Реферат: Проект отделения измельчения обогатительной фабрики
Проект отделения измельчения обогатительной фабрики
Содержание
1. Общая часть
Введение
1. Характеристика минерального сырья
2. Характеристика руд месторождения «Кокпатас»
2. Специальная часть
1. Выбор технологической схемы измельчения
2. Выбор технологического оборудования
3. Особенности переработки руд месторождения «Кокпатас»
4. Эксплуатация мельниц и другого измельчительного оборудования
3. Расчёт технологической схемы
4. Экономика производства
1. Организация труда и управления
2. Расчёт фонда заработной платы
Заключение
Литература
1. Общая часть
Введение
Развитие промышленности Узбекистана с каждым годом требует расширения сырьевой базы. Добыча руд увеличивается и вместе с тем изменяется качество добываемых полезных ископаемых. В первую очередь уменьшается в них содержание полезного компонента. В связи с этим изменяется технология переработки и обогащения руд.
Непрерывное совершенствование технологии переработки минерального сырья, применение более прогрессивных методов и приёмов, выбор оптимальных схем обогащения позволяют экономически обоснованно выделить из раннее бесперспективных и бедных руд, рентабельные к отработке.
С другой стороны, комплексное использование полезных ископаемых, ставит в ряд экономически выгодных, добычу и переработку раннее отбракованных по кондициям месторождений и рудопроявлений. Это значительно расширяет сырьевую базу Узбекистана.
Узбекистан — одно из ведущих государств в мире, по добыче и выпуску золота. Перерабатываемые в настоящее время золотосодержащие руды, характеризуются большим разнообразием типов месторождений и руд. Каждый тип руд требует своего подхода к его переработке. Появляются новые технологии обогащения. Внедряются безотходные и малоотходные технологические процессы, обеспечивающие комплексное получение полезных компонентов. Избегаются непредвиденные потери металла, уменьшение расхода реактивов, воды, воздуха и других материальных затрат.
Рудоперерабатывающий комплекс СевРУ входит в состав Навоийского Горно-Металлургического Комбината. Комплекс состоит из золоторудного разреза Кокпатас и гидро-металлургического комплекса ГМЗ-3.
Первая очередь ГМЗ-3 построена из учёта переработки окисленных руд месторождения «Кокпатас», которые составляют порядка 30% от всего запаса месторождения. С завершением строительства ряда цехов и реконструкции гидрометаллургического оборудования, завод будет перерабатывать сульфидные золотосодержащие руды месторождения «Кокпатас», которые составляют порядка 70% от всего запаса месторождения. Кроме золота можно будет извлекать серебро, и другие элементы, а также получать серную кислоту из собственной серы.
1. Характеристика минерального сырья
Физико-химические свойства золота.
Золото один из уникальных химических элементов, обладающий рядом физико-химических свойств. Оно отличается высокой стойкостью к коррозии и к агрессивным средам. По электро- и теплопроводности золото уступает лишь серебру и меди.
Химически чистое золото имеет ярко-жёлтый цвет с сильным металлическим блеском. Цвет золота зависит от наличия различных примесей в нём, и от агрегатного состояния. Тонкая золотая пластинка имеет зелёный цвет, который сохраняется и в расплаве. Тонкодисперсное золото может иметь цвет от пурпурного, до синевато-серого и даже чёрное. Если в золоте имеются примеси окислов железа или оно покрыто ими, то цвет его изменяется от грязно-бурого до тёмно-коричневого.
Золото — очень мягкий металл. Чистое золото имеет твёрдость 2,5 по десятибалльной шкале, что сравнимо с кальцитом. Оно очень легко истирается, превращаясь в тончайшую пыль.
Золото имеет хорошую ковкость и тягучесть. Его можно расковать в пластинку толщиной 1 мкм.1 грамм золота можно растянуть в нить длиной 300 м, а 1 кг золотой фольги покрывает поверхность в 530 м2.
Плотность чистого золота — 19,32 г/см3, то так как в чистом виде в природе оно не встречается, а любые примеси изменяют его плотность, она составляет 15 — 19 г/см3.
Золото — хороший проводник тепла и электричества. Температура его плавления — 1063С, а кипения — 2677С.
Золото обладает большой летучестью, которая возрастает по мере повышения его температуры. При этом существенную роль играет кроме его собственной температуры, состав окружающей атмосферы, от наличия примесей, которые понижают поверхностное натяжение расплава.
Золото образует соединения, в которых оно проявляет переменную валентность, равную 1 или 3. Последнее более устойчиво и часто встречаемо.
С кислородом золото не взаимодействует даже при больших температурах. На него не действуют кислоты и щёлочи. В некоторых жидкостях золото может растворяться, например, в воде, содержащей хлор, серную кислоту, гумусовые кислоты. Золото также хорошо растворяется в цианидах, в растворах тиокарбомида и в царской водке (смеси азотной и соляной кислот в пропорции (1: 3).
Из других элементов золото хорошо соединяется с хлором, бромом, йодом, мышьяком и фосфором. В водных растворах с хлором образуется хлорное золото AuCl3, которое при температуре 180С распадается на AuCl и Cl2 (хлористое золото), а при температуре выше 220С на золото и хлор.
