Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

Вид работы:

Дипломная (ВКР)
Предмет:

Другое
Язык:

Русский
,
Формат файла:
MS Word

193,84 Кб
Опубликовано:

2012-06-28

Все дипломные работы по другим направлениям

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

Вы можете узнать стоимость помощи в написании студенческой работы.

Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

УРАЛЬСКАЯ ГОСУДАРСТВЕННАЯ ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ АКАДЕМИЯ

Кафедра «Обогащение полезных ископаемых»

ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ

ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬЮ 1,5 МЛН. Т/ГОД ДЛЯ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНО-ЦИНКОВОЙ РУДЫ ГАЙСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Зав. Кафедрой В.З. Козин

Студент группы ОПИ

Р.А. Перегудов

Руководитель

А.В. Колтунов

Рецензент

Нормоконтроль

А.В. Колтунов

ЕКАТЕРИНБУРГ, 2003 г.

РЕФЕРАТ

СТУДЕНТ: Перегудов Рустам Алексеевич

ГРУППА: ОПИ

РУКОВОДИТЕЛЬ: доцент, к.т.н. Колтунов А.В.

ТЕМА: Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения.

КЛЮЧЕВЫЕ СЛОВА: рудоподготовка, медный концентрат, цинковый концентрат, пиритный концентрат, селективная флотация, режимная карта, извлечение, массовая доля, опробование, сгущение, фильтрование.

В ПРОЕКТЕ РАССМОТРЕНЫ ВОПРОСЫ: технология переработки вкрапленной медно-цинковой руды, опробование и контроль качества, охрана труда, рентабельность производства, себестоимость продукции.

ИЗУЧЕНО: режимы флотации, опыт переработки вкрапленных медно-цинковых руд, влияние крупности материала на результаты его обезвоживания.

ВЫПОЛНЕНЫ: выбор, обоснование и расчёт технологической схемы обогащения, основного технологического оборудования; приведены конечные оценочные показатели деятельности фабрики - прибыль и рентабельность.

ПРЕДЛОЖЕНА: технология переработки вкрапленной медно цинковой руды, рациональная схема обезвоживания пиритного концентрата.

Введение

Основным направлением развития экономики нашей страны является полное обеспечение потребности промышленности в цветных, редких и благородных металлах. Для решения этой задачи требуется увеличение объёмов добычи, переработки и обогащения полезных ископаемых, обеспечивающее комплексное использование природных ресурсов.

Развитие техники и технологии обогащения значительно расширило сырьевую базу промышленности, позволило: вовлечь в переработку запасы новых месторождений цветных, редких и благородных металлов, содержание в рудах которых очень низкое; выделить из считавшихся ранее отвальных хвостов концентраты. Без применения современных методов обогащения многие руды не могут быть использованы. В производстве цветных металлов совершенствование селективной флотации является главным резервом повышения извлечения металлов, комплексности использования сырья и во многих случаях определяет направления и успехи металлургической переработки концентратов.

Наибольший интерес с точки зрения теории и практики флотации представляют медно-цинково-пиритные руды, являющиеся уникальным видом сырья по масштабу запасов, технологическим особенностям, комплексу полезных компонентов. Многообразие медных минералов, наличие различных генераций сфалерита и пирита, близкие физико-химические свойства сульфидов меди, цинка и железа определяют значительные технологические трудности их селективной флотации, уровень комплексности их использования, влияние на экологическую обстановку в районах их переработки.

За последние годы накоплен большой опыт разработок, позволяющих, несмотря на значительное ухудшение качества руд, обеспечить технико-экономическую эффективность селективной флотации, повышение технико-экономических показателей обогащения при улучшении условий охраны окружающей среды. Основные направления выполненных работ включают разработку рациональных приёмов усреднения руд, эффективных схем и аппаратов рудоподготовки, разработку рациональных схем и режимов флотации, изыскание и внедрение новых реагентов и реагентных режимов, технологического перевооружения обогатительных фабрик на базе применения высокоэффективного измельчительно-флотационного оборудования.

Руды отечественных месторождений относят к наиболее труднообогатимым. Сложность их обогащения объясняется весьма тонкой вкрапленностью сульфидов и их тесным взаимным прорастанием, наличием в одном и том же месторождении различных минералов меди (первичного и вторичного образования), характеризующихся различными флотационными свойствами. В связи с промышленной переработкой таких руд важное значение приобретает разработка рациональных условий обогащения, а также повышение попутного извлечения благородных металлов. Комплексное использование полезных ископаемых позволяет наиболее экономично использовать бедные руды, добываемые из недр, значительно снижать себестоимость получения концентратов и повышать материальные ресурсы страны.

1.
ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1. Местоположение фабрики

Проектируемая обогатительная фабрика входит в состав Гайского горно-обогатительного комбината для переработки медно-цинковых руд.

Местоположение фабрики выбрано исходя из следующих причин:

а) наличие трудовых ресурсов;

б) близость источника электроэнергии;

в) близость источника водоснабжения;

г) близость источников снабжаемых сырьём;

д) наличие местных строительных материалов;

е) близость потребителей продукции.

1.2 Климатические условия

Климат район резко-континентальный с жарким летом и холодной зимой, преобладают ветры южного и юго-западного направлений. Температура летом до 38°С, зимой минус 29°С¸40°С.

Среднегодовая скорость ветра 5,9-5,3 м/с, количество атмосферных осадков колеблется в пределах 190-400 мм в год. Около 50% из них выпадают в зимнее время. Снежный покров в районе устанавливается в середине ноября и исчезает в конце апреля. Максимальная мощность его достигает 1,5 м. Глубина промерзания грунта до 2 м.

1.3 Характеристика месторождения

На Гайском месторождении открыто 5 рудных залежей. Общая протяжённость рудной зоны 5 км по простиранию и 2 км по падению. Рудной зоной на Гайском месторождении принято называть часть рудного поля, представленного гидротермально-измельченными, типа вторичных кварцитов, породами вспомогательно колчеданных руд и примыкающим к ним зонам вкрапленного оруднения. Колчеданные залежи Гайского месторождения приурочены к свите эффузивных кварцитовых альбитофиров и их туфов, местами измельченных до состояния вторичных кварцитов. Форма залежей в общем неправильная, пластообразная, строение очень сложное, обусловленное с одной стороны сложностью строения рудовмещающей толщи пиропластических пород, с обычными фаунальными сменами и резкими вклиниваниями, с другой -многократными переходами сплошных руд во вкрапленные и перемежаемостью отдельных рудных линз с вмещающими породами. Во всех залежах, кроме глубокозалегающей залежи 4, прослеживаются вторичная (вертикальная) зональность, проявляющаяся в наличии трёх зон (сверху вниз): верхней зоны - окисления с подзонами окисления и выщелачивания, цементации и первичных руд в залежи 3; и двух зон средней и нижней - зон окисления и цементации в залежах №1, 2, 5. Верхняя зона -650 м, средняя от 300-350 м до 1000-1200 м, нижняя от 100-2000м общей протяжённостью. Во всех типах руд Гайского месторождения первичные минералы представлены пиритом, халькопиритом, сфалеритом, баритом. Часто встречается галенит. Вторичные медные минералы - ковеллин, халькозин. Из сульфатов меди наибольшее распространение имеет халькантит, встречаются пентландит, марказит, блеклая руда. Кроме основных цветных металлов содержится и учитываются сопутствующие и редкие элементы: кадмий, кобальт, свинец, селек, теллур.

Все ресурсы Гайского месторождения по текстурным признакам разделяется на два основных типа: вкрапленные медные и медно-цинковые руды; массивные медные и медно-цинковые руды. Массивные и вкрапленные руды залежей №1,3,5 перерабатываются на фабриках; руды залежи №4, как глубоко залегающие, будут перерабатываться позднее. Залежь №2 представлена серным колчеданом. Третья залежь представлена сплошной сульфидной и вкрапленной рудой. Залежь №5- сплошными сульфидными рудами. Во вкрапленных рудах наблюдаются сравнительно крупные включения сульфидов меди, цинка, железа в породе, кроме того, отмечается повышенное содержание фтора и мышьяка, а также значительное количество золота и серебра. Вкрапленные руды - менее 25% сульфидов, сплошные (массивные)- более 50%сульфидов. Отношение сплошных и вкрапленных руд 2:1.

.4 Состав руды подлежащей обогащению

Обогащению подлежит вкрапленная медно-цинковая сульфидная руд Гайского месторождения. Сульфидные минералы в этой руде представлены первичными минералами - пиритом, сфалеритом и халькопиритом. Нерудные минералы - кварц.

Медь является главным полезным элементом руд. Основной минерал меди - халькопирит. Цинк - второй по промышленной ценности элемент. Основной минерал цинка - сфалерит. Сера - самый распространенный элемент. Главным её носителем является пирит, халькопирит, сфалерит. Минеральный состав руды приведён в таблице 1.1.

Таблица 1.1 Минеральный состав руды, %

Тип руды	Пирит	Халькопирит	Сфалерит	Кварц
Вкрапленная залежь №3	25	5,5	2,5	60

Кроме основных цветных металлов содержатся и учитываются сопутствующие и редкие элементы: кадмий, кобальт, свинец, селен, теллур. Вредными элементами- примесями являются фтор и мышьяк. Отмечается высокое содержание золота и серебра по сравнению с другими месторождениями Южного Урала. Установлены собственные минеральные формы золота и серебра- самородное золото и серебро. Вещественный состав руды представлен в таблице 1.2.

Таблица 1.2

Минерал	Хим. формула	Состав, %	Физико-химические свойства
Пирит	FeS2	Fe-46.5; S-53.5; примеси Со, Ni, As, (Au, Cu,Ag,Sb и др.в виде включений минералов)	Тв. 6-6,5; цв. латунно-жёлтый, порошок зеленовато-чёрный; пл. 4,9-5,2; проводник электричества, r=10-5¸10-1 Ом´м; диамагнитен, c=(0,2-0,7)10-6 см3 /г; tпл=1150°с(1423К)
Халько-пирит	CuFeS2	Cu-34.6; Fe-30.5 примеси Ni(до 0,3-0,4) Ag, Au, Tl, Te, Se	Тв. 3-4; цв. латунно-жёлтый, порошок зеленовато-черный; пл. 4,1-4,2; полупроводник, r=10-5 ¸10-1 Ом´м; антиферромагнитен, c=(0,8-4,5)10-6 ; tпл=1000°С(1273К); разлогается в HNO3 с выделением S.
Сфалерит	ZnS	Zn-67,1; S-32,9; примеси Fe до 26,2; Mn до 5,8; Cd, Ga, Ge, Sn, Hg, Te	Тв. 3,5-4; сп. совершенная; цв. жёлтый, бурый, по- Рошок белый, бурый; пл. 3,9-4,1; чистые кристаллы плохие проводники, магнитные свойства зависят от примесей (Fe и Mn); разлгается в конц. HNO3 с вы- делением H2S.
Кварц	SiO2	Si-46,6	Тв. 7; цв. дымчатый, бурый, черный, фиолетовый, чаще серый, белый; порошок белый; пл. 2,6; пироэлектрик, пьезоэлектрик, димагнитен c=-0,46´10-6 см3/г; tпл=1728°С (2001К), растворяется в HF.

Рассмотрим флотационные свойства минералов. Пирит- при измельчении дает хорошо образованные кристаллы. Свежеобразованные грани лучше смачиваются углеводородами (нейтральными), чем водой. Сравнительно быстро окисляется , при этом на его поверхности в зависимости от рН и О.В. потенциала образуется гидроокись Fe, карбонаты Fe и хорошо растворимые соединения железа с ионами SO2-4, S2O2-3 и SO2-3. Образующаяся на поверхности пирита при высоких положительных значениях О.В. потенциала и рН>7 плёнка Fe(OH)3 характеризуется низкой растворимостью, препятствуя закреплению собирателя, вытесняя его с поверхности минерала. Наиболее эффективно пирит флотируется ксантогенатами и дитиофосфатами в слабокислой или нейтральной среде при рН=6-7. В щелочной среде флотация пирита ухудшается и подавляется при рН>8. Подавитель пирита -известь, действует с повышением рН пульпы, образуя плёнку гидроокислов железа, адсорбирует ионы кальция, что приводит к цементации поверхности и предотвращает адсорбцию собирателя. Активируется пирит в кислой среде, когда избыточная щёлочность нейтрализуется подачей кислоты или отмывается в гидроциклоне.

Халькопирит хорошо флотируется сульфгидрильными собирателями в довольно широком диапазоне рН, так как обладает высокой сорбционной способностью. Свежеобнаженная и чистая сульфидная поверхность обладает некоторой гидрофобностью (легче адсорбирует молекулы углеводородов, чем молекулы воды), частичное окисление её способствует закреплению собирателя. Окисление поверхности происходит быстро, особенно при измельчении. При длительном окислении флотируемость снижается, с образованием труднорастворимого Fe(ОН)3, который препятствует сорбции собирателя. Наиболее распространенные собиратели - ксантогенаты. Бутиловым ксантогенатом халькопирит флотируется при рН = 6-11, сульфид натрия Na2S подавляет халькопирит при рН>5,5 (вытеснение ксантогенат сульфидионами).

Неактивированный свежеобнажённый сфалерит обладает хорошей естественной флотируемостью и может флотироваться в кислой среде одним вспенивателем. Добавки углеводородов повышают флотируемость. Окисление поверхности сфалерита приводит к снижению его флотируемости, т.к. образуются ионы SO2-4 и Zn2+ которые повышают гидротацию поверхности. Высшие ксантогенаты могут хорошо флотировать неактивированный сфалерит, однако для повышения флотируемости сфалерит перед взаимодействием с собирателем активируют. Лучший активатор медный купорос, который образует с ксантогенатами трудно растворимое соединение. Подавители сфалерита - цианиды; сочетание сернистого натрия и цинкового купороса. Образующийся коллоидный сульфид цинка понижает концентрацию катионов меди и предотвращает активацию. Основные физико-механические свойства руды приведены в табл. 1.3.

Таблица1.3 Физико-механические свойства руды

Руда	Влажность, %	Крепость по пр. Протодьяконову	Плотность, г/см3	Коэффициент разрыхления	Насыпная плотность, Т/м3
Вкрапленная медно-цинковая колчеданная	4,0	10-12	3,0	1,5	1,8

Руда Гайского месторождения характеризуется сравнительно крупной вкрапленностью сульфидов меди, цинка и железа в нерудных минералах. Успешное разделение сульфидов и нерудного минерала кварца может быть осуществлено при измельчении руды до 70% класса -0,071 мм. В том числе в руде наблюдается взаимное тонкое прорастание медных и цинковых минералов с пиритом между собой. Размеры зёрен пирита от 0,2 до 0,05 мм. Межзерновые пространства и трещины в пирите заполнены халькопиритом и сфалеритом. Халькопирит образует неправильные выделения крупностью 0,2-0,02 мм и преимущественно является свободным. Наблюдается также и эмульсионная вкрапленность халькопирита в цинковой обманке. Сфалерит распределён неравномерно, подобно халькопириту заполняет межзерновые промежутки пирит, иногда образует линзовые выделения размером от нескольких миллиметров, а также зёрнышки в срастании с кварцем до 1 см. Для успешного разделения необходимо очень тонкое измельчение до 90% класса -0,074 мм.

Руда добывается открытым способом. Максимальный размер куска в руде составляет 800 мм. Доставка на фабрику руды осуществляется автомобильным транспортом. Технологически равнозначные сорта руд вначале шихтуют на борту карьера, затем подвергают усреднению в складе усреднения, это обеспечивает прирост извлечения меди и цинка в одноимённые концентраты на 1-2%.

Гранулометрический состав исходной руды представлен в таблице 1.4. и показан на рис. 1.1., его особенностью является повышенная массовая доля мелочи (кривая вогнутая).

Таблица 1.4 Гранулометрический состав исходной руды

Классы в долях максимальной крупности руды, мм	Выход, %	å “+”	å”-“
-800+600	9	9	100
-600+400	6	15	91
-400+200	20	35	85
-200+100	35	70	65
-100+0	30	100	30

Рис.1.1

1.5 Выбор строительной площадки

Поверхность промплощадки проектируемой обогатительной фабрики имеет общеуральский характер: таёжный грунт - верхняя мокрота, обусловленная водонепроницаемым грунтом, легко поддающийся осушке.

Грунт под тонким растительным слоем из различной толщи бурой, красной и жёлтой глины, нередко со щебнем. Под толщей глины - щебень, который местами выклинивается на поверхность. Грунтовых вод шурфованием не обнаружено. Геологическое обследование проведено путём бурения и посредством шурфирования, причём результаты исследования грунта вполне благоприятны в смысле восприятия нагрузки.

Местоположение рудников и обогатительной фабрики в отношении населённости района, близости железных дорог, источников водоснабжения, наличие местных материалов и экономики района - выгодно по сравнению с прилагаемыми новыми стройками цветной металлургии. Все эти предпосылки создают благоприятные условия для строительства и освоения обогатительной фабрики.

2.
АНАЛИЗ ТЕХНОЛОГИЙ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-ЦИНКОВЫХ РУД

В практике обогащения, в зависимости от минералогического состава и содержания цветных металлов, медно-цинковые вкрапленные руды Урала подразделяются на две группы:

I - вкрапленные руды с высоким содержанием металлов. Содержание сульфидов в них составляет 25-50% (руды месторождения им. III Интернационала на Среднем Урале, руды Сибайского и частично Гайского месторождений) /1/. Этот тип руд обогащается в основном по технологии коллективно-селективной флотации.

II - вкрапленные руды с низким суммарным содержанием металлов. Содержание сульфидов в них составляет 20-30% - руды Кировоградского, Пышминского и Гайского месторождений.

На обогатительной фабрике Сибайского медно-серного комбината перерабатываются медно-цинковые руды представленные как колчеданным так и вкрапленным типом. Основной рудный минерал - пирит. Медные минералы - халькопирит, ковеллин, халькозин. Относительное содержание меди в форме вторичных сульфидных минералов 20-40%. Цинк представлен сфалеритом. Руды отличаются тонкой взаимной вкрапленностью сульфидных минералов вплоть до эмульсионной вкрапленности халькопирита в сфалерите. Отделение их возможно лишь при измельчении до 95-100% класса -0,044 мм. Пирит имеет полидисперсную вкрапленность, и его отделение от других сульфидных минералов происходит при измельчении до 75-80% класса -0,074 мм. Неравномерная и сложная вкрапленность минералов вызвала необходимость применения трёхстадиальной схемы измельчения.

