Обоснование способа обогащения, расчет вспомогательного оборудования. Описание и промышленные испытания Индийской бентонитовой глины "Ашапура". Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса. Экономика и организация работы подразделения.
При низкой оригинальности работы "Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения", Вы можете повысить уникальность этой работы до 80-100%
Россия занимает первое место в мире по запасам железной руды (в пересчете на содержание железа). При этом не менее двух трети железных руд залегают в пределах Курской магнитной аномалии. На этот же регион приходится более половины добываемых в нашей стране железных руд. В основном это сравнительно бедные по железу месторождения, руды которые подвергаются обязательному обогащению. Одним из ключевых является Михайловсое месторождение.
Комбинат занимает 2 место по объемам продажи железорудного сырья в стране.
Дробидьно-обогатительный комплекс (ДОК) является одним из важнейших звеньев технологической цепи ОАО «Михайловский ГОК».
Последовательное наращивание объемов производства концентрата осуществляется благодаря улучшению планирования добычи руд, совершенствованию технологии их переработки, а так же внедрению и освоению новых технологий способствующих повышению качества товарной продукции и расширению ее ассортимента.
Основной стратегией задачей и целью деятельности ДОК является производство железорудного концентрата как в качестве готового продукта для сбыта потребителям, так и в качестве исходного сырья для выпуска окатышей как фабрики окомкования.
Актуальность темы
Наибольшие затраты на обогатительных фабриках связаны с рудоподготовкой: капитальные - 50-60 %, эксплуатационные до 80 %.
Поэтому более экономичная переработка железорудного сырья возможна при увеличении производительности мельниц, основные факторы рассмотрены в данном проекте.
Цель проекта
Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения, производительностью 30 миллионов тонн в год, крупностью исходной руды 16 - 0 мм, массовой долей железа в исходной руде б = 39,5 %, в концентрате 65,2 %.
Задачи проекта
1. В технологической части проекта на основе технологических свойств неокисленных кварцитов: - сделать выбор, обоснование технологии обогащения, технологической схемы для проектируемого отделения;
- определить качественно-количественные и водошламовые показатели. сделать выбор, расчет основного и вспомогательного технологического оборудования.
2. В специальной части решить вопрос выбора связующих добавок для производства обожженных окатышей.
3. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса описать схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; автоматизацию технологических процессов.
4. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения сделать: - выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;
- произвести расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.
5. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотреть: - безопасность при проектировании производственного объекта;
- производственную санитарию и охрану окружающей среды;
- пожарную безопасность;
6. В графической части провести анализ существующих проектных решений и составить компоновку оборудования для отделения.
Решение задач
1. В технологической части проекта на основе технологических свойств не окисленных кварцитов: - сделан выбор и обоснование технологии обогащения и технологической схемы;
- определены качественно-количественные и водошламовые показатели для проектируемого отделения;
- произведен расчет основного и вспомогательного оборудования. Расчеты произведены с помощью компьютерных программ.
2. В специальной части рассмотрен вопрос выбора связующих добавок для производства обожженных окатышей.
3. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса составлены схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; рассмотрена автоматизация технологических процессов.
4. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения произведен: - выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;
- расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.
5. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотрено: - безопасность при проектировании производственного объекта;
- производственная санитария и охрана окружающей среды;
- пожарная безопасность;
6. В графической части проведен анализ существующих проектных решений и составлена компоновка оборудования для отделения.
1. Исходные данные для проектирования
1.1 Горно-геологические сведения о месторождении бетонитовый глина автоматизация технологический
Михайловское железорудное месторождение - одно из крупнейших месторождений КМА.
Введение
Россия занимает первое место в мире по запасам железной руды (в пересчете на содержание железа). При этом не менее двух трети железных руд залегают в пределах Курской магнитной аномалии. На этот же регион приходится более половины добываемых в нашей стране железных руд. В основном это сравнительно бедные по железу месторождения, руды которые подвергаются обязательному обогащению. Одним из ключевых является Михайловсое месторождение.
Комбинат занимает 2 место по объемам продажи железорудного сырья в стране.
Дробидьно-обогатительный комплекс (ДОК) является одним из важнейших звеньев технологической цепи ОАО «Михайловский ГОК».
Последовательное наращивание объемов производства концентрата осуществляется благодаря улучшению планирования добычи руд, совершенствованию технологии их переработки, а так же внедрению и освоению новых технологий способствующих повышению качества товарной продукции и расширению ее ассортимента.
Основной стратегией задачей и целью деятельности ДОК является производство железорудного концентрата как в качестве готового продукта для сбыта потребителям, так и в качестве исходного сырья для выпуска окатышей как фабрики окомкования.
Актуальность темы
Наибольшие затраты на обогатительных фабриках связаны с рудоподготовкой: капитальные - 50-60 %, эксплуатационные до 80 %.
Поэтому более экономичная переработка железорудного сырья возможна при увеличении производительности мельниц, основные факторы рассмотрены в данном проекте.
Цель проекта
Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения, производительностью 30 миллионов тонн в год, крупностью исходной руды 16 - 0 мм, массовой долей железа в исходной руде б = 39,5 %, в концентрате 65,2 %.
Задачи проекта
1. В технологической части проекта на основе технологических свойств неокисленных кварцитов: - сделать выбор, обоснование технологии обогащения, технологической схемы для проектируемого отделения;
- определить качественно-количественные и водошламовые показатели. сделать выбор, расчет основного и вспомогательного технологического оборудования.
2. В специальной части решить вопрос выбора связующих добавок для производства обожженных окатышей.
3. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса описать схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; автоматизацию технологических процессов.
4. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения сделать: - выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;
- произвести расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.
5. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотреть: - безопасность при проектировании производственного объекта;
- производственную санитарию и охрану окружающей среды;
- пожарную безопасность;
6. В графической части провести анализ существующих проектных решений и составить компоновку оборудования для отделения.
Решение задач
1. В технологической части проекта на основе технологических свойств не окисленных кварцитов: - сделан выбор и обоснование технологии обогащения и технологической схемы;
- определены качественно-количественные и водошламовые показатели для проектируемого отделения;
- произведен расчет основного и вспомогательного оборудования. Расчеты произведены с помощью компьютерных программ.
2. В специальной части рассмотрен вопрос выбора связующих добавок для производства обожженных окатышей.
3. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса составлены схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; рассмотрена автоматизация технологических процессов.
4. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения произведен: - выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;
- расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.
5. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотрено: - безопасность при проектировании производственного объекта;
- производственная санитария и охрана окружающей среды;
- пожарная безопасность;
6. В графической части проведен анализ существующих проектных решений и составлена компоновка оборудования для отделения.
1. Исходные данные для проектирования
1.1 Горно-геологические сведения о месторождении бетонитовый глина автоматизация технологический
Михайловское железорудное месторождение - одно из крупнейших месторождений КМА. Месторождение расположено в Железногорском районе Курской области, 100 км к северу от города Курска и юго-восточнее города Железногорска и 5-6 км в пределах юго-западного склона Среднерусской возвышенности и представляет собой равнину, сильно изрезанную реками бассейна реки Сейм и его притока Свапы, а также многочисленными балками и оврагами.
Месторождение представляет собой мощную (шириной 2,5 км) полосу железистых кварцитов протяженностью около 7 км. В верхней части толщи железистых кварцитов развита зона окисления площаднолинейного типа.
Геологическое строение месторождения сложное, продуктивной является нижняя железорудная подсвита коробковской свиты, представленная железистыми кварцитами, смятыми в сложные синклинально-антиклинальные складки субмеридиального построения.
1.2 Минералогический и химический состав неокисленных железистых кварцитов
Выделяются следующие минеролого-петрографические разновидности железистых кварцитов: магнетитовые, гематит-магнетитовые, магнетит-гематитовые и гематитовые.
Таблица 1 - Разновидности железистых кварцитов
Название железистых кварцитов Feмаг, %
Малорудные кварциты <16 <2
Карбонато-магнетитовые кварциты >0,65 16-26 <2
Магнетитовые кварциты с карбонатом >0,65 >26 <2
Магнетитовые кварциты с гематитом >0,65 >26 <2
Гематит-магнетитовые кварциты 0,51-0,65 20-26 <2
Магнетит-гематитовые кварциты 0,4-0,5 <20 <2
Гематитовые краснополосчатые кварциты <0,4 <2
По минеральному составу кварциты сложены: - магнетитом -25 -35 %
- гематитом -12 - 19 %
- нерудным кварцем -38 - 40 %
Затем идут зеленая слюдка, эгирин, карбонаты, биотит, щелочные амфиболы, пирит, довольно редко встречается хлорит, тальк, эпидот.