Способность золота растворяться в присутствии кислорода в растворах цианидов, с образованием двойных комплексных солей, используется при извлечении золота из руд методом цианирования.
В природе также известны соединения золота с теллуром и ртутью.
Минералы и соединения золота: калаверит, электрум, медистое золото, порпецид, платинистое, иридистое и родистое золото.
Сплавление золота с другими металлами изменяет его свойства. Например, оно становится твёрдым с медью и хрупким со свинцом.
Дробность атомной массы природного золота (196,96) говорит о том, что оно состоит из смеси различных по массе изотопов. Всего известно 15 изотопов золота с атомной массой от 183 до 201.
Золото кристаллизуется в кубический сингоид. Структура: координационная решетка гранецентрированная, по углам и в центре граней куба расположены атомы золота, так что получается очень плотная упаковка. Связь между атомами — металлическая. Магнитность — золото диамагнитно (имеет отрицательную восприимчивость).
Излом крючковатый. Черта жёлтая, блестящяя до оранжево-красного.
Золото образует сплавы со многими металлами. При высокой температуре оно хорошо извлекается сульфидами свинца и меди и переходит вместе с ними в состав заводских штейнов.
Сплавы золота со ртутью называют амальгамами, и представляют собой твёрдо-жидкие смеси. Ртуть образует с золотом три состояния — AuHg2 — (фаза б), Au2Hg (фаза γ), Au3Hg (фаза β) и твёрдый раствор с концентрацией ртути 18,7% (фаза α).
Сплавы золота с платиной представляют собой твёрдые растворы до 25% — платина в золоте и более 80% — золота в платине.
Сплавы золото-палладий образуют непрерывный ряд твёрдых растворов.
Золото осаждается из растворов цинковой пылью, активированным углём, анионитами (АМ-2Б), электролизом.
Из солянокислых растворов, золото можно осадить сернистым газом, сернокислой солью закисного железа, углеродом, хлористым оловом, щавелевой кислотой, гидразином, гидрохиноном, перекисью водорода.
Типы золоторудных месторождений.
В ничтожно малых количествах золото присутствует в горных породах и морских водах. Так, граниты американского штата Невада, содержат 1,1 г/т золота, а диабазы — 0,76 г/т.
Чаще всего, золото концентрируется в кварцевых жилах. Именно такими жилами и представлены большинство месторождений.
В тонне морской воды содержится примерно 5 — 10 мг золота, которые неравномерно распределены по отдельным морям. Так, в Карибском море содержание золота достигает 15 — 18 мг/т. В районе берегов Австралии — до 65 мг/т. Золото попадает в моря и океаны благодаря впадающим рекам, которые несут массу золотосодержащих минералов. Достаточно сказать, что река Амур выносит в океан до 8 т золота ежегодно.
Первичные (коренные) месторождения золота образовались в результате кристаллизации магмы. Первой застывает силикатная часть магмы, которая при дифференциации располагается в верхней части. Сульфидные, хлоридные и карбонатные рудные части магмы тяжелее и более легкоплавки, поэтому дольше остаются в расплаве и находятся в нижней части магмы. Они поднимаются и застывают в трещинах уже образованной породы из силикатной магмы. Вместе с сульфидами, хлоридами и карбонатами металлов поднимается золото и серебро. Последней по трещинам поднимается остаточная магма в виде гидротермальных растворов. Они несут в себе жильные породообразующие минералы, такие как кальцит, доломит, барит, хлорит, вместе с рудными минералами и соединениями мышьяка, сурьмы, фтора, хлора, углекислоты с оловом и медью, свинцом и цинком, золотом.
На основании вышесказанного этапные золоторудные месторождения имеют следующие типы:
магматогенные. Здесь золото извлекается попутно из медно-никелевых и сульфидных руд;
гидротермальные высокотемпературные золотоарсенопиритовые с пиритом, кварцем, турмалином. Рудные тела — жилы и окварцованные и пиритизированные зоны;
гидротермальные среднетемпературные золото-кварцевые, золото-колчеданные и золотобаритовые образования, в которых золото располагается в сульфидах и между зёрнами кварца;
гидротермальные низкотемпературные. Они представлены жилами и штокверками, приуроченные к эффузивным образованиям;
экзогенные — зоны окисления. В зоне окисления верхние приповерхностные зоны подвергаются химическому выветриванию. Железосодержащие минералы в породе — сульфиды, арсениды, пириты, арсенопириты, диарсениды железа, никеля, кобальта, которые окисляются кислородом, проникающим в породу с водой (дожди, грунтовые и подземные воды). Железо из двухвалентного переходит в трёхвалентную форму, образуя новые минералы типа гетита, гидрогетита, лимонита. Вместе с окислением железа из сульфидов и других минералов высвобождается золото, которое укрупняется и скапливается среди вторичных металлов.
экзогенные — россыпные месторождения. Они образуются в результате разрушения коренных золоторудных месторождений. Такие россыпи имеют несколько типов образования: элювиальные, образованные на месте разрушения породы (кора выветривания). Далее золото переносится по склону к подножию и дальше сносится в озёра, моря, реками отлагаясь в руслах рек и в волноприбойных и устьевых частях. По мере переноса скопления золота будут определяться как делювиальными, пролювиальными, аллювиальными. Россыпные месторождения располагаются близко к поверхности и поэтому они более доступны к освоению. К тому же при обогащении исключаются дорогостоящие операции дробления и измельчения. Вместе с тем золото из россыпей более чистое, чем рудное, так как в процессе переноса оно очищается от примесей и других пород.