Крупность измельченной руды перед флотацией составляет 92-93% класса -0,074 мм, а степень раскрытия минералов меди 75-77% (вместо 65-70% по двухстадиальной схеме), цинка 65-74% (вместо 55-60%). Руда обогащается по схеме селективной флотации. Для подавления сфалерит в измельчение подаются сульфит натрия (50 г/т) и цинковый купорос (50 г/т), для подавления пирита - известь (400 г/м3 свободной СаО). Медная флотация проводится с подачей бутилового ксантогената (90-150 г/т) и пенообразователя - бутилового дитиофосфата и флотомасла. Цинковая флотация осуществляется при щелочности пульпы 800-900 г/м3 свободной СаО после активации сфалерита медным купоросом (400 г/т). Расход ксантогената на цинковую флотацию составляет до 140 г/т. В перечистных операциях цинкового цикла щёлочность пульпы повышается до 1300 г/см3 свободной СаО. Однако, несмотря на это, содержание цинка в цинковом концентрате не превышает 29-30%, поэтому он подвергается обезмеживанию и обезжелезнению (медно-пиритной флотции). Перед основной медно-пиритной флотацией пульпу сгущают до 76% твёрдого и перемешивают с FeSO4 до содержания свободной СаО 140-350 г/м3. В основную медно-пиритную флотацию подают соду (230 г/т), цинковый купорос (1150 г/т) и ксантогенат (570 г/т).

После обезмеживания содержание меди в цинковом концентрате снижается с 0,79 до 0,56%, а содержание цинка возрастает до 51-52%. Полученный при обезмеживании медно-пиритный продукт присоединяется к медному концентрату, который содержит 19-20% меди при извлечении 83-84%. Получаемый пиритный концентрат содержит 45-46% серы при извлечении 74-75%.

Технологическая схема обогащения Башкирской фабрики представлена на рис. 2.1.

Добыча руды происходит открытым способом. Максимальный размер куска, поступающий на фабрику, 1200 мм. Руда из карьера доставляется автосамосвалами на открытую площадку, где производится её усреднение и складирование по сортам. На фабрику руда доставляется железнодорожным транспортом (в думпкарах грузоподъёмностью 80 т).

Плотность руды 3,8-4,2 т/м3, коэффициент крепости колеблется в пределах 8-18, влажность 1,5-2%.

Технологическая схема обогащения Башкирской фабрики

Руда

Дробление I

Дробление II

Грохочение

Измельчение I Дробление III

I классификация

II классификация Измельчение II

Измельчение III

Основная Cu флотация

I Перечистная Контрольная

II, III Перечистная

Сгущение Основная Zn флотация

Фильтрование I Перечистная Контрольная

Сушка II, III Перечистная Сгущение

Медный концентрат Фильтрование

Перемешивание с Na₂S Сушка

Сгущение Пиритный концентрат

Перемешивание с FeSO₄

Основная Cu-FeS₂ флотация

Перечистная Сгущение

Фильтрование

Сушка

Цинковый концентрат

Рис. 2.1

Руда Кировоградского района имеет следующие технологические особенности: 1) руда представлена на 25-30% сульфидами меди, цинка и железа и на 70-75% породой.

) сульфиды меди, цинка, железа достаточно полно могут быть отделены от породы при сравнительно грубом измельчении порядка 50-60% класса -0,071мм.

) тесная ассоциация самих сульфидов требует для их разделения очень тонкого измельчения коллективного концентрата порядка 90% класса -0,071 мм.

В настоящее время вкрапленные руды Кировоградского района обогащаются на Кировоградской обогатительной фабрике по схеме коллективно-селективной флотации см. рис. 2.2. По этой схеме сливы второй стадии классификации поступают в коллективную флотацию, где разделяются на коллективный концентрат и отвальные хвосты. Коллективный концентрат представлен сульфидами меди, цинка, железа как в свободном состоянии, так и в сростках. После одной перечистки коллективный концентрат подаётся на доизмельчение в шаровую мельницу, после чего подвергается разделению на медный, цинковый и пиритный концентраты. В цикле медной флотации предусматривается получение готового медного концентрата в голове флотации, грубого медного концентрата и промпродукта. “Медная головка” снимаемая с шести флотокамер направляется на обезвоживание, а грубый медный концентрат - на двукратную перечистку. Медный промпродукт поступает на классификацию в гидроциклон вместе с хвостами перечисток грубого медного концентрата. Хвосты грубой медной флотации направляются на контрольную флотацию, хвосты которой - на основную цинковую, где снимается грубый цинковый концентрат, который после трёхразовой перечистки является готовым продуктом. Хвосты основной цинковой флотации выдаются как готовый пиритный концентрат.

Слив гидроциклона, работающего на медном промпродукте, поступает на сгущение в девятиметровом сгустителе до 22-28% твёрдого, после чего подвергается дофлотации с выделением в пенный продукт медных минералов, а в хвосты - цинковых и пирита. Пенный продукт вместе с медным грубым концентратом направляется на первую медную перечистку. Хвосты флотации поступают вместе с грубым цинковым концентратом на его перечистку.

По схеме представленной на рис. 2.2. на фабрике получают медные концентраты с содержанием Cu-14,8%; Zn-5,8%; при извлечении меди -88%; цинковые концентраты с содержанием Cu -1,4%, Zn-50,4% при извлечении Zn-52,5%; в пиритном концентрате содержится меди -0,26%, цинка -0,53%, серы -44,8%, при извлечении серы -50%.

Схема переработки вкрапленной руды на Кировоградской фабрике

Руда

Складирование

Измельчение I

Классификация I

Классификация II

Измельчение II Классификация в

гидроциклонах

Коллективная флотация

Сгущение

Перечистная Грубая Cu флотация

Контрольная Измельчение

отвальные Классификация

хвосты

Основная Cu флотация

Грубая Cu флотация

Контрольная I Перечистная

Основная Zn флотация II Перечистная

I Перечистная

II, III Перечистная

пиритный к-т цинковый к-т медный к-т

Рис. 2.2

Месторождения медно-цинковых руд за рубежом сосредоточены в основном в Канаде, Финляндии, Норвегии, Швеции и Японии. Медно-цинковые руды Канады в основном вкрапленные. Соотношение меди и цинка в них составляет в них от 1:1,5 до 1:6, что является благоприятным для их извлечения. Сульфидные минералы - халькопирит; сфалерит и пирит - крупно и равномерно вкраплены в пустой породе, поэтому они освобождаются при измельчении дол 70-80% класса -0,074 мм.

Зарубежный опыт переработки вкрапленных медно-цинковых руд представлен обогатительной фабрикой “Квемонт” (Канада). Руда поступающая на фабрику содержит 1,5% Cu; 2,7% Zn; 25% S; 5 г/т Au; 26 г/т Ag. Схема и технологический режим на фабрике весьма своеобразен. Руда после первой стадии измельчения и классификации направляется в аэратор. Слив аэратора крупностью 9,3% +0,3 мм и 44,9% класса -0,074 мм поступает в основную медную флотацию. При этом стремятся получить готовый медный концентрат с максимально возможным извлечением золота. Пески аэратора направляют во вторую стадию измельчения. Медный промпродукт в виде песков из аэратора возвращается не в шаровую мельницу второго цикла, а в стержневую первого цикла. В этом случае при наличии рудных солей в пульпе лучше депрессируется цинковая обманка. Эта струя песков, насыщенная кислородом, создаёт благоприятные условия подготовки пульпы к флотации, т.к. количество кислорода в пульпе стержневой мельницы меньше, чем в шаровой. Аэрация медного грубого концентрата перед перечисткой введена для повышения извлечения: при аэрации флотируемость цинковой обманки (сростков) с халькопиритом повышается и увеличивается извлечении меди. На фабрике используют следующие реагенты: в измельчении (стержневая мельница) - сода 1 кг/т, сульфит натрия - 500 г/т (делится между стержневой и шаровой мельницей), цианид 35г/т (частично в аэратор), пентазоламиловый ксантогетат 30 г/т (в аэратор 10 г/т аэрофлота); в медной флотации - вспениватель (сосновое масло) по ходу процесса 235 г/т; в цинковой флотации медный купорос 350 г/т, известь 400 г/т (в перечистку), сульфат аммония 300 г/т, цианид 10 г/т (в аэратор), аэрофлот 10 г/т, пентазоламиловый ксантогенат 10 г/т, вторичный бутиловый спирт 30 г/т; в медно-пиритной флотации - этиловый ксантогенат; в промпродуктовой (золото пиритной) флотации - медный купорос 100 г/т, амиловый ксантогенат 400 г/т, изопропиловый ксантогенат 20 г/т, вторичный бутиловый спирт 20 г/т, реагент № 242 60 г/т (нейтра-лизовнный аммиаком аэрофлот).

По схеме представленной на рис. 2.3. на фабрике получают: медные концентраты с содержанием Cu-19,1%; Zn-3,65%; Au-28 г/т; Ag-168 г/т; цинковые концентраты с содержанием Zn51%; Cu-1.61%; Au-3 г/т; Ag-45 г/т; при извлечении Zn-75%; Cu-2%; Au-2,2%; Ag-5%.

Схема обогащения на фабрике “Квемонт” Канада

Руда

Измельчение

Классификация

Аэроклассификация

I Cu флотация Измельчение

II Cu флотация

Аэрация III Cu флотация

Флотация Аэроклассификация

Аэрация

Флотация Классификация

Zn флотация

Классификация Zn флотация

Измельчение

Cu и FeS₂ флотация

На цианирование

Измельчение

Аэрация FeS₂ и Au флотация

Перечистная

Медный к-т Цинковый к-т Хвосты

Рис. 2.3

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

.1 ВЫБОР И ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕЧСКОЙ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ

При обогащении руды, она подвергается механической обработке, при которой не изменяет основных химических качеств, в отличие от металлургических процессов. Исходя из различных физико-химических свойств минералов, применяют различные методы обогащения. Основными в переработке многих типов полезных ископаемых являются флотационные методы. Они используются при обогащении более 95% руд цветных металлов. Возрастающее значение флотационных методов обогащения в настоящее время обусловлено вовлечением в переработку бедных, тонковкрапленных и труднообогатимых руд. Руда Гайского месторождения является тонковкрапленной и другого технологического процесса обогащения, который был бы в состоянии конкурировать с флотацией, нет.

Флотация - процесс универсальный, так как не существует принципиальных ограничений в отношении возможности ее применения для разделения любых минералов, поскольку все они имеют разные значения удельной свободной поверхностной энергии. Универсальность обеспечивается и тем, что если природная разница в значениях удельной поверхностной энергии у разделяемых минералов невелика и недостаточна для разделения, то она может быть увеличена с помощью флотационных реагентов, избирательное закрепление которых на поверхности определенных минералов изменяет их поверхностную энергию в заданном направлении.

При выборе, обосновании и разработке схемы обогащения учитываем характер и размер вкрапленности полезных минералов, их содержание в руде и флотируемость, наличие и характер шламов, требование к качеству концентратов, необходимость комплексного использования сырья при минимальных затратах на обогащение.

.1.1 Выбор и обоснование схемы дробления

Операции дробления применяются для подготовки полезного ископаемого к измельчению в мельницах. Схемы дробления включают одну, две, три и более стадии дробления.

Для выбора рациональной схемы дробления из большого числа возможных схем необходимо решить следующие вопросы: о числе стадий дробления; о необходимости операций предварительного и поверочного грохочения в отдельных стадиях дробления.

Число стадий дробления определяется начальной и конечной крупностью дробимого материала. При заданных размерах максимальных кусков в руде и в дробленом продукте предел общей степени дробления будет

Степень дробления i = 61,5 не может быть достигнуто в одну стадию, поэтому число стадий должно быть не менее двух. Но две стадии дробления могут обеспечить только молотовые дробилки, а не щековые и конусные. Учитывая нормы технологического проектирования флотационных фабрик, разработанных институтом "Механобр", а также практику, работу отечественных фабрик, принимаем три стадии дробления.

Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количества материала, поступающего в дробление, за счет отсева мелочи и увеличения поверхности материала в рабочей зоне дробилки.

Принимая во внимание, что построенные в последние годы крупные отечественные фабрики цветной металлургии отказались от предварительного грохочения перед первой стадией дробления, и исходный материал относительно сухой, предварительное грохочение предусматривать не будем. Этим самым уменьшим капитальные затраты на строительство фабрики и упростим эксплуатацию отделения крупного дробления.

Если дробилки среднего дробления, связанные с дробилками мелкого дробления, имеют большой запас производительности по сравнению с последними и обеспечивают производительность без отсева мелочи, то предварительное грохочение не предусматривается. В остальных случаях применение грохочения обязательно. В последней стадии дробления при малых выходных щелях предварительное грохочение должно применяться.

Операции поверочного грохочения имеют целью возвратить в дробилку избыточный продукт. Крупность продукта 13 мм, оптимальная для измельчения в шаровых и стержневых мельницах, может быть получена на конусных дробилках мелкого дробления только в замкнутом цикле с грохотом. Поэтому в последней стадии дробления необходимо включить операцию поверочного грохочения. Замкнутый цикл дробления с грохочением, конечно, сложнее открытого с предварительным грохочением. Включение поверочного грохочения вызывает необходимость установки грохотов, конвейеров. В цехе появляются дополнительные перегрузки. Все это приводит к увеличению затрат. Но отказаться от замкнутого цикла возможно лишь при условии увеличения крупности питания мельниц, а при этом общая стоимость дробления и измельчения на фабрике возрастает.

Из вышесказанного видно, что более рациональной в экономическом отношении и эксплуатации будет схема, представленная на рис.3.1. Это подтверждается и практикой дробления на Учалинской, Башкирской, Гайской фабриках, где предварительное грохочение перед второй стадией дробления не предусматривается, а в третьей стадии дробления используется совмещенное предварительное и поверочное грохочение.

Вещественный состав, физико-химические свойства и обогатимость руд различных участков месторождения значительно отличаются. Усреднение руды позволяет повысить извлечение металлов. Для усреднения руды строят склады дробленой руды, применяя при этом усреднительные машины.

Рис.3.1

3.1.2 Выбор и обоснование схемы измельчения

Для флотации важно раскрыть ценные минералы, освободить основную их часть от сростков с минералами пустой породы, и в то же время не переизмельчать ценные минералы, так как образование шламов может резко ухудшить технологический процесс и снизить его показатели. Получение класса минус 0,071мм с содержанием его до 90% представляется трудно возможным при двухстадиальной схеме измельчения. Учитывая практику работы отделений измельчения Башкирской, Гайской фабрик [2], перерабатывающих аналогичную руду, принимаем трехстадиальное измельчение.

Измельчение руды перед флотацией проводится в сочетании с классификацией. Предварительная классификация исходного материала перед измельчением применяется для выделения из него уже готового по крупности продукта, если его значение не менее 15%. В руде, поступающей на измельчение, содержание класса минус 0,071 мм незначительное, поэтому предварительную классификацию в первой стадии измельчения не предусматриваем.

Во второй и третьей стадии предусматриваем поверочную классификацию в замкнутом цикле. Она применяется для контроля крупности измельченного продукта, повышения производительности мельницы, уменьшения ошламования продукта при измельчении. При наличии поверочной классификации некондиционный продукт возвращается обратно в мельницу, в питании мельницы увеличивается содержание класса, вследствие чего возрастает ее производительность по готовому классу. Важнейшим условием достижения высокой производительности мельниц при измельчении является правильное распределение работы измельчения между мельницами предыдущей и последующей стадий. Если на мельницу предыдущей стадии будет выдаваться слишком мелкий материал, то мельница следующей стадии окажется недогруженной, а общая производительность мельниц понизится. Выдача из предыдущей стадии измельчения слишком крупного материала тоже вызовет снижение общей производительности, вследствие перегрузки мельницы последующей и недогрузки предыдущей стадии измельчения.

Максимальная производительность мельниц достигается только при определенной крупности слива гидроциклонов (классификаторов) второй стадии измельчения, которая на практике регулируется изменением его плотности. Работа гидроциклонов при очень плотных сливах неустойчива, так как небольшое измельчение в количестве подаваемой воды значительно отражается на крупности материала, уходящего в слив, и нарушает правильное распределение работы измельчения между стадиями. Операции предварительной и поверочной классификации в третьей стадии измельчения совмещены в схеме, изображенной на рисунке 3.2. и разделены на рис. 3.3.

Схема измельчения I

Рис.3.2

Схема измельчения II

Рис.3.3

Достоинствами схемы измельчения I и схемы измельчения II являются: возможность получения мелкого конечного продукта; возможность осуществления стадиального обогащения руды; хорошее рационирование шаровой нагрузки.

При схеме измельчения I число классификаций меньше, и можно получить более высокую плотность пульпы в сливе, чем при схеме измельчения II. В первой схеме измельчения на третью стадию поступает весь материал, и весь циркулирует, тогда как во второй схеме - только часть материала.

Учитывая все вышесказанное, а также практическую работу Башкирской и Гайской фабрик, выбираем схему измельчения I, как более эффективную.

3.13 Выбор и обоснование схемы флотации

Целесообразность и преимущество той или иной схемы обогащения определяется содержанием в руде меди и серы. При переработке руд с небольшим содержанием серы преимуществом схемы коллективно-селективной флотации, несмотря на более высокий расход реагентов, является получение пиритсодержащего продукта виде хвостов селекции коллективного концентрата. Однако при увеличении содержания серы выход коллективного концентрата возрастает до 60%, и преимущества коллективно-селективной схемы снижаются.

При содержании в руде серы более 25% применение схемы прямой селективной флотации позволяет повысить извлечение меди по сравнению со схемой коллективно-селективной флотации на 3-6%, рис. 3.4. [3].

Зависимость извлечения меди Е от содержания меди β в руде при содержании серы более 25%

1 - прямая селективная флотация; 2 - коллективно-селективная флотация

Рис.3.4

Для руд, содержащих первичные сульфиды меди, с незначительной активацией сульфидов цинка использование прямой селективной флотации позволяет получить наиболее высокие технологические показатели. Это обусловлено тем, что отделить сульфидные минералы меди от цинковых легче до активации сульфидов цинка, которая потребовалась бы в случае коллективной флотации.

3.1.4 Выбор схемы обезвоживания

Схему обезвоживания медного, цинкового и пиритного концентратов принимаем на основании практики работы действующей фабрики перерабатывающей аналогичные руды. Конечными продуктами обезвоживания являются медные, цинковые, пиритные концентраты, которые направляются на склады готовой продукции, откуда отправляются потребителю, как твердый продукт. Схема обезвоживания на проектируемой фабрике представлена на рис. 3.5.