Магнетит - представлен идиоморфными, а чаще всего неправильными зернами с относительно ровными, слегка зазубренными очертаниями, размер их 0,01-0,25 мм. Зрна магнетита большей частью собраны в агрегаты различной формы и размеров (до 0,6 мм). Иногда встречаются почти сплошные прослои, состоящие из сгруппированных агрегатов магнетита с небольшой примесью кварца и карбонатов.
Гематит - встречается в виде небольших (0,01 - 0,2 мм) пластинок, чешуек в большинстве случаев с резко выраженным идиоморфизмом. Они обычно ориентированны удлиненной стороной по напластовыванию железистых кварцитов. В большинстве, случав взаимосвязь гематита и магентита при их совместном нахождении в рудных прослойках очень сложная. Агрегаты магнетита часто собираются в более крупные скопления, между которых располагаются выделения магнетита и нерудных минералов.
Кварц - в железистых кварцитах образует, самостоятельные прослои и присутствует в виде единичных зерен или их агрегатов в рудных и нерудных прослойках. Чаще всего зерна кварца имеют удлиненную форму, зазубренную по краям. Размер отдельных зерен кварца колеблется от 0,01 до 0,3 мм. Кварцевые прослои сложены зернами 2-х разновидностей - более крупными - относительно чистыми без посторонних включений и более мелких - которые всегда содержат тонкие пылевидные включения других материалов, главным образом рудных.
Зеленая слюдка - образует самостоятельные прослои с незначительной примесью кварца, рудных минералов, карбонатов и эгирина, а также содержится в кварцевых магнетитовых и гематитовых прослойках. Зеленая слюдка ассоциируется в основном с магнетитом, а зеленые слюдковые прослойки чаще всего контактируют непосредственно с магнетитовыми. Зеленая слюдка находится в виде пластинок, чешуек и полочек размером от 0,01 до 0,6 мм.
Эгирин - встречается в кварцеко-эгириновых жилах секущие железистые кварциты и гнездах, а также в виде агрегатов, расположенных в периферийных частях кварцевых и кварцево-карбонатных прослойках.
Карбонаты - образуют самостоятельные прослойки или совместно с кварцем кварцево-карбонатные прослойки, а также в виде отдельных зерен и агрегатов часто присутствуют в силикатных и рудных преимущественно магнетитовых и гематитовых прослойках.
Щелочные амфиболы - 0,3 % присутствуют как в виде секущих прожилков, развивающихся по трещинам. Мощность тех и других находится в пределах десятых долей мм и лишь иногда достигает 1-2 мм. Щелочные амфиболы представлены волокнистыми кристаллами синего (в безрудных прослоях) и мелкозернистой массой голубого цвета размером от 0,004 до 0,05 реже до 0,5 и более миллиметров.
Другие из второстепенных минералов (биотит, карбонаты) встречаются в данном типе кварцитов редко в виде единичных включений. Минеральный состав железистых кварцитов представлен в таблице 2, а химический - в таблице 3
Таблица 2 - Минеральный состав железистых кварцитов
Таблица 3 - Химический состав железистых кварцитов
Химический элемент Содержание, % Химический элемент Содержание, %
Feобщ 39,87 MGO 0,93
Feмг 19,07 TIO2 0,012
FEO 10,55 S 0,049
Fe2 8,18 P2O3 0,101
Fe2O3 45,31 п. п. п. 2,38
CO2 1,87 K2O 0,66
SIO2 38,23 Na2O 0,26
Al2O3 0,199 MNO 0,030
CAO 1,03 P 0,044
Текстура неокисленных железистых кварцитов Михайловского месторождения подразделяется на 2 генетических типа: первичные - унаследованные от первичных железисто-кремнистых осадков, впоследствии метаморфизированных и частично измененных гидротермально-метасоматическими процессами и вторичные - возникшие в результате тектонических процессов и наложившихся на первичные текстуры.
Полосчатые структуры железистых кварцитов подразделяются следующим образом: - тонкополосчатые - ширина прослоев 5 мм - 31,0 %
- среднеполосчатые - 5-10 мм - 11,0 %
- широкополосчатые - 10-20 мм - 7,0 %
- глубокополосчатые - 20 мм - >51 %
Наиболее распространенными являются тонкополосчатые структуры (30 %). Слойки, как правило, представлены рудным материалом с присутствием кварца и кварцевым минералом с присутствием магнетита и гематита.
Кварциты Михайловского месторождения, в целом, следует отнести к трудноизмельчаемым изза весьма тонкой вкрапленности магнетита. По величине удельной производительности по готовому классу минус 0,040 мм кварциты можно классифицировать как легко, средне и трудноизмельчаемые; в большинстве случаев технологический сорт по измльчаемости совпадает по обогатимостью, которые разделены на три технологических сорта.
Таблица 4 - Соотношение технологических разновидностей в исходном сырье
Сорт Технологические разновидности Доли единиц, %
I Легкообогатимые 69,0
II Среднеобогатимые 26,0
III Труднообогатимые 5,0
Основными факторами, определяющими обогатимость магнетитовых руд, являютя: степень магнитной проницаемости слагающих руды минералов, (что влияет на выбор технологической схемы обогащения), текстуры руд (от которых зависит рациональная степень их измельчения и стадиальность их обогащения), присутствие и характер минералов, носителей ценных компонентов или вредных примесей (которые подлежат извлечению в отдельные концентраты или удалению), состав нерудной части (определяющий в отдельных случаях рациональные пределы обогащения руд с учетом их основности).
Кварциты относятся к весьма крепким рудам - коэффициент крепости по шкала Протодьяконова f = 18-20. Физико-механические железистых кварцитов представленны в таблице 5.
Таблица 5 - Физико-химические свойства железистых кварцитов
Наименование показателей Показатели
Объемный вес, кг/м3 3,77
Насыпной вес 2,10-2,36
Коэффициент разрыхления 1,6-1,8
Пористость 0,5-1,0
Естественная влажность, % 0,64
Сопротивление сжатию, кг/см3 1750-4250
Коэффициент крепости 7,3
Абразивность 3,14-3,5
2. Технологическая часть
2.1 Выбор технологии обогащения
На проектируемую обогатительную фабрику поступают магнетитовые кварциты Михайловского месторождения, которые являются тонко-вкрапленными, поэтому, исходя из их химико-минералогической характеристики, физико-механических свойств, текстурно-структурных особенностей руды, также учитывая крепость данных руд (по шкале Протодьяконов 18-22 ед), выбираем трех стадиальную схему шарового измельчения до 90-92 % класса минус 44 мкм. На обогатительных фабриках перерабатывающих магнетитовые кварциты применяют разнообразные схемы первой стадии измельчения. Это связано с необходимостью получить высокую степень раскрытия руды с тем, чтобы удалить максимальное количество хвостов при первичном измельчении и обогащении. На фабриках применяются следующие схемы: - шаровое измельчение в мельницах с решеткой или с центральной разгрузкой в замкнутом цикле со спиральными классификаторами;
- шаровое измельчение в замкнутом цикле с гидроциклонами.
Длительная эксплуатация указанных схем измельчения выявила, что наиболее технологичной и надежной в эксплуатации является схема с шаровым измельчением. При этом весьма перспективной представляется схема шарового измельчения с классификацией. Для измельчения по такой схеме обеспечивается хорошая регулировка процесса. Схема шарового измельчения с классификацией позволяет также осуществлять магнитную сепарацию слива мельницы и выводить часть нерудного материала по мере его вскрытия. Доизмельчение промпродуктов проводится в мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Удельная производительность мельниц по классу минус 0,044 мм в первой стадии измельчения составляет 0,85-0,9 т/м3ч, во второй - 0,7-0,8 т/м3ч, в третьей - 0,2-0,35 т/м3ч, плотность разгрузки поддерживается в пределах 75-85 % твердого, заполнение мельниц шарами составляет 40-45 %. В первой стадии загружаются шары диаметром 80-125 мм, во второй 60-80 мм, в третьей 40-60 мм.
Особенностью сырья, поступающего в переработку, является наличие сильных магнитных свойств основных железосодержащих минералов, поэтому в качестве метода обогащения принимается сухая и мокрая магнитная сепарация в поле низкой напряженности. Технология обогащения магнетитовой руды предусматривает стадиальное обогащение с последовательным выводом нерудной части в хвосты, так как преследуется цель последовательного выделения рудных минералов в готовые продукты по мере их вскрытия. Магнетитовые кварциты обогащаются в три стадии на барабанных магнитных сепараторах, в третьей стадии предусмотрена две перечистки магнитного продукта. В первой стадии обогащения предусматривается установка сепараторов с противоточными, а во второй и третьей с полупротивоточными ваннами. Напряженность магнитного поля во всех стадиях одинакова и находится в пределах 90-110 КА/м. Содержание магнитной фракции в хвостах не превышает 0,6 %.