метаморфогенные месторождения представлены золотоносными конгломератами. Происхождение этих образований точно не установлено, хотя в мировой добыче золота их доля составляет до 40% благородного металла.
2. Характеристика руд месторождения «Кокпатас»
Одним из крупнейших золоторудных месторождений Узбекистана является «Кокпатас».
Это месторождение расположено в пределах Кызылкумских палеозойских поднятий (горы Букантау) и приурочено к отложениям Кокпатасской брахиантиклинали. Комплекс пород представлен дислоцированными и метаморфизированными вулканично-осадочными образованиями палеозоя и слабометаморфизированными песчаниками и глинисто-алевритовыми отложениями мезозойского чехла.
Рудные залежи локализуются в линейных зонах кварц-сирицит-карбонатных метасоматитах. Основные запасы сосредоточены в крупных залежах, имеющих пластообразную форму с раздувами и пережимами.
Все рудные тела с поверхности до глубины 10 — 40 м окислены. Окисление проникло по проницаемым разностям пород, каковыми являются тонкозернистые и мелкозернистые глинисто-слюдистые песчаники и в меньшей степени алевропилиты.
Характерными минералами зоны окисления являются гетит, гидрогетит, ярозит, скородит, каолинит, которые определяют окраску окисленных пород от жёлтовато-серой до тёмно-бурой, с красными и коричневыми оттенками.
По мере окисления вмещающих и рудных минералов происходило высвобождение золота и сульфидов, укрупнение зёрен до 30 — 40 мкм в диаметре и перенос в нижние части проницаемых линз и пластов. Форма золотых зерен обычно изометричная и реже удлиненная.
Подготовка минерального сырья.
Добытая руда имеет, как правило, очень низкое содержание полезного компонента, и поэтому её непосредственная металлургическая обработка экономически невыгодна. Часто, содержащиеся в руде компоненты не только бесполезны, но и вредны. В золотосодержащих рудах месторождения «Кокпатас» такими компонентами являются сера и мышьяк. Вредные примеси должны быть максимально удалены из руды до металлургической обработки.
Массу пустой породы необходимо удалять перед обогащением. Если руда содержит только полезные минералы, то она разнообразна по крупности. Такое сырьё также непригодно для металлургической переработки.
Поэтому перед обогащением необходима определённая подготовка руды, которая заключается в дроблении и измельчении (уменьшении крупности кусков руды до размеров, определяемых крупностью полезных компонентов). Необходимо также проделать операции разделения руды по крупности (грохочение и классификация).
--PAGE_BREAK--Измельчение является заключительной операцией в цикле подготовки руды к обогащению. Процесс измельчения производится в аппаратах, называемых мельницами.
В результате измельчения необходимо получить продукт, пригодный по крупности к обогащению и содержащий полезные минералы в виде частиц, максимально освобождённых от пустой породы. В данном случае крупность измельчения должна составлять не менее 80% класса — 0,074 мм.
Все измельчительные агрегаты по своему принципу действия можно разделить на две основные группы: механические, и аэродинамические. Последние, применяются редко, лишь в случаях тонкого, и сверхтонкого измельчения материала.
Механические мельницы в зависимости от геометрической формы рабочего корпуса, разделяются на барабанные, кольцевые, чашевые и дисковые.
Барабанные мельницы широкого применения различаются между собой по следующим признакам:
типу измельчаемой среды (шары, стержни, галька, куски руды);
геометрической форме барабана (короткий или длинный цилиндр, конус);
способу разгрузки материала из барабана (разгрузка периодическая или непрерывная, разгрузка через решётку или непосредственно через цапфу);
способу измельчения (сухой или мокрый).
Исходя из этого мельницы разделяются на стержневые, шаровые, рудногалечные и мельницы самоизмельчения.
Измельчение.
Руда в мельнице измельчается под действием удара падающих дробящих тел (шаров, стержней, крупных кусков руды). Кроме того измельчение происходит от соударения дробящих тел и внутренней поверхности мельниц.
Мельницы загружаются через пустотелую загрузочную цапфу с одного конца, а разгружаются с другого. Измельчение может быть мокрым и сухим.
Принцип работы всех мельниц одинаков, поэтому рассмотрим условия работы одной из них — шаровой.
В шаровых мельницах дробящими телами являются кованные или штампованные стальные шары, которые при вращении мельницы поднимаются на определённую высоту, и падая, измельчают руду.
Скорость вращения барабана, при которой шары прижимаются к внутренней поверхности барабана, под действием центробежной силы, называется критической.
Чем выше высота подъёма шаров, тем сильнее их ударное воздействие на куски руды.
При небольшой скорости вращения барабана, шары будут скатываться с минимальной высоты, при этом вращаясь вокруг своей оси, работы не производят. Поэтому необходимо правильно определять скорость вращения барабана мельницы.