Схема обезвоживания

Рис.3.5

Предложенная схема обогащения вкрапленной медно-цинковой колчеданной руды представлена на рис. 3.6. и состоит из схемы рудоподготовки и схемы прямой селективной флотации. Рудоподготовка включает в себя три стадии дробления и три стадии измельчения. Первая и вторая стадии дробления выполнены в открытом цикле. Третья стадия выполнена в замкнутом цикле с совмещенным поверочным и предварительным грохочением. Мелкодробленая руда складируется. первая стадия измельчения - в открытом цикле. Вторая и третья стадии - в замкнутом цикле с совмещенной предварительной и поверочной классификацией.

Схема прямой селективной флотации включает цикл медной флотации, цикл цинковой флотации, цикл пиритной флотации. Цикл медной флотации включает основную, контрольную флотацию хвостов и две перечистки грубого медного концентрата. Хвосты контрольной медной флотации направляются в цинковый цикл, состоящий из основной, контрольной флотации хвостов, и двух перечисток грубого цинкового концентрата. Хвосты контрольной цинковой флотации направляются в пиритный цикл, состоящий из основной и контрольной флотации. Пиритный концентрат ("пиритная головка") является готовым продуктом.

Решая проблему комплексного использования сырья, предлагается хвосты контрольной пиритной флотации (отвальные) использовать в качестве закладки выработанного пространства шахт.

.2 РАСЧЕТ КАЧЕСТВЕННО-КОЛИЧЕСТВЕННОЙ И ВОДНО- ШЛАМОВОЙ СХЕМЫ

3.2.1 Расчет схемы дробления

По величине производительности фабрика относится к категории предприятий средней производительности. На фабрику руда подается с открытых горных работ с месторождения, расположенного в средней полосе страны. По "Нормам технологического проектирования…" [4] принимается график доставки руды 255 дней в году в три семичасовые смены в сутки, пятидневная рабочая неделя.

Календарное время 8760 часов в году ( 24 ч. х 365 дней). Машинный фонд времени [5] рассчитывется по формуле:

Тм = (n сут n см ∙ tсм ∙ к') , ч/год (3.1.)

Где n сут - количество рабочих дней в году;

n см - количество смен в сутки;

tсм - продолжительность смены, ч;

к' - поправочный коэффициент (руда средней крепости к' = 1,0).

Тм = 255 ∙ 3 ∙ 7 ∙ 1,00 = 5355 ч/год.

Схема обогащения вкрапленной медно-цинковой пиритной руды

Коэффициент использования по времени равен [5]

Суточная и часовая производительность отделения дробления определа по формулам [5]:

Qсут.ц.др. = Qф.год. / (nсут ∙ К'), т/сут (3.2.)

где Qф.год - годовая производительность фабрики, млн.т/год

Qсут.ц.др = 1,5 ∙ 106 / (255 ∙ 1,0) = 5882,35 ≈ 5880 т/сут.

Qr.ц.др. = Кн ∙ Qф.год / (nсут ∙ nсм ∙ tсм∙ К')? n/x (3.3.)

где Кн - коэффициент неравномерности питания (для руд Кн = 1,0 - 1,1)

Qr.ц.др = 1,0 ∙ 1,5 ∙ 106 / 5355 = 280,11 = 280 т/ч

Режим работы отделения средне-мелкого дробления совпадает с режимом работы отделения крупного дробления.

Рассчитываем выбранную схему дробления, выбор и обоснование которой приведен в подразделе 3.1.1.

Выбор степеней по стадиям. Общая степень дробления рассчитывается по формуле:

iобщ = Dmax / d (3.4.)

где Dmax и d - соответственно максимальная крупность исходной руды и дробленого продукта iобщ = 800/13 = 61,5

Средняя степень дробления составляет

(3.5.)

Принимается для первой стадии дробления iI = 3,0; для второй стадии iII = 3,5№ для третьей стадии

Максимальная крупность продуктов по стадиям дробления определяется по формуле:

dj = Dj / ij , мм (3.6.)

где j - номер стадии дробления;

Dj - максимальная крупность питания стадии, мм;

ij - степень дробления в j -ой стадии

dI = 800/3,0 = 270 мм;

dII = 270/3,5 = 77 мм;

dIII= 77/5.9 = 13 мм.

Максимальная крупность разгрузки дробилки мелкого дробления d'IIIp рассчитывается по формуле:

d'III = S III ∙ (Z max), мм (3.7.)

где Z max = 3,0 - максимальная крупность в мелком дроблении

d'III = 6 ∙ 3,0 = 18 мм

Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления:

Bj = (1,1 - 1,2)Dmax, мм (3.8.)

BI = 1,2 ∙ 800 = 960 мм;

BII = 1.2 ∙ dI = 1.2 ∙ 270 = 324 мм;

BIII = 1,2 ∙ dII = 1,2 ∙ 77 = 92 мм.

Ширина разгрузочных щелей дробилок определена по результатам промышленных испытаний [4] и рассчитана через максимальную относительную крупность по формуле:

Sj = dj / (zmax)j, мм (3.9.)

SI = 270 / 1,8 = 150 мм;

SII = 78 / 2,2 = 35 мм;

SIII = 13 / 3,0 = 4 мм.

Так как расчетное значение ширины разгрузочной щели дробилки третьей стадии значительно меньше конструктивно возможной, то S принятое с учетом практики дробления и крепости руды:

SIII = 6 мм

Размер отверстий сит для грохотов третьей стадии дробления определяется крупностью дробленого продукта:

d3 = 13 мм

Так как гранулометрическая характеристика вогнутая, то наилучший результат получим при грохочении на вибрационных грохотах с Е-dIII = 90%. Исполнение грохотов тяжелое:

ρн = 0,6 ∙ ρ, т/м3 (3.10.)

ρн = 0,6 ∙ 3,0 = 1,8 т/м3 > 1.6 т/м3

Строим характеристики крупности после дробилок крупного, среднего, мелкого дробления.

Характеристика крупности исходной руды приведена на рис.1.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки крупного дробления приведена на рис.3.7. (продукт 2). Построение производим с использованием типовой характеристики [5]. Точки построения нанесены на ось абсцисс с расчетом их координат по формуле

dx = Sj ∙ zk (3.11.)

Например, при zk = 0,2 получено dx = 30 мм

dx= 30; 60; 90; 120; 150; 180; 210; 240; 280 мм.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки среднего дробления приведена на рис. 3.8. (продукт 3), построение производим по типовой характеристике [5]. Точки построения нанесены на ось абсцисс с расчетом по формуле (3.11): dx = 7; 14; 21; 28; 35; 42; 49; 56; 63; 70; 77 мм.

Характеристика крупности продукта 2

Рис. 3.7

Характеристика крупности продукта 3 и продукта 4

Рис. 3.8

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки приведена на рис. 3.9. продукт 7. Построение характеристики продукта дробления Ш стадии производим по типовой характеристике [5].

Характеристика крупности продукта 7

Рис. 3.9

Расчет выходов продуктов и циркулирующей нагрузки находим по формулам

(3.12.)

, % (3.14)

, % (3.15)

Количества продуктов (т/ч) определены по формуле

Q1=Q2=Q3=Q5=280 т/ч (3.16)

Q4=0.01∙Q3∙γ4? n/x (3/17)

Q4=0.01∙280∙189.83=532 т/ч;

Q6=Q7 =Q4 - Q5, т/ч (3.18)

Q6=Q7 = 532-280=252т/ч

График грансостава продукта, поступающего на грохочение, представлен на рис.3.8. (продукт 4). Для его составления выбраны расчетные точки

dk=3; 6; 9; 12;15 мм.

Ординаты точек рассчитываются по формуле:

, % (3.19)

;

Результаты расчетов сведены в табл.3.1.

3.2.2 Расчет схемы измельчения

Режим работы отделения измельчения совпадает с режимом главного корпуса и равен 336 дням в год [4], с годовым фондом машинного времени 8060 часов в год.

Производительность отделения измельчения рассчитана по формулам (5) и (6) [5]:

Qcут.изм. = Qф.год / (nсут ∙ К'), т/сут; (3.20)

Qч.изм. = Qф.год∙ Кн / (nсут∙ К'∙ nсм ∙ tсм), т/ч (3.21)

Qcут.изм = 1,5 ∙ 106 / (336 ∙ 1,0) = 4464,3 ≈ 4460 т/сут;

Qч.изм = 1,0 ∙ 1,5 ∙ 106 / (336 ∙ 1,0 ∙ 24) = 186 т/ч.

Объем складируемой мелкодробленой руды обеспечивает двухсуточную работу корпуса обогащения:

V = 48 ∙ Qч.изм / дн, м3 (3.22)

V = 48 ∙ 186 / 1?8 = 4960 м3

Расчет I стадии измельчения:

Q8 = Q9 = 186 т/ч;

γ8 = γ9 = 100%.

Исходные данные для расчета второй стадии измельчения:

производительность по сливу - 186 т/ч;

массовая доля класса минус 71 мкм в сливе - 70%;

массовая доля класса минус 71 мкм в песках классификации - 30%;

массовая доля класса минус 71 мкм в разгрузке мельницы - 42%;

массовая доля класса минус 71 мкм в разгрузке стержневой мельницы - 32% (I стадия).

Выходы продуктов рассчитаны из уравнения баланса по расчетному (минус 71 мкм) по операции классификации

(3.23)

Циркулирующая нагрузка составляет:

Производительность цикла измельчения по продуктам равна:

Исходные данные для расчета третьей стадии измельчения:

производительность по сливу - 186 т/ч;

массовая доля класса минус 71 мкм в сливе классификации - 90%;

массовая доля класса минус 71 мкм в песках классификации - 37%;

массовая доля класса минус 71 мкм в разгрузке шаровой мельницы - 50%.

Производительности цикла измельчения по продуктам равны:

Циркулирующая нагрузка составляет:

Результаты расчетов сведены в табл. 3.1.

Таблица 3.1 Расчет количественной схемы рудоподготовки

Поступает			Выходит
Наименование продукта	Выход, %	Производительность, т/ч	Наименование продукта	Выход, %	Производительность, т/ч
1	2	3	4	5	6
Дробление I
1. Исходная руда (800-0)	100,00	280	2. Дробленый продукт (270-0)	100,00	280
Итого	100,00	280	Итого	10,00	280
Дробление I I
2. Дробленый продукт (270-0)	100,00	280	3. Дробленый продукт (77-0)	100,00	280
Итого	100,00	280	Итого	100,00	280
Грохочение
3. Дробленый продукт (77-0) 7. Дробленый продукт (18-0)	100,00 89,83	280 252	5. класс (13-0) 6. класс (77-13)	100,00 89,83	280 252
Итого	189,83	532	Итого	189,83	532
Дробление Ш
6. класс (77-13)	89,83	252	7. Дробленый продукт (18-0)	89,83	252
Итого	89,83	252		89,83	252
Складирование
5. класс (13-0)	100,00	280	8. Мелкорубленая руда	100,00	186
Итого	100,00	280	Итого	100,00	186
Измельчение I
8. Мелкорубленая руда (13-0)	100,00	186	9. Разгрузка мельницы	100,00	186
Итого	100,00	186	Итого	100,00	186
Классификация I
9. Разгрузка мельницы I ст. 13. Разгрузка мельницы П ст.	100,00 316,67	186 589	12. Пески 11. Слив	316,67 100,00	589 186
Итого	416,67	775	Итого	416,67	775
Измельчение П
12. Пески классиф.	316,67	589	13. Разгрузка мельницы, П ст	316,67	589
Итого	316,67	589	Итого	316,67	589
Классификация П
11. Слив класс I7. Разгрузка мельницы Ш ст	100,00 153,85	186 286	15. Слив 16. пески	100,00 153,85	186 286
Итого	253,85	472	Итого	253,85	472
Измельчение Ш
16. Пески класс	153,85	286	17. Разгрузка мельницы	153,85	286
Итого	153,85	286	Итого	153,85	286

3.2.3 Расчет технологического баланса продуктов обогащения и принципиальной схемы флотации

Баланс продуктов обогащения основан на тех требованиях, которые предъявляют и к конечным продуктам обогащения, согласно табл. 3.2.

Таблица 3.2 Требования, предъявляемые к концентратам

Концентрат	Содержание элементов, %
	меди	цинка	свинца	железа	серы сульфидной
КМ-7	не менее 15	не более 11	не более 9	-	-
КЦ-2	не более 1,2	не менее 45	-	не более 7	-
КСФ-3	-	-	-	-	не менее 40

Исходными данными являются содержания ценных компонентов в руде и их содержание в получаемых концентратах. Конечная цель получения трех концентратов - медного, цинкового и пиритного, со следующими требованиями к ним:

Медный концентрат: αCu = 1,2; βCu=18%; ECu = 87%.

Цинковый концентрат: Zn = 3%; βZn= 48%; EZn = 55%;

Пиритный концентрат: αS = 26%; βS = 40%; ES = 36%.

Имеющиеся данные заносим в табл. 3.3.

Используя формулу привлечения, находим выходы концентратов:

(3.25)

Медный концентрат:

Цинковый концентрат:

Пиритный концентрат:

Выход хвостов:

В соответствии с уравнениями баланса определяется содержание меди в хвостах, цинка в хвостах и серы в хвостах:

(3.26)

аналогично:

Далее рассчитываются извлечения ценных компонентов:

Рассчитанные данные приведены в табл. 3.3.

Таблица 3.3 Технологический баланс продуктов обогащения

Наименование продукта	Выход, %	Содержание, %			Извлечение, %
		Cu	Zn	S	Cu	Zn	S
Медный концентрат	5,80	18,00	2,67	2,22	87,00	5,16	0,50
Цинковый концентрат	3,44	0,38	48	0,83	1,09	55	0,11
Пиритный концентрат	23,40	0,45	1,20	40,00	8,78	9,36	36,00
Отвальные хвосты	67,36	0,056	1,36	24,47	3,14	30,54	63,40
Исходная руда	100,00	1,20	3,00	26,00	100,00	100,00	100,00
Невязки					0,01	0,06	0,01

Определены выхода "узловых" продуктов:

Содержание меди в "узловом" продукте равно:

(3.27)

аналогично:

Содержание меди в "узловом продукте П" равно:

(3.28)

Аналогично:

Проверяем результаты расчета "узловых продуктов" "снизу":

аналогично:

Принципиальная схема флотации

Рис.3.10

3.2.4 Расчет количественной схемы флотации и обезвоживания

Цель расчета заключается в определении выходов всех продуктов схемы. Задаемся содержанием ценных компонентов в продуктах флотации с учетом степени концентрации i полученных компонентов в каждой операции.

Расчет схемы флотации ведем: меди по медной флотации, цинка по цинковой, серы по пиритной флотации, начиная с конечных операций. Характер расчета рассмотрим на примере расчета медного цикла флотации:

Расчет медного цикла

задаемся.

Продукты, поступающие в одну операцию, принимаются с примерно равным содержанием ценного компонента: β22=2,5%; β21=1,2%; β25=7%.

П перечистная флотация:

I перечистная флотация:

;

Контрольная флотация

Аналогично рассчитываем цинковый и пиритный цикл флотации. Результаты расчетов приведены в табл. 3.4.

Результаты расчетов схемы обезвоживания приведены в табл. 3.4.

Выбор и обоснование схемы флотации произведен в пункте 3.1.3.

Выбор схемы обезвоживания см. в пункте 3.1.3.

Таблица 3.4 Результаты расчета количественной схемы флотации и обезвоживания

Входит					Выходит					Выход, %	Содержание, %	Наименование продукта	Выход, %	Содержание, %
		Cu	Zn	S			Cu	Zn	S
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
Основная медная флотация
15.слив классиф 21.хв.1 переч. 22.к-т контр.	100,00 11,00 27,74	1,20 1,20 2,50	3,00 - -	26,00 - -	18. к-т осн. 19. хв. осн.	16,80 121,94	7,00 0,70	- -	- -
Итого	138,74	1,46	-	-	Итого	138,74	1,46	-	-
Контрольная флотация
19. хв. осн.	121,94	0,70	-	-	22. к-т контр. 23. хв. контр.	27,74 94,20	2,5 0,17	- 3,02	- 27,46
Итого	121,94	0,70	-	-	Итого	121,94	0,70	-	-
I перечистная флотация
18. к-т осн. 25. хв.2 переч.	16,80 6,96	7,00 7,00	- -	- -	20.к-т 1 переч. 21. хв.1 переч.	12,76 11,00	12,00 1,20	- -	- -
Итого	23,76	7,00	-	-	Итого	23,76	7,00	-	-
П перечистная флотация
20. к-т 1 переч.	12,76	12,00	-	-	25.хв.2.переч. 24.к-т 2 переч.	6,96 5,80	7,00 18,00	- 2,67	- 2,22
Итого	12,76	12,00	-	-	Итого	12,76	12,00	-	-
Сгущение
24.к-т 2 переч. 41. фильтрат	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -	38.сгущ.прод. 39. слив	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -
Итого	5,80	18,00	2,67	2,22	Итого	5,80	18,00	2,67	2,22
Фильтрование
38.сгущ.прод.	5,80	18,00	2,67	2,22	40. кек 41. фильтрат	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -
Итого	5,80	18,00	2,67	2,22	Итого	5,80	18,00	2,67	2,22
Сушка
40. кек	5,80	18,00	2,67	2,22	42.концентрат 41. пар	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -
Итого	5,80	18,00	2,67	2,22	Итого	5,80	18,00	2,67	2,22
Основная цинковая флотация
23. хв.контр.Cu 29.хв.1 переч. 30.к-т контр.	94,20 6,23 24,69	0,17 - -	3,02 3,00 4,50	27,46 - -	26. к-т осн. 27. хв. осн.	9,67 115,45	- -	19,00 2,00	- -
Итого	125,12	-	3,31	-	Итого	125,12	-	3,31	-
Контрольная флотация
27. хв.осн. Zn	115,45	-	12,00	-	30.к-т контр. 31.хв.контр.	24,69 90,76	- 0,16	4,50 1,32	- 28,47
Итого	115,45	-	12,00	-	Итого	115,45	-	2,00	-
I перечистная флотация
26.к-т осн. Zn	9,67 4,23	- -	19,00 19,00	- -	28.к-т 1 переч. 29. хв.1 переч.	7,67 6,23	- -	32,00 3,00	- -
Итого	13,90	-	19,00	-	Итого	13,90	-	19,00	-
П перечистная флотация
28. к-т 1 переч	7,67	-	32,00	-	33. хв.2.переч. 32.к-т 2 переч.	4,23 3,44	- 0,38	19,00 48,00	- 0,83
Итого	7,67	-	32,00	-	Итого	7,67	-	32,00	-
Сгущение
32. к-т 2 переч. 47. фильтрат	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -	44.сгущ.прод 45.слив	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -
Итого	3,44	0,38	48,00	0,83	Итого	3,44	0,38	48,00	0,83
Фильтрование
44.сгущ.прод.					46. кек 47. фильтрат	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -
Итого	3,44	0,38	48,00	0,83	Итого	3,44	0,38	48,00	0,83
Сушка
46. кек					48. концентрат 49. пар	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -
Итого	3,44	0,38	48,00	0,83	Итого	3,44	0,38	48,00	0,83
Основная пиритная флотация
31. хв.контр.Zn 36. к-т контр.	90,76 17,18	0,16 -	1,32 -	28,47 32,00	34. к-т осн. 35. хв. осн.	23,40 84,54	0,45 -	1,20 -	40,00 26,00
Продолжение табл. 3.4.
Итого	107,94	-	-	26,00	Итого	107,94	-	-	26,00
Контрольная флотация
35. хв. осн.	84,54	-	-	26,00	36. к-т контр. 37. хв. контр.	17,18 67,36	- 0,056	- 1,36	32,00 24,47
Итого	84,54	-	-	26,00	Итого	84,54	-	-	26,00
34. к-т осн. 53. фильтрат	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -	50. сгущ.прод. 51. слив	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -
Итого	23,40	0,45	1,20	40,00	Итого	23,40	0,45	1,20	40,00
Фильтрование
50. сгущ.прод	23,40	0,45	1,20	40,00	52. кек 53. фильтрат	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -
Итого	23,40	0,45	1,20	40,00	Итого	23,40	0,45	1,20	40,00
Сушка
52. кек	23,40	0,45	1,20	40,00	54. концентрат 55. пар	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -
Итого	23,40	0,45	1,20	40,00	Итого	23,40	0,45	1,20	40,00

3.2.5 Расчет водно-шламовой схемы и баланса воды

Расчет ведется для обеспечения оптимальных плотностей в операциях обогащения; определения количества воды, подаваемой в них; оценки плотности продуктов флотации; определения объемов пульпы и продуктов обогащения; для нахождения потребности воды на фабрике.