Значительную работу по подготовке измельченной руды к магнитной сепарации выполняют магнитные дешламаторы. Эти аппараты позволяют сгустить измельченный материал в 2-5 раз и за счет этого значительно повысить производительность сепараторов. Кроме этого, в магнитных дешламаторах сбрасываются наиболее крупные и трудноудаляемые шламистые частицы. Эта операция значительно повышает массовую долю железа в концентрате. Магнитные дешламаторы выводят из процесса значительную часть промышленной воды, поскольку содержание твердого в их сливе составляет 0,2-6 % и только при обесшламливании исходной измельченной руды в первой стадии содержание твердого повышается до 5-10 %.
Технологическая схема для проектируемой обогатительной фабрики включает: СМС, три стадии шарового измельчения, 3 стадии классификации в гидроциклонах, 3 стадии магнитной сепарации, первая, вторая стадия в один прием, а третья в два приема, 3 стадии дешламации.
По данной технологии можно получить из исходной руды с массовой долей железа 39,5 % следующие показатели: концентрат с массовой долей железа 65,2 %, извлечением 56,70 %, выходом 34,35 %, а хвосты с массовой долей железа 26,0 %, извлечением 38,51 % и выходом 58,51 %.
Технологическая схема проектируемого корпуса представлена на рисунке 1.
2.2 Расчет технологической схемы
Расчет производительности отделения
Производительность проектируемого отделения по сухому весу рассчитывается по формуле (1).
, (1) где Qч - часовая производительность отделения, т/ч;
Qг - годовая производительность отделения, т
N - количество рабочих дней проектируемого отделения, ПРИНИМАЕМN=365;
m - количество рабочих смен в сутки, принимаем m=2;
n - количество часов работы в смену, принимаем n=12 часов;
КВ - коэффициент использования оборудования, принимаем Кв=0,84;
Определяем выхода всех продуктов схемы: Выход концентрата определяется по формуле (5).
, (5) где - выход концентрата, %;
- массовая доля железа в исходной руде, %;
- массовая доля железа в хвостах, %;
- массовая доля железа в концентрате.
Проверка:
Определяем выхода продуктов схемы.
Рассматриваем узел состоящий из продуктов 2-28-30 и решаем его общим методом, для чего составляем систему уравнений с двумя неизвестными, которую решаем методом подстановки.
Проверка:
Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.
Определяем извлечение металла в продуктах по формуле (6).
, (6) где - извлечение металла в продукте, %;
- выход металла в продукте, %;
- массовая доля металла в продукте, %;
- массовая доля металла в исходной руде, %.
Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.
Определяем массу продуктов по формуле (7)
, (7) где Qn - масса продукта, т/ч;
Qисх - часовая производительность отделения, т/ч;
п. - выход металла в продукте, %.
Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.
Для проектируемого отделения, масса металла в продукте находится по формуле (8)
, (8) где - масса металла в продукте, т/ч;
- масса металла в исходной руде, т/ч;
- извлечение металла в продукте, %.
Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.
Таблица 7 - Результаты расчета технологической схемы
№ операции, продуктов Наименование операций и продуктов Масса продукта Выход продукта Массовая доля металла Извлечение металла Массовая доля металла в продуктах
29 Слив дешламации III ст 7,14 0,19 28,5 0,14 2,08
Итого: 1298,01 34,54 65,0 56,84 843,74
2.3 Расчет водно-шламовой схемы
Устанавливаем численное значение исходных показателей по данным действующей фабрики, которые приведены в таблице 8.
Таблица 8 - Исходные показатели для расчета схемы
I группа II группа
Регулируемые значения Нерегулируемые значения
0,33 0,03
0,22 0,03
1 0,16
1 0,31
3,2 0,66
3,2 1
1,2 0,35
1,9 0,66
6,4 1,2
1,5 1
1,5 0,03
1,5 1
0,38
Составляем вспомогательную таблицу 9, куда заносим массу твердых продуктов, в отдельных операциях и продуктах по данным расчета качественно-количественной схемы. Исходные показатели для расчета и значения продуктов и операций рассчитываем по формуле:
Таблица 9 - Вспомогательная таблица
№ операции и продуктов Q,т/ч R, т/ч W, т/ч № операции и продуктов Q, т/ч R, т/ч W, т/ч
1 3758 0,03 112,74 VIII 2023,68 1,2 2428,42
I 3758 0,03 112,74 16 1649,76 1 1649,76
2 3489,68 0,03 104,69 17 373,92 - -
3 268,32 0,03 8,05 18 5990,25 - -
4 4651,65 - - IX 5990,25 1,9 11381,48
II 4651,65 0,22 1023,36 19 4302,53 0,13 580,07
5 4651,65 - - 21 1687,72 6,4 10801,41
III 4651,65 - - X 4302,53 0,38 1634,96
6 1161,97 0,16 185,92 20 4302,53 - -
7 3489,68 0,47 1640,15 XI 1687,72 6,4 10801,41
IV 3489,68 1 3489,68 22 1496,81 0,66 987,89
8 2432,93 0,82 1995 23 190,91 -
9 1056,75 - - XII 1496,81 1,5 2245,22
10 12570,89 - - 24 1328,83 1,2 1594,6
V 12570,89 - - 25 167,98 - -
11 10137,96 0,31 3142,77 XIII 1328,83 1,5 1993,25
13 2432,93 3,2 7785,38 26 1298,01 - -
VI 10137,96 0,33 3345,53 27 30,82 - -
12 10137,96 - - XIV 1298,01 - -
VII 2432,93 3,2 7785,38 28 1290,87 1 1290,87
14 2023,68 0,66 1335,63 29 7,14 1 7,14
15 409,25 - -
Определяем количество воды в операциях и продуктах путем составления уравнения баланса.
где W - расход воды в операциях или продуктах, м3/ч.
Остальные продукты и операции рассчитываются аналогично.
Подсчитываем значения R для неизвестных продуктов и операций (9)
, (9) где Wn - расход воды в операцию или продукт, м3/ч;
Qn - производительность по твердому, т/ч;
Rn - отношение жидкого к твердому.
Остальные показатели рассчитываются аналогично.
Определяем объем пульпы по формуле (10).
, (10) где Vn - объем пульпы, м3/ч;
Q - производительность по твердому, т/ч;
- плотность твердого в продукте, т/м3;
Для расчета принимаем равным 3,4 т/м3.
Остальные показатели рассчитываются аналогично.
Определяем значения Т в неизвестных операциях и продуктах по формуле (11).
, (11)
, %
, %
, %
Остальные значения Т рассчитываем аналогично.
Составляем баланс воды по фабрики который представлен таблицей 10.
Таблица 10 - Баланс воды по фабрики
Поступает воды в процесс Уходит воды из процесса
С исходной рудой 112,74 С хвостами СМС 8,05
В измельчение I ст. 732,75 С хвостами ММС Іст 1494,68
В классификацию Іст 802,71 С хвостами дешламации Іст 6449,75
В ММС I ст 1849,53 С хвостами ММС ІІСТ 778,66
В классификацию II ст 5587,62 С хвостами дешламации II ст 9813,52
В измельчение II ст 202,76 С хвостами ММС III ст. основ 650,62
В ММС II ст. 1092,79 С концентратом дешламации III ст 1290,87
В классификацию III ст 7394,38 - -
В измельчение III ст 1054,89 - -
В ММС III ст. основ. 1257,33 - -
В ММС III ст. пер. 398,65 - -
Всего поступает 20486,15 Всего уходит 20486,15
Результаты расчета заносим в таблицу 11.
Таблица 11 - Результаты расчета водошламовой схемы
Поступает Выходит
Наименование операции и продуктов Наименование операции и продуктов
В результате расчета шламовой схемы составляем баланс воды по фабрике.
Суммарное количество воды поступающие в процесс определяется по формуле (12).
, (12)
Из уравнения баланса определяется расход свежей воды по фабрике:
С учетом расхода воды на промывку аппаратов, смыв полов, общее потребление воды больше на 10 - 15 %, тогда общий расход по фабрики составляет:
Удельный расход воды на 1 тонну руды определяется по формуле (13).
, (13)
Удельный расход воды на 1 тонну концентрата определяется по формуле (14).