Наилучшими условиями работы мельницы является скорость вращения её барабана в пределах 75 — 88% от критической. Если скорость составляет 25 — 30% критической, внешний слой шаров дробящего действия не производит, что уменьшает производительность мельницы и снижает её полезный объём.
Оптимальная работа мельницы оценивается экономическими показателями, то есть в показатель эффективности входит главным образом стоимость расходуемой энергии, расхода дробящих тел и футеровки.
По опыту обогатительных фабрик, расход энергии при тонком измельчении составляет 10 — 15 кВтч на 1 т измельчённой руды.
Перегрузка мельницы шарами ведёт к повышенному расходу энергии и износу шаров, а недогрузка — резко снижает производительность, вызывает повышенный износ футеровочного материала, а также уменьшает внутреннюю поверхность барабана мельницы.
Наибольшая производительность мельницы соответствует её загрузке шарами на 50% объёма. Оптимальная масса шаровой загрузки зависит от окружной скорости вращения барабана мельницы и коэффициента её заполнения. Обычно, уровень шаровой загрузки мельницы на несколько сантиметров ниже её оси вращения.
Для скорости вращения равной 75 — 88% критической, оптимальная масса шаров для загрузки составляет 1700 — 1950 кг/м3 объёма мельницы при плотности шаров 7,9 т/м3.
Л.Б. Левинсон предлагает определить наибольшую массу шаровой загрузки по формуле:
G = 6440 R2L, кг
По данным В.А. Петрова и В.Ю. Бранда, массу шаровой загрузки мельницы диаметром барабана Д и длиной L, при коэффициенте заполнения Y (не более 0,4), можно определить по формуле:
G = 3,77 YД2L, т
при насыпной массе шаров — 4,8 т/м3.
Во время работы мельницы, шары постепенно изнашиваются, снижая часть шаровой загрузки, что снижает производительность мельницы. Поэтому в мельницу постоянно дозагружают определённое количество шаров.
Средний расход шаров на 1 тонну измельчённого продукта показан в таблице 1.
Таблица 1
Материал шаров
Крупность измельченного продукта
До 0,2 мм
До 0,15 мм
До 0,074 мм
Сталь
Хромистая
0,5
0,75
1,0
Углеродистая
0,75
1,0
1,25
Чугун
1,0
1,25
1,25
Максимальная крупность шаров зависит от максимального размера крупности кусков руды. Для определения диаметра шаров, существуют следующие формулы:
По Разумову К.А. Д = 25 3√d,
где Д — диаметр шара, мм;
d — средний размер куска исходной руды.
По Орловскому В.А. Д = 6 (lgdk) √d,
где dk — крупность готового продукта;
d — крупность исходной руды.
Мелкие шары размером 25 — 30 мм, не рекомендуется применять вместе с крупными, так как они быстро истираются и выносятся из мельницы.
При работе, шары изнашиваются и уменьшаются, ухудшая измельчение, поэтому периодически необходимо проводить пересортировку.
При этом мелкие шары удаляются, а в мельницу догружаются новые шары.
2. Специальная часть
1. Выбор технологической схемы измельчения
В последние годы, на обогащение поступает всё больше сложных руд. Эффективность переработки таких руд с трудно извлекаемым золотом возможна лишь при сочетании её правильной подготовки к обогащению и последующей переработке.
При обогащении золотосодержащих руд обычно применяют гидрометаллургические схемы обогащения.
В ряде случаев, до определения технологической схемы переработки той или иной руды, проводят оценку различных схем на укрупнённых полупромышленных установках. Полученные при этом данные ложатся в основу промышленной схемы обогащения.
Выбор технологической схемы производят в зависимости от крупности начального и конечного продуктов измельчения, производительности обогатительной фабрики, необходимости раздельной обработки песков и шламов, необходимости стадиального обогащения, физических свойств руды.
Одностадиальные схемы измельчения применяются без контрольной классификации слива при сравнительно небольшой степени измельчения, или же при малой производительности обогатительной фабрики.
При большой производительности и повышенной крупности исходного питания и конечного продукта, применяются двухстадиальные схемы измельчения. При этом, в первой стадии устанавливают стержневые мельницы. Другие типы двухстадиальных схем используются при тонком помоле руды или при необходимости избегания аккумуляции благородных металлов в цикле измельчения.
Исходными данными для настоящего проекта будут служить относительно высокая производительность обогатительной фабрики — 5000000 тонн руды в год.
Суточная производительность фабрики по исходному продукту составит:
Qс = Q/n·η,
где Qс — суточная производительность цеха измельчения;
Q — годовая производительность цеха измельчения;
N — запланированное календарное число рабочих дней цеха измельчения;
Η — коэффициент использования оборудования.
Qс = 5 000 000/0,82·365 = 16 705 т/сут.
Часовая производительность фабрики при этом составит:
Qч = 16 705/24 = 696 т /час
2. Выбор технологического оборудования
Из мельниц со стальными дробящими телами, на обогатительных фабриках применяются: стержневые, шаровые с разгрузкой через решётку, шаровые с центральной разгрузкой.