Для транспортирования ценных продуктов в желоба флотомашин добавляют воду, расход которой составляет 1 м3 на 1 т твердого. Предварительно рассчитывают часовую производительность главного корпуса по формулам (3.20), (3.21)

QЧ.Г.К.=1,0 ∙ 1,5 ∙ 106/ 336 ∙ 1,0 ∙ 24 = 186 т/ч

Расчет схемы начинается с того, что определяют содержание твердого в питании операции и в продуктах там, куда подается смывная вода. Ориентировочные весовые содержания твердого принимаем по практическим данным обогатительной фабрики. Исходя из принятых содержаний твердого рассчитывается количество воды в операциях, данные результатов заносятся в табл. 3.5.

Шламовая схема дает возможность составить баланс воды (см. табл. 3.5.). Суммарное количество воды, поступающее на фабрику, должно равняться суммарному количеству воды, уходящему с конечными продуктами.

Sh = SWк - Wруды (3.29)

Таблица 3.5 Баланс воды на фабрике

Поступает	т/ч	Выходит	т/ч
С исходной рудой	7,75	Отвальные хвосты	669,88
В измельчение I ст.	54,25	Слив сгущения медного концентрата	14,29
В классификацию I ст.	372,00	Слив сгущения цинкового концентрата	6,22
В классификацию П ст.	124,00	Слив сгущения пиритного концентрата	73,14
В I перечистную	31,25	Медный концентрат	0,45
Во П перечистную	23,73	Цинковый концентрат	0,27
В основную Zn флотацию	45,92	Пиритный концентрат	1,81
В 1 перечистную	17,99	Сушка медного концентрата	1,45
Во П перечистную	14,27	Сушка цинкового концентрата	1,33
В основную FeS2 флотацию	31,95	Сушка пиритного концентрата	5,87
ИТОГО	774,71	ИТОГО	774,71

Расход общей воды на фабрике составит:

Sh = 774,71 - 7,75 = 766,96 м3/ч

Общий расход воды с учетом расходов на уборку помещений и другие нужды:

Sh = 7,1 ∙ 766,96 = 843,66 м3/ч

Всего в хвостохранилище направляется с продуктами воды:

,88 + 93,65 = 763,53 м3/ч

С учетом климатических условий потери H2O в хвостах составят 10% Þ 763,53 ∙ (1 - 0,1) = 687,18 м3/ч.

Расход свежей воды:

,66 - 687,18 м3/ч = 156,48 м3/ч

Удельный расход воды на обогащение 1 т руды составляет:

Технологической воды:

Свежей воды:

Оборотной воды:

Удельный расход воды находится в пределах допустимой нормы для флотационных обогатительных фабрик: 3 ÷6 м3/т, следовательно, расход воды удовлетворяет условиям.

3.3. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ОБОРУДОВАНИЯ

3.3.1 Выбор и расчет грохотов

Принят самосинхронизирующийся грохот тяжелого типа ГИСТ. необходимая площадь грохочения рассчитывается по формуле (114) [5]:

(3.30)

где Q - масса поступающей на грохочение руды, т/ч;

q - удельная производительность, м3/(м2 ∙ ч);

ρh - насыпная плотность, т/м3;

k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты (табл. 30 [5]).

Удельная производительность для самосинхронизирующегося грохота увеличивается в 1,65 раз по Разумову К.А. [5].

q = 22 ∙ 1,65 = 36,3 м3/(ч ∙ м2);

ρh = 1,8 т/м3;

, при β-а/2 = β-6,5 = 36%;

, при β+а = β+13 = 42%;

m = 1,0; n = 1,0;

o = 1,0 - материал сухой и отверстия сита меньше 25 мм;

p = 1,0 - сухое грохочение

Определяем количество грохотов по формуле

ni = F/(Fi ∙ кн/пит) (3.31)

где Fi- площадь грохота из каталога, м2;

кн. пит = 0.98.

ГИСТ 41, F = 4,5 м2, n = 7,99/(4,5 ∙ 0.098) = 1,8 ≈ 2

ГИСТ 61, F = 10 м2, n = 7,99/(10 ∙ 0,98) = 0,8 ≈ 1

К установке принимаем один грохот ГИСТ 61, так как сетки грохота установлены горизонтально, поправки на размер отверстий не вводим Þ d=13 мм.

Выбор других типоразмеров грохотов требует значительных затрат по сравнению с выбранным грохотом. Для выбранного грохота производится проверка на толщину слоя по формуле [6] : h < 100 мм или 4 d

h = p + f (3,6 ∙ ρh ∙ Вр ∙ v). мм (3.32)

где p - производительность грохота по надрешетному продукту, т/м3;

Вр - рабочая ширина грохота, м; Вр > В -0,15;

В - ширина просеивающей поверхности, м;

v - скорость движения материала по грохоту, м/с;

v = 0,5 - 0,63 м/с

ГИСТ 61 h = 252 / (3,6 ∙ 1,8 ∙ (2,0 - 0,15) ∙ 0,55) = 38,22 < 4 ∙ d

3.3.2 Выбор и расчет дробилок

Согласно приведенным расчетам схемы дробления, составлена табл. 3.6., в которой указаны данные для выбора и расчета дробилок.

Таблица 3.6 Данные для выбора дробилок

Наименование параметров	Стадии дробления
	I	II	Ш
Размер загрузочного отверстия, мм	960	324	92
Размер максимального куска в питании, мм	800	270	77
Размер загрузочной щели, мм	150	35	6
Производительность дробилки по питанию, т/ч	280	280	252

Этим требованиям удовлетворяют:

для I стадии дробления - ЩДП 12 х 15, ККД 1200/150;

для II стадии дробления - КСД 2200Гр;

для Ш стадии дробления - КМДТ-2200Т.

Расчет производительности и количества дробилок произведен по формулам:

Qдр = Qk ∙ ρh ∙ kρ ∙ kf ∙ kkp ∙ kвл ∙ kц , т/ч (3.33)

где Qk - производительность дробилки по каталогу, м3/ч;

ρh - насыпная плотность руды, т/м3;

kρ - поправочный коэффициент на плотность руды;

kf, kkp, kвл - поправочные коэффициенты на крепость, крупность, влажность руды в питании;

kц - коэффициент учета цикла дробления.

/ч (3.34)

или (3.35)

где Sном - номинальная разгрузочная щель, мм;

Sпр - проектная разгрузочная щель, мм.

Количество дробилок для i- ой стадии дробления определяется по формуле

ni = Qj / (Qдр. j ∙ Kн.пит) (3.36)

где Kн.пит - коэффициент, учитывающий неравномерность питания,

Kн.пит = 0,98

Результаты расчетов сведены в табл. 3.8.

Пример расчета для дробилки КМДТ 2200 Т:

Третья стадия дробления в замкнутом цикле, следовательно, для нахождения Кц определяем:

dн = 13,7 (рис.3.9), α / dн = 13/13,7 = 0,95;

Таблица 3.7 Расчет дробилок по стадиям дробления

Стадия	Qj, т/ч	Типоразмер дробилки	ρh, т/м3	Kt	Kкр	Квл	Кц	Qk, м3/ч	Qдр, т/ч	Кн.пит	Nрасч	Nприн
I	280	ККД 1200/150 ЩДП 12х15	1,8 1,8	1,00 1,00	1,084 1,084	1,00 1,00	1,00 1,00	680 280	1330 546	0,98 0,98	0,2 0,5	1 1
П	280	КСД 2200Гр	1,8	1,00	1,068	1,00	1,00	380	731	0,98	0,4	1
Ш	252	КМДТ-2200Т	1,8	1,00	1,018	1,00	1,08	166	329	0,98	0,8	1

Для характеристики вариантов дробилок составлена табл.3.8.

Табл.3.8. Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Кол-во дробилок	Коэффициент загрузки	Производительность, т/ч		Масса, т		Мощность электродвигателя, кВт		Стоимость, руб
				одной	всех	одной	всех	одной	всех	одной	всех
I	ККД 1200/150 ЩДП 12х15	1 1	0,2 0,5	1330 546	1330 546	240 146	240 146	300 160
П	КСД2200Гр	1	0,4	731	731	98	98	250	250
Ш	КМДТ-2200Т	1	0,8	329	329	98	98	250	250

На основании табл. 3.9. и учитывая, что при крупно руде и небольшой производительности конусная дробилка оказалась недогруженной, следовательно, выгодна установка щековой дробилки, к тому же щековая дробилка проще в конструктивном соотношении, занимает меньше места по высоте, менее склонна к заглушению при дроблении влажных руд. Проектом принимается в I стадии дробления 1 дробилка ЩДП 12х15, во П стадии - одна дробилка КСД 2200Гр, в Ш стадии - одна дробилка КМДТ-2200Т.

3.3.3 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Проектом принимается в первой стадии измельчения стержневая мельница, так как эти мельницы обычно устанавливают для сравнительно крупного измельчения в открытом цикле. Во второй и третьей стадии измельчения - шаровые мельницы с центральной разгрузкой, так как они применяются для получения тонкоизмельченного продукта.

Расчет мельниц проводится по следующим формулам.

Производительность цикла по расчетному классу минус 71мкм составляет:

Q-71=Qч.изм.∙ (β-71 - α-71)/100, т/с (3.37)

где α-71, β-71 - массовая доля класса (-71 мкм) в дробленой руде и в питании флотации, %;

Удельная производительность i-го типоразмера мельниц для проектных условий

qi = qэт .∙ Кизм ∙ Кт ∙ Ккр ∙ КДi т/(м3∙ч) (3.38)

где qэт - удельная производительность по классу -71мкм эталонной мельницы, т/(м3∙ч);

Кизм - коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды. Кизм = 1,3 - 1,4 - руда средней крепости;

Кт - коэффициент, учитывающий разницу в типах эталонной и проектируемой мельниц;

Ккр и КДi - коэффициенты, учитывающие разницу между эталонной и проектируемой мельницами в крупности руды и измельченного продукта, а также в рабочих диаметрах.

Коэффициент Ккр определяется по формуле:

Ккр = m2m1 (3.39)

где m1 и m2 - относительная производительность по расчетному классу для проектных и эталонных условий.

Коэффициент КДi рассчитывается по формуле:

КДi = [(Дпроект - α∆пр) /(Дэт - α∆эт)]0,5 (3.40)

где Дпроект, Дэт - диаметр барабана проектируемой и эталонной мельницы, м;

∆пр, ∆эт - толщина футеровки, м.

необходимый объем мельниц для измельчения рассчитывается повариантно по формуле:

Vi = Q-71 / (qi ∙ Кн.пит), м3 (3.41)

Число мельниц в i-ом варианте:

ni = Vi / υi (3.42)

Проводится проверка мельниц на пропускную способность qпроп < 12 ∙ Kρ, т/(ч ∙ м3)

qпроп = Qпит / (υi ∙ nприн), т/(ч ∙ м3) (3.43)

где Qпит - количество руды, поступающей в мельницу, т/ч;

nприн - принятое количество мельниц в i-ом варианте.

Расчет мельниц для первой стадии:

Расчет выполнен по результатам сравнительных испытаний по эталонной мельнице. Условия работы эталонной мельницы: типоразмер МСЦ 3200х4500; крупность дробления эталонной руды (30-0) мм; массовая доля класса -71 мкм в готовом продукте -40%; удельная производительность по классу -71мкм - 1,19 т/ч∙м3; измельчаемость проектной руды - 1,3.

Q-71 = 186 ∙ (32 - 8) / 100 = 44,64 т/ч

Расчет варианта с МСЦ 2700х3600

Кm = 1 (переход от МСЦэт к МСЦ);

m2 = 0,92 (взято двойной линейной интерполяцией по табл. 3.3. [6] измельчение проектной руды класса (13-0) до β-71 = 32%).

)

Результаты повариантных расчетов сведены в табл. 3.10.

Пример расчета мельниц второй стадии измельчения:

Q-71 = 186(70-32)/100=70,7т/ч.

Условия работы эталонной мельницы:

типоразмер МШР 3600х4000;

крупность питания эталонной руды (30-0) мм;

удельная производительность по классу (-71)мкм - 1,20 т/(ч∙м3);

измельчаемость проектной руды - 1,3;

массовая доля класса (-71) мкм в готовом продукте - 72%.

Расчет варианта МИЩ 3200х4500

КТ=0,85 (от МШРэт к МЩЦ);

m2 Þ взято двойной линейной интерполяцией по табл. 3.3. [6]

)

Результаты повариантных расчетов сведены в табл. 3.10.

Пример расчета мельниц третьей стадии измельчения:

Q-71 = 186 ∙ (90 - 70)/100 = 37, 2 т/ч.

Условия работы эталонной мельницы:

типоразмер МЩЦ 3600х4500;

крупность дробления эталонной руды (-30+0) мм;

удельная производительность по классу (-71) мкм - 1,12 т/ч∙м3;

массовая доля класса (-71)мкм в готовом продукте -90%.

Расчет варианта МЩЦ 3200х4500:

КТ = 1,0;

)

Ккр = 0,86/0,815 = 1,055;

Кд = ((3,2-2∙0,105)/(3,6-2∙0,11)0,5 = (2,99/3,38)0,5 = 0,34;

q3,2х4,5 = 1,12 ∙ 1,3 ∙ 1,0 ∙ 1,055 ∙ 0,94 = 1,44 т/(ч∙м3);

V3,2х4,5 = 37,2 / (1,44∙0,98) = 26,4 м3;

n3,2х4,5 = 26,4 / 32 = 0,8 ≈ 1 шт.

Результаты повариантных расчетов сведены в табл. 3.9.

Таблица 3.9 Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Стадия измельчения	Вариант и типоразмер мельницы	nприн	Объем мельниц, м3		Коэффициент загрузки К3=ni/n	Масса ,т		Установленная мощность, кВт
			одной	всех		одной	всех	одной	всех
I	1. МСЦ 3200х4500 2. МСЦ 2700х3600	1 2	32 18	32 36	0,8 0,8	140 81	140 162	800 400	800 800
П	1. МШЦ 3200х5500 2. МШЦ 3600х5500	2 1	32 49	64 49	0,85 1,01	140 170	280 170	800 1250	1600 1250
Ш	1. МШЦ 3200х4500 2. МШЦ 3600х5500 3. МШЦ 2700х3600	1 1 2	32 49 18	32 49 36	0,8 0,5 0,9	140 170 76	140 170 152	800 1250 400	800 1250 800

При сравнении по массе и мощности варианты установки в I стадии измельчения одной мельницы МСЦ 3200х4500 оказывается более выгодным; во П стадии измельчения - одной мельницы МШЦ 3600х5500; в Ш стадии - одной мельницы МШЦ 3200х4500. Также прослеживается экономия в объеме здания и на вспомогательном оборудовании.

Проверка принятых мельниц на пропускную способность по формуле (3.43):

МСЦ 3200х4500

qпроп = 186 / (32 ∙ 1) = 5,8 т/(м3∙ ч);

qдоп = 12 ∙ Кρ = 12 ∙ ρ / 2,7 = 12 ∙ 3,0 / 2,7 = 13,3 т/(м3∙ ч);

qпроп < qдоп

МШЦ 3600х5500

qпроп = 589 / (49 ∙ 1) = 12,02 т/(м3∙ ч);

qпроп < qдоп

МШЦ 3200х4500

qпроп = 286 / (32 ∙ 1) = 8,9 т/(м3∙ ч);

qпроп < qдоп

3.3.4 Выбор и расчет оборудования для классификации

Предлагается в проекте вариант использования для классификации гидроциклонов, которые резко уменьшают капитальные затраты на оборудование и строительство здания обогатительной фабрики.

Расчетные формулы [5]:

Максимальный диаметр:

Дmax = 1,2 ∙(dn/dсл)2 ∙ d2max ∙ (ρ - ρ0) ∙ √H / βт.пит., см (3.44)

где dn, dсл - диаметры пескового и сливного насадков, см;

dmax - номинальная крупность зерен в сливе гидроциклонов, мкм; [7] (стр. 196);

ρ, ρ0 - плотность твердой и жидкой фаз пульпы, т/м3;

Н - рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон (в среднем 0,1МПа).

Массовая доля твердого в питании гидроциклона:

βт.пит = 100 / (γсл'/βт.сл + γn'/βт.п.), % (3.45)

где γсл', γn' - частные выхода слива и песков классификации, %

γсл' + γn' = 100%

βт.сл, βт.п - массовая доля твердого в песках и сливе, % (стр. 197 [7] и формула 3.46).