, (14)
2.3 Расчет технологического оборудования
Расчет мельниц
Для проектируемой обогатительной фабрики выбраны шаровые мельницы с центральной разгрузкой и разгрузкой через решетку. Сравниваем варианты установки мельниц: для I стадии измельчения - МШР 4500?5000; МШР 4500?6000; МШР 5500?6500 мм; для II и III стадий - МШЦ 4000?5500; МШЦ 4500?6000; МШЦ 5500?6000 мм.
Расчет мельниц по удельной производительности производим по формуле (15).
(15) где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образованному расчетному классу, т/м3ч;
q1 - удельная производительность действующей мельницы по этому же классу, т/м3ч;
Удельная производительность определяется по формуле (16)
(16)
где Q - производительность работающей мельницы по исходной руде, т/ч;
вк - массовая доля расчетного класса в измельченном продукте действующей мельницы, %;
ви - массовая доля расчетного класса в исходной руде действующей мельницы, %;
D - диаметр барабана действующей мельницы, м;
L - длина барабана действующей мельницы, м;
Ки - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к перерабатывающей руде, принимаем Ки=1;
Кк - коэффициент, учитывающий различие в исходном и конечном продукте измельчения на действующей и проектируемой фабрике.
КД - коэффициент, учитывающий различия диаметров барабанов проектируемой и действующей мельниц, рассчитывается по формуле (17).
(17) где D - диаметр барабана проектируемой мельницы, м;
D1 - диаметр барабана действующей мельницы, м;
Кт - коэффициент, учитывающий различия в типах мельниц;
При переходе от мельницы типа МШР к МШЦ принимаем Кт = 1;
МШЦ к МШР принимаем Кт = 0,9.
Определяем производительность проектируемой мельницы по исходной руде, по формуле (18).
(18)
где Qm - производительность проектируемой мельницы по исходной руде, т/ч;
Коэф-т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы………………………………………………………………………….1
Таблица 12 - Сравнение вариантов установки мельниц
Вариант Размеры барабана, D?L, дм Удельная производительность, т/(м3ч) Число мельниц Масса мельницы, т Мощность электродвигателя, КВТ Коэффициент запаса одной всех одной всех
1 45?50 0,75 24 295,9 7101,6 2500 60000 1,03
2 45?60 0,75 20 354,45 7089 2500 50000 1,03
3 55?65 0,83 11 587,97 6467,67 2500 27500 1,03
К установке принимаем 20 мельницы типа МШР 4500?6000, по 2 на секцию.
II стадия измельчения
Результат расчета барабанных мельниц
Исходные данные
Стадия измельчения……………………….………………………………II
Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч…………. 2432,93
Длина барабана работающей мельницы, м……………….……………6
Коэф-т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы………………………………………………………………………………..1
Таблица 13 - Сравнение вариантов установки мельниц
Вариант Размеры барабана, D?L, дм Удельная производительность, т/(м3ч) Число мельниц Масса мельницы, т Мощность электродвигателя, КВТ Коэффициент запаса одной всех одной всех
1 40?55 0,7 15 250 3750 2000 30000 1,07
2 45?60 0,75 10 310 3100 2500 25000 1,05
3 55?60 0,83 6 573 3438 3200 19200 1,06
К установке принимаем 10 мельниц типа МШЦ 4500?6000, по 1 на секцию.
III стадия измельчения
Результат расчета барабанных мельниц
Исходные данные
Стадия измельчения……………………………………………….….III
Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч…………1649,76
Длина барабана работающей мельницы, м……………….……………6
Коэф-т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы..1
Таблица 14 - Сравнение вариантов установки мельниц
Вариант Размеры барабана, D?L, дм Удельная производительность, т/(м3ч) Число мельниц Масса мельницы, т Мощность электродвигателя, КВТ Коэффициент запаса одной всех одной всех
1 40?55 0,28 24 250 6000 2000 48000 1,03
2 45 ? 60 0,33 10 310 3100 2500 25000 1,06
3 55 ? 60 0,33 10 573 5730 3200 32000 1,06
К установке принимаем 10 мельниц типа МШЦ 4500 ? 6000, по 1 на секцию.
Выбор и расчет классифицирующего оборудования
Выбор и расчет спирального классификатора
Выбор и расчет гидроциклонов
Сливу, содержащему 40 % класса минус 0.44 мкм соответствует максимальная крупность 240 мкм, сливу, содержащему 75 % класса 44-94 мкм, а сливу содержащему 90 % минус 74 мкм.
Производим расчет производительности выбранных гидроциклонов по формуле (20)
, (20) где V - производительность гидроциклона, м 3/ч;
- поправка на угол конусности гидроциклона;
КД - поправочный коэффициент на диаметр гидроциклона;
dn - диаметр питающего отверстия, см;
Р0 - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПА.
Принимаем Р0 = 0,1 МПА.
Число гидроциклонов определяется по формуле (21)
, (21) где n - число гидроциклонов, Vn - объем пульпы на классификацию.
Проверка выбранных гидроциклонов по пескам производится по формуле (22)
, (22) где q - удельная нагрузка на песковые отверстия, т/см2ч.
Эта нагрузка должна находится в пределах 0,5 - 2,5 т/см2ч;
QП - масса песков классификации, принимается из расчета качественно-количественной схемы;
- диаметр пескового насадка, см;
n - число гидроциклонов.
Определение номинальной крупности зерна в сливе производится по формуле (23)
, (23) где Д - диаметр гидроциклона, см;
d - диаметр шламового отверстия, см;
-содержание твердого в пульпе поступающей на классификацию, - плотность руды, поступающей на классификацию;
- плотность воды, принимаем = 1 т/м3.
Результат расчета классификатора
Исходные данные
Плотность классифицирующего материала, т/м3…………………….. 3,4
Поправочный коэффициент на крупность…………………………1,41
Поправочный коэффициент на заданную площадь слива…………. 0,66
Поправка на угол наклона классификатора…………………………….1
Производительность по твердому материалу……………………. 174,48
Производительность по пескам, т/ч…………………………………. 58,1
Проверка показала, что даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность по пескам. К установке принимаем классификатор типа 1КСН-30.
II стадия классификации
Результат расчета гидроциклонов
Исходные данные
Стадия классификации…………………………………………………II
Производительность по пульпе для операции, м3/ч…………. 14625,47
Масса песков, т/ч ………………………………………………10137,96
Содержание твердого в пульпе, %…………………………………..53
Плотность классифицируемого материала, т/м3………….…………3,4
Число секций……………………………………………………………10
Таблица 16 - Сравнение вариантов установки гидроциклонов
Вариант Диаметр, мм Производительность г/ц, м3/ч Крупность слива, мкм Количество гидроциклонов Удельная нагрузка по пескам Диаметр питающего отверстия, см
Секция Фабрика
1 360 104,16 79,92 14 140 0,99 9
2 500 197,32 112,11 7 70 1,74 13
3 710 269,84 117,65 5 50 0,82 15
К установке принимаем гидроциклоны диаметром 500 мм, объединенные в батарею по 7 гидроциклонов, одна рабочая и одна резервная для каждой секции.
III стадия классификации
Результат расчета гидроциклонов
Исходные данные
Стадия классификации………………………………………………..III
Производительность по пульпе для операции, м3/ч……………13132,15
Масса песков, т/ч …………………………………………………4302,53
Содержание твердого в пульпе, %……………………………………..34
Плотность классифицируемого материала, т/м3………….…………3,4
Число секций……………………………………………………………10
Таблица 17 - Сравнение вариантов установки гидроциклонов
Вариант Диаметр, мм Производительность г/ц, м3/ч Крупность слива, мкм Количество гидроциклонов Удельная нагрузка по пескам Диаметр питающего отверстия, см
Секция Фабрика
1 250 56,37 48,49 23 230 0,41 6,5
2 360 104,16 64,01 13 130 0,47 9
3 500 197,32 89,79 7 70 0,82 13
К установке принимаем гидроциклоны диаметром 360 мм, объединенные в батарею по 13 гидроциклонов, одна рабочая и одна резервная д
Список литературы
1. Использование 100 %-ной бентонитовой глины «Ашапура» и смеси бентонитовых глин «Ашапура Базэлцемент». «Ашапура КЗУ» позволяет получить обожженные окатыши с качеством, удовлетворяющим требованиям ТУ 0722-001-00186849-2009.
2. Качественные характеристики бентонитовой глины «Ашапура» значительно различаются по поставкам, так в апреле месяце на ФОК поставлена бентоглина с массовой долей влаги 16,98 %, монтмориллонита 87,46 %, класса -5 0 мм - 49,8 % (по договору - не более 10,0 %).