По сравнению с шаровыми, стержневые мельницы дают более высокую производительность при измельчении до 1-3 мм, но они не могут эффективно работать когда требуется получить более мелкий продукт. Они применяются при грубом измельчении мелковкрапленных руд, обогащаемых гравитационными и магнитными методами, а также в первой стадии измельчения при двухстадиальной схеме.
Из шаровых мельниц наиболее распространены мельницы с разгрузкой через решётку. Они более производительны и выдают измельчённый продукт с меньшим содержанием шламов, чем мельницы с центральной разгрузкой. Недостатком таких мельниц является сложность конструкции и поэтому более высокая стоимость на единицу веса или на единицу полезного объёма.
Недостатком мельниц с центральной разгрузкой является малая производительность и более сильное отшламование измельчаемых продуктов. Мельницы с центральной разгрузкой должны устанавливаться в тех случаях, когда переизмельчение является полезным фактором, при последующей переработки руды, например, при цианировании золотых руд, с тонкодисперсной и коллоидальной вкрапленностью золота.
По условиям технологической схемы, после измельчения проводится поверочная классификация. Существует несколько типов классификаторов: механические классификаторы и гидроциклоны, чашевые гидроклассификаторы с вибрирующей чашей, гидросепараторы, гидравлические классификаторы, пирамидальные отстойники, конусы.
К механическим классификаторам относятся реечные, спиральные и чашевые. По сравнению с реечными, спиральные классификаторы имеют более спокойную зону классификации. Вследствие этого слив меньше загрязняется некондиционными по крупности зёрнами. Это даёт возможность получения более плотных сливов, обеспечивает меньшую влажность песков и более высокую эффективность классификации. Они имеют больший угол наклона корыта, что позволяет осуществить самотёчное сопряжение с мельницей. Механические классификаторы против гидроциклонов расходуют меньше электричества, могут классифицировать более крупный материал и имеют более длительные межремонтные периоды. Основной их недостаток — высокая стоимость и большие габариты. Это увеличивает затраты на оборудование и стоимость зданий.
Гидроциклоны в последнее время вытеснили механические классификаторы.
В первой и второй стадиях измельчения, данной технологической схемой предусмотрена установка механических классификаторов.
3. Особенности переработки руд месторождения «Кокпатас»
Основными исходными параметрами для измельчения являются крупность исходного питания — 12 мм, крепость руды — 10 (крепость по шкале Протодьяконова), плотность в монолите — 3 г/см3 и содержание шламов.
В связи с тем, что руда малоглинистая, она поступает на измельчение непосредственно после последней стадии дробления. При этом производительность мельниц высокая, за счёт малой крупности исходного материала, а также за счёт наличия в дроблёной руде содержания готового класса. Подбор режима измельчения в первой стадии ведут за счёт изменения производительности мельниц, то есть степени загрузки её рудой, содержания твёрдого в сливе классифицирующих аппаратов, стержневой загрузки мельниц.
При увеличении производительности по руде и понижении плотности пульпы, повышается объём пульпы и скорость её протекания через мельницу. Увеличивается вынос готового материала.
Если необходима стабильность в производительности мельниц, то скорость прохождения руды через мельницу и изменение количества необходимого нам продукта можно достичь путём регулировки сливов классификаторов.
продолжение--PAGE_BREAK--
Плотность пульпы регулируется производительностью и объёмом воды, поступающей в мельницу. Для наших руд содержание твёрдого в пульпе составляет 60-70% (Т: Ж=1: 0,5), в первой стадии измельчения и 75-80% — во второй.
Шаровая и стержневая загрузка мельниц осуществляется до уровня середины барабана или на 10-20 см ниже оси вращения. Для эффективной работы мельниц, подбираются оптимальные составы шаровой и стержневой загрузки.
Частота вращения мельниц должна быть установлена на 80-90% от критической. Измельчённая пульпа из мельницы насосом откачивается на спиральный классификатор с двойной погружной системой спиралей диаметром 3м и частотой вращения спиралей 1,5 об/мин. Наклон корыта составляет 18,50. Пески классификатора возвращаются в мельницу на доизмельчение, а слив проходит предварительную классификацию на батарейном гидроциклоне ГБ-1. слив гидроциклона поступает в общую систему слива, а пески подаются песковыми насосами обратно в мельницу. Из мельницы пульпа самотёком поступает в гидроциклоны, где проходит поверочную классификацию. Пески классификации возвращаются на доизмельчение, а слив поступает в общую систему слива, и дальше на обогащение.
При регулировке процесса измельчения руд, содержащих самородное и свободное от сульфидов золото и серебро, перед измельчением необходимо предусмотреть концентрационные столы для выделения их из руды.
Классификация руды имеет свои особенности. При остановке и пуске классификатора проводят его регулировку путём изменения плотности пульпы.
Плотность и состав слива классификатора зависят от настройки режима работы мельницы, объёма воды, подаваемой в мельницу и классификатор, высоты и расположения сливного порога.
4. Эксплуатация мельниц и другого измельчительного оборудования
На современных обогатительных фабриках, коэффициент использования оборудования достигает 93-95%, что является результатом правильной технической эксплуатации оборудования, своевременного и качественного проведения ремонтных работ.
Мельница включается в работу только после пуска централизованной системы жидкой и густой смазки.
