	Число n	Вес, т	Мощность, кВт	Коэфф. запаса
			одной	всех	одной	всех
а2	МШЦ 3600х5500	2	170 (175)	340 (350)	1250	2500	1,65
б2	МШЦ 4000х5500	1	250	250	2000	2000	1,09
в2	МШЦ 4500х5500	1	310	310	2500	2500	1,47

Для установки на проектируемой фабрике выбираем наиболее оптимальный вариант установки мельниц во второй стадии измельчения -- б -- МШЦ4000Х5500.

Расчёт третьей стадии измельчения

Исходные данные для расчёта.

Q9 = 514,9 т/час; Q11 = 514,9 т/ч

в9-0,074 =18,9 %; в11 -0,074 =30,5%; q3 = 0,96 т/м3ч

Производим технико-экономическое сравнение возможных вариантов установки мельниц. В таблицу 2.7 заносим сравниваемые варианты установки мельниц.

Таблица 2.7 - Варианты установки мельниц в 3 ст. измельчения

Вар.	Размеры барабана DxL, мм	Число n	Вес, т	Мощность, кВт	Коэфф. запаса
			одной	всех	одной	всех
а3	МШЦ 3600х5500	1	170 (175)	170 (175)	1250	1250	0,97
б3	МШЦ 4000х5500	1	250	250	2000	2000	1,27
в3	МШЦ 4500х5500	1	355	355	2500	2500	1,72

Для установки на проектируемой фабрике выбираем наиболее оптимальный вариант установки мельниц в третьей стадии измельчения -- б -- МШЦ 4000Х5500.

Расчёт доизмельчения первой стадии

Исходные данные для расчёта:

Q20 = 111,96 т/час; Q22 = 111,96 т/час;

в20-0,074 =44,2; в22 -0,074 =62,1; q4 = 0,35 т/м3ч;

Производим технико-экономическое сравнение возможных вариантов установки мельниц. В таблицу 2.8 заносим сравниваемые варианты установки мельниц.

Таблица 2.8 - Варианты установки мельниц в 1 ст. доизмельчения

Вар.	Размеры барабана DxL, мм	Число n	Вес, т	Мощность, кВт	Коэфф. запаса
			одной	всех	одной	всех
а4	МШЦ 3200х4500	2	160	320	800	1600	1,15
б4	МШЦ 3600х4000	2	144	288	900	1800	1,39
в4	МШЦ 3600х5500	1	170 (175)	170 (175)	1250	1250	0,95

Для установки на проектируемой фабрике выбираем наиболее оптимальный вариант установки мельниц в первой стадии доизмельчения -- а -- 2 мельницы МШЦ 3200Х4500.

Расчёт доизмельчения второй стадии

Исходные данные для расчёта:

Q28 = 21,47 т/час; Q22 = 21,47 т/час;

в28-0,074 =76,3; в30 -0,074 =88,0; q5 = 0,13 т/м3ч;

Производим технико-экономическое сравнение возможных вариантов установки мельниц. В таблицу 2.9 заносим сравниваемые варианты установки мельниц.



Таблица 2.9 - Варианты установки мельниц во 2 ст. доизмельчения

Вар.	Размеры барабана DxL, мм	Число n	Вес, т	Мощность, кВт	Коэфф. запаса
			одной	всех	одной	всех
а5	МШЦ 3200х4500	1	153	153	900	900	1,69
б5	МШЦ 2700х3600	2	86	172	400	800	1,75
в5	МШЦ 3200х3100	1	104	104	630	630	1,16

Для установки на проектируемой фабрике выбираем наиболее оптимальный вариант установки мельниц во второй стадии доизмельчения -- в -- МШЦ 3200Х3100.

Результаты расчёта мельниц приведены в таблице 2.10

Таблица 2.10 - Выбор мельниц

№ оп.	Наименование операции	Тип мельницы	Потребляемая мощность, кВт
I	Измельчение I ст.	МСЦ 4000х5500	2000
II	Измельчение II ст.	МШЦ 4000х5500	2000
IV	Измельчение III ст.	МШЦ 4000х5500	2000
XI	Доизмельчение I ст.	2 х МШЦ 3200х4500	1600
XV	Доизмельчение II ст.	МШЦ3200Х3100	630

2.3 Выбор, обоснование и расчёт классифицирующих устройств

Расчёт 1 классификации в гидроциклонах

Выбор гидроциклонов следует начинать после расчёта водно-шламовой схемы измельчения.

Исходные данные для выбора гидроциклонов.

VIII = 485,13 м3/час;

Qпес = 484,87 т/час;

Содержание твёрдого R4 = W4 / Q4 = 315,28 / 747,37 = 0,422;

% тв. = 100 / (R + 1) = 70,32;

в4 = 28,7 %;

По таблице 22 [6] определяем условную максимальную крупность dmax слива при в4 = 28,7 %; dmax = 430 мкм:

По исходным данным по таблице 45 [7] выбираем гидроциклон диаметром D = 1000 мм.