3. По технологическим характеристикам бентонитовая глина «Ashapura minechem Ltd» удовлетворяет требованиям на бентониты для окомкования. Однако повышение содержания класса «минус 5 мм» в бентоглине 49,8/73,0 % (по договору не более 10,0 %) привело к недопустимому увеличению содержания пыли в воздухе рабочей зоны на всех рабочих местах участка шихтоподготовки фабрики окомкования и к увеличению невозвратных потерь бентонита.
4. Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса технологического процесса
4.1 Задачи опробования и контроля
Основными задачами опробования и контроля производства и обогатительных фабрик являются: - учет металлов или других ценных компонентов в товарной продукции при составлении товарного баланса и взаиморасчетах между поставщиком и потребителем - товарное опробование;
- контроль за количеством и качеством поступающего сырья полученных концентратов и отвальных продуктов с целью определения технико-экономических показателей работы обогатительной фабрики - технологическое балансовое опробование;
- выявление и установление причин расхождения между имеющимися и оптимальными (или рекомендуемыми) условиями переработки и обогащения минерального сырья средствами автоматического контроля и регулирования с целью оптимизации технологических процессов и получения максимально возможных технологических или технико-экономических показателей работы обогатительной фабрики - технологическое оперативное опробование.
Для решения этих задач: - отбирают и анализируют пробы исходного минерального сырья, продуктов обогащения, твердой и жидкой фаз пульпы с целью определения их вещественного или химического состава;
- измеряют и контролируют массовый расход, крупность, гранулометрический состав, влажность сыпучих материалов в потоке, их уровень в емкостях и толщину слоя на конвейерных лентах;
- измеряют и контролируют содержание твердого в пульпе, гранулометрический его состав, плотность, вязкость, мутность и расход пульпы, уровень ее в емкостях и температуру;
Интервал между измерениями при технологическом оперативном опробовании зависит от динамических свойств процессов обогащения и составляет от 10 до 120 мин. При балансовом опробовании для оценки работы фабрики или отдельных ее секций, как правило, в качестве контролирующего интервала времени принимают смену.
Товарному опробованию подлежит каждая поставка исходного минерального сырья (руды) или концентрата раздельно по представленным в поставке партиям.
Принятая на фабрике система опробования и контроля обеспечивается комплексом нормативных документов: схемой и картой опробования и контроля с указанием опробуемых продуктов и контролируемых параметров (или характеристик), инструкцией и методами их опробования и контроля.
4.2 Контроль технологического процесса
Технический контроль - это проверка соответствия продукции или процесса, от которого зависит качество продукции, установленная нормативной документацией или техническими условиями.
В проектируемом отделении обогащения отбор и контроль технологического процесса происходит согласно карте (схеме) опробования и контроля.
Отбор проб продуктов обогащения производится в автоматическом режиме.
Пробы отбираются и разделываются согласно инструкций, разработанных на основании ГОСТ 15054-80 «Руды железные, концентрата, агломераты и окатыши. Метод отбора и подготовки проб для химического анализа и определения влаги».
Опробование исходной руды
На ОФ поступает руда крупностью 16-0 мм. Качество руды оценивается по содержанию массовой доли железа общего и магнитного, железа лабораторного, гранулометрическому составу руды (содержание массовой доли класса 16,0 мм).
Отбор проб исходной руды и доставка в проборазделочную ОТК производится автоматической системой «Башня проб» с дискретностью срабатывания 15 минут.
Пробоотборник ОП-600 в автоматическом режиме отбирает пробу, которая поступает в бункер, откуда питателем подается на секторный вращающийся сократитель, где сокращается. Далее проба поступает на дробилку типа СМ-165А, дробится до крупности 15-0 мм, затем поступает в валковую дробилку типа ДЛВ 400х250 и дробится до крупности 5-0 мм. После дробления проба поступает на секторный вращающийся сократитель, сокращается до массы 1,25 кг и загружается в дозатор, откуда пневмопочтой доставляется в ОТК.
Отбор проб исходной руды на гранулометрический анализ производится автоматизированной системой «Башня проб» с интервалом четыре часа.
Подготовка исходной руды к химическому анализу.
Объединенная проба исходной руды за четыре часа массой 20 кг перемешивается вручную и сокращается до 1,25 кг. Далее проба дробится на валковой дробилке типа ДЛВ 200х125 до крупности 2-0 мм, затем на конусной дробилке типа КИД-100 до крупности 1- 0 мм, перемешивается и сокращается до массы 0,125 кг, сушится в сушильном шкафу при температуре 1500С. Высушенная проба измельчается на виброизмельчителе типа ИВЧ-3, пропускается через сито с размером ячеек 0,05 мм на ситовом анализаторе АСВ-200. Надрешетный продукт возвращается на доизмельчение, затем объединяется с подрешетным продуктом, перемешивается, затем отбирается навеска массой 0,05 кг, упаковывается и отправляется в химическую лабораторию на анализ.
Опробование концентрата
Принцип действия АПШ основан на отборе с заданной дискретностью (10 минут) проб концентрата, сокращению отобранной пробы, загрузке ее в патрон и транспортировании патрона с пробой посредством сжатого воздуха по транспортному трубопроводу на станцию разгрузки. Частная проба концентрата должна быть не менее 0,1 кг. Разделка объединенной пробы производится в соответствии с требованиями ГОСТ.
В пробах концентрата определяют массовую долю влаги, массовую долю железа общего, массовую долю класса -0,044 мм.
Опробование общих хвостов ММС
Отбор проб общих хвостов ММС производится автоматической системой АППО, которая включает в себя операции: - отбор проб вакуумным пробоотбирателем
- доставка проб по пульпопроводу;
- сокращение пробы;
Нормальное положение пробоотборника с заборником - верхнее. Автоматически включается привод рамы с заборником пульпы и начинает опускаться в хвостовой лоток. За 15 секунд до начала работы привода рамы с заборником пульпы, подключается вакуум к системе. При соприкосновении заборника с поверхностью потока пульпы начинается забор пробы хвостов по всему сечению потока хвостов. Ход рамы с заборником пульпы, ограничен концевыми выключателями. При достижении нижнего положения изменяется направление вращения ротора электродвигателя. Таким образом, проба хвостов отбирается за цикл опускания и подъема рамы с заборником пульпы. При этом дважды осуществляется полное пересечения потока. Отобранная проба оъемом 200-300 л аккумулируется в ресивере. В верхнем положении пробоотборника вакуум отключается, клапан на ресивере под действием веса пульпы раскрывается, и проба поступает на двукратный сократитель. Сокращенная проба объемом 10 л загружается в пульпоприемник станции АППО (автоматический пробоотбор продуктов обогащения) и доставляет в проборазделочную ОТК, где сокращается на круговом сократителе до 1,0 л. Сокращенная проба самотеком поступает на вакуум стол. Отфильтрованную пробу каждый час забирают вместе с фильтровальной бумагой и сушат в сушильном шкафу при температуре 1500С ±50С. Сухая проба отделяется от бумаги, накапливаются в течение трех часов, затем разделывается согласно инструкции для химического анализа на содержание массовой доли железа общего и железа магнитного.
Опробование общих хвостов СМС
Отбор проб хвостов СМС производится автоматической системой «Башня проб» с интервалом один час
Пробы накапливаются в течение шести часов, затем разделываются согласно инструкции для химического анализа на содержание массовой доли железа общего и железа магнитного.
4.3 Автоматизация технологического процесса
Одним из основных направлений повышения эффективности работы фабрик рудоподготовки является широкое внедрение автоматизированных систем контроля технологических параметров, автоматического регулирования и управления технологическими процессами. Эта задача решается в двух направлениях: внедрение непрерывного (в потоке) контроля качества рудоподготовительных операций для управления технологическим процессом;
внедрение автоматических систем отбора и доставки проб для составления товарного баланса металла по фабрикам и автоматизированных систем управления технологическим процессом.
Функциональная схема АСУТП отделения дробления предусматривает контроль: наличия постели на питателях; количество руды поступающей на фабрику; наличия металла на конвейере; перегрева подшипников дробилок; мощности дробилок.
Функциональная схема АСУТП отделения измельчения предусматривает: контроль массы руды, поступающей в мельницы I стадии измельчения; перегрева подшипников мельниц; давления масла в подшипниках мельниц; расхода воды, поступающей в мельницы I стадии и классификаторы; плотности пульпы на сливе классификаторов и гидроциклонов; потребляемой мельницами; уровня пульпы в зумпфах песковых насосов; регулирование подачи руды в мельницы; соотношения вода - руда в мельницы; плотности пульпы на сливе классификаторов и гидроциклонов.