При работе мельниц, машинист должен следить за состоянием привода, не допуская его пульсаций и ударов. Шум от работы открытой зубчатой передачи должен быть ровным, без периодического усиления и ослабления звука.
Во избежание протекания пульпы, болты должны быть туго затянуты и иметь под гайками уплотнительные прокладки. В случае появления течи, мельница должна быть немедленно остановлена.
При появлении течи пульпы через контрольное отверстие в цапфах, необходимо проверить прилегание поверхностей цапфы и патрубка, а также наличие уплотнительного шнура между питателем и загрузочным патрубком.
Необходимо следить за отсутствием течи масла в маслоприводе и уплотнителях.
Не допускается перегрев коренных подшипников мельницы выше 60С, так как повышение температуры может привести к расплавлению баббитовых вкладышей. При температуре 65С, автоматически включается сигнализация, а при 75С мельница отключается.
Необходимо систематически следить за поступлением масла в подшипники через специальные смотровые окна и поступлением густой смазки на зубчатое зацепление.
3. Расчёт технологической схемы
Исходя из годовой производительности, определяем среднечасовую производительность отделения измельчения:
Q1 = Qг / 365 · 24 · КИО = 5 000 000/365 · 24 · 0,82 = 696 т/час.
Используя зависимость между питанием и выходом классификаторов находим нагрузки на классификаторы первой и второй стадии:
Q5 = Q8 · (β8 — β5) / (β5 — β7) = 232 · (78 — 24,4) / (24,4 — 4,5) = 601,6 т/час
Q6 = Q10 · (β10 — β6) / (β6 — β9) = 464 · (75 — 24,4) / (24,4 — 4,0) = 686,9 т/час
Определяем количество материала, уходящего в пески классификаторов обоих стадий:
Q7 = Q5 — Q8 = 601,6 — 232 = 369,6 т/час
Q11 = Q9 = Q6 — Q10 = 1150,9 — 464 = 686,9 т/час
Q3 = Q2 = Q7 + Q1 = 369,6 + 696 = 1065,6 т/час
Q4 = Q3 + Q11 = 1065,6 + 686,9 = 1752,5 т/час
Теперь мы можем подсчитать циркулирующую нагрузку в обеих стадиях процесса измельчения:
С1 = Q7/Q1/3 = 369,6/232 · 100% = 159%
С2 = Q2/2Q1/3 = 686,9/464 · 100% = 148%
Главной характеристикой эффективности работы мельниц является их удельная производительность, которая определяется по формуле:
q(мельницы) = Qм · (βв — βn) / Vм, т/м3·час
где Qм — производительность мельницы;
βв — содержание расчётного класса на разгрузке мельницы;
βn — содержание расчётного класса в питании мельницы;
Vм — геометрический объём мельницы.
qММС = (Q3 · β3) — (Q2 · β2) / 240 = 0,799 т/м3·час
qМШЦ = (Q11 · β11) — (Q11 · β9) / 246 = 0,686 т/м3·час
Эффективность работы классифицирующих аппаратов или эффективность классификации можно определить по следующей формуле:
ЕКСП = (Qс — Qп) / (Qп — Qпес),%
где ЕКСП — эффективность процесса классификации пульпы;
Qс — производительность классификатора по сливу;
Qп — нагрузка на классификатор по питанию;
Qпес — производительность классификатора по пескам.
ЕКСП-1 = (Q8 — Q5) / (Q8 — Q7) = (76 — 24,4) / (76 — 4,5) · 100% = 72%
ЕКСП — 2,3 = (Q10 — Q6) / (Q10 — Q9) = (75 — 24,4) / (75 — 4,0) · 100% = 71%
Расчёт шламовой схемы.
Расчёт шламовой технологической схемы имеет целью определить расход воды в продуктах измельчения, количество оборотной воды, добавляемой в процесс для приготовления пульпы.
Для расчёта шламовой схемы готовится вспомогательная таблица.
№ операции,
продукта
Qn,
т/сут
Rn
Wn,
м3/сут
Vn,
м3/сут
№ операции,
продукта
Qn,
т/сут
Rn
Wn,
м3/сут
Vn,
м3/сут
1
696,0
0,05
34,8
287,9
III
2
1065,6
0,10
112,4
499,9
9
686,9
0,22
151,1
400,9
I
IV
3
1065,6
0,38
продолжение--PAGE_BREAK----PAGE_BREAK----PAGE_BREAK----PAGE_BREAK----PAGE_BREAK----PAGE_BREAK----PAGE_BREAK--
оборуд.
Тыс. сум
--PAGE_BREAK--618552,0
78460,9
Материальные затраты.
Расчёт материальных затрат.
№ п. п.
Наименование
Норма расхода на 1 т, кг
Общий расход,
Т
Цена, сум
Стоимость
Тыс. сум
1
Шары
0,15
750
224110
168082,5
2
Футеровка
0,12
600
819000
491400,0
3
Солидол
0,0008
4
517,23
2068,9
4
масло
0,014
70
152,1
10640,0
Итого:
672191,4
В последнем прибытии на склад, стоимость материалов составляла:
Шары 1т — 224110 сум
Футеровка 1т — 819000 сум
Солидол 1кг — 517,23 сум
Масло 1кг — 152 сум
До этого, стоимость этих материалов была следующая:
Шары 1т — 210115 сум
Футеровка 1т — 715000 сум
Солидол 1кг — 517,23 сум
Масло 1кг — 152 сум.