диаметр питающего патрубка dn = 21 см.;

диаметр сливного патрубка d = 25 см.;

диаметр пескового патрубка Д = 7 ~ 25 см.

Определяем производительность по исходной пульпе:

V = 3 • kб • kd • dn • d • vP0 (2.3),

где kб - поправка на угол конусности гидроциклона, при б = 20є, kб = 1;

kd - поправка на диаметр гидроциклона, определяется по формуле

kd = 0,8 + (1,2 / (1 + 0,1 D)) (2.4)

где D - диаметр г/ц, см;

kd = 0,8 + (1,2 / (1 + 0,1 • 100) = 0,8 + 1,2 / 11 = 0,91;

P0 - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон; P0 = 0,1 Мпа;

V = 3 • 0,91 • 21 • 25 • v 0,1 = 453,23, м3 / час.

Определяем требуемое количество гидроциклонов:

n = VIII / V = 485,13 / 453,23 = 1,07, к установке n = 1.

Проверяем, соответствует ли удельная нагрузка на песковый насадок по твёрдому установленной норме (0,5..2,5 т / час см2) при Д = 20 см.:

q = Qпес / S = 484,87 • 4 / р / D2 = 484,87 • 4 / (3,14 • 20 • 20) = 1,54 т / час см2;

удельная нагрузка соответствует норме.

Определяем номинальную крупность слива гидроциклона, которую может обеспечить выбранный гидроциклон по формуле:

dn = 1,5 • v D • d • %тв. / ? • kd • vP0 • (с - с0) (2.5)

где с0 -- плотность воды, с0 = 1 г / см3;

dn = 1,5 • v 100 • 25 • 70,32 / (20 • 0,91 • v0,1 • (4,4 - 1,0) = 142,18 мкм. ;

Так как dmax = 430 мкм, данный гидроциклон обеспечивает нужную крупность слива.

Для установки выбираем гидроциклон диаметром 1000 мм. в количестве 1 штуки.

Для каждого гидроциклона предусматривается один резервный. Общее число гидроциклонов будет равняться n = 2.

Расчёт 2 классификации в гидроциклонах

Исходные данные.

VIV = 844,87 м3/час;

Qпес = 514,9 т/час;

Содержание твёрдого R7 = (403,58 + 264,60) / 777,40 = 0,86;

% тв. = 100 / (0,86 + 1) = 53,78%;

в7 = 39,7 %;

dmax = 430 мкм;

Расчёт производится аналогично 1 классификации.

Для установки выбираем гидроциклон диаметром 1000 мм. в количестве 2 штук.

Для каждого гидроциклона предусматривается один резервный. Общее число гидроциклонов будет равняться n = 4.

Расчёт 3 классификации в гидроциклонах

Исходные данные.

VX = 408,09 м3/час;

Qпес = 111,97 т/час;

Содержание твёрдого RX = (349,26 + 0,19) / 258,85 = 1,35;

% тв. = 100 / (1,35 + 1) = 42,57%;

в18 = 70,7 %;

dmax = 0,18 - (0,18 - 0,14) • (70,7 - 70) / (80 - 70) = 0,1718 мм = 171,8 мкм;

Расчет производится аналогично 1 классификации.

Для установки выбираем гидроциклон диаметром 710 мм. в количестве 2 штук.

Для каждого гидроциклона предусматривается один резервный. Общее число гидроциклонов будет равняться n = 4.

Расчёт 4 классификации в гидроциклонах

Исходные данные.

VXIV = 183,27 м3/час;

Qпес = 21,48 т/час;

Содержание твёрдого RXIV = 162,20 / 92,71 = 1,75;

% тв. = 100 / (1,75 + 1) = 36,36%;

в26 = 89,9 %;

dmax = 0,14 - (0,14 - 0,094) x (89,9 - 80) / (90 - 80) = 0,0945 мм = 94,5 мкм.

Расчёт производится аналогично 1 классификации.

Для установки выбираем гидроциклон диаметром 500 мм. в количестве 1 штуки.

Для каждого гидроциклона предусматривается один резервный. Общее число гидроциклонов будет равняться n = 2.

Таблица 2.11 - Данные по выбранным гидроциклонам

№ п.п.	Наименование операции	Ш гидро циклона, мм.	Ш питающего патрубка, мм.	Ш сливного патрубка, мм.	Ш пескового насадка, мм.	Количество г/ц.
1	1 классификация	1000	21	25	20	2
	2 классификация	1000	21	25	20	4
	3 классификация	710	15	20	10	4
	4 классификация	500	13	16	7	2

2.3 Выбор, обоснование и расчёт флотационных машин

Для основных и контрольных операций флотации выбираем для установки пневмомеханические флотационные машины фирмы РИФ-25, для перечистных операций устанавливаем пневмомеханические флотомашины РИФ-8,5.