Массовая доля твердого в сливе гидроциклона:

βт.сл = (52 - 0,38 ∙ β-71) / 1 + 0,5 ∙ (ρ - 2,7),% (3.46)

Производительность по питанию (пульпе):

Vгц = 3 ∙ Кα ∙ КD ∙ dпит ∙ dсл ∙ √р0, м3/ч (3.47)

где Кα - коэффициент учета угла конусности (стр. 263, [5]);

КD - коэффициент, учитывающий диаметр гидроциклонов (см.стр. 198 [7]);

dсл - эквивалентный диаметр сливного патрубка, см;

dпит и dсл - по каталогу оборудования;

р0 - давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Для гидроциклонов с ДГЦ ≤ 500 мм = Н; если ДГЦ ≥ 710 мм, то величина р0 определяется по формуле:

р0 = Н + Нгц ∙ ρn ∙ 0.01, МПа, (3.48)

где Н - напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

(Нгц ∙ ρn ∙ 0.01) - гидростатический напор столба пульпы, находящийся внутри гидроциклона, МПа;

Нгц - высота гидроциклона (стр. 198 [7]), м;

ρn - плотность пульпы на входе в гидроциклон:

ρn = 100 / (βт.пит./ ρ + (100 - βт.пит) / ρ0), т/м3 (3.49)

Дебит пульпы рассчитываем по формуле:

Vn = Qпит / (R + 1/ρ), м3/ч, (3.50)

где Qпит - количество руды, т/ч;

R - разбавление пульпы, поступающей в гидроциклон

R = (100 - βт.пит) / βт.пит (3.51)

Количество гидроциклонов повариантно равно:

ni = Vn / VГЦ (3.52)

Данные для расчетов вариантов гидроциклонов для второй стадии измельчения:

βт.сл = (52 - 0,38 ∙ 70) ∙ (1 + 0,5 ∙ (3,0 - 2,7)) ≈ 29%;

βт.п. = 75%;

γ'n = 316,67 ∙ 100 / 416?67 = 76%;

γ'сл = 100 - 76 = 24%;

βт.сл = 100 / (24/ 29 + 76 / 75) = 54%;

dn/dсл = 0,7 см;

dmax = 180 мкм;

Dmax = 1,2 ∙ (0,7)2 ∙ (180)2 ∙ (3-1) ∙ √0,1/54 = 223 см;

ρn = 100 / (54/3,0 + (100 - 54) / 1) = 1,6 т/м3.

Дебит пульпы в питании гидроциклонов (3.50):

Vпит = 775 ∙ ((100 - 54) / 54 + 1/3,0) = 919 м3/ч;

Р0 = 0,1 + (3,5 ∙ 1,6 ∙ 0,01) = 0,156 МПа;

ni = 919 / 338 = 2,7;

n принятое = 3.

Проводим проверку нагрузки на песковую насадку:

песк = 4Qпеск / (П - ∆2 ∙ nгц), т/(ч∙см2) Е (0,5 ÷2,5) (3.53)

где Qпеск - производительность операции по пескам, т/ч;

∆ - диаметр пескового насадка, см (из каталога).

Нагрузка на песковую насадку у ГЦ 710:

qпеск = 4 ∙ 589/(3,14 ∙ 3 ∙ 152) = 1,1 т/(ч∙ см2) Þ соответствует допустимой 1,16 (0,5 ÷2,5) т/(ч∙ см2).

Данные для расчетов вариантов гидроциклонов для третьей стадии измельчения:

βт.сл. = (52 - 0,38 ∙ 90) ∙ (1 + 0,5 ∙ (3,0 - 2,7)) = 20%;

βт.n. = 70%;

γ'n =153,85 ∙ 100/253,85 ≈ 61%;

γ сл = 100 - 61 = 39%;

βт.пит. = 100 / (39/20 + 61/70) = 35%;

dn /dсл = 0,6 см;

dmax = 94 мкм;

Dmax = 1,2 ∙ (0,6)2 ∙ (94)2 ∙ (3,0 - 1,0) ∙ √0,1 / 35 = 69 см;

ρn = 100 / (35/3,0 + (100 - 35) / 1)) = 1,3 т/м3;

Дебит пульпы в питании гидроциклонов:

Vпит = 472 / (100 - 35/35) + 1/3,0) = 1034 м3/ч.

Расчет для варианта ГЦ 500:

Vгц = 3 ∙ 1,00 ∙ 1,00 ∙ 13 ∙ 16 ∙ √ 01 = 197 м3/ч;

ni = 1034 / 197 = 5?2

nпринятое = 6.

Нагрузка на песковую насадку:

qпеск = 286 ∙ 4/(3,14 ∙ 6 ∙ (7,5)2) = 1,1 Þ соответствует допустимой.

Повариантные расчеты сведены в табл. 3.10.

Таблица 3.10 Расчет гидроциклонов

Стадия измельчения	Vпит, м3/ч	dn/dсл	Dmax мкм	Массовая доля твердого, %			Н, МПа	Dmax, см	D, см	Р0, МПа	Диаметр насадков, см			КD	K2	ρn, т/м3	VГЦ, т/м3	ni	nГЦ	qпеск, т/ч∙м3
				βт.сл.	βт.п.	βт.пит					dпит	dсл	∆
П	919	0,7	180	29	75	54	0,1	223	71 100	0,156 0,172	15 21	20 25	15 15	0,95 0,91	1,00 1,00	1,6 1,6	338 594	2,7 1,5	3 2	1,1 1,7
Ш	1034	0,6	94	20	70	35	0,1	69	50 36	0,1 0,1	13 9	16 11,5	7,5 7,5	1,00 1,00	1,00 1,00	1,3 1,3	197 104	5,2 9,9	6 10	1,1 0,6

Для классификации во второй стадии измельчения выбираем два гидроциклона ГЦ 1000 с песковыми насадками 150 мм и один резервный ГЦ 1000. К установке доля классификации третьей стадии измельчения принимаем шесть гидроциклонов ГЦ 500 с песковыми насадками 75 мм и два резервных ГЦ 500.

3.3.5 Выбор и расчет основного оборудования в отделении флотации

Плотность руды рассчитывается по данным вещественного состава полезного ископаемого. Сначала рассчитываем содержание в руде основного минерала по формуле:

, % (3.54)

где αmin - содержание в исходной руде, %;

αn.k. - содержание полезного ископаемого в минерале, %.

Если содержание меди в руде 1,2%, а в халькопирите - меди 34,6% [9], см. табл. 1.2., то:

Найдем содержание сфалерита в руде, если в нем содержится 67,1% цинка , см. табл. 1.2. [8]:

Содержание серы в руде 26%, а в пирите 53,5%, то

Плотность руды будет равна:

(3.55)

Плотность породного минерала - кварца = 2,6 г/см3

Ввиду того, что в операцию флотации может поступать объем пульпы, превышающий производительность флотационной машины по потоку, пульпу делят на параллельные потоки (секции). Число параллельных потоков определяют по формуле:

(3.56)

где W- суммарный объем пульпы, м3/мик;

Q - поток пульпы, перерабатываемый каждой секцией флотационных машин, м3/мик.

Суммарный объем пульпы рассчитывается по формуле:

(3.57)

где G - масса твердого в пульпе, т/ч;

ρ - плотность руды, т/м3;

Q - масса жидкого, т/ч;

∆ - плотность жидкого, т/м3.

Необходимое число номер флотации определено:

(3.58)

где V - объем пульпы, поступающий в данную операцию, м3/мкм;

t - время флотации, мин;

Vk - геометрический объем пульпы, м3;

η - коэффициент заполнения камеры (η = 0,8).

Время пребывания пульпы в камере составит:

, мин (3.59)

Результаты расчетов приведены в табл. 3.13.

К установке принимается пневмомеханический тип машин, как наиболее эффективный по сравнению с механическими флотомашинами. Для перемешивания пульпы с реагентами, для ее аэрации перед флотацией, устанавливают контактные чаны в виде камер флотомашин с удаленным пеногоном.

Пример расчета:

Число потоков при использовании флотомашин ФПМ-8,5:

Число флотокамер типоразмера ФПМ-8,5 составит:

Время пребывания пульпы в камере составит:

Для точной и равномерной подачи реагентов в процессе флотации используют питатели реагентов.

Сводные данные расчета питателей приведены в табл. 3.11.

Таблица 3.11 Сводные данные расчета флотомашин

Операции флотации	Объем пульпы, поступающей в операцию, м3/мин	Число секций флотациионого отделения	Продолжительность флотации, мин	Типоразмер	Число камер		Время Пребывания пульпы в камере, мин
					На секциию	общее
Основная Сu флотация	14,85	1	10	ФПМ-8,5	22	22	0,45
Контрольная флотация	13,48	1	7	ФПМ-8,5	14	14	0,50
I перечистн. медная	2,81	1	5	ФПМ-6,3	3	3	1,70
П перечистн медная	1,24	1	3	ФПМ-,2	2	2	1,50
Основная Zn флотация	15,07	1	11	ФПМ-8,5	24	24	0,44
Контрольная Zn флотация	14,42	1	8	ФПМ-8,5	17	17	0,47
I перечистн. Zn	1,44	1	6	ФПМ-6,3	2	2	3,0	0,66	1	4	ФПМ-3,2	1	1	4,0
Основная пиритная флотация	14,46	1	10	ФПМ-8,5	22	22	0,45
Контрольная пиритная флотация	12,90	1	7	ФПМ-8,5	14	14	0,50

Таблица 3.12 Результаты расчета питателей реагентов

Реагент	Точка подачи	Концентрация раствора или эмульсии, %	Расход		Тип питателя реагентов	Количество питателей
			г/м	см3/мин
1	2	3	4	5	6	7
Известь		до рН=(8-9)			известковый питатель	1
Бутиловый ксантогенат	Основная Сu флотация Контрольная Cu флотация Основная Zn флотация Контрольная Zn флотация Основн. FeS2 флотация Контрольная FeS2 флотация	10,0 10,0 10,0 10,0 10,0 10,0	30 10 80 50 40 20	930 310 2480 1550 1240 620	ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4	1 1 1 1 1 1
Т-80	Основная Сu флотация Контрольная Cu флотация Основная Zn флотация Контрольная Zn флотация Основн. FeS2 флотация Контрольная FeS2 флотация	10,0 10,0 10,0 10,0 10,0 10,0	20 10 20 10 20 10		ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4	1 1 1 1 1 1
Медный купорос	Основная Zn флотация	10,0	4100	12400	ПРИУ-4	1
Цинковый купорос	Слив классификации	10,0	150	4650	ПРИУ-4	1
Сернистый натрий	Слив классификации	10,0	100	3100	ПРИУ-4	1

Qмин.фл.отд. = 3,1 т/мин

3.3.6 Выбор и расчет сгустителей

На процесс сгущения, протекающий под действием силы тяжести, влияют минералогический и гранулометрический состав материала, форма частиц, содержание твердого в исходной пульпе, плотность твердой фазы и жидкой фазы, рН среды. Сгущение жидких продуктов в основном производится в цилиндрических сгустителях с механической разгрузкой осадка. В зависимости от устройства механизма разгрузки осадка и, главным образом, от расположения привода этого механизма, цилиндрические сгустители разделяются на два типа: с центральным приводом и с периферическим.

К установке принимаются сгустители цилиндрические с периферическим приводом, так как сгустители с центральным приводом часто шламуются.

Расчет сгустителей проводим по удельной производительности. Потребную площадь сгущения определяем по формуле:

, м2 (3.60)

где Q - количество флотационного концентрата, поступающего на сгущение, м3/ч, т/ч; (см. табл. 3.5.);

q- удельная производительность (по практическим данным [5])

q = 0.063 т/м3∙ч.

Количество сгустителей рассчитываем по формуле:

(3/61)

где F1 - площадь сгущения сгустителя, м2 (по каталогу).

Сгущение медного концентрата:

м2;

К установке принят один сгуститель П-25 с диаметром чана 25 м, глубиной в центре 3,6 м и площадью сгущения 500 м2.

Расчет сгустителя для цинкового концентрата:

К установке принят один сгуститель П-50 с диаметром чана 50 м, площадью сгущения 1963 м2.

.3.7 Выбор и расчет фильтров

К установке принимается применение дисковых вакуум-фильтров, так как они наиболее эффективны при фильтровании тонкоизмельченных продуктов, что подтверждается практикой работы обогатительной фабрики.

Число вакуум-фильтров определено по формуле:

(3.62)

где Q - количество материалов, поступающих на фильтрование, т/ч; (см.табл. 3.5.)

q- удельная производительность, т/ч∙м2;

F1 - фильтрующая поверхность одного вакуум-фильтра, м2 (из каталога оборудования).

Фильтрование медного концентрата:

Принят вакуум-фильтр ДУ 100=2,5-2 в количестве 1 шт.

Фильтрование цинкового концентрата:

Принят один вакуум-фильтр ДУ 51-2,5-2.

Фильтрование пиритного концентрата:

Принят один вакуум-фильтр ДУ 100х2,5-2.

.3.8 Выбор и расчет оборудования для сушки

Проектом принимается применение барабанных сушилок прямого действия, так как они отличаются большой производительностью, малым потреблением энергии, низкими эксплуатационными расходами и надежностью в работе.

Для определения числа сушилок и их размера подсчитываем суммарный объем:

(3.63)

где Q - производительность сушильного отделения (по массе твердой фазы в сушимом продукте), кг/ч;

R1 и R2 - разжижение, отношение Ж:Т по массе, соответственно в поступающем и в выходящем из сушилки материале; (см. табл. 3.5.);

ω - напряженность барабана по испаряемой воде, кг/(м3∙ч);

Находим размеры барабанов сушилки по формуле:

(3.64)

Количество сушилок определено по формуле:

(3.65)

где Vi - по формуле 3.64.

Расчет барабанной сушилки для медного концентрата:

Расчет сушилок для цинкового концентрата:

Расчет сушилок для пиритного концентрата:

На основании технико-экономического сравнения вариантов, основываясь на том, что при выборе сушилок большого размера получается экономия капитальных и эксплуатационных затрат, принимаем для сушки медного концентрата СБ 2,8х14 в количестве 1 шт., для сушки цинкового концентрата - одну СБ 2,8х14, для сушки пиритного концентрата - одну СБ 3,2х22.

3.3.9 Составление схемы движения пульпы

Задача составления схемы движения заключается в распределении операций флотации по флотомашинам.

На рис. 3.11. изображена схема распределения операций флотации по флотомашинам. Питание (пульпа) подается в камеру основной флотации и, пройдя через всю флотомашину, через хвостовой карман последней камеры основной медной флотации поступает на контрольную флотацию, на выходе которой получают "первый узловой продукт". Концентрат контрольной флотации направляется в первую камеру основной медной флотации, куда поступает промпродукт I перечистки. Концентрат основной флотации идет в главную камеру I перечистки. Концентрат I перечистки подается в первую камеру П перечистки, промпродукт которой поступает на I перечистку, а пенный продукт П перечистки является готовым продуктом - медным концентратом. Распределение операций флотации в цинковом цикле аналогично. Хвосты контрольной цинковой флотации поступают в камеру основной пиритной флотации, и, пройдя через всю флотомашину, через хвостовой карман последней камеры основной флотации поступают на контрольную флотацию, на выходе которой получают хвосты. Концентрат контрольной направляется в камеру основной пиритной флотации. Концентрат основной FeS2 флотации - пиритный концентрат.

Схема движения пульпы

Рис.3.11

3.4 РЕЖИМНАЯ КАРТА ОТДЕЛЕНИЯ ФЛОТАЦИИ

Режимная карта отделения флотации включает в себя ассортимент реагентов по отдельным стадиям, их расход, плотность пульпы по операциям.

При флотации медно-цинковых вкрапленных руд в качестве собирателя используют преимущественно бутиловый ксантогенат. находясь в поверхностном слое на минерале в виде соли тяжелого металла и окисленной формы - диксантогенида, ксантогениды способствуют выравниванию скорости флотации медных минералов, сфалерита и пирита. В цикле селекции минералов меди и цинка требуется создать такие условия, чтобы поверхность медных минералов оставалась гидрофобной, а цинковой обманки - гидрофильной. Для этого в измельчение подается сульфид натрия Na2S в сочетании с цинковым купоросом для глубокой депрессии цинковой обманки. Для подавления пирита подается известь [9].

Реагенты-активаторы способствуют закреплению собирателя на минеральной поверхности. Катион цинка в сфалерите образует с ксантогенатом легкорастворимое соединение, и сфалерит не адсорбирует ксантогенат; адсорбция усиливается, если катион цинка заменить катионом меди - активатором сфалерита. Для этого в цинковую флотацию добавляют медный купорос [9].

ZnS + Cu2+ → CuS +Zn2+

Удалить пленку с окислов железа с поверхности можно серной кислотой

2Fe(OH)3 + 3H2SO4 = Fe2(SO4)3 + 6H2O

Для этого в пиритную флотацию добавляют активатор - серную кислоту [10], в результате пирит адсорбирует собиратель.

Режимная карта представлена в табл. 3.15.

Таблица 3.13 Режимная карта отделения флотации

Операция	Плотностьпульпы, %	рН (содержание своб. СаО, г/м3)	Расход реагентов, г/т
			Бутилированный ксантогенат	Вспениватель Т-80	Медный купорос	Цинковый купорос	Na2S	H2SO4
Слив классификации - питание флотации	25,0	8-9		20-30		150	100
Основная медная флотация	24,0	(300-700)	10-40	20
I перечистная	22,10	(300-700)
П перечистная	25,93	(300-700)
Основная цинковая флотация	21,75	(600-900)	40-120	20-30	400
Контрольная	21,08	-	30-70	10
I перечистная	24,60	(600-900)
П перечистная	28,57	(600-900
Основная пиритная флотация	19,86	8,5-9	20-60	20				до требуемой рН
Контрольная	17,74	-	10-30	10

.5 КОМПОНОВОЧНЫЕ РЕШЕНИЯ

Промышленная площадка фабрики спроектирована отдельно от промплощадки рудника. Руда подается автотранспортом. Все внешние перевозки, разгрузочно-погрузочные работы, прием и отправка грузов фабрики осуществляется железнодорожным транспортом через станцию "Гай", которая, в свою очередь, связана с железнодорожной веткой нормальной колеи со станцией "Круторожино" Южно-Уральской железной дороги.

Кроме этого, фабрика имеет автотранспортную связь с предприятиями района. Производственная связь внутри фабрики осуществляется по конвейерным галереям, которые соединяют все сооружения фабрики по технологической схеме транспортирования руды. Все сооружения и здания технологических и вспомогательных комплексов расположены с соблюдением противопожарных разрывов.