В отделении обогащения предусмотрены следующие основные системы контроля и регулирования: 1. Система АКСК осуществляет контроль за массовой долей класса 16 мм в потоке на конвейере перед первой стадией измельчения.
2. Автоматическая система по определению магнитной восприимчивости в конвейерном потоке дробленой рудной шихты на конвейерах для подачи руды в мельницы, состоящей их датчика магнитной восприимчивости МВ-3 и устройства обработки информации. Каждый час снимаются показатели прибора СИД и по уравнениям корреляции рассчитывают массовую долю железа магнитного в исходной рудной шихте и выдаются в компьютерную сеть комбината, как экспресс-анализ.
3. Комплексная система автоматического пробоотбора, включающая в себя «башню проб» на конвейерах перед измельчением в первой стадии и автоматизированную доставку проб типа ППА в проборазделку ОТК, обеспечивает оперативный контроль за массовой долей железа общего и магнитного в исходной рудной шихте.
4. Автоматическими конвейерными весами типа ЛТМ непрерывного взвешивания осуществляется контроль за массой рудной шихты на конвейерах перед и после первой стадии измельчения.
5. Система автоматического регулирования САР типа «Руда-вода» осуществляет контроль процесса мокрого измельчения и классификации, а также уровня пульпы в технологических зумпфах 1, 2 и в промпродуктовых 1, 2.
6. Система автоматического контроля потребляемой мощности электродвигателями мельниц по всем стадиям измельчения.
7. Система автоматического контроля давления воды по всем секциям отделения обогащения.
8. Система автоматического расхода воды в мельницах первой стадии измельчения по всем секциям отделения обогащения.
9. Автоматическая система «АПМ» (анализатор потерь магнетита) обеспечивает контроль за массовой долей магнитного железа в отвальных хвостах.
10. Система автоматического контроля за вакуумом в трубопроводах в отделениях обогащения.
11. Система контроля наличия и температуры масла на сливе из подшипников мельниц по всем стадиям измельчения.
12. Система контроля качества СКК-5 осуществляет контроль в потоке: в концентрате пятой стадии магнитной сепарации массовую долю общего железа и выход класса минус 44 мкм; плотность слива ГЦ-500, ГЦ-360; в секционных отвальных хвостах массовую долю магнитного железа в отделении обогащения дробильно-обогатительного комплекса.
13. Контроль массы готовой продукции (концентрата), отгружаемой в вагоны МПС ведется методом накопления данных взвешивание вагонов на железнодорожных весах типа НПВ-200т.
14. Система стабилизации уровня пульпы в усреднительных зумпфах.
15. Система стабилизации подачи руды в мельницу всех секций.
16. Система стабилизации уровня пульпы в промпродуктовых зумпфах секций.
17. Система стабилизации уровня пульпы в технологических зумпфах секций.
18. Система контроля влажности концентрата на конвейерах.
19. Система контроля нагрузки на конвейерах.
20. Система стабилизации уровня магнетита в магнитном дешламаторе секции.
21. Система контроля работы пробоотборников конвейеров.
5. Экономика и организация работы производственного подразделения
5.1 Организация производства
Политика в области оплат труда является составной частью управления предприятия, от нее зависит эффективность работы предприятия.
Заработная плата - вознаграждение за труд, часть издержек на производства и реализацию продукции на оплаты труда работников предприятия.
Оплата труда за труд работников - цена трудовых ресурсов задействованных в производственной практике.
Номинальная заработная плата - количество товаров и услуг, которые можно приобрести за номинальную заработную плату.
Формы и системы ЗП: сдельная оплата труда; простая сдельная; сдельно - премиальная; косвенная; аккордная; сдельно-прогрессивная.
Повременная оплата труда: - простая повременная;
- почасовая;
- понедельная;
- помесячная;
- повременно-премиальная.
Существуют бригадная и коллективная форма труда.
Бригадная оплата - применяется на участках где маленький состав бригад, если на работу не выходит рабочий, то требуется заменить его. При бригадной оплате труда норма выработки для всей бригады общая, расценки начисляется для каждого человека отдельно в соответствии с его тарифной ставкой. Заработок рабочего рассчитывается независимо от фактического количества человек в бригаде.
Коллективная оплата - применяется в больших бригадах, и если отсутствует член бригады, то бригада может обойтись без него.
На предприятии оплата труда может осуществляться следующими способами: Тарифная система оплаты труда - совокупность нормативов определяющих уровень заработной платы и ее диференциальности в зависимости от предприятия, отрасли, квалификации работников и условий труда, тарифная система включает: 1. Единый тарифный квалификационный справочник ЕТКС - нормативный документ для тарификации работ и присвоении работникам квалификационных разрядов. В справочник все профессии характеризуются условием сложности и содержанием работы, которые должен выполнять работник данной квалификации, наличие знаний, опыта является основанием для присвоения тарифного разряда, которое производится при аттестации каждому работнику аттестационной комиссии.
2. Тарифная сетка - шкала, которая определяет отношение тарифной величиной тарифной ставки работника высшего разряда к тарифной ставке первого разряда.
3. Тарифная ставка - размер оплаты труда за 1 час или 1 день исходной величиной тарифной ставки является минимальная ставка 1-го разряда.
Бестарифная система оплаты труда - состоит в том, что вся заработная плата работника предприятия представляет долю работника в фонде оплаты труда всего предприятия, фактическая величина зависит от факторов: 1. Квалификационный уровень - определяется делением заработной платы работников на сложившейся на предприятии минимальный уровень оплаты труда.
2. Коэффициент трудового участия - учитывает личный вклад работника в общие результаты.
3. Фактически отработанное время - разновидности бестарифной системы является контрактная система, т. е. заключение договора между работодателем и исполнителем.
Тарифная система для специальных служащих - состоит из схем меняющихся должностных окладов - это абсолютный размер заработной платы, за месяц установленный в соответствии с занимаемой должности.
Выбор и обоснование режима работы
Режим работы - это установленный порядок и продолжительность в производственной деятельности предприятия, участков и цехов во времени.
Режим работы определяет время производственной работы и время перерывов, а так же число рабочих смен в сутках, продолжительность рабочей недели и общее время работы в течение календарного периода (месяца, года).
От принятого режима работы зависит организация производства и отдыха рабочих, а так же вопросы социального характера, влияющие на успешное выполнение планов производства. Эффективным следует считать такой режим, который обеспечивает высокую степень использования основных фондов предприятия, повышение производительности труда и минимальной заработной платы на производстве, улучшает условия труда и повышает его безопасность.
При выборе эффективного режима следует учитывать: 1. Степень освоения производственной мощности по участкам и технологическим процессам;
2. Необходимое количество времени для плановых ремонтов оборудования;
3. Утвержденное в законодательном порядке рабочее время в месяц на работника.
Различают прерывные и непрерывные режимы работ.
При непрерывном предприятие работает без общих выходных дней, остановки производства происходит только на плановые ремонты и вынужденные технологические перерывы.
Прерывный режим отличается наличием выходных дней. Он позволяет улучшить условия работы отдыха трудящихся, в тоже время при прерывном режиме сокращается плановый фонд рабочего времени, что может привести к не выполнению необходимых объемов работы.
В связи с особенностями технологического процесса и удаленностью предприятия от города на фабрике обогащения применяется непрерывный режим работы с продолжительностью смены 12 часов.
На основании этого приведен график работы четырех бригад на месяц в таблице 33.
Таблица 38 - График сменной работы за месяц
Бригада Числа месяца
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15
А 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В
Б В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1
В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2
Г 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В
Бригада Числа месяца
16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30
А В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2
Б 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В
В В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1
Г 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В В 1 2 В
1, 2 - номер смены
В-выходной
При составлении графика необходимо соблюдать требования: - равномерное распределение на протяжении месяца рабочего времени и отпуска;
- правильное чередование дневных ночных смен;
- сохранение годового и месячного баланса рабочего времени при установленной законом продолжительности рабочей недели.
Принимаем непрерывный режим работы.
На основании принятого режима работы составляем баланс рабочего времени в год. Для работающих по непрерывному режиму выходные дни берутся в соответствии с графиком работы, дни болезни, время отпуска, прочие невыходы берутся фактически сложившихся за базисный год.
Таблица 39 - Баланс рабочего времени одного рабочего для непрерывного режима работы
Показатели использования времени Количество
1. Календарный фонд времени, дни 365
2. Нерабочие дни всего, в том числе - выходные - праздничные 151 151 -
3. Неявки всего дней, в том числе - очередной отпуск - дополнительный отпуск - по болезни - прочие неявки 62 42 7 10 3
4. Плановый фонд рабочего времени, дни 152
5. Средняя продолжительность рабочего дня, час 12
6. Плановый фонд рабочего времени, час 1824
5.2 Экономика производственного подразделения
Расчет фонда рабочего времени и численность персонала
На основании баланса рабочего времени находится коэффициент списочного состава, необходимый для расчета списочной численности основных рабочих. Коэффициент списочного состава находится по формуле (41).