Проведём расчёт материалов по методу LIFA, FIFA и средневзвешенной величине:
Приход
Расход
Остаток
FIFA
Ш.900тх210115=189103,5т. с.
Ф.1300тх715000=929500т. с. Ш.1000тх224110=224110т. с.
Ф.1200тх819000=982800т. с.
Ш.750тх210115=157586,3т. с.
Ф.600тх715000=429000т. с.
Ш.1000тх224110=224110т. с.
Ф.1200тх819000=982800т. с. Ш.150тх210115=31517,2т. с.
Ф.700тх715000=500500т. с.
2325513,5
586586,3
1738927,2
LIFA
Ш.900тх210115=189103,5т. с.
Ф.1300тх715000=929500т. с. Ш.1000тх224110=224110т. с.
Ф.1200тх819000=982800т. с.
Ш.750тх224110=168082,5т. с.
Ф.600тх819000=494400т. с.
Ш.900тх210115=189103,5т. с Ф.1300тх715000=929500т. с. Ш.250тх224110=56027,5т. с.
Ф.600тх819000=491400т. с.
2325513,5
659482,5
1666031
ABECO
Ш.900тх210115=189103,5т. с.
1000тх224110=224110т. с.
1900 413213.5
Ср. Цена = 217,480
Ф.1300тх715000=929500т. с.
1200тх819000=982800т. с.
2500 1912300
Ср. Цена = 764920
750тх217480=163110,0т. с.
600тх764920=458952,0т. с.
115тх217480=250102,0т. с.
1900тх764920=1453348,0т. с.
2325513,5
622062,0
1703451,5
В данном случае наиболее оптимальным вариантом является метод LIFA, поскольку определяет большой расход материалов и малый остаток на складе по сравнению с методами FIFA и ABECO. К тому же, в методе LIFA экономно корректируется сальдо на конец отчетного периода.
Расчёт стоимости воды.
Расчёт стоимости воды на хозяйственные нужды рассчитывается:
Qв = (40 +Р +1,5F) х 1,2Д / 1000
Где Sв — стоимость воды
Р — число рабочих на участке
Д — фонд рабочего времени цеха в год
F — площадь производственного помещения
Qв = (40 х 67 + 1,5х237472) х 1,2 х 254/1000 = 29097349 м3
Расчёт стоимости воды на технологические цели:
По плановой системе расход технической воды составляет 55,2 м3/час или 450432 м3/год.
1 м3 технической воды стоит 297,18сум.
Общая стоимость технической воды составит:
Ств = 450432 х 297,18 = 133827,8 тыс. сум
1 м3 питьевой воды стоит 322,21 сум. Расход питьевой воды:
29097349 х 322,21 = 9375456,8 тыс. сум
Общий расход воды составит:
133827,8 + 9375456,8 = 9509284,6 тыс. сум
Расчёт стоимости электроэнергии.
Стоимость электроэнергии рассчитывается по формуле:
Wэл = ∑Nус· Fg · Kq · Ko · / Ic · Iq
Где ∑Nус — суммарная мощность электроустановок, кВт;
Fg — годовой фонд времени работы оборудования, час;
Kq — коэф-нт одновременной работы оборудования (Kq = 0,8);
Ko — коэф-нт загрузки эл. двигателей (Kо = 0,9);
Sэл — стоимость 1 кВт/час энергии (Sэл = 30,5);
Ic — коэф-нт 0,86;
Iq — КПД электроустановок (Iq = 0,95).
Wэл = 84989720 · 0,8 · 0,9 · 30,5/ 0,86 · 0,95 = 2284423,8 т. с.
Стоимость электроэнергии на освещение:
Q = Sэл · (Рq · f · g0/100), сум
где Sэл — стоимость 1 кВт/часа промышленной электроэнергии;
Рq — общая площадь цеха;
продолжение--PAGE_BREAK--
F — годовое число часов освещения;
g0 — удельный расход электроэнергии на 1 м2 площади.
Q = 30,5 · (237472 · 8160 · 0,15/100) = 2906,7 сум.
Общая стоимость электроэнергии составит:
Wоб = Wэл + Q
Wоб = 2284423,8 + 2906,7 = 2287330,5 сум.
Расчёт накладных расходов.
Издержки, которые распределяются по целевым затратам, могут быть разделены на две категории: прямые издержки и косвенные. Если целевой затратой является продукт, вместо термина косвенные затраты используется накладные расходы.
Заработная плата ИТР цеха включается в цеховые расходы.
Расходы на эксплуатацию основного оборудования.
№
п. п.
Наименование расходов
% от стоим.
осн. обор.
Сумма,
Тыс. сум
1
Амортизация оборудования
78460,9
2
Экспл-я оборудования и трансп. средств
3,5
24742,1
3
Технический ремонт
8
49484,2
4
Внутризаводские перемещения грузов
4
26887,7
5
Износ малоценного инвентаря
8
49484,2
6
Прочие неучтённые расходы
2
4581,2
Итого:
233640,3
Расчет заработной платы ИТР.
Должность
Кол-во
Годовая тарифная
зарплата
Основной фонд зарплаты, тыс сум
Всего зарплат.
Отпуск 12%
Итого
ФЗП
Оклад, сум
Прем., 85%
Выслуга 60%
РК
Начальник цеха
1
74490
893880
759798
536328
167640
2357646
282918
2640564
Механик цеха
1
67060
737660
627011
442596
167640
1974907
236989
2211896
Энергетик цеха
1
67060
737660
627011
442596
167640
1974907
236989
2211896
Старший мастер
1
60350
663850
564273
398310
167640
1794073
215289
2009362
Мастер-технолог
1
60350
663850
564273
398310
167640
1794073
215289
2009362
Мастер-механик
2
54330
597630
507986
358578
335280
1799474
продолжение--PAGE_BREAK----PAGE_BREAK--
т/чел
80645
Фонд заработной платы всех работающих
Сум
15195837
Среднемесячная заработная плата одного работающего
Сум
15113,9
Стоимость основного оборудования
Сум
618552000
Себестоимость переработки 1 т руды
Сум
3,14
Заключение
В данной работе кратко рассматривается развитие цветной промышленности Узбекистана, причины и следствия этого развития. Особая роль уделяется золотодобывающей промышленности.
Дана полная характеристика физико-химическим свойствам золота и генезис образования месторождений золотосодержащих руд.
Отдельно описаны руды месторождения «Кокпатас», как основное сырьё, перерабатываемое Северным рудоуправлением в лице завода ГМЗ-3. отмечены факторы способствующие и мешающие обогащению руд. Дан относительно полный перечень сопутствующих элементов, которые в процессе обогащения могут представлять дополнительный интерес.
Процесс обогащения начинается с рудоподготовки, поэтому её общей характеристике дан небольшой, но точный обзор.
Схема измельчения выбрана в соответствии с физико-химическими свойствами руды месторождения «Кокпатас» и теми исходными параметрами, которые были указаны в задании.
Схема измельчения двухстадиальная с полностью замкнутыми циклами в обеих стадиях. Для первой стадии были выбраны мельницы мокрого самоизмельчения. Они имеют большую производительность и дают хорошо измельчённый продукт. Была сопоставлена работа трёх типов мельниц. Наиболее рациональной явилась группа мельниц ММС-45/60.
Во второй стадии наиболее эффективной по расчётам и условиям измельчения оказалась мельница шаровая МШЦ-40/55.
Для классификации измельчённого материала наиболее приемлемыми оказались двухспиральный классификатор с погружными спиралями и высоким порогом слива. А в промежутке используется батарейный гидроциклон с коротким конусом ГБ-1.
В конце работы дан краткий обзор технологии измельчения золотосодержащей руды месторождения «Кокпатас».
Техника безопасности и промсанитария.
К производству работ может допускаться работник прошедший медицинское освидетельствование, проверку знаний правил и инструкций по технике безопасности.
Администрация должна обеспечить работника необходимой спецодеждой и средствами индивидуальной защиты по установленным нормам. Допуск к работе лиц без соответствующей спецодежды и средств индивидуальной защиты запрещается.
В цехе измельчения должны выдаваться специальные защитные средства, которые защищают человека от повышенной вибрации, сильного шума и пыли.
Рабочие места и проходы должны быть хорошо освещены. Они должны содержаться в чистоте и порядке. Все обслуживаемые площадки, переходные мостики и лестницы должны быть прочными и устойчивыми, и снабжены перилами высотой не менее 1м. Они должны быть с перекладиной посередине, со сплошной обшивкой высотой не менее 0,15 м от пола. Рабочие площадки, расположенные на высоте более 0,3 м должны иметь ограждения, снабжены перилами и лестницами.
Угол наклона постоянно эксплуатируемых лестниц не должен превышать 450, минимальная ширина лестницы — 0,6 м.
Трубопроводы и желоба, пересекающие рабочие площадки должна размещаться на высоте 1,9 м от уровня пола. Для обеспечения нормального обслуживания оборудования устраиваются проходы. Ширина проходов между оборудованиями должна быть не менее 1,2 м, а между стенкой и машиной — не менее 1м.
Создание нормальных, санитарно-гигиенических условий труда в производственных и бытовых помещениях цеха, определяются санитарными правилами и требованиями, которые должны способствовать снижению пылегазообразования.
В местах, где невозможно снизить запылённость воздуха до санитарных норм, рабочие должны пользоваться специальными противопылевыми респираторами, которые защищают органы дыхания от токсичной, микробной и радиоактивной пыли.
Литература
1. М.А. Фишман «Основы обогащения руд цветных металлов», «Недра», Москва, 1968г.
2.В.Л. Егоров «Обогащение полезных ископаемых», «Недра», Москва, 1986г.
3. С.В. Дуденко, Л.Я. Шубов «Обогащение руд цветных и редких металлов», «Недра», Москва, 1976г.
4.С.И. Полькин, Э.В. Адамов «Обогащение руд цветных и редких металлов», «Недра», Москва, 1975г.
5. К.А. Разумов «Проектирование обогатительных фабрик», «Недра», Москва, 1970г.