Территория фабрики озеленяется. Генеральный план фабрики показан на чертеже - Лист 3.

По результатам расчетов составлена схема цепи аппаратов, которая показана на чертеже - Лист 2.

Компоновочные схемы размещения оборудования в корпусе среднего и мелкого дробления представлены на чертежах - Лист 4 и Лист 5.

Схема расположения дробилок - одноэтажная, на одном уровне. Через фундаменты дробилок проходит галерея конвейера 9 и выходит из корпуса дробления в перегрузочный узел. Галерея конвейера 10 начинается в перегрузочном узле, подпитывается и входит в корпус на уровне отметки 12,700 м. Грохот ГСТ-61 установлен на отметке 7,800 м, на эту же отметку входит конвейер 5 из корпуса крупного дробления.

Конвейер 14 располагается на отметке ±0,000 м под грохотом 11; выходит из корпуса дробления на склад мелкодробленой руды.

В корпусе среднего и мелкого дробления предусмотрена ремонтная площадка. Устанавливается мостовой кран грузоподъемностью 50/10 т, обеспечивающий сменно-узловой метод ремонта дробилок [5]. Здание корпуса отапливаемое. находящиеся на разных уровнях площадки связаны лестницами. Для обслуживания конвейера 9 мостовым краном 12 предусмотрен монтажный проем с ограждением. Опасные участки ограждены в соответствии с Правилами техники безопасности.

Корпус обогащения состоит из следующих основных пролетов: бункерного, мельничного, обогатительного (флотационного), сгущения. Расположение основных пролетов - ступенчатое, с целью использования рельефа местности и создания самотечного транспортера основных пульповых потоков.

Бункер ящичного типа загружается двумя барабанными тележками. Под бункером два ряда разгрузочных отверстий, оборудованных электровибрационными питателями, и две параллельные линии сборных конвейеров. Секция измельчения компонуется из трех мельниц - одной стержневой и двух шаровых, с Г-образным их расположением, обеспечивающим устройство площадки для загрузки (выгрузки) стержней. Стержневая мельница 3200х4500 мм работает в открытом цикле, слив ее поступает в гидроциклоны D=1000мм, с которыми замкнута шаровая мельница 3600х5500 мм. Шаровая мельница 3200ъ4500 работает в замкнутом цикле с гидроциклонами D=500 мм. Предусмотрен индивидуальный метод ремонта мельниц на месте установки, для чего установлен мостовой электрический кран грузоподъемностью 75/20 т. Следующий пролет занят электрораспределительным оборудованием. На площадках между электропомещениями установлены расчетные питатели. Нижняя часть этого же пролета занята насосами. Флотационные машины установлены в девять рядов в одном пролете и обслуживаются краном грузоподъемностью 10 т. Сгустители занимают последний пролет здания.

4. ОПРОБОВАНИЕ И КОНТРОЛЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА

Современная обогатительная фабрика представляет собой сложное производство, со сложным технологическим процессом. Технологические операции взаимосвязаны, работа каждого последующего аппарата зависит от условий работы предыдущего. Это требует максимальной стабильности процесса, что невозможно осуществить без хорошего, налаженного контроля процесса.

Опробование и контроль осуществляется отделом технологического контроля. На фабрике пробы отбираются для получения следующих характеристик процесса: гранулометрический, минералогический, химического состава, влажности, плотности, концентрации растворов. На основе результатов проводимого опробования составляются сменные, суточные, декадные, месячные балансы и проводится оперативный контроль, учёт и регулирование процесса. Отдел технологического контроля осуществляет контроль качества выпускаемой продукции и соответствие её стандартам и техническим условиям, соблюдение установленной технологии производства, а также качество поступающего на фабрику сырья, промежуточной и товарной продукции путём отбора и анализа проб.

В настоящее время на Гайской обогатительной фабрике существуют комбинированная схема опробования и внедрена автоматизированная система отбора и транспортировки проб.

Время между отбором пробы т получением результата составляет один час. Разделка проб осуществляется вручную.

Поступающую на фабрику руду взвешивают на автомобильных весах на товарной станции. Количество всей продробленной руды определяется по показаниям конвейерных весов дробильного отделения. Количество переработанной руды принимается по показаниям конвейерных весов главного корпуса.

Обслуживающий персонал замеряет и регулирует размер щелей дробилок и один раз в смену определяют на производительность, служба ОТК контролирует часовую производительность мельниц, содержание тонны помола в питании флотации, щёлочность пульпы по стадиям флотации. Контролёры ОТК следят за расходом регентов не более двух раз в смену. Контролируют загрузку мельниц рудо размольными шарами, несколько раз в смену определяют содержание металлов в концентрате по секции и в отвальных хвостах, учитывают механические потери металлов со сливами. В отделении сгущения определяют содержание твёрдого в питании, разгрузке и сливе сгустителей. В фильтровальном отделении контролируют содержание твёрдого в питании фильтров, величину вакуума на фильтрах, влажность отфильтрованного концентрата и его количество. Вся продукция сушильного передела взвешивается на вагонных весах.

Для составления баланса принимается средневзвешенное содержание металлов в отгруженных медном и цинковом концентратах и серы в пиритном концентрате. Извлечение подсчитывается, как отношение количества меди в медном концентрате, цинка в цинковом концентрате, серы в пиритном концентрате к количеству этих компонентов в переработанной руде по отделениям или участкам. При определении товарного извлечения и количества металлов и серы в полученных концентратах исключаются механические потери. В отчёт принимаются анализы, подсчитываемые из всех сменных анализов, которые были сделаны в течении месяца. Это исключает индивидуальную ошибку, даже самого квалифицированного лаборанта и позволяет считать такой результат наиболее точным, т.к. в нём участвуют десятки лаборантов, а допущенные при этом анализе погрешности сводятся к минимуму по закону больших чисел. Огромное значение для правильности учёта и контроля над производством имеет точность опробования. В основу технического отчёта берутся данные, полученные при анализе товарных проб отобранные специальными механическими пробоотборниками после дробления и измельчения руд или взятые пробоотсекательными станциями. Иногда точные результаты даёт и ручное опробование, если оно производится на хорошо и хорошо перемешанных материалах и гарантирует представительный вес проб. Повышение качества продукции на обогатительной фабрике возможно лишь при условии достоверного контроля качества руд и продуктов обогащения, а также надёжно действующей системе технического контроля, без этого все усилия на совершенствование методов анализа оказываются малоэффективными.

Карта технологического и товарного опробования на обогатительной фабрике приведены в табл. 4.1. Схема опробования технологического процесса с условными обозначениями приведена на рис. 4.1.

Таблица 4.1 Карта технологического опробования на фабрике

Наименование отделений	Точка опробования	Период отбора	Определяемые параметры	Метод опробования
Дробильное отделение	Руда дроблёная Руда дроблёная Руда дроблёная	Часовой Суточный В течении см.	Крупность Ситовая хар-ка Количество	Фото-планиметрические конвейерные весы
Главный корпус	Руда Концентрат Хвосты Питание флотации	Часовой 15 минут 15 минут сменный	Массовая доля Сu, Zn, S, химический анализ ситовый анализ	АП-1 АП-1, ручной Ручной АП-1
Реагентное отделение	известь	15 минут	Концентрация реагентов	ручной
Отделение сгущения	Слив сгустителя Медный к-т Цинковый к-т Пиритный к-т Вода	Часовой Часовой Часовой Часовой Декадный	Процент твёрдого Массовая доля Сu, Zn, S, химический анализ Хим. анализ	Ручной Ручной Ручной Ручной Ручной
Фильтровально-сушильное отделение	Питание фильтров Фильтрат Медный к-т Цинковый к-т Пиритный к-т	2-х часовой 15 минут 2-х часовой 2-х часовой 2-х часовой	% тв. Хим. анализ % тв. % тв. Химический анализ	Ручной Ручной Ручной Ручной Ручной
Дамба	Отвал фабрики	часовой	Массовая доля Сu, Zn, S,	Ручной

5. ИЗУЧЕНИЕ ВЛИЯНИЯ КРУПНОСТИ МАТЕРИЛА НАРЕЗУЛЬТАТЫ ЕГО ОБЕЗВОЖИВАНИЯ

В настоящее время уделяется всё большее внимание вопросам обезвоживания тонкозернистых и шламистых продуктов. Это связно с тем, что перед обогащением полезное ископаемое подвергают относительно тонкому измельчению, поэтому получаемые материалы требуют значительных экономических и энергетических затрат на их обезвоживание. Это также связано с тем, что применяемое в основном на обогатительных фабриках вакуумное фильтрование не позволяет получать удовлетворительные результаты по влажности осадков вакуум-фильтров.

Н влажность осадков оказывает значительное влияние его структура. В ваннах вакуум-фильтров наблюдается расслоение суспензии по крупности, даже при наличии работающих мешалок. Это особенно сильно проявляется, если мешалки вакуум-фильтров не работают. В этом случае основная часть крупных частиц концентрируется у днища ванны, в верхних слоях преобладают самые тонкие частицы. Поэтому, при входе сектора в объём пульпы в ванне на поверхности фильтровальной ткани образуется слой из самых тонких частиц, затем по мере вращения сектора, формируется слой из более крупных частиц и на входе сектора из объёма пульпы снова образуется слой из тонких частиц.

Такая структура осадка на поверхности фильтроткани является причиной повышенной влажности осадка, т.к. слой на поверхности фильтроткани, состоящий из самых тонких частиц, оказывает наибольшее сопротивление фильтрации жидкой фазы пульпы. С целью изучения влияния структуры осадка на показатели фильтрования, проба пиритного концентрата была классифицирован и каждый класс был раздельно подвергнут фильтрованию при постоянных условиях. Результаты экспериментов приведены в табл. 5.1.

Таблица 5.1 Результаты раздельного фильтрования классов

Классы, мкм	Выход, %	Скорость фильтрации, м/ч	Влажность, %	Массовая доля серы, %
+40	32,6	38,55	6,24	41,81
+30	59,2	19,55	8,74	41,85
+20	57,4	4,00	12,46	40,80
-40	67,4	0,77	16,90	39,90
-30	40,8	0,62	19,52	39,80
-20	42,6	0,41	20,48	38,91

Приведённые табличные данные, показывают что основное влияние на результаты фильтрования оказывают мелкие классы, особенно класс -20 мкм, при фильтровании каждого обеспечивается минимальная скорость фильтрации и макси-мальная влажность осадка.

С целью изменения структуры осадка и изучение его влияния на результаты фильтрования была осуществлена серия опытов при различных способах подачи относительно мелких и крупных классов н фильтрование /11/. В первой серии опыты производились в следующей последовательности. Сначала в фильтровальную воронку подавался класс -20 мкм, а затем класс +20 мкм, включался вакуум и определялись результаты фильтрования. Аналогично проводились опыты и с классами -40 и +40 мкм. Причём, соотношение классов крупности в исходной пробе соответствовало соотношению классов крупности в экспериментах. Во второй серии опытов сначала подавались крупные классы +20 и +40 мкм, а затем мелкие классы -20 и -40 мкм. Результаты экспериментов приведены в табл. 5.2.

Таблица 5.2

Результаты опытов при различных способах подачи классов

Условия опытов	Скорость фильтрации, м/ч	Влажность осадка, %
Опорные эксперименты	1,02	15,54
Класс -20 мкм Класс +20 мкм	0,92	15,61
Класс +20 мкм Класс -20 мкм	1,41	14,86
Класс -40 мкм Класс +40 мкм	0,812	15,88
Класс +40 мкм Класс -40 мкм	1,619	15,10

Из таблицы видно, что во всех случаях при подаче мелких классов на более крупные наблюдается увеличение скорости фильтрования и снижение влажности осадка. Так, при подаче на фильтрующую перегородку вначале класса +20 мкм, а затем класса -20 мкм скорость фильтрации возрастает с 1,02 до 1,41 м/ч, а влаж-ность осадка снижается с 15,54% до 14,85%, чем при смешанной подаче классов. Наихудшие результаты обеспечиваются при подаче на фильтрующую перегородку вначале тонких классов, затем более крупных, что имеет место при промышленном процессе фильтрования, при отсутствии перемешивания фильтруемой суспензии в ванне вакуум-фильтра.

Эффективным приёмом повышения технологических показателей фильтрования является предварительная классификация фильтруемого материала по крупности на два класса и обеспечение подачи на фильтрующую перегородку более крупного класса и затем мелкого. Кроме того, результаты экспериментов показывают, что при фильтровании в промышленных условиях необходимо переме-шивать пульпу в ванне вакуум-фильтра.

Технологические показатели обезвоживания (скорость осаждения частиц, влажность осадка вакуум-фильтров и скорость фильтрации) во многом определяются наличием в обезвоживании продукта шламистых частиц размером менее 20 мкм, поэтому в данной работе поставлена задача получения зависимостей показателей сгущения и фильтрования от содержания в обезвоживаемом материале частиц размером менее 5, 10 и 15 мкм. Выделение минусовых классов указанной крупности из обезвоживаемого продукта производилось сидементационным методом.

В первой серии опытов в пятилитровом сосуде проводилось обесшламливание материала. В сосуде пульпа интенсивно взбалтывалась, отстаивалось расчитанное время, и вода со взвешенными частицами отсифонировалась. Сосуд снова заливался водой, пульпа взбалтывалась, отстаивалась и снова сливалась. Эта операция продолжалась до тех пор, пока верхний слой воды после отстаивания не был прозрачным, обычно это достигалось за 11-12 сливаний. Слитая часть пульпы и материал, осевший на дно сосуда, высушивались и взвешивались. Расчёт скорости осаждения частиц меньше 15 мкм производился по формуле Фоменко, т.к. для частиц данной крупности могут наблюдаться наиболее значительные отклонения скоростей:

Ư=6,108(к´d´d´l)/m, м/с

где к - коэффициент;

d - диметр частицы, м;

d - плотность частицы, кг/м3;

l - толщина пограничного слоя, м;

m - вязкость воды: при t=293°К; m=0,001 с/м2.

На первом этапе изучалась зависимость эффективности удаления минусовых классов указанных крупностей частиц от числа декантаций. После обработки проб определялась массовая доля серы в плюсовых и минусовых классах. Результаты экспериментов приведены в таблице 5.3 и н рис. 5.1. В приведённых данных под эффективностью классификации по конкретному классу принимается отношение массы частиц в сливах к общей массе к общей массе частиц граничного класса в исходном продукте.

цинковый руда переработка флотационный

Таблица 5.3

Зависимость эффективности классификации от числа отмывок

Крупность частиц, мкм	Время отстаивания, с	Число декантаций	Выход частиц в слив, %	Эффективность классификации %	Массовая доля серы, %
					в осевшем продукте	в твёрдом слива
-5	715	3 6 9 11 12	4,6 11,6 13,2 13,9 13,9	33,1 83,5 95,0 100,0 100,0	27,32 28,67 29,77 30,10 30,10
-10	435	3 6 9 11 12	4,3 14,0 15,9 16,4 16,4	26,2 85,4 97,0 100,0 100,0	42,44 43,73 43,79 44,35 44,35	26,34 29,77 30,87 33,34 33,34
-15	285	3 6 9 11 12	5,6 15,2 18,7 20,6 20,6	27,2 73,8 90,80 100,0 100,0	42,26 43,36 43,36 43,97 43,97	29,59 31,85 32,58 34,18 34,18

-класс (-15) мкм

-класс (-10) мкм

-класс (-5) мкм

Как видно из приведённых данных, с увеличением числа отмывок наблюдается увеличение выхода отмываемого класса, и соответственно, возрастает эффективность классификации частиц указанных классов. Аналогична зависимость и для других классов.

Обратим внимание на то, что в минусовых классах массовая доля серы значительно ниже, чем в плюсовых, что говорит о наличии в пиритном к-те шламистых частиц пустой породы.

На втором этапе проводились опыты по изучению сгущаемости и фильтруемости отмытых крупных классов.

Опыты по сгущению проводились по стандартной методике в стеклянных цилиндрах: отношение Ж:Т в исходном продукте 4, плотность твёрдой фазы - 4000 кг/м3. Опыты по фильтрованию проводились на лабораторной вакуум-фильтровальной установке при условиях, соответствующих промышленным (Ж:Т=1, величина вакуума 6×105 Па). Результаты экспериментов по сгущению и фильтрованию обесшламленных продуктов приведены в таблице 5.4 и на рис. 5.2.

Таблица 5.4 Результаты обезвоживания классифицируемого материала

Крупность обесшламленного продукта, мкм	Число отмывок	Эффективность классификации, %	Скорость осаждения, м/ч	Скорость фильтрации м/ч	Влажность осадка, %
Опорные опыты	0	0	1,20	1,20	14,0
+5	3 6 9 11 12	33,10 83,50 96,30 100,00 100,00	1,50 1,87 2,78 3,28 3,28	1,52 4,69 8,57 9,36 9,36	12,42 10,34 9,24 9,11 9,11
+10	3 6 9 11 12	26,20 85,40 97,00 100,00 100,00	1,35 2,51 3,03 3,41 3,41	1,56 6,00 8,92 10,41 10,41	12,37 10,12 9,04 8,81 8,81
+15	3 6 9 11 12	27,20 73,80 90,80 99,50 100,00	1,47 2,83 3,04 4,10 4,15	1,69 5,31 8,97 10,50 10,60	12,16 10,56 9,00 8,32 8,29

По результатам опытов видно, что полное удаление шламистых частиц различной крупности из сгущаемого материала приводит к увеличению скорости осаждения частиц в 3,6-3,3 раза, причём максимально возрастет скорость осаждения при удалении частиц крупностью менее 15 мкм. Скорость осаждения твёрдого при удалении шламов возрастает неравномерно, так при удалении частиц менее 5 мкм до 75%, скорость осаждения плюсового класса возрастает прямолинейно и незначи-тельно, при снижении массовой доли частиц класса -5 мкм в материале менее 25%, скорость осаждения резко возрастает. Для частиц менее 15 мкм подобное граничное значение массовой доли в осаждаемом материале составляет 40%. Это объясняется тем, что при сгущении с относительно большим содержанием твёрдого в пульпе (15-30%) большое влияние н скорость осаждения оказывает взаимодействие частиц между собой. Шламистые частицы, обладающие небольшой скоростью осаждения и значительной удельной поверхностью, оказывают негативное влияние на более крупные частицы, что приводит к общему снижению скорости осаждения частиц.