, (41)
где Фк - календарный фонд рабочего времени, дни;
Фпл - плановый фонд рабочего времени, дни.
Численность основных рабочих рассчитываем на основании количества оборудования и нормативов обслуживания, которые содержатся в приказе № 1424 «Норматив численности основных рабочих фабрики по обогащению железных и марганцевых руд».
Вначале рассчитываем явочную численность основных рабочих по сменам по формуле (42): , (42) где Ноб - норматив обслуживания данного вида оборудования;
N - количество работающего оборудования данного вида;
Чяв - явочная численность рабочих, человек.
Списочная численность находится по формуле (43): , (43) где Чяв - явочная численность, человек;
Ксп - коэффициент списочного состава.
Все расчеты приведены в таблице 35.
Таблица 40 - Расчет штата основных рабочих
Наименование оборудования Количество Профессия Норматив обслуживания Явочная численность по сменам Итого явочная численность К Списочная численность
Расчетные значения списочной численности округляем до целых значений. Машинист мельницы обслуживает мельницы, классификаторы и гидроциклоны, а машинист сепаратора - сепараторы и дешламаторы. Устанавливаем следующую численность: Машинист мельницы V разряда - 35 человека;
Машинист сепаратора IV разряда - 10 человек;
Машинист насоса IV разряда - 7 человек;
Численность дежурных рабочих механослужбы зависит от численности ремонтных рабочих и находится по формуле (44): , (44) где То - общая годовая трудоемкость капитальных, текущих ремонтов и межремонтного обслуживания оборудования цеха, человека - час;
Фпл - плановый годовой фонд рабочего времени одного рабочего, час.
Принят Фпл = 1820 часов.
Общую годовую трудоемкость ремонтных работ рассчитываем в таблице 36.
Таблица 41 - Расчет трудоемкости ремонтных работ
Наименование оборудования Количество Трудоемкость единицы оборудования, чел./час. Общая трудоемкость, чел./час.
МШР 45?60 20 2025 40500
МШЦ 45?60 20 1800 36000
ПБМ - П-120/300 40 88 3520
ПБМ-ПП-120/300 30 65 1950
ПБКС 90/150 30 83 2490
МД-9 10 80 800
МД-12 20 75 1500
Гц-500 70 746 52220
Гц-360 130 518 67340
Гр8000/71 20 190 3800
8ГРК-8 30 200 6000
1КСН-30 20 2020 40400
Итого 256520
Дежурный персонал механослужбы составляет 10 % от численности ремонтного персонала.
138?10 % = 13,8 человек.
Принимаем: слесарь V разряда-14 человек
Численность дежурного персонала энергослужбы зависит от численности ремонтного персонала. Численность ремонтного персонала энергослужбы определяется по видам ремонта (текущий ремонт, монтаж и демонтаж), на основе нормативов. Расчет приведен в таблице 42.
Таблица 42 - Расчет численности ремонтного персонала энергослужбы
Наименование оборудования Количество Норматив обслуживания, чел./час. Численность рабочих, чел. Общая численность, чел. К Списочная численность, чел.
Текущий ремонт Монтаж и демонтаж Текущий ремонт Монтаж и демонтаж
Численность дежурных электриков равна 1262,16/100 = 12,62
Принимаем: Электрик VI разряда - 7 человек.
Электрик V разряда - 6 человек.
Численность мастеров принимаем согласно штатному расписанию предприятия: Мастер IX разряда - 4 человек.
Расчет фонда оплаты труда
Рассчитывая годовой фонд оплаты труда, сначала находим основной фонд заработной платы. К основной заработной плате относится плата за отработанное время по тарифным ставкам, премия, доплата за работу в ночное время, доплата за вредные условия труда, за совмещение профессий и другие доплаты, предусмотренные законодательством.
Тарифный фонд заработной платы рассчитывается по формуле (45).
ЗПТ = Сч ? Фпл, (45) где ЗПТ - годовой тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.;
Сч - часовая тарифная ставка рабочего, руб.;
Фпл - годовой фонд рабочего времени, ч.
Определяем тарифный заработок машинста мельницы V разряда: ЗПТ = 64,61 ? 1824 = 117848,64 руб.
Начисление премии осуществляется по формуле (46).
Ппр = ЗПТ · Кпр/100 %, (46) где Ппр - размер премии рабочего, руб.;
ЗПТ - тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.;
Кпр - размер премии, %.
Принимаем Кпр=50 %.
Доплата за работу в ночные часы рассчитывается по формуле (47).
Днч = 0,4 · Сч ? Тнч, (47) где Днч - годовой размер доплаты за работу в ночные часы, руб.;
0,4 - размер доплаты за ночные часы;
Сч - часовая тарифная ставка рабочего, руб.;
Тнч - число часов работы в ночное время (принимаем 608 часов).
Днч = 0,4 · 64,61 · 608 = 15713,15 руб.
Прочие доплаты за год в среднем составляют 3 % от тарифного заработка и рассчитываются по формуле (48):
Дпр = 0,03 · ЗПТ, (48) где Дпр - годовой размер прочих доплат рабочего, руб.;
ЗПТ - тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.
Дпр = 0,03 · 117848,64 = 3535,46 руб.
Общий основной фонд заработной платы находится по формуле (49).
ФЗПОСН = (ЗПТ Ппр Днч Дпр) • Чсп, (49) где ЗПТ - тарифный фонд заработной платы рабочего, руб.;
Ппр - размер премии рабочего, руб.;
Днч - годовой размер доплаты за работу в ночные часы, руб.;
Дпр - годовой размер прочих доплат рабочего, руб.;
Таблица 43 - Расчет основного фонда заработной платы
Профессия рабочего Тарифный разряд Часовая тарифная ставка, р. Годовой фонд рабочего времени, ч Тарифный заработок, р. Премия, р Доплата за ночные, р Прочие доплаты, р. Основной фонд з/п, р. Списочный штат, человек Общий основной фонд з/п, р.
Он учитывает оплату за неотработанное, но оплачиваемое в соответствии с законодательством время.
Дополнительная заработная плата рассчитывается в размере 34,21 % от основного фонда зарплаты по формуле (50): ФЗПДОП = ФЗПОСН · 34,21, (50) где ФЗПОСН - общий основной фонд заработной платы.
ФЗПДОП = 4938921,4· 34,21 = 168960501,09 руб.
Общий фонд заработной платы находится по формуле (51).
ФЗПОБЩ= ФЗПОСН ФЗПДОП, (51)
ФЗПОБЩ = 4938921,4 168960501,09 = 173899422,49 руб.
Расчет социальных отчислений
Каждое предприятие платит единый социальный налог в размере от фонда оплаты труда. Единый социальный налог включает в себя отчисления в Пенсионный фонд, фонд социального страхования и в федеральный и территориальный фонды медицинского страхования. Сумму налога находим по формуле (52): Есн = Ксоц · ФЗПОБЩ, (52) где Ксоц - коэффициент, учитывающий размер отчислений на социальные нужды (33,37 %)
Есн = 0,33 · 173899422,49 = 57386809,42 руб.
Амортизационные отчисления
Затраты на содержание оборудования включают в себя ежегодные амортизационные отчисления и расходы на ремонт оборудования.
Амортизация - это процесс переноса части первоначальной стоимости оборудования на изготавливаемую продукцию.
Сумма годовых амортизационных отчислений находится по формуле (53).
(53) где П - первоначальная стоимость единицы оборудования, руб.;
На - годовая норма амортизации, %.
Первоначальную стоимость оборудования и нормы амортизации берем по данным предприятия.
Наименование оборудования Количество Первоначальная стоимость единицы оборудования, р. Первоначальная стоимость всего оборудования, р. Годовая норма амортизации, % Годовая сумма амортизационных отчислений, р.
Мз = Нр · Q · Ц, (54) где Нр - норма расхода материала на единицу продукции;
Q - годовой выпуск продукции, тонн;
Ц - цена единицы материала, руб.
Нормы расхода материалов и цены устанавливаются на предприятии.
Расчет затрат на материалы приведен в таблице 40.
Таблица 45 - Смета на материалы
Наименование материалов Единицы измерения материала Норма расхода на единицу продукции Годовой выпуск продукции, тыс. т Потребность материалов на годовой выпуск Цена единицы материала, р. Стоимость материала на годовой выпуск, р.
Шары помольные т 24 30000 720000 200 144000000
Футеровка кг 0,26 30000 780000 84 65520000
Солидол кг 0,103 30000 309000 31 9579000
Литол кг 0,021 30000 63000 42 2646000
Лента конвейерная кг 83,2 30000 2496000 145 361920000
Вода техническая м3 23,84 30000 7152000 0,5 3576000
Руда дробленная т 3 30000 90000 110 9900000
ИТОГО: 5939226000
Затраты на текущий ремонт
Затраты на текущий ремонт оборудования принимаем в размере 10 % от полной первоначальной стоимости всего оборудования.
112897229 • 10 % = 11289722,9 рублей
Затраты на электроэнергию
Расходы на электроэнергию составляют значительную долю себестоимости концентрата, так как обогащение руды является энергоемким процессом.
Затраты на электроэнергию рассчитываем по формуле (55).
Зэл = Мпот · Т, (55)
где Зэл - затраты на потребляемую мощность, руб.;
Мпот - потребляемая мощность всего оборудования, КВТ-ч;
Т - стоимость 1 КВТ-ч.
Потребляемую мощность находим по формуле: Мпот = М · 0,07 • Траб, где М - мощность каждого вида оборудования, 0,7 - коэффициент использования мощности, Траб - годовой фонд времени работы оборудования.
Мощность оборудования берем из паспортных данных.
С учетом плановых остановок на ремонт и обслуживание оборудования принимаем Траб = 6720 ч. Потребляемая мощность оборудования рассчитывается в таблице 41.
Таблица 46 - Расчет полребляемой мощности оборудования
Наименование оборудования Колво Мощность, КВТ Коэффициент использования Время работы, ч Потребляемая мощность, КВТ-ч
Мельница МШР 45?60 20 2500 0,7 6720 11760000
Мельница МШЦ 45?60 20 2500 0,7 6720 11760000
Гидроциклон ГЦ-500 70 5,55 0,7 6720 26107,2
Гидроциклон ГЦ-360 130 5,75 0,7 6720 27048
Сепаратор ПБМ-П-120/300 40 7,5 0,7 6720 35280
Сепаратор ПБМ-ПП-10/300 30 7,5 0,7 6720 35280
Сепаратор ПБКС 90/150 30 11 0,7 6720 51744
Дешламатор МД-9 10 14 0,7 6720 18816
Дешламатор МД-12 20 14 0,7 6720 18816
Насос ГРК-8000/71 20 985 0,7 6720 15052800
Насос 8ГРК-8 30 985 0,7 6720 1502800
Классификатор 1КСН-30 20 30 0,7 6720 141120
Итого: 53979811,2
Зэл= 53979811,2•2,5 =134949528 рублей
Затраты по участку
Все ранее рассчитанные затраты на производство продукции сведем в общую таблицу 47.
Таблица 47 - Затраты по участку
Наименование статей затрат Сумма затрат по статьям на весь выпуск продукции, р. Годовой выпуск продукции, тонн Затраты на единицу продукции, р.
1. Материалы 5939226000 30000000 197,97
2. Фонд оплаты труда, р. 173899422,49 30000000 5,80
3. Единый социальный налог, р. 57386809,42 30000000 1,91
4. Амортизация, р. 11012285,81 30000000 0,37
5. Затраты на текущий ремонт оборудования, р. 112897229 30000000 3,76
6. Затраты на электроэнергию, р. 134949528 30000000 4,50
Итого: 6429371274,72 214,31
Заключение
В соответствии с заданием выполнен дипломный проект ОФ производительностью 30 миллионов тонн в год для неокисленных железистых кварцитов Михайловского месторождения, которые разделены на 3 сорта: легкообогатимые; среднеобогатимые; труднообогатимые.
Основным рудным минералом является магнетит и гематит, нерудным - кварц.
В связи с тем, что неокисленные кварциты имеют тонкую вкрапленность, высокую крепость и обладают сильно магнитными свойствами, принята технология магнитного обогащения с: 1 стадией СМС;
3 стадиями измельчения с предварительной и поверочной классификацией;
3 стадиями ММС;
3 стадиями обесшламливания.
По данной технологии из руды с массовой долей железа 39,5 %, получен магнетитовый концентрат с массовой долей железа 65,2 % и отвальные хвосты 26,0 %.
Выбрано основное технологическое оборудование, составлена схема цепи аппаратов. СМС осуществляеться в магнитных сепараторах ПБКС-90/150. Для I стадии измельчения приняты мельницы МШР 45?60 с классификатором 1КСН-30, для II стадии МШЦ 45?60 с ГЦ-500, для III стадии МШЦ 45?60 с ГЦ-360. ММС осуществляется в магнитных сепараторах на I стадии ПБМ-П-120/300, на II и III стадиях - ПБМ-ПП-120/300. Дешламация осуществляется в магнитных дешламаторах для I и II стадий МД-12, для III стадии МД-9. Оборудование скомпоновано по одноэтажно-ступенчатой схеме, посекционное по пролетам: бункерный, измельчения и классификации, магнитной дешламации, магнитной сепарации, сгущения и фильтрации.
В специальной части рассмотрен выбор связующих добавок для производства обожженных окатышей.
В дипломном проекте рассмотрены вопросы опробования и контроля.
Разработана система автоматического регулирования технологического процесса.
В организационно-экономической части рассчитаны численность трудящихся, фонд заработной платы и посчитана себестоимость 1 тонны концентрата.
Список литературы
1. Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых: Учебник для вузов. в 3-х т. - 3-е изд., стер. - М.: Издательство «Горная книга», 2008. - Т. I Обогатительные процессы и аппараты. - 470 с.: ил.
2. Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов. - 2-е изд., стер.: В 2 т. - М.: Издательство Московского государственного университета, издательство «Горная книга», 2008. Т. 1. Обогатительные процессы. - 417 с.: ил.
3. Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов. - 2-е изд., стер.: В 2 т. - М.: Издательство Московского государственного университета, издательство «Горная книга», 2008. Т. 2. Технологии обогащения полезных ископаемых. - 310 с.: ил.
4. Галкин В.И., Дмитриев В.Г., Дьяченко В.П., Запенин И.В., Шешко Е.Е. Современная теория ленточных конвейеров горных предприятий. -2-е изд. - М.: Издательство «Горная книга», Издательство Московского государственного горного университета, 2011. - 545 с.
5. Кармазин В.В., Карамзин В.И. Магнитные, электрические и специальные методы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов. В 2 т. - М.: Издательство «Горная книга», 2012. - Т. 1: Магнитные и электрические методы обогащения полезных ископаемых. - 672 с.: ил.
6. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. Учебник для вузов. 4-е изд., перераб. и доп. М., Недра, 1982. 518 с.
7. Серго Е.Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Учебник для вузов. - М.: Недра, 1985. - 285 с.
8. Справочник по обогащению руд черных металлов / С.Ф. Шинкоренко, Е.П. Болецкий, А.А. Ширяев и др. 2-е изд., перераб. и доп. под ред. С.Ф. Шинкоренко. М., Недра, 1980. 527 с.
9. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / Под ред. О.С. Богданова, В.А. Олевского, 2-е изд. перераб. и доп. М., Недра, 1982, с. 366.
10. Справочник по обогащению руд. Специальные и вспомогательные процессы, испытания обогатимости, контроль и автоматика / Под ред. О.С. Богданова, В.И. Ревнивцева, 2-е изд. перераб. и доп. М., Недра, 1983, с. 376.
11. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: В 2 кн. / Редкол.: О.Н. Тихонов и др. - М.: Недра, 1988. - Кн. 1/ В.Ф. Баранов, П.С. Вольфсон, П.И. Крупа и др. - с. 374: ил.
12. Уткина С.И. Экономика горного предприятия: Учебное пособие для вузов. - М.: Издательство Московского государственного горного университета. 2003. - 262 с.: ил.
13. Федотов К.В., Никольская Н.И. Проектирование обогатительных фабрик: Учебник для вузов. - М.: Издательство «Горная книга», 2012. - 536 с.: ил.
14. Пути интенсификации производства и улучшения качества окатышей. Юсфин Ю.С., Антоненко Л.К., Даньшин В.В., 1980.
15. Интенсификация производства и улучшения качества окатышей. Юсфин Ю.С., Пашков Н.Ф., Антоненко Л.К. и др. М.: Металлургия, 1994, 240 с.
16. Маерчак Ш. производства окатышей / Пер. со словац. - М.: Металлургия 1982, 232 с.
Размещено на .ru
Вы можете ЗАГРУЗИТЬ и ПОВЫСИТЬ уникальность своей работы