Целью расчёта является определение числа камер флотомашин для установки на каждой операции обогащения.

Число камер n рассчитывается по формуле

n = V x t / 60 / k / хк (6)

где V - часовой объём пульпы, м3/час;

t - время флотации, мин.;

хк -- объём камеры, м3;

k - коэффициент, учитывающий рабочий объём камеры, обычно k = 0,7 - 0,8;

Расчётное количество камер приводится в таблице 2.12.

Таблица 2.12 - Расчёт и выбор флотомашин.

№ п.п.	Название операции	Часовой объём пульпы м3/час	Время флотации, мин	Объём камеры, м3	Кол-во камер, расч.	Кол-во камер, итог
	Cu «головка»	592,6	5	25	2,46	3
	Грубая Cu флотация	588,7	30	25	14,7	15
	Основная Cu флотация	345,5	30	25	8,6	9
	I Cu перечистка	268,4	7	8,5	4,6	5
	II Cu перечистка	142,0	7	8,5	2,4	2
	III Cu перечистка	55,8	7	8,5	1,0	1



Автоматизация технологических процессов

Цикл измельчения.

контроль и регулирование подачи руды в мельницу;

контроль расхода оборотной воды, подаваемой в цикл рудного измельчения;

контроль и регулирование плотности сливов гидроциклонов;

контроль гранулометрического состава сливов гидроциклонов;

контроль параметров, состояние агрегатов и исполнительных механизмов;

регулирование подачи известкового молока в питание мельниц по величине рН на сливе гидроциклона

Цикл флотации руды.

система аналитического контроля

система закачки и дозирования реагентов, контроль и учёт расхода реагентов в емкостях;

контроль и регулирование уровня пульпы во флотомашинах;

контроль плотности на разгрузках сгустителей;

контроль и регулирование щёлочности пульпы;

контроль давления и расхода оборотной и технической воды;

контроль давления и расхода воздуха во флотомашинах.

Данные по опробованию приводятся в приложении А.



3. Экономическая часть

3.1 Расчёт капиталовложений

Инвестиции - это долгосрочное вложение капитала с целью получения прибыли.

Они бывают:

- Финансовые (портфельные) - это вложения с ценной бумаги (облигации) на депозитные счета банка под проценты;

- Реальные - это вложения материальных, трудовых, финансовых ресурсов, капитальное строительство, расширение и развитие производства, т.е. капитальные вложения.

Капитальные вложения (капитал от лат. Capitalis - главный, главное имущество, главная сумма) - это денежный или вещественный капитал, направляемый на воссоздание основных средств производства: здания, сооружения, оборудования.

Состав капиталовложения:

- строительство новых объектов

- реконструкция действующих объектов

- модернизация, внедрение новых технологий

Источники формирования капиталовложения бывают централизованные (собственные) и децентрализованные (заёмные).

Расчёт стоимости оборудования.

Стоимость оборудования определяется по формуле

Сбал = Цоп + Зтр + Зм + Зз-ср, руб (3.1)

где Цоп - оптовая цена оборудования;

Зтр - затраты на транспортировку (5% от стоимости оборудования), руб;

Зм - затраты на монтаж (10% от стоимости оборудования), руб;

Зс-ср - затраты на заготовительно-складские работы (1-5% от стоимости оборудования), руб.

Полученные данные в таблице 3.1

Таблица 3.1 - Расчёт капиталовложений

№п.п	Наименование оборудования	Кол-во	Стоимость оборудования, руб	Дополнительные затраты, руб	Балансовая Cтоимость, руб
				На транспортировку	На монтаж	На заготовительно-складские работы
	МСЦ 4000х5500	1	19000000	950000	1900000	950000	22800000
	МШЦ 4000х5500	2	20000000	1000000	2000000	1000000	24000000
	МШЦ 3200х4500	2	13000000	650000	1300000	650000	15600000
	МШЦ3200x3100	1	11000000	550000	1100000	330000	12980000
	Гидроциклон Ш 1000	6	590000	29500	59000	17700	4177200
	Гидроциклон Ш 710	4	354313	17715,65	35431,3	10629,39	1672357,36
	Гидроциклон Ш 500	2	110612	5530,6	11061,2	3318,36	261044,32
	РИФ-25 (6 камер)	8	9890853	494542,65	989085,3	296725,59	93369652,32
	РИФ-8,5 (5 камер)	1	3427055	171352,75	342705,5	102811,65	4043924,9
	РИФ-8,5 (2 камеры)	1	1867165	93358,25	186716,5	56014,95	2203254,7
	РИФ-8,5 (1 камера)	1	1186039	59301,95	118603,9	35581,17	1399526,02
Прочее оборудование 1% от ?пп 1-12	1825069,596
ИТОГО:	184332029,2

3.2 Расчёт стоимости амортизационных отчислений

Амортизация (от лат. Amortisatio - погашение) - исчисление в денежном выражении износа основных средств (капитала) в процессе их применения, производственного использования. Амортизация есть одновременно средство, способ, процесс перенесения стоимости изношенных средств труда на произведённый с их помощью продукт. Инструментом возмещения износа основных средств являются амортизационные отчисления в виде денег, направляемых на ремонт или строительство, изготовление новых средств. Сумма амортизационных отчислений включается в издержки производства (себестоимость) продукции и тем самым, переходит в цену. Производитель обязан накапливать амортизационные отчисления, откладывая их из выручки за проданную продукцию. Накопленные амортизационные отчисления образуют амортизационный фонд, предназначенный для производства, воссоздания изношенных средств. Величина амортизационных отчислений предприятия определяется в виде доли первоначальной стоимости объектов основных средств.

Расчёт стоимости амортизационных средств на здания и сооружения

Амортизация определяется по формуле

А = Сбал * Н / 100, руб (3.2)

где: Сбал - балансовая стоимость основных фондов, руб;

Н - норма амортизационных отчислений, %

Полученные данные сводим в таблицу 3.2.

Таблица 3.2 - Расчёт стоимости амортизационных средств на здания и сооружения

№	Наименование зданий и сооружений	Балансовая стоимость здания, руб	Норма амортизационных отчислений, %	Сумма амортизационных отчислений, руб
1	Главный корпус	224516566	1,7	3816781,62

Расчёт стоимости амортизационных отчислений оборудования

Стоимость амортизационных отчислений рассчитывается по формуле

СА = ni * СБi * НАi (3.3)

где САi - стоимость амортизационных отчислений;

ni - количество единиц оборудования;

СБi - балансовая стоимость единицы, руб (из таблицы 3.1);

НАi - норма амортизации.

Расчёт стоимости амортизационных отчислений приводится в таблице 3.3.

3.3 Расчёт потребности и стоимости материалов и реагентов (Узельгинская руда верхнего яруса)

Стоимость материалов и реагентов рассчитывается по формуле:

СМi = П * Нi * Цi(3.4)

где П - производительность цеха, т (за год);

Нi - норма расхода материала или реагента;

Цi - стоимость единицы материала (реагента.

Расчёт потребности и стоимости материалов и реагентов за 1 год приводится в таблице 3.4.

3.4 Расчёт потребности и стоимости электроэнергии

Стоимость электроэнергии определяется по формуле

Wсил = P x n x ФРВ x KЭКСТ х КИНТ (3.5)

где: W - потребность в электроэнергии, кВт;

P - мощность, кВт;

n - количество, шт;

ФРВ -- фонд рабочего времени (для работы круглый год 365 х 24 = 8760 ч.);

КЭКСТ - коэффициент использования по времени;

КИНТ -- коэффициент использования по мощности.

Полученные данные в таблице 3.5

Таблица 3.3 - Расчёт стоимости амортизационных отчислений

№	Наименование	Кол-во	Балансовая стоимость, руб	Норма амортизации, %	Амортизационные отчисления, руб
	МСЦ 4000х5500	1	22800000	8,3	1892400
	МШЦ 4000х5500	2	24000000	8,3	1992000
	МШЦ 3200х4500	2	15600000	8,3	1294800
	МШЦ 3200x3100	1	12980000	8,3	1077340
	Гидроциклон Ш 1000	6	4177200	33,3	1391007,6
	Гидроциклон Ш 710	4	1672357,36	33,3	556895
	Гидроциклон Ш 500	2	261044,32	33,3	86927,76
	РИФ-25 (6 камер)	8	93369652,32	7,7	7189463,23
	РИФ-8,5 (5 камер)	1	4043924,9	7,95	321492,03
	РИФ-8,5 (2 камеры)	1	2203254,7	7,95	175158,75
	РИФ-8,5 (1 камера)	1	1399526,02	7,95	111262,32
Прочее оборудование (1% от ?пп 1-12)	160887,4669
ИТОГО (сумма п.1-11):	16249634,16

Таблица 3.4 - Расчёт потребности стоимости материалов и реагентов.

№ п.п.	Наименование материала	Единица измерения	Производительность, т	Норма расхода (на 1 т.)	Цена за единицу, руб	Сумма материала, руб
	Футеровка стальная	Кг/т	2299500	0,1465	83,99	28294278,23
	Футеровка резиновая	Кг/т		0,0031	130,27	928623,1815
	Лента транспортёрная	м2 проклад/т		0,002	4,57	21017,43
	Шары помольные и цельпебсы	Кг/т		1,764	24,59	99744859,62
	Стержни мелющие	кг/т		0,389	6,2	5545934,1
	Ксантогенат 85%	кг/т		0,155	70,48	25120657,8
	Aerophine 3418A	кг/т		0,0073	242,85	4076565,098
	Гидросульфид натрия 22%	кг/т		0,09	7,26	1502493,3
	Известь	Кг/т		6,3	1,71	24772513,5
	СФК	кг/т		0,009	20,97	433984,635
	Флокулянт Налко 8172	Кг/т		0,00425	194,60	1901801,48
	Карбамид 46%	Кг/т		0,01	11,8	271341
	Вода	м3		2,6	7,09	42388983
Прочие материалы 1 % от У пп.1-14	2350030,52
ИТОГО:	237353082,9

Таблица 3.5 - Расчёт потребности электроэнергии.

№	Наименование	Количество оборудования, шт.	Мощность	ФРВ, ч	КЭКСТ	КИНТ	Общее количество	Цена 1 кВт, руб	Общая стоимость, руб
			единицы оборудования	всего оборудования
	РИФ-25	27	45	1755	8760	0,8	0,85	10454484	2,38	24880957,92
	РИФ-8,5	8	30	240		0,8	0,85	1429632		3402524,16
	МСЦ4000Х5500	1	2000	2000		0,8	0,85	11913600		28354368
	МШЦ 4000х5500	2	2000	4000		0,8	0,85	23827200		56708736
	МШЦ 3200х4500	2	800	1600		0,8	0,85	9530880		22683494,4
	МШЦ3200Х3100	1	630	630		0,8	0,85	3752784		8931625,92
	г/ц 1000	1	132	132		0,8	0,85	786 297,60		1 871 388,29
	г/ц 1000	2	200	200		0,8	0,85	1 191 360,0		2 835 436,80
	г/ц 710	2	30	30		0,8	0,85	178 704,00р.		425 315,52
	г/ц 500	1	22	22		0,8	0,85	131 049,60р.		311 898,05
Прочее оборудование (1% от У пп.1-10)							1504057,45
ИТОГО:	151909802,5

3.5 Расчёт фонда оплаты труда

Заработная плата является формой вознаграждения за труд и основной стимулирования труда. Её уровень зависит от:

- результатов хозяйственной деятельности предприятия;

- кадровой политики предприятия;

- роли профсоюзов;

- безработицы в регионе и т. д.

Принцип оплаты труда:

- заработная плата выплачивается за количество изготовленной продукции или выполненный объём работ с учётом качества или за отработанное время;

- квалифицированный труд оплачивается выше труда менее квалифицированного;

- учитываются природно-климатические условия;

- учитываются тяжёлые и вредные условия труда;

- рост производительности труда должен опережать рост зараб. платы.

Формы заработной платы:

- повременная -- заработная плата выплачивается по тарифной ставке или окладу за фактически отработанное время.

- сдельная -- заработная плата работнику начисляется по заранее условленной расценке за каждую единицу качественно произведённой продукции.

- прямая сдельная;

- сдельно-премиальная;

- сдельно-прогрессивная;

- аккордная.

- Бестарифная система оплаты труда -- в условиях оплаты труда по тарифу и окладу достаточно сложно избавиться от уравниловки, преодолеть противоречие между интересами отдельного работника и его коллектива.

- контрактная система (разновидность бестарифной системы) заключение договора (контракта) на определённый срок между работодателем и исполнителем, основное преимущество -- честное распределение прав и обязанностей как работника, так и руководителя предприятия.

Фонд оплаты труда рассчитывается отдельно для рабочих и отдельно для ИТР.

Расчёт фонда оплаты труда для рабочих.

За работу во вредных условиях для рабочих установлена надбавка 18,92%.

Премия за результаты основной деятельности для машинистов мельниц - 55%, флотаторов - 65%, растворщиков реагентов 100%, слесарей ремонтников - 50%, электромонтёров по ремонту - 75%.

За работу в ночное время установлена надбавка 50% от тарифа.

Работа в праздничные дни оплачивается по двойному тарифу. Количество праздничных дней в 2014 году - 17.

Районный коэффициент равен 15%.

Полученные данные в таблице 3.6.

Расчёт фонда оплаты труда ИТР

Премия для работников ИТР составляет 40%.

Работа в ночное время для сменных мастеров оплачивается как 50% от основного тарифа.

Работа в праздничные дни для сменных мастеров оплачивается по двойному тарифу. Количество праздничных дней в 2014 году равно 17.

Районный коэффициент равен 15%.

Полученные данные в таблице 3.7.

Таблица 3.6 - Расчёт фонда оплаты труда для рабочих.

Наименование профессии	Разряд	Количество человек	Часовая тарифная ставка, руб	ФРВ, час	Виды оплат и доплата, руб.	Итого, без районного коэфф., руб	Районный коэфф, руб.	Общий фонд зар. платы, руб.
					по тарифу	за работу во вредных условиях	Премия за результаты основной деятельности	За работу в ночное время	За работу в праздничные дни
Машининст мельниц	4	3	53,56	2080	111404,8	21077,79	61272,64	55702,4	10926,24	260383,9	39057,58	299441,45
Флотатор	4	5	53,56		111404,8	21077,79	72413,12	55702,4	10926,24	271524,4	40728,65	312253,0
Растворщик реагентов	4	3	49,62		103209,6	19527,26	103209,6	51604,8	10122,48	287673,7	43151,06	330824,80
Итого, по основным рабочим
Слесарь-ремонтник	5	3	58,44	2080	121555,2	-	60777,6	-	-	182332,8	27349,92	209682,7
Электромонтёр по ремонту	5	3	58,44		121555,2	-	60777,6	-	-	182332,8	27349,92	209682,7
Итого, по рабочим:	4397907,09

Таблица 3.7 - Расчёт фонда оплаты труда для ИТР

Наименование	Количество человек	Месяц, должность, оклад, руб	Оплата за год, руб	Виды оплат, руб	Итого, без районного коэффициента	Районный коэффициент (0,15)	Общий фонд з.п.
				Премия	За работу в ночное время	За работу в праздничные дни
Начальник	1	15530,88	186370,6	74548,224	-	-	260918,784	39137,8176	300056,6
Ст. мастер	1	14495,49	173945,9	69578,352	-	-	243524,232	36528,6348	280052,9
Зам. начальника	1	14495,49	173945,9	69578,352	-	-	243524,232	36528,6348	280052,9
Мастер сменный	3	10353,92	124247	49698,816	5177	12185,8	191308,586	28696,2879	220004,9
Старший электрик	1	12424,71	149096,5	59638,608	-	-	208735,128	31310,2692	240045,4
Старший механик	1	12424,71	149096,5	59638,608	-	-	208735,128	31310,2692	240045,4
Механик	1	10353,92	124247	49698,816	-	-	173945,856	26091,8784	200037,7
Итого	1760295,74

3.6 Расчёт затрат на эксплуатацию и обслуживание оборудования (таблица)

Таблица 3.8

№ п.п.	Виды затрат	Укреплённый показатель таблицы	Величина затрат, руб
	Зарплата рабочих	Таблица 3.6	4397907,09
	Отчисления на социальное страхование	30% от п.1	1319372,13
	Амортизационные отчисления на оборудование	Таблица 2.2.	16249634,16
	Затраты на запасные части	30% от п.1.	1319372,13
	Учтённые расходы	Упп.1-4	23286285,51
	Неучтённые расходы	10% от п.5	2328628,55
Итого: У п.п. 5 и 6	25614914,06

3.7 Расчёт цеховых расходов (таблица)

Таблица 3.9

№	Наименование затрат	Укреплённый показатель таблицы	Величина затрат, руб
	Зарплата ИТР	Таблица 3.7	1760295,74
	Отчисление на социальное страхование	30 % от п.1.	528088,72
	Затраты на охрану труда	15 % от п.1.	264044,36
	Амортизация зданий	Таблица 2.1.	3 816 781,62
	Учтённые расходы	Уп.п.1-4	6369210,44
	Неучтённые расходы	10 % от п.5	636921,04
Итого:	Уп.п.5 и 6	7006131,48

3.8 Расчёт калькуляции себестоимости (таблица)

Таблица 3.10

№	Виды затрат	Укреплённый показатель таблицы	Величина затрат, руб
	Зарплата рабочих	Таблица 3.6	4397907,09
	Отчисления на социальное страхование	30 % от п.1	1319372,1
	Затраты на эксплуатацию и обслуживание оборудования	Таблица 3.8	25614914,06
	Цеховые расходы	Таблица 3.9	7006131,48
	Затраты на материалы и реагенты	Таблица 3.4	237353082,9
	Затраты на электроэнергию	Таблица 3.5	151909802,5
ИТОГО:	Уп.п.1 - 6	427601210,1



4. Охрана труда

4.1 Охрана труда в проектируемом цехе

Общие требования безопасности обусловлены соответствующими разделами «Единых правил безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов», утвержденных постановлением Госгортехнадзора России от 04.06.03 г. № 47.

При проектировании цеха необходимо руководствоваться Едиными правилами при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов - ПБ 03-571-03.

Профилактика производственного травматизма и профессиональных заболеваний трудящихся при переработке руд и производстве медного, цинкового и пиритного концентратов на обогатительной фабрике ведется в соответствии с требованиями Системы управления промышленной безопасностью и охраной труда на Учалинском горно-обогатительном комбинате, утвержденной 15.08.12 года, СТ УГОК 32-12.

Ими предусматриваются:

организация, координация и регулирование работ по охране труда (ОТ) и промышленной безопасности (ПБ);

планирование работ по ОТ и ПБ;

контроль состояния ОТ и ПБ;

информирование трудящихся и укрепление трудовой и производственной дисциплины;

К работе на ОФ допускаются лица, не имеющие противопоказаний согласно приказу Минздрава и Соцразвития Российской Федерации, № 302 н от 12.04.2011 г., прошедшие обучение и инструктаж по охране труда.

Постановление от 13.01.2003 г. № 129 «Об утверждении Порядка обучения по охране труда и проверки знаний требований охраны труда, работников и организаций».

Приказ от 29.01.2007 г. № 37 «О порядке подготовки и аттестации работников организаций, поднадзорных федеральной службе по экологическому, технологическому и атомному надзору».

К работе в проектируемом цехе допускаются лица, имеющие соответствующее образование, прошедшие вводный, первичный инструктаж, инструктаж на рабочем месте и по пожарной безопасности.

Все работники, производящие операции с обогатительным оборудованием, а также обслуживающие и осуществляющие его ремонт должны иметь группу по электробезопасности не ниже 2.

К вредным факторам обогатительного производства можно отнести:

- пыль и аэрозоли пульпы и химических реагентов, которые могут повышать токопроводность электрооборудования;

- шум, вибрация, создаваемые мельницами и флотомашинами;

- движущиеся механизмы

- опасность падения тяжёлых предметов с высоты при загрузке мельниц мелющими материалами

- образование токопроводящих аэрозолей и пылей.

В связи с этим, все машины и оборудование должны иметь степень защиты IP 55.

Производственные помещения, где производятся работы с реагентами, должны быть оборудованы приточно-вытяжной вентиляцией, обеспечивающей содержание вредных веществ в воздухе помещения не выше ПДК, утвержденных Госсанинспекцией СССР по ГОСТ 12.1.005-89.

Попадая в организм человека, кремнесодержащая пыль может вызвать поражение верхних дыхательных путей, силикоз.

В воздухе рабочей зоны концентрация пыли не должна превышать предельно допустимой концентрации ПДК по ГОСТ 12.1.005-88 - 4 мг/м3.

Попадая в организм человека, соединения меди, свинца, цинка и кремнезема могут вызвать поражение нервной системы, желудочно-кишечного тракта, верхних дыхательных путей, силикоз.

В воздухе рабочей зоны содержание вредных веществ не должно превышать ПДК по ГОСТ 12.1.005-88:

свинца 0,01-0,007 мг/м3

меди 1,0-0,5 мг/м3

цинка 6,0 мг/м3

кремнесодержащей пыли 4,0 мг/м3.

Для защиты от вредного воздействия реагентов рабочие при работе должны пользоваться спецодеждой, спецобувью и индивидуальными предохранительными приспособлениями: респираторами, фильтрующими промышленными противогазами соответствующих марок, касками и защитными очками.

При работе с веществами, вызывающими раздражение кожи, рабочие должны пользоваться профилактическими пастами и мазями, а также смазывающими и дезинфицирующими средствами.

В целях защиты от пожара необходимо оборудовать проектируемый цех в соответствии с ППБ 01-03 Правилами пожарной безопасности в Российской Федерации.

Категория взрыво - пожароопасности цеха измельчения и флотации - Д.

Таблица 4.1 - Данные применяемых пожароопасных реагентов

Наименование применяемых вредных веществ	Класс опасности ГОСТ 12.1.007-76	Пожаростойкость	Взрывоопасность
Ксантогенат калия бутиловый ГОСТ 7927-75	2	Горючее вещество, Т воспламенения пыли 565С	Пылевоздушные смеси взрывоопасны, нижний предел взрываемости их 10,4 г/см3
Ксантогенат калия изобутиловый	2	То же	То же
СФК (спиртовая фракция капролактама	3	Легковоспла-меняющаяся жидкость, Т самовоспламенения 273С, Т вспышки 40С	Пределы взрываемости 1,2-10% объёма (по амиловому спирту)

4.2 Экологическое воздействие на окружающую среду и меры защиты

Характеристика сточных вод.

Фильтрационные воды дамбы хвостохранилища, подотвальные воды и стоки промплощадки Учалинского ГОК поступают в обводной канал и в юго-западной части хвостохранилища насосной станцией перекачиваются полностью или частично во II отсек хвостохранилища.

Сбрасываемая вода хвостохранилища по обводному каналу и руслу р. Буйда поступает в технологический пруд с проектной емкостью водохранилища 3,625 млн. м3 воды.

Объем сбрасываемых вод из технологического пруда согласовывается с Государственным комитетом по экологии и природопользованию в установленном порядке. Концентрация загрязняющих веществ в сточных водах не должна превышать норм в соответствии с таблицей 4.2.

Таблица 4.2 - Норма содержания загрязняющих веществ в сточных водах

№п/п	Показатели состава сточных вод	Единица измерения	Концентрация не должна превышать
1	Взвешенные вещества	Мг/л	10
2	Медь	Мг/л	0,001
3	Цинк	-«-	0,01
4	Сульфаты	-«-	100
5	Хлориды	-«-	300
6	Кальций	-«-	180
7	Магний	-«-	40
8	Сульфиды	-«-	0,003
9	БПК полн	-«-	3,0
10	Ксантогенаты	-«-	0,001
11	Нефтепродукты	-«-	0,05
12	Нитраты (NO)	-«-	40,0
13	Нитриты (NO)	-«-	0,08
14	Железо общее	-«-	0,1
15	Кадмий	-«-	0,005
16	Хром+6	-«-	0,02
17	Алюминий	-«-	0,04
18	Марганец	-«-	0,01
19	кобальт	-«-	0,01
20	Азот аммонийный	-«-	0,5
21	Никель	-«-	0,01
22	Свинец	-«-	0,1

Предполагается, что отходами проектируемого цеха будут сточные воды с содержанием вредных веществ, аналогичному на обогатительной фабрике. Сточные воды обезвреживаются в системе очистки промышленных вод фабрики.



Заключение

В данном дипломном проекте произведены основные расчёты для проектирования цеха обогащения медной Узельгинской руды. Текст пояснительной записки содержит 89 листов машиннописного текста, 29 таблиц, 11 формул. При подготовке к дипломному проекту были использованы данные 8 литературных источников.

В процессе подготовки к диплому было пройдена производственная практика, результаты которой вошли в текст пояснительной записки в разделе «описательная часть». В описательной части представлены данные обогатительной фабрики ОАО УГОК. В технологической части произведён выбор и расчёт водно-шламовой схемы для обогащения руды. В экономической части произведён расчёт калькуляции себестоимости. В разделе охрана труда представлены основные вредные воздействия на человека при работе цеха и способы индивидуальной защиты, а также данные по пожарной безопасности. Рассмотрен вопрос экологического воздействия на окружающую среду.

Данные расчёты могут применяться при проектировании цеха для переработки Узельгинской медной руды.



Приложение А

(обязательное)

Опробование и контроль технологического процесса.

Выбор точек опробования продуктов обогащения произведён с учётом возможности составления технологического баланса и управления технологическим процессом. Контроль параметров операций рудоподготовки и флотации преследует цель поддержания заданных режимов для получения качественных селективных концентратов с минимальными потерями металлов в хвостах.

Степень эффективности ведения технологического процесса отражается в технологическом балансе предприятия, который составляется на основании анализов сменных и суточных проб. Достоверность такого баланса зависит от точности опробования и точности физико-механического анализа проб.

В таблице 5.1 приведены точки опробования и контроля всего технологического процесса. Основные контролируемые параметры: содержание меди и цинка в продуктах обогащения, процент твёрдого по операциям, щёлочность пульпы по св. СаО г/м3 процент готового класса (минус 0,074 и минус 0,044 мм) в рудном измельчении и доизмельчении продуктов флотации.

В зависимости от назначения одни и те же параметры контролируются непрерывно или периодически.

На базе вышеперечисленных параметров можно разработать локальные системы стабилизации плотности пульпы по основным технологическим операциям, автоматического регулирования процессов измельчения руды, доизмельчения промпродуктов и расхода реагентов.



Таблица 5.1 - Точки отбора проб

№ п.п.	Наименование операции	Контролируемый продукт	Контролируемые параметры	Место установки приборов контроля и пробоотборников	Средства измерения
	Рудное измельчение	слив гидроциклона 1 стадии измельчения	% тв., содержание класса минус 0,074 мкм	на сливе классификатора	плотнометр, гранулометр
		слив гидроциклона 2 стадии измельчения	% тв., свободная СаО г/м3, содержание класса минус 0,074 мкм	перед КЧ	пробоотборник, плотнометр, гранулометр
		слив гидроциклона 1 стадии доизмельчения	% тв., свободная СаО г/м3, содержание класса минус 0,074 мкм	перед флотомашиной основной Cu флотации	плотнометр, кондуктометр
		слив гидроциклона 2 стадии доизмельчения	% тв., свободная СаО г/м3, содержание класса минус 0,074 мкм	перед флотомашиной I Cu перечистки	плотнометр, кондуктометр
	Перед «Cu головкой»	питание флотомашины	свободная СаО г/м3	приёмный карман флотомашины	кондуктометр
	Перед основной Cu флотацией	питание флотомашины	свободная СаО г/м3, % тв.	приёмный карман флотомашины	кондуктометр, плотномер
	Перед I Cu перечисткой	питание флотомашины	pH, %тв.	флотомашина	pH метр, плотномер
	Концентрат Cu «головки»		содержание Cu		пробоотборник
	Концентрат III Cu перечистки		содержание Cu		пробоотборник
	Концентрат на сгущение и фильтрацию		Содержание Cu		пробоотборник
	Хвосты основной Cu флотации		содержание Cu, Zn		пробоотборник
	Хвосты основной Cu флотации		содержание Cu, Zn		пробоотборник
	Отвальные хвосты	коллективные хвосты	содержание Cu, Zn		пробоотборник

Примечание - для оперативного ведения технологического процесса рекомендуется предусмотреть возможность ежечасного контроля хвостов основных операций и хвостов первых перечисток в медном цикле флотации с использованием вакуумных пробоотборников, накопительных станций и организацией пневмодоставки в лабораторию для сушки и подготовки проб для анализа, например, на порошковом рентгеноспектральном анализаторе.