Результаты опытов по фильтрованию показывают, что снижение массовой доли шламов в фильтруемом материале резко улучшает технологические показатели процесса. Так при полном удалении из твёрдой фазы частиц крупностью минус 5; минус 10 и минус 15 мкм, скорость фильтрации возрастает соответственно в 7,4; 8,3 и 8,4 раза, а влажность снижется на 4,9; 5,2; 5,7%. Приведённые данные свидетельствуют о том, что на влажность осадка и скорость фильтрации наибольшее влияние оказывает класс -5 мкм или самые тонкие частицы. Расчёты показывают, что если необходимо увеличить скорость фильтрации в два раза, достаточно умень-шить массовую долю классов -5 мкм на 65%, -10 мкм на 50%, -15 мкм на 50%. В этих условиях снижение влажности осадка может быть достигнуто в среднем на 3%.

Выделенные классы -5, -10, -15 мкм были отфильтрованы в лабораторной фильтровальной установке, в результате получены экспериментальные данные, приведённые в табл. 5.5.

Таблица 5.5 Результаты фильтрования тонких классов

Классы, мкм	Влажность осадка, %	Скорость фильтрации, м/ч
-5	28,3	0,03
-10	23,1	0,08
-15	21,8	0,12

Приведённые данные показывают, что наибольшее влияние на результаты фильтрования оказывают тонкие классы и особенно класс -5 мкм, влажность которого составляет 28,3% и скорость фильтрации равна 0,03 м/ч. Это связано с тем, что тонкие классы имеют развитую удельную поверхность и обладают наибольшей влагоудерживающей способностью.

Результаты экспериментов показывают, что для значительной интенсификации процесса обезвоживания достаточно удалить из исходного материала частицы крупностью менее 5 мкм. Выделение классов -10 мкм и -15 мкм нерационально в силу несущественного повышения показателей обезвоживания по сравнению с классом менее 5 мкм. Так, если в исходной пробе массовая доля класса -5 мкм составляет 13,9%, то класса -10 мкм 16,4%, а класса -15 мкм 20,6% (см. табл. 5.3).

В промышленных условиях 100% эффективность классификации не представляется возможным, поэтому реально можно получить эффективность классификации, равную 50-70%, что как уже указывалось позволить в два раза увеличить скорость фильтрации и снизить влажность осадка примерно на 3%. Класс -5 мкм обезвоживать на вакуум-фильтрах нерационально, в силу низких технологических показателей.

Как установлено экспериментально, рациональным приёмом повышения эффективности вакуумного фильтрования является предварительная классификация по крупности и подача крупных классов на фильтрующую перегородку со стороны входа дисков в объём пульпы, а мелкие классы подавать у днища ванны вакуум-фильтров. Данный приём позволяет изменить структуру осадка и снизить его влажность, а также повысить скорость фильтрации. Влажность на 0,4-0,6%, а скорость фильтрации увеличить на 35-55%. Выключение мешалок при работе вакуум-фильтров является нерациональным.

Проведённые эксперименты позволяют предложить более совершенную схему обезвоживания тонкоизмельчённых флотационных концентратов, изображённую на рис. 5.3.

Рекомендуемая схема обезвоживания

Пиритный концентрат

Классификация

Сгущение Вакуумное фильтрование

Фильтрование под давлением

Термическая сушка

Слив

Рис. 5.3

Схемой предусматривается классификация обезвоживаемого продукта в гидроциклонах по классу 5 мкм. Пески гидроциклонов подаются на вакуумное фильтрование, а слив направляется на сгущение в радиальные сгустители или совместно с фильтратом вакуум-фильтров подаётся непосредственно на обезвоживание в фильтр-прессы. Сгущённый продукт сгустителей обезвоживается на фильтр-прессах под избыточным давлением. Отфильтрованные продукты подвергаются термической сушке или отправляются потребителю. Проведённые опыты по фильтрованию под давлением позволяют получать осадки с влажностью 8-9%.

Таким образом, внедрение рекомендуемой схемы обезвоживания, включающее вакуумное фильтрование основной массы обесшламленного продукта и фильтрование под давлением шламов позволяет получать осадок после фильтрования с влажностью 8-9%. По согласованию с потребителем допускается отгрузка пиритного концентрата в период 15.04 по 1.10 с влажностью 8%. Применение данной схемы обезвоживания позволяет исключить процесс термической сушки, снизить эксплуатационные затраты.

6. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

.1 РАСЧЕТ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ ПРОГРАММЫ

Проектируемая обогатительная фабрика входит в состав Гайского горно-обогатительного комбината как основной цех. Руда Гайского месторождения обогащается флотационным способом по схеме прямой селективной флотации, с получением трех концентратов: медного, цинкового и пиритного, которые отвечают требованиям ГОСТ.

Полученные медный и цинковый концентрат в дальнейшем идут в металлургический передел с получением металла. Пиритный концентрат главным образом идет на получение серной кислоты.

В состав фабрики входят: отделение рудоподготовки, главный корпус, отделения фильтрации и сушки, отделения приготовления реагентов.

По нормам проектирования обогатительных фабрик [4] принимаем режим работы главного корпуса непрерывный, с семидневной рабочей неделей, по три смены в сутки по восемь часов. Отделение фильтрования и сушки, а также отделение приготовления реагентов работают синхронно с главным корпусом. Отделение рудоподготовки работает по пятидневной рабочей неделе, по две смены в сутки по семь часов. План производства, показатели и формы расчета приведены в табл. 6.1.

Таблица 6.1 Расчет прогнозного объема производства концентратов

№№ п/п	Показатели	Планируемый период	Индекс или формула расчета
1	Количество ведущих агрегатов	1	А
2	Календарный фонд, сутки	365	Ткал
3	Протои на плановых ремонтах, в сутках	24	Трем
4	Номинальный фонд рабочего времени, сутки	341	Тном=Ткал-Трем
5	Плановая производительность ведущего агрегата по исходному сырью, т/сут	4398,8
6	Годовой объем переработанного сырья, тыс.т	1500	Qp =A∙Tн∙Nпл
7	Массовая доля полезного компонента в исходном сырье, %
	Cu	1,20	αCu
	Zn	3,00	αZn
	S	26.00	αS
8	Содержание полезного компонента в одноименном концентрате, %
	Cu	18,00	β Cu
	Zn	48,00	β Zn
	S	40,00	β S
9	Извлечение полезных компонентов в одноименные концентраты, %
	Cu	87,00	Ε Cu
	Zn	55,00	Ε Zn
	S	36,00	Ε S
10	Выпуск концентратов, тт
	медного	87,0
	цинкового	51,6
	пиритного	351,0
11.	Валовое количество полез-ного компонента в одно-именных концентратах, т
	медного	15660
	цинкового	24768
	пиритного	140400

.2 РАСЧЕТ КАПИТАЛЬНЫХ ВЛОЖЕНИЙ

В этом разделе определены потребные капитальные затраты на строительство обогатительной фабрики, для чего составляется:

смета на здания и сооружения;

смета на приобретение и монтаж оборудования;

сводный сметно-финансовый расчет на строительство фабрики

6.2.1 Расчет сметы на промышленные здания и сооружения

Полная стоимость в прямых нормируемых затратах определяется исходя из объемов зданий и стоимости прямых нормируемых затрат по формуле:

Зстр.зд = V ∙ n, млн. руб (6.1)

где V - объем здания, м3;

n стоимость единицы прямых нормируемых затрат, руб.

Статья "Накладные расходы принимается в размере 17% от полной стоимости прямых затрат.

Плановые накопления принимаем в размере 30% от суммы полной стоимости в прямых нормируемых затратах и накладных расходов.

Общая сметная стоимость определяется суммой полной стоимости в прямых нормируемых затратах, накладных расходов и плановых накоплений.

Расчет сметы на промышленные здания и сооружения представлен в табл. 6.2.

Таблица 6.2 Смета на промышленные здания и сооружения

Наименование зданий и сооружений	Един. измер.	Кол-во единиц	Стоимость единицы прямых нормируемых затрат, руб	Полная стоимость в прямых нормируемых затратах, млн.руб.	Накладные расходы, Млн .руб	Плановые накопления, млн.руб.	Общая сметная стоимость, млн.руб.
Корпус крупного дробления	м3	14.250	482	6,869	1,168	2,411	10,448
Корпус средне мелкого дробления	м3	21.240	482	10,238	1,741	3,594	15,573
Склад мелкодробленой руды	м3	10.340	356	3,681	0, 626	1,292	5,599
Главный корпус	м3	315.600	282	88,999	15,130	31,239	135,368
Корпус фильтрования и сушки	м3	65.130	400	26,052	4,429	9,144	39,625
Реагентное отделение	м3	21.300	466	9,926	1,687	3,484	15,097
Склад готовых концентратов	м3	10.300	256	3,667	0,623	1,287	5,577
Всего							227,287

6.2.2 Расчет сметы на приобретение и монтаж оборудования

Расчет оформляется в виде табл.6.3.

Сметная стоимость оборудования определяется по формуле:

ЗСМ = ЗМОН + ЗФР.-ПР., млн. руб (6.2.)

где ЗМОН - затраты на монтаж оборудования, руб.;

ЗФР.-ПР - всего стоимость франко-приобъектный склад, руб.

Всего стоимость франко-приобъектный склад определяется суммированием граф "Итого", "Заготовительно-складские расходы", "Транспортные расходы". Затраты на монтаж оборудования принимаем 14% от стоимости франко-приобъектный склад.

Затраты на вспомогательное оборудование принимаем от сметной стоимости основного оборудования: неучтенное оборудование - 3%; подъемно-транспортное оборудование - 10%; электрооборудование - 4%, водовоздушное оборудование - 2%.

.2.3 Расчет сводной сметы на промышленное строительство

Затраты на подготовку территории под строительство составляют 5% от затрат на промышленные здания и сооружения (см. табл. 6.2).

Затраты на промышленные здания и сооружения учитывают, что строительство ведется непрерывно при среднемесячных отрицательных температурах, равных минус 180С, рассчитано по формуле:

Зпроч. = Зпр.зд. ∙ 0,52 ∙ 0,075, млн. руб. (6.3)

где Зпр.зд - затраты на промышленные здания и сооружения, млн.руб.;

,52 - средний удельный вес зимнего периода;

,075 - коэффициент удорожания строительства в зимний период.

Затраты на электромеханическое оборудование - из табл. 6.3. Затраты на инструмент и инвентарь принимаем в размере 15% от затрат на электромеханическое оборудование.

Неучтенные затраты принимаем в размере 5% от итого строк с первой по четвертую во всех графах.

Затраты на проектные и изыскательские работы принимаем в размере 25% от части первой сводной сметы на промышленное строительство.

Все результаты расчета приведены в табл. 6.4.

Таблица 6.4 Сводная смета на промышленное строительство

Наименование частей, объектов, работ и затрат	Сметная стоимость, млн. руб			Общая сметная стоимость, млн.руб.
	Строительно монтажные работы	оборудование, инструмент, инвентарь	прочие затраты
Часть I
Подготовка территории строительства	11,364	-	-	11,364
Затраты на промышленные здания и сооружения	227,287	-	8,864	236,151
Затраты на электромеханическое оборудование	-	61,496	-	61,496
Затраты на инструмент и инвентарь	-	9,224	-	9,224
Неучтенные затраты	11,933	3,536	0,443	15,912
Итого по части I	250,584	74,256	9,307	334,147
Часть П
Проектные и изыскательские работы	62,646	18,564	2,327	83,537
Итого по части П	62,646	18,564	2,327	83,537
Всего	313,230	92,820	11,634	417,684

.3 РАСЧЕТ ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ ЗАТРАТ

6.3.1 Организация труда и заработной платы

Для отделения рудоподготовки принимаем пятидневную рабочую неделю, по две смены в сутки.

Для главного корпуса принимаем непрерывный график работы по семидневной рабочей неделе, три смены в сутки по восемь часов.

Расчет баланса рабочего времени приведен в табл. 6.5.

Номинальный фонд времени определен по формуле:

ТНОМ = ТК - ТВЫХ, сут (6.4.)

где ТК - календарное время, сут.;

ТВЫХ - время выходных дней, сут.

Эффективный фонд времени находится по формуле:

ТЭФ = ТНОМ - ТНЕВЫХ, сут. (6.5)

где ТНОМ - номинальный фонд рабочего времени, сут.;

ТНЕВЫХ - суммарное время всех невыходов, сут.

Коэффициент списочного состава находится по формуле:

КСП = ТНОМ / ТЭФ - прерывный режим (6.6)

КСП = ТК / ТЭФ - непрерывный режим (6.7)

Таблица 6.3 Смета на приобретение и монтаж оборудования

№ п/п		Наименование оборудования	Един. оборудования	Кол-во единиц	Отпускная цена		Зап. части	Итого	Транспортные расходы		Всего стоимость Франко приобъектный склад	Мон-таж оборудования	Сметная стоимость, млн.руб.
					единицы, тыс. руб	Общая
1		2	3	4	5	6	7	8	9		10	11	12	13
1.		Дробилка ШДП 12х15	шт	1	1886,0	1886,0	56,58	1942,58	97,13		24,48	2064,19	288,99	2,252
2.		-"- КСД2200 ГР	шт	1	1650,0	1650,0	49,5	1699,5	84,98		21,41	1805,89	252,82	2,059
3.		-"- КМДТ2200Т	шт	1	1212,0	1212,0	36,36	1248,4	62,42		15,73	1326,55	185,72	1,512
4.		Грохот ГСТ61			342,8	342,8	10,28	353,08	17,65		4,45	375,18	52,52	0,428
5.		Мельница МСЦ 3,2х4,5	шт	1	2330,0	2330,0	69,9	2399,9	119,99		30,24	2550,13	257,02	2,907
6.		-"- МШЦ3,6х5,5	шт	1	2168,0	2168,0	65,04	2233,04	111,65		28,14	2372,83	332,20	2,705
7.		-"- МШЦ3,2х4,5	шт	1	1930,0	1930,0	57,9	1987,9	99,40		25,05	2112,35	295,73	2,408
8.		Гидроциклон ГЦ-1000	шт	3	38,4	115,2	3,46	118,66	5,93		1,5	126,09	17,65	0,144
9.		-"- ГЦ-500	шт	8	6,48	51,84	1,56	53,4	2,67		0,67	56,74	7,94	0,065
10.	Флотомашина ФПМ-8,5		шт	114	200,86	22898,04	686,94	23584,98	1179,25	297,17		25061,4	3508,6	28,57
11.	-"- ФПМ-6,3		шт	5	148,88	744,4	22,33	766,73	38,34	9,66		814,73	114,06	0,929
12.	-"- ФПМ-3,2		шт	3	75,62	226,86	6,80	233,66	11,68	2,94		248,28	34,76	0,283
13.	Сгуститель П-25		шт	2	368,0	736,0	22,08	758,08	37,90	9,55		805,53	112,77	0,918
14.	Сгститель П-50		шт	1	648,0	648,0	19,44	667,44	33,37	8,41		709,22	99,29	0,809
15.	Вакуум-фильр ДУ-100х2,5-2		шт	2	658,0	1316	39,48	1355,48	67,77	17,08		1440,33	201,65	1,642
16.	-"- ДУ 51х2,5-2		шт	1	524,0	524,0	15,72	539,72	26,99	6,8		573,51	80,29	0,65
17.	Сушилка СБ 2,8х14		шт	2	720,0	1440,0	43,2	1483,2	74,16	18,69		1576,05	220,65	1,797
18.	Сушилка СБ 3,2х22		шт	1	1197,0	1197,0	35,91	1232,91	61,65	15,53		1310,09	183,41	1,494
ИТОГО														51,677
Неучтенное оборудование														1,550
Водовоздушное оборудование														1,034
Электрооборудование														2,067
Подъемно-транспортное оборудование														5,168
Всего														61,469

Таблица 6.5 Баланс рабочего времени

Показатели	Прерывный режим	Непрерывный режим
Календарный фонд рабочего времени, сут ТК	365	365
Выходные и праздничные, сут ТВЫХ	104	92
Номинальный фонд времени, ТНОМ, сут	261	273
Невыходы, ТНЕВЫХ:
отпуск, сут	24	24
по болезни, сут	4	4
отпуск учащимся, сут	1	1
отпуск с разрешения администрации, сут	0,5	0,5
выполнение гос. обязанности, сут	0,5	0,5
Всего невыходов, сут	30	30
Эффективный фонд времени, ТЭФ.СУТ	231	243
Коэффициент списочного состава, КСП	1,13	1,50

.3.2.Расчет численности рабочих

Численность технологических рабочих определяется на основе существующих норм обслуживания машин и механизмов и количества единиц обслуживаемого оборудования.

Явочная численность в смену определена по формуле:

(6.8)

Общая явочная численность определена по формуле:

(6.9)

где n - количество смен в сутки.

Данные расчета численности рабочих обогатительной фабрики представлены в табл. 6.6.

Таблица 6.6 Расчет явочной численности рабочих

Наименование структурного подразделения и профессии	Норма обслуживания в смену	Кол-во единиц обслуживания	Кол-во смен в сутки	Явочная численность АЯВСМ	Общая явочная численность АЯВСУТ
Отделение рудоподготовки
1.Машинист приемного бункера	1	1	2	1	2
2.Машинист питателя 3.Машинист щековой дробилки	0,24 0,3	1 1	2 2	1	2
4.Машинист конус ных дробилок 5.Машинист грохота	0,1 0,1	2 1	2 2	1	2
6.Машинист конвейеров	0,65	6	2	4	8
7.Дежурный слесарь	-	-	2	1	2
8.Дежурный электрик	-	-	2	2
9.Машинист крана	-	-	2	1	2
Итого по отделению рудоподготовки					20
Главный корпус
1.Машинист мельницы 2. Машинист гид роциклонов	0,13 0,007	3 11	3 3	1	3
3.Машинист флотомашин	0,07	122	3	9	27
4.Дежурный слесарь	-	-	3	1	3
5.Дежурный электрик	-	-	3	1	3
6.Машинист крана	-	-	3	1	3
7.Машинист сгустителя	0,1	3	3	1	3
Продолжение таблицы 6.6.
1	2	3	4	5	6
Итого по главному корпусу					42
ФСО и складирование концентратов
1.Машинист ваку- ум-фильтров	0,15	3	3	1	3
2.Машинист сушилок	0,11	3	3	1	3
3.Дежурный электрик	-	-	3	1	3
4.Дежурный слесарь	-	-	3	1	3
5.Машинист крана	-	-	3	1	3
6.Погрузчик концентратов	1	3	3	3	9
Итого по ФСО и складу концентратов					24
Всего					86

6.3.3 Расчет фонда заработной платы

Расчет заработной платы на каждого рабочего производства ведется по тарифным ставкам для соответствующего разряда, исходя из количества часов работы рабочего: 3 разряд - 8,2 руб/час; 4 разряд - 9,6 руб/час; 5 разряд 11,3 руб/час; 6 разряд - 13,5 руб/час.

Расчет производительности труда на одного рабочего и одного трудящегося ведется по формуле:

П = Q/4 сс, т/чел (6.10)

где Q - годовой объем перерабатываемого сырья, т/год;

сс - среднесписочная численность работающих или рабочих, чел.

Данные расчета штатов и фондов заработной платы приведены в табл. 6.7.

Данные расчета численности и фондов заработной платы административно-управленческого персонала представлены в табл. 6.8.

Исходя из формулы 6.10:

Производительность труда на одного рабочего

т/год на одного рабочего;

Производительность труда на одного трудящегося:

Таблица 6.8 Расчет численности и фондов заработной платы административно-управленческого персонала

Наименование должностей	Кол-во человек по штату	Основной оклад в месяц, руб	Годовой фонд заработной платы, руб	Годовой фонд зарплаты с растонным коэффициентом, тыс.руб.
Директор фабрики	1	6800	81,600	93,840
Главный инженер	1	5800	69,600	80,040
Главный технолог	1	5800	69,600	80,040
Начальник планового отдела	1	4700	56,400	64,860
Экономист	1	4500	54,000	62,100
Инженер по ТБ	1	5000	60,000	69,000
Главный бухгалтер	1	5000	60,000	69,000
Бухгалтер	1	4200	50,400	57,960
Главный энергетик	1	5800	69,600	80,040
Мастер смены	5	4200	252,000	289,800
Табельщик	1	3200	38,400	44,160
Итого	15	55000	861,600	990,84

, т/год на одного трудящегося

6.3.4 Расчет потребности вспомогательных материалов

Удельные нормы расхода, номенклатура реагентов определяются на основе технологической части проекта.

Нормы расхода измельчающих тел, футеровки, фильтроткани принимаем по данным практики работы предприятия.

Данные расчета расходов материалов приведены в табл. 6.9.

Таблица 6.9

Наименование материалов	Еди. изм	Расход на принятую единицу объема	Объем перерабатываемого сырья, т/год	Общий расход на весь объем, тыс.тонн	Цена за единицу, тыс. руб	Сумма, млн. руб
Стержни	кг/т	0,43	1.500.000	645,0	2,860	1,845
Шары	кг/т	1,6	-"-	2400,0	3,25	7,800
Футеровка	кг/т	0,16	-"-	240,0	10,6	2,544
Фильтроткань	м2/т	0,0054	-"-	8,100	0,117	0,947
Ксантогенат	кг	0,23	-"-	345,0	14,6	5,037
Т-80	кг/т	0,09	-"-	135,0	1,560	0,211
Известь	кг/т	1,6	-"-	2400,0	0,300	0,720
Медный купорос	кг/т	0,4	-"-	600,0	7,920	4,752
Цинковый купорос	кг/т	0,15	-"-	225,0	2,800	0,630
Сернистый натрий	кг/т	0,1	-"-	150,0	4,920	0,738
Итого						25,224
Неучтенные материалы						0,883
Всего						26,107
Оплата услуг снабженческих и сбытовых организаций						1,123
Транспортные расходы						1,305
Заготовительно-складские расходы						0,313
Итого стоимость франко-участковый (приобъектный склад)						28,848

Цену единицы соответствующих материалов принимаем по действующим прейскурантам. Неучтенные материалы - 3,5% от учтенных материалов. Наценки для снабженческих и сбытовых организаций принимаем 4,3% от стоимости материалов. Транспортные расходы - 5% от "Всего". Заготовительно-складские расходы в размере 1,2% от стоимости материалов.

Расчет затрат на электроэнергию, топливо, воду приведен в табл. 6.10.

Таблица 6.1.0 Расчет расхода электроэнергии, топлива, воды

Наименование	Ед. изм.	Расход на принятую единицу объема	Объем перерабатываемого сырья, т/год	Общий расход на весь объем	Цена за единицу, руб	Сумма, млн.руб.
Электроэнергия	кВт.ч	20	1.500.000	30.000.000	0,32	9,600
Газ	м3	1,05	-"-	1.575.000	0,235	0,370
Оборотная вода	м3	3,7	-"-	5.550.000	0,146	0,810
Свежая вода	м3	0,8	-"-	1.200.000	0,195	0,234
Итого						11,014

.3.5 Расчет амортизационных отчислений основных фондов

Амортизация определена исходя из установленных норм и сменной стоимости основных фондов.

Данные расчета представлены в табл. 6.11.

Таблица 6.11

Расчет амортизационных отчислений по основным фондам

Наименование основных фондов	Сметная стоимость, млн. руб	Норма амортизации, %	Сумма амортизационных отчислений, тыс.руб.
Здания и сооружения	227,287	1,7	3.863,879
ЩДП 12х15	2,353	6,7	157,651
КСД 2200 Гр	2,059	6,7	137,953
КМДТ 2200 Т	1,512	6,7	101,304
ГСТ 61	0,428	14,3	61,204
МСЦ 3200х4500	2,907	8,3	241,281
МШЦ 3600х4500	2,408	8,3	199,864
ГЦ 1000	0,144	47,952
ФПМ-8,5	28,57	7,7	2199,890
ФПМ-6,3	0,929	7,7	71,533
ФПМ-3,2	0,283	7,7	21,791
П-25	0,918	10	91,800
П-50	0,809	10	80,900
ДУ 100х2,5-2	1,642	10	164,200
ДУ 51х2,5-2	0,654	10	65,400
СБ 2,8х14	1,797	9	161,730
СБ 32х22	1,494	9	134,460
Неучтенное оборудование	1,550	3	46,500
Транспортное оборудование	5,168	10	516,800
Электротехническое оборудование	20,67	4,8	99,216
Водовоздушное оборудование	10,34	10	103,400
Всего			8814,868

6.3.6 Расчет цеховых расходов

Для расчета величины расходов составлена смета цеховых расходов, приведенная в табл. 6.12.

Таблица 6.12 Смета цеховых расходов

Наименование расходов	Сумма затрат, тыс.руб.
1. Основная и дополнительная зарплата цехового персонала	990,84
2. Отчисления на социальные нужды	381,473
3. Амортизация зданий и сооружений цехового назначения	3.863,879
4. Содержание зданий и сооружений	6.818,610
5. Ремонт зданий и сооружений	2.500,157
6. Охрана труда	752,696
7. Прочие расходы цеха	765,383
Итого цеховых расходов	16.073,038

Статья 1 берется из табл. 6.8.

Статья 2 принята в размере 38,5% от статьи 1.

Статья 3 определена в табл. 6.11.

Статья 4 принята в размере 3% от сметной стоимости зданий и сооружений.

Ремонт зданий и сооружений принят в размере 1,1% от сметной стоимости зданий и сооружений.

Охрана труда принята в размере 13% от фонда заработной платы рабочих цеха.

Прочие расходы приняты в размере 5% от сумм цеховых расходов по статьям 1 - 6.

6.3.7 Калькуляция себестоимости обогащения

Затраты на сырье определены исходя из количества обогащаемого сырья и стоимости 1 тонны.

Цена за тонну соответствующих компонентов в руде:

Сера в руде не оплачивается, так как αS=26%.

Затраты на транспортировку сырья приняты в размере 5% от стоимости сырья.

Заработная плата производственных рабочих (основная и дополнительная) из табл. 6.7.

Отчисления на социальные нужды - статья 4 - берется 38,5% от заработной платы производственных рабочих.

Вспомогательные материалы на технологические нужды см. табл. 6.9.

Энергетические ресурсы из табл. 6.10.

Амортизация основных фондов (технологическое оборудование) см. табл. 6.11.

Расходы на все виды ремонтов принимаем в размере 50% от амортизации технологического оборудования.

Платежи по обязательному страхованию составляют 0,15% от стоимости основных и оборотных фондов.

ФОС + ФОБ - стоимость имущества предприятия, определяемая как сумма среднегодовой стоимости основных и оборотных фондов.

ФОС - из табл. 6.4;

ФОБ - в размере 15% от стоимости основных фондов.

ФОС + ФОБ = 334,147 + 50,122 = 384,269 млн.руб.

Затраты на оплату процентов по краткосрочным ссудам банков составляют 1,0% от стоимости товарной продукции.

Стоимость реализуемой (товарной) продукции определена по формуле:

(6.11)

где Sт.п. - стоимость товарной продукции, млн.руб;

Ц - цена единицы продукции, тыс.руб;

Вт.п. - объем реализуемой продукции, тыс.т.

Цена одной тонны медного концентрата равна с учетом существующих оптовых цен и содержания меди в медном концентрате:

ЦCu = 18,300 ∙ 0,18 = 3,294 тыс.руб.

Аналогично произведен расчет цены одной тонны цинкового и пиритного концентрата:

ЦZn = 16,960 ∙ 0,48 = 8,141 тыс.руб.;

ЦS = 8,640 ∙ 0,40 = 3,456 тыс.руб.

Отсюда

ΣSтп = (3,294 ∙ 87,0) + (8,141 ∙ 51,6) + (3,456 ∙ 351,0) =

= 286,578 + 420,076 + 1213,056 = 1918,71 млн.руб.

Прочие производственные расходы включают расчет налогов, включаемых в себестоимость и вносимых в бюджет, который приведен в табл. 6.13.

Цеховые расходы из табл. 6.12.

Общефабричные расходы в размере 15% от стоимости обогащения (затрат на передел).

Таблица 6.13 Расчет налогов, включаемых в себестоимость

Виды налогов	Ставка налога, % к объекту налогообложения	Объект налогообложения	Сумма налога, тыс.руб.
1. Платежи за пользование ресурсами	5,0	1.918.710,0	95.935,5
2. Налог на землю	150 руб. за 1 га	40	6,000
3. Дорожный налог	1,5	1.918.710,0	28.780,65
Итого			124.722,15

Себестоимость обогащения определена по формуле:

СОБ. = СЦЕХ. - ЗНА СЫРЬЕ - ЗТРАНС, млн руб (6.12)

где СЦЕХ. - цеховая себестоимость, млн руб.;

ЗНА СЫРЬЕ - стоимость сырья, млн.руб.;

ЗТРАНС - затраты на транспортировку сырья, тыс.руб.

Все приведенные выше расходы приняты в размере 1,5% от общефабричной себестоимости.

Все приведенные выше расчеты сводятся в калькуляцию себестоимости обогащения и производства концентратов, табл. 6.13.

.4 РАСЧЕТ И РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ПРИБЫЛИ

При комплексном использовании сырья и получении медного, цинкового и пиритного концентратов расчет себестоимости одной тонны каждого вида концентрата произведен с помощью метода косвенного распределения затрат. Данный метод заключается в следующем: все затраты распределяются пропорционально стоимости полезных компонентов, извлеченных в концентрат.

Калькуляция себестоимости обогащения руд и производств концентратов Таблица 6.13

Наименование статей затрат	Годовой расход на весь объем обогащаемого сырья			На одну тонну перерабатываемого сырья
	Количество	Цена или тариф за ед. изм.	Сумма, млн.руб.	Количество	Сумма, руб.
1. Сырье	1 500 000	402	603,0	-	402
2. Транспортные расходы		20,1	30,150	-	20,1
3. Заработная плата производственных рабочих		-	5,790	-	3,86
4. Отчисления на социальные нужды		-	2,229	-	1,49
5. Вспомогательные материалы на технологические нужды		-	28,848	-	19,23
6. Топливо на технологические нужды	1575000	0,235	0,370	1,05	0,25
7. Энергетические ресурсы на технологические нужды
а) электроэнергия	30.000.000	0,32	9,600	20	6,4
б)вода оборотная	5.550.000	0,146	0,810	3,7	0,54
в)вода свежая	1.200.000	0,195	0,234	0,8	0,16
8. Амортизация основных фондов (технологическое оборудование)	1.500.000	-	4,951	-	3,3
9. расходы на все виды ремонтов		-	2,476	-	1,65
10. Платежи по обязательному страхованию		-	0,576	-	0,38
11. Затраты на оплату процентов по краткосрочным ссудам		-	19,187	-	12,79
12. Цеховые расходы		-	16,073	-	482,76
Цеховая себестоимость, в т.ч. себестоимость обогащения	1.500.000	-	724,294 91,144	-	482,86 60,76
13. Общефабричные расходы		-	13,672	-	9,11
14. Прочие производственные расходы		-	124,722	-	83,15
Производственная (общефабричная) себестоимость		-	862,688	-	575,12
15.Внепроизводственные расходы		-	12,940	-	8,63
Полная себестоимость		-	875,628	-	583,75

Стоимость всех компонентов, содержащихся в одноименных концентратах, составляет:

SCu в к-те = Ц Cu в к-те ∙ Р Cu в к-те = 18,300 ∙ 15,660 = 286,578 млн.руб.;

SZn в к-те = Ц Zn в к-те ∙ Р Zn в к-те = 16.960 ∙ 24.768 = 420.076 млн.руб.;

SS в к-те = Ц S в к-те ∙ Р S в к-те = 8.640 ∙ 140.400 = 1213.056 млн.руб.

ΣΣ SТ.П. = SCu в к-те + SZn в к-те + SS в к-те, млн. руб.; (6.13)

ΣΣ SТ.П. = 286,578 + 420,076 + 1213,056 = 1 918,71 млн.руб.

Удельный вес стоимости каждого компонента, извлеченного в концентрат, к суммарной стоимости составляет

Себестоимость одной тонны i-го концентрата определена по формуле:

(6.14)

где ΣСПОЛ - полная себестоимость из табл. 6.13, млн.руб.;

qi - удельный вес i-го концентрата;

Bi - выпуск i-го концентрата, т.

Себестоимость одной тонны медного концентрата:

,628 х 0,15 / 87000 = 1510 руб..

Себестоимость одной тоны цинкового концентрата:

,628 х 0,22 / 51600 = 3733 руб.

Себестоимость одной тонны пиритного концентрата:

,628 х 0,63 / 351000 = 1572 руб.

Валовая (балансовая прибыль) рассчитана по формуле:

П = (ΣSТП - СП), млн. руб. (6.15)

где СП - полная себестоимость товарной продукции, включая производственные расходы, млн.руб.

П = 1918,71 - 875,628 = 1043,082 млн.руб.

Налогооблагаемая прибыль рассчитана по формуле:

ПН = ΣSТП - СП - НИ - Н5, млн.руб. (6.16)

где ПН - прибыль налогооблагаемая, млн.руб.;

НИ - налог на имущество, млн.руб.;

Н5 - местный налог, млн.руб.

Налог на имущество принимаем 2% от ФОС + ФОБ:

НИ = 384,269 ∙ 0,02 = 7,685 млн.руб.

Местный налог принимаем 4% от суммы годовой заработной платы трудящихся:

Н5 = (МРОТ ∙ ЧС ∙ 12) ∙ 0,04, млн. руб (6.17)

где МРОТ - минимальный размер оплаты труда, руб.;

ЧС - списочная численность трудящихся, чел.

Отсюда:

Н5 = (300 ∙ 146 ∙ 12) ∙ 0,04 = 0,021 млн.руб.

Налогооблагаемая прибыль равна:

ПН = 1918,71 - 875,628 - 7,685 - 0,021 = 1035,376 млн.руб.

Прибыль, остающаяся в распоряжении предприятия, рассчитывается по формуле:

ПЧ = ПН - Н3, млн.руб.

где Н3 - налог на прибыль, 35% от ПН.

ПЧ = 1035,376 - 362,382 = 672,994 млн.руб.

Рентабельность капитала (фондов производства) рассчитываем по формуле:

(6.19)

РПР = 672,994 / 384,269 ∙ 100 = 175,14%.

Рентабельность продукции рассчитываем по формуле:

(6.20)

где РОБЩ - рентабельность продукции, %;

ΣСКАЛ - полная себестоимость, млн.руб.

Фондоотдача определена по формуле:

(6.21)

где ФОС - сумма капитальных вложений, млн.руб.

6.5 ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ

Основные технико-экономические показатели приведены в табл. 6.14.

Удельные капитальные вложения определены:

,0 / 1500000 = 0,278 тыс.руб./т

Таблица 6.14 Основные технико-экономические показатели

Наименование показателей	Проектируемые показатели
1. Годовая производительность фабрики (по сырью), тыс.т	1500
2. Содержание полезного компонента в одноименном концентрате, %:
меди	18,0
цинка	48,0
Серы	40,0
3. Извлечение полезных компонентов в одноименные концентраты, %:
меди	87,0
цинка	55,0
серы	36,0
4. Производительность труда на одного трудящегося в год, т	10,274
5. Одного рабочего в год, т	11,450
6. Себестоимость 1 т обогащенного сырья, руб.	161,65
7. Себестоимость 1 т концентрата, руб.:
медного	1510	3733
пиритного	1572
8. Уровень рентабельности производства, %	175,14
9. Уровень общей рентабельности продукции, %	76,86
10. Удельные капитальные вложения, тыс.р/т	0,278
11. Стоимость производственных фондов всего млн.руб.	384,269
в том числе
а) основных производственных фондов	334,147
б) нормируемых оборотных средств	50,122
12. Фондоотдача, руб/руб.	5,74

Вывод: При проектировании фабрики по переработке сульфидных медно-цинковых руд производительностью 1,5 млн. тонн в год методом флотации, были рассчитаны сметы: на промышленные здания и сооружения, на приобретение и монтаж оборудования; рассчитана сумма амортизационных отчислений; рассчитаны эксплуатационные затраты.

Чистая прибыль составила 672,994 млн.руб. Рентабельность производства составила 175,14%, а рентабельность продукции 76,86%. Фондоотдача составила 5,74 руб./руб.

7. БЕЗОПСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ

Охрана труда представляет собой совокупность правовых, технических и снитарно-технических мероприятий, направленных на создание безопасных и здоровых условий работы трудящихся и проводимых в строго обязательном порядке на основе действующего законодательства. Составной частью охраны труда, кроме законодательных актов, является техника безопасности и производственная санитария. Техника безопасности представляет собой систему организационных, технических средств, предотвращающих воздействие на работающих опасных производственных факторов, которые приводят к несчастным случаям на производстве. Производственная санитария представляет собой систему организационных, гигиенических и санитарно-технических мероприятий и средств предотвращающих воздействие на работающих вредных производственных факторов, которые приводят к профессиональным заболеваниям.

7.1. Производственная санитария

.1.1

Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

Похожие работы на - Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения