Проект обогатительной фабрики по переработке медно-цинковых руд Абызского месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

Мировое потребление цветных металлов с каждым годом возрастает. В то же время качество перерабатываемых руд и содержание в них металлов непрерывно снижается. Поэтому руды, добываемые в настоящее время, непригодны для непосредственного получения из них металла, и их дальнейшая переработка экономически не выгодна без предварительного обогащения.

Руды цветных металлов отличаются сложностью минерального состава. В большинстве своем они являются комплексными, полиметаллическими, содержащими несколько цветных и редких металлов в виде минералов, совместное присутствие которых затрудняет или исключает применение металлургических процессов без предварительного разделения их методами обогащения. Развитие техники обогащения значительно расширило сырьевую базу промышленности и позволило вовлечь в активные запасы новые месторождения цветных металлов. В настоящее время обогатительные процессы играют первостепенную роль в использовании рудного сырья и производстве цветных металлов.

В соответствии с полученным заданием необходимо разработать схему обогащения и запроектировать обогатительную фабрику по переработке медно - цинковых руд Абызского месторождения с производительностью 600 тысяч тонн в год. При проектировании за аналог взята Абызская обогатительная фабрика. В проекте так же необходимо привести технико-экономическое обоснование строительства данной фабрики, расчет рентабельности производства и себестоимости продукции. При выполнении работы использовались данные, действующей обогатительной фабрики в период прохождения преддипломной практики.



1. Общая пояснительная записка

1.1 Краткая характерисктика предприятия

Обогатительная фабрика является одним из цехов акционерного общества «КазахМыс» и расположено в Каракалинском районе Карагандинской области, в 100 км к востоку от города Каркалинск.

Годовая производительность фабрики по руде 600 000 тонн. Готовой продукцией фабрики являются медный и цинковый концентраты.

Основным потрибителем медного концентрата являются Балхашский медь зоводь, а цинковой концентрат перерабатывается на УК СЦК.

Схема дробления - трехстадиальная, схема измельчения - двухстадиальное, схема флотации предусматривает селективную медную и цинковую флотацию, доизмельчения чернового концентрата основной медной флотации.

1.2 Основные технологические и проектные решения

Принятый основной метод обогащения - флотационный. Схема флотация селективная с получением медного и цинкового концентратов. Подготовительные процессы: трехстадиальное дробление с предварительным грохочением во второй и третьей стадии. Двухстадиальное измельчение с замкнутым циклом поверочной классификации в первой и во второй стадии.

Вспомогательные процессы: доизмельчение медногоконцентрата после основной флотации, трехстадиальное обезвоживание медного и цинкового концентрата путем сгущения, фильтрования и последующей сушкой.

Все процессы осуществляются с применением стандартного технологического оборудования отечественного производства.



1.3 Состав обогатительной фабрики

В состав обогатительной фабрики входят: корпус крупного, среднего и мелкого дробления, главный корпус, фильтровальное отделение, реагентный корпус, административный корпус, бытовой корпус и вспомогательные кор-пуса. Компоновка оборудования выполнена с учетом транспортировки продуктов на наименьшие расстояния с соблюдением принципа самотечности технологических продуктов, а также компактности размещения оборудования и удобства их обслуживания.

Количество секций главного корпуса - 1. Схема компоновки оборудования уступчато-одноэтажные.

1.4 Численность и профессионально-квалификационный состав работающих

Численность трудящихся по категориям:

1) ИТР - 30 чел.;

2) МОП - 10 чел.;

3) рабочие - 306 чел.

1.5 Потребность в энерго и водоресурсах

Годовой расход электроэнергии: силовой - 287704569 кВт ?ч;

световой - 25770378 кВт ? ч;

общий - 257703789 кВт ? ч;

общий - 2034000 м³

Годовой расход воды: свежей - 406800 м³

оборотной - 1627200 м³.



2 Генеральный план, транспорт и рекультивация нарушенных земель

2.1 Генеральный план

2.1.1 Характеристика площадки для строительства

Площадка для строительства фабрики расположена в 2 км от поселка и в 1 км от хвостохранилища. Рельеф площадки колеблется в пределах абсолютных отметок 300-415 м с уклоном на север. Господствущин ветры имеет северо-восточное направление.

2.1.2 Перечень зданий и сооружений, описание планировочных решений

В состав генерального плана включены следующие здания:

1) корпус крупного дробления;

2) рудоусреднительный склад;

3) главный корпус;

4) административно-бытовой корпус;

5) реагентное отделение;

6) фильтровально-сушильное отделение;

7) склад извести и отделение приготовления известкового молока;

8) склад концентратов;

9) воздуходувно-компрессорная станция;

10) весовая;

Сооружения:

1) галерея от корпуса крупного дробления до рудосреднительного склада;

2) галерея из рудосреднительного склада в главный корпус;

3) галерея из главного корпуса в фильтровальное отделение;

4) галерея из фильтровально- отделения на склад концентратов;

5) галерея из главного корпуса в реагентное отделение;

6) галерея из реагентного отделения в склад извести;

7) галерея из реагентного отделения в фильтровальное отделение;

и эстакады;

8) пульпопроводов;

9) электрокабелей.

Общая площадь,занятая под зданиями и сооружениями,составляет 25250 м².

Корпус крупного дробления соединен с рудоусреднительным корпусом транспортерными галереями.

Главный корпус находится от рудоусреднительного склада на расстоянии 30 м и соединен с ним наклонными транспортерными галереями.

Отделение сгущения расположено в главном корпусе; фильтровальное отделение в здании в 40 км от главного корпуса.

2.1.3 Решения по инженерным сетям и коммуникациям

Почти все инженерные сети и коммуникации расположены под землей в проходных каналах, за исключением хвостового коллектора, который начи-нается от главного корпуса и установлен на железобетонных опорах высотой 3.5 м. Протяженность хвостового коллектора 1000 м.

2.1.4 Благоустройство и озеление

Для пешеходного движения вдоль всех автомобильных дорог, а также между отдельными зданиями и сооружениями устроены асфальтированные дорожки и тротуары. Вся свободная территория занята посадками декоративных растений.

2.1.5 Показатели генерального плана

Общая территория площадки 105 000 м² , в т.ч.;

1) под зданиями и сооружениями - 26250 м²;

2) под надземнымными коммуникациями - 3000 м²;

3) под железными и автомобильными дорогами - 25000 м²;

4) под тротуарами и переходами - 10000 м²;

5) под благоустройством и озелением (без тротуаров и переходов) - 19750 м².

Коэффициент застройки К_З рассчитывется по формуле:

S₁

K_З = ----------,

S₀

где: S₁ - площадь под зданиями и сооружениями, м²;

S₀ - общая площадь территории, м².

В соответствии с формулой коэффициент застройки K_З составит:

26250

K_З = ---------- = 0,25

105000

Коэффициент использования площадки К_И рассчитывается по формуле:

S₂

K_И = ----,

S₀

где: S₂ - общая площадь, за исключением площади, занятой под благоустройством и озелением, м².

В соответствии с формулой коэффициент застройки K_И составит:

57750

K_И = ---------- = 0,55.

105000



2.2 Транспорт

2.2.1 Виды транспорта и грузооборот

Транспорт исходного сырья на территорию фабрики осуществляется авто-мобилями типа БелАЗ грузоподъемностью 40 и 110 т. Суточное количество транспортируемой руды составляет 1967 т. руды.

По железной дороге на фабрику поступают грузы специального назна-чения от сторонних поставщиков: дробящие тела, флотореагенты, обо-рудование. Отправка готовой продукции с территории фабрики произво-дится в полувагонах грузоподъемностью 60 т. Среднесуточное количество отправляемых концентратов составляет: медный концентрат - 110,4 т/сут; цинковый концентрат - 105,2 т/сут.

Все прочие грузы доставляются на фабрику автопоездами грузоподъемностью до 10 т. Ближайщим от месторождения населенным пунктом является поселок Абыз, расположенный в 5 км к северо-западу.

2.2.2 Железные дороги

Желездорожная сеть нормальной колеи, тупиковая, общей протяжен-ностью 2000 м, занимает площадь с учетом полосы отчуждения 24000 м². Имеются железодорожные тупики: в главном корпусе, в реагентном отделении, в складе концентратов.

2.3 Рекультивация нарушенных земель

2.3.1 Перечень участков, подлежащих рекультивации

В результате строительства и эксплуатации предприятия нарушаются земельные участки общей площадью 105 000 м²; снято плодородного слоя с 56788 м².

Итого общая площадь земель, подлежащих рекультивации, составляет 105 000 м².

2.3.2 Метод восстановления участков

Восстановление участков, занятых сухими пляжами хвостохранилища, производится по мере их образования в процессе эксплуатации, и закан-чивается после окончания эксплуатации хвостохранилища. Восстановление участков выполняется следующими методами:

1) планировка откосов и пляжей с помощью землеройных машин;

2) выброчное нанесение культорного слоя из привозного грунта в местах посадки растительности;

3) посадка деревьев, кустарников и засухоустойчивых лиственных порд.



3. Технология производства, обеспечение энергоресурсами

3.1 Технология производства

3.1.1 Сыревая база, характеристика сырья

Сыревой базой проектируемой обогатительной фабрики является месторождение « Абыз», которое расположено в Каркалинском районе Карагандинской области, в 100 км к востоку города Каркалинск.

Район месторождения относится к низкогорному мелкосопочнику. Максимальные абсолютные отметки достигают +1172 и +1150 м, а непо-средственно на месторождении не превышают +810 м. Растительность пред-ставлена редким травяным покровом и кустарником.

В геологическом строении месторождения Абыз принимают участие отложения нижнего и среднего девона. Промышленное оруденение выявлено в двух зонах: Восточной и Западной. Рудные тела Восточной зоны имеют преимущественно линзовидную форму и залегают на глубине 30-250 м. Рудные тела Западной зоны также имеют линзовидную форму и залегают на глубине 250-300 м. По составу руд основную ценность представляет медь и цинк. Руды месторождения являются труднообогатимыми. Месторождение Абыз открыто в 1979 г. Первоначальное геологоразведочные работы проведены в 1976-1978 гг. Гидротермально измененные породы с содержанием полезных компонентов прослежены на глубину более 1,5 км. Детальная разведка проводилась с 1984 по 1992 гг.

Балансовые запасы руды по категориям С1 и С2 составили 8233 тыс.т., в том числе в них содержится 348,3 т. меди.

В таблице 1 приведен характеристика сырья месторождения «Абыз».

3.1.2 Технология обогащения

Обогащение руды месторождения «Абыз», осуществляется на Карагайлинской обогатительной фабрике по селективной схеме, которая включает в себя следующие основные процессы: дробление, измельчение, флотацию, сгущение и фильтрацию.

Таблица 1

Характеристика сырья месторождения «Абыз»

Типы руд	Содержание основных компонентов
	Cu,%	Zn,%	Au, г/т	Ag, г/т	Fe,%
1. Медно-цинковая руда месторождения «Абыз»	1,24	3,27	3,90	43,76	21,0
2. Планируется начать переработку медных руд месторождения «Космурын»	5,86	0,20	2,20	48,40	33,35

Руда с карьера на ОФ доставляется желездорожным транспортом в думпкарах. Исходная руда подвергается трех стадиальному дроблению до крупности 25 мм и двух стадиальному измельчению до крупности 75% класса 0,074 мм. Измельченная руда подвергается медной флотации с получением медного концентрата. Хвосты медной флотации подвергаются цинковой флотации с получением цинкого концентрата и отвальных хвостов. Медный и цинковый концентраты подвергаются двух стадиальному обезвоживанию путем сгущения и фильтрации. После обезвоживания полученные концентраты направляются на склад готовой продукции, откуда отгружаются железно-дорожным транспортом потребителю. Отвальные хвосты совместно со сливом сгустителей направляются в хвостохранилище.

В таблице 2 показана физико-механическая характеристика руды месторождения «Абыз».

Таблица 2

Физико- механическая характеристика руды месторождения «Абыз»

Параметры	Значение
Максимальный кусок руды, поступающий на фабрику,мм	600
Средневзвешанная плотность, т/м3	2,9
Насыпная плотность, т/м3	1,6
Коэффициент крепости по шкале М.И.Протодьяконова	12-13
Влажность,%	5

Плановые содержание металлов в руде: Cu - 1,2%, Zn - 3,2%

3.1.3 Режим работы цехов и расчет их производительности

Заданная производительность фабрики составляет 600000 т/ч. Корпус крупного дробления работает по режиму карьера 305 дней в году в две смены по 7 часов. Главный корпус работает 340 дней в году в три смены по 8 часов. Корпус фильтрации работает синхронно с главным корпусом. Часовая производительность корпуса крупного дробления (_{0 дробл.}) и главного корпуса (_{0 изм.}) рассчитывается по формуле:

Q_г

Q₀ = -------------------------, т/ч.

N * m * n * K_в

где: _{0 дробл.} часовая производительность цеха, т/ч;

_г годовая производительность фабрики, т/ч;

N число рабочих дней в году;

m число рабочих смен в сутки;

n число рабочих часов в смену;

K_в коэффициент учитывающий различие в физических свойствах руды. Часовая производительность корпуса крупного дробления составит:

600000

Q_{0 др.} = --------------------------- = 148 т/ч;

305 * 2 * 87* 0,95

Часовая производительность главного корпуса составит:

600000

Q_{0 изм.} = ------------------------ = 77 т/ч.

340 * 3 * 8 * 0,95



3.1.4 Анализ научно-исследовательских работ

Основным источником сырья для обогатительной фабрики является поли-металлическая руда месторождения « Абыз».

В результате переработки руды получаются следующие концентраты:

1) медно-пиритный концентрат;

2) цинковый концентрат.

В конце 2004 года началось осуществление реконструкции и восстановление Карагайлинской обогатительной фабрики. Выпуск концентра-тов на обогатительной фабрике начался с янванря 2005 года.

За период 2005 года выпуск медно-пиритного концентрата составил 53,1% от плана, выпуск цинкового концентрата составил 51,3% от плана.

Основной причиной невыполнения плановых показателей по переработке руды и производству концентратов является то, что в период 2004-2005 годов осуществлялся запуск обогатительной фабрики в эксплуа-тацию и отработка технологии обогащения.

Основная производственная деятельность Карагайлинской обогати-тельной фабрики заключается в переработке руды и выпуске концентратов. Другими видами производственной деятельности и услугами обогатитель-ная фабрика не занимается.

Первоначальная проектная производительность фабрики составляла 225,0 тыс.тн. В настоящее время производительность фабрики доведена до 460,0 тыс. тн в год.

До 2004 года фабрика перерабатывала только полиметаллическую руду месторождения «В» открытой добычи. С октября 2004 г. были вовлечены в переработку медно-колчеданные руды месторождения «Сувенир». С 2005 года начата переработка полиметаллической руды месторождения «В» подземной добычи. Обогащение руды месторождения «В» ведется по разработанной рудоуправлением селективной технологии с получением медного концентрата марки ППМ, цинкового концентрата марки КЦ-4 и пиритного концентрата марки КБ-6.

3.2 Выбор и обоснование технологической схемы

В основу технологии проектируемой фабрики положена схема и режим действующей майкаинской обогатительной фабрики. Принимаются следующие технологические показатели: Cu_к-т= 15%, Zn_к-т= 45%; извлечение: е_Cu= 75%, е_Zn= 80%;

Технологическая схема обогащения представлена на рисунке 1.

Рисунок 1

3.3 Выбор и расчёт схемы дробления

Для проектируемый фабрики принимается трехстадиальная схема дробления с предварительным грохочением в третей стадии.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рисунок 2 Проектируемая схема дробления

Трехстадиальная схема дробления выбрана по следующим основным причинам:

крепость руды по шкале Протодьяконова 12ч13;

начальная крупность 600 мм;

плотность руды 2,9 г/см³;

насыпная плотность 1,6 г/см³;

влажность5%;

конечная крупность 195 мм.

общая степень дробления 60 мм.

Расчет схемы дробления.

Общая степень дробления:

D_max 600

S_общ = ---------- = ---------- = 60;

d_н 10

Средняя степень дробления:

S_II = S_ср = (S_общ)^1/3 = 60^1/3 = 3,9.

Частные степени дробления:

S_общ. = S₁* S₂* S₃

S₁ = 3,07; S₂ =3,9; S₃ = 5,04.

Номинальная крупность продуктов дробления:

после I стадии d₁ = D_max / S₁ =600/3,07 =195 мм;

после II стадии d₂ = d₁ / S₂ =195/3,9 =50 мм;

после III стадии d₃ = d₂ / S₃ =50/5,04 =10 мм.



Размер щелей дробилок:

i₁=d₁/ Z₁ =195/ 1,5 = 130 мм;

i₂=d₂/ Z₂ =50/ 1,7 = 29 мм.

Z крупность куска выражения в долях единицы разгрузочной щели. Величину Z принимаем по типовой характеристике крупности для первой стадии дробления и крупности дробленной руды. На рисунке 3 представлена характеристика крупности исходной руды.

Размеры отверстий грохота и эффектифность грохочения:

для III стадии а₃ = d₃ = 10 мм; E₃ = 80%.

Рисунок 3 Ситовая характеристика исходной руды

Ситовые характеристики крупности

Таблица 3

Таблица типовой характеристики крупности продукта 1 (dн = 195 мм, iр = 130 мм)

Определяемый класс, в долях iр	Крупность класса, мм	Выход класса по «+»,%	Выход класса по «-»,%
0,2 * iр 0,4 * iр 0,8 * iр 1,2 * iр ZI * iр	26 52 104 156 195	83 68 40 18 5	17 32 60 82 95

Таблица 4

Расчетной характеристики крупности продукта 1

Крупность класса, мм	Расчетный выход класса по «-»,%	Выход класса по «+»,%
26 52 104 156 195	в4-26 = в0-26 + b0+130 * в3-26 = 5 + 0,77*17 = 18 в4-52 = в0-52 + b0+130 * в3-52 = 9 + 0,77*32 = 34 в4-104 = в0-104 + b0+130 * в3-104 = 16 + 0,77*60 = 62 в4-156 = в0-156 + b0+156 * в3-156 = 27 + 0,73*82 = 87 в4-195 = в0-195 + b0+195 * в3-195 = 32 + 0,68*95 = 97	82 66 38 13 3

По данным таблицы 4 строится характеристика крупности продукта 1, представленная на рисунке 4.

Таблица 5

Таблица типовой характеристики крупности продукта 2 (dн = 50 мм, iр = 29 мм)

Определяемый класс, в долях dн	Крупность класса, мм	Выход класса по «+»,%	Выход класса по «-»,%
0,2 * dн 0,4 * dн 0,6 * dн 0,8 * dн 1,0 * dн	10 20 30 40 50	63 40 22 10 5	37 60 78 80 95

Таблица 6

Расчетной характеристики крупности продукта 2

Крупность класса, мм	Расчетный выход класса по «-»,%	Выход класса по «+»,%
10 20 30 40 50	в8-10 = в4-10 + b4+29 * в7-10 = 6 + 0,81*37 = 36 в8-20 = в4-20 + b4+29 * в7-20 = 13 + 0,81*60 = 62 в8-30 = в4-30 + b4+30 * в7-30 = 20 + 0,80*78 = 82 в8-40 = в4-40 + b4+40 * в7-40 = 26 + 0,74*90 = 93 в8-50 = в4-50 + b4+50 * в7-50 = 32 + 0,68*95 = 97	64 38 18 7 3

По данным таблицы 6 строится характеристика крупности продукта 2, представленная на рисунке 5.

Рисунок 4 - Ситовая характеристика продукта 1

Рисунок 5 - Ситовая характеристика продукта 2

Расчет нагрузок на дробилки II стадии дробления

Рассчитаем выход продуктов и загрузку дробилок II стадии дробления. Отсеваемый класс -50 мм. Содержание отсеваемого класса в продукте 1 в₁-⁵⁰ = 32%.

Q₁ = Q₀ * в₄-⁵⁰ * E_II = 148 * 0,32 * 0,8 = 38 т/ч.

Загрузка дробилки составит:

Q₂ = Q₀ - Q₁ = 148 - 38 = 110 т/ч.

Расчет нагрузок на дробилки III стадии дробления

По графику расчетной характеристики продукта 2, рисунок 4 определяем:

в₂ ^-10 = 36%

Определяем количество продукта 3:

Q₃ = Q₀ * в₂-¹⁰ * E_III = 148 * 0,36 * 0,8 = 43 т/ч.

Загрузка дробилки составит:

Q₄ = Q₀ - Q₃ = 148 - 43 = 105 т/ч.

3.4 Выбор и расчет схемы измельчения

В практике принимаем двухстадиальную схему измельчения с замкнутными циклами в каждой стадии.

Рисунок 6 - Проектируемая схема измельчения

Научно-иследовательскими работами рекомендуемая крупность помола класса -0,074 мм должна составить 75%. Для руды средней измельчаемости , номинальной крупности 10 мм и с содержанием готового класса в исходном питании 10% можно получить в две стадии с контрольной классификацией слива второй стадии.

Расчет схемы измельчения

Циркулирующая нагрузка, исходя из опыта рабты действующей фабрики,принимается равной:

для первой стадииС₁ = 100%;

для второй стадии С₂ = 150%;

Исходные данные:

Q_ч = 77 т/ч; ₀ = 100%; в₀ ^-74 = 10%; в₆ ^-74 = 75%; d₀ = 10 мм.

В₆-⁷⁴ - в₀-⁷⁴

в₃-⁷⁴ = в₀-⁷⁴ + ------------------,%;

1 + k m

Определяем количество готового класса в конечном продукте I стадии измельчения по формуле.

где: k - отношение приведенного объема мельниц второй стадии к объему мельниц первой стадии k=1 так как в обеих стадиях установлены шаровые мельницы;

m - отношение удельной производительности по классу - 0,074 мм во второй стадии по этому же классу в первой стадии m - 0,7.

75 - 10

в₃-⁷⁴ = 10 + ------------------ = 48%;

1 + 1·0,7

При установившемся процессе С₁ = г₄=100%, тогда :

г₁ = г₀ + г₄ = 100 + 100 = 200%.



Назначим циркулирующую нагрузку II стадии С₂ = г₈ = 150%, тогда:

г₅ = г₃ + г₈ = 100 + 150 = 250%.

Количество продуктов определяем по формуле:

Q_n = г_n · Q₀ / 100%.

Результаты расчета схемы измельчения заносим в таблицу 7.

Таблица 7

Результаты расчета схемы измельчения

№ продукта	Выход,%	Количество , т/ч
0	100	77
1	200	154
2	200	154
3	100	77
4	100	77
5	250	192,5
6	100	100
7	150	150
8	150	150

3.5 Расчет баланса металлов и количественной схемы обогащения

Расчет баланса металлов и количественной схемы обогащения приведен в таблице 8.

Таблица 8

Баланс металлов

Наименование продуктов	Выход,%	Содержание,%	Извлечение ,%
		Cu	Zn	Cu	Zn
Cu концентрат	6,0	15,0	4,0	75,0	7,5
Zn концентрат	5,69	3,5	45	16,60	80,0
Хвосты	88,31	0,11	0,45	8,40	12,50
Руда	100,0	1,20	3,2	100,0	100,0

Расчет схемы выполнен стандартным путем составления и решения уравнения баланса по твердому и основному металлу. Селективная медная флотация рассчитана по меди, селективная цинковая флотация рассчитана по цинку.

Принципиальная схема флотации приведена на рисунке 7.

Руда 0
Сu флотация 1 2
Cu к-т Zn флотация
3 4 Zn к-т Хвосты

Рисунок 7 - Принципиальная схема флотации

Исходные данные:

г₀ = 100%, в₀^Cu = 1,2%, в₀^Zn = 3,2%.

г₁ = 6,0%, в₁^Cu = 15,0%, в₁^Zn = 4,0%.

г₃ = 5,69%, в₃^Cu = 3,5%, в₃^Zn = 45,0%.

г₄ = 88,31%, в₄^Cu = 0,11%, в₄^Zn = 0,45%.

Составим систему уравнений баланса.

г₂ = г₃ + г₄

г₂ в₂ = г₃в₃ + г₄в₄

Решая систему уравнений баланса, находим:

г₂ = 94,0%, в₂^Cu = 0,32%, в₂^Zn = 3,15%.

Аналогичным методом составления и решения уравнений баланса по выходам и основному металлу, выполняется расчет всей технологической схемы. Расчет медного цикла выполнен по меди, цинкового по цинку.

Результаты расчеты приведены в таблицы 9.

Таблица 9

Результаты расчета технологической схемы

Номер продукта	Наименование продуктов	Выход,%	Содержание металла,%
0	Исходная руда	100	Cu-1,2; Zn-3,15
1	Концентрат основной Cu флотации	26,0	5,0
2	Хвосты основной Cu флотации	127,84	0,5
3	Концентрат I Сu перечистки	22,0	7,0
4	Хвосты I Cu перечистки	20,0	2,0
5	Концентрат II Сu перечистки	9,0	12,0
6	Хвосты II Cu перечистки	6,0	4,0
7	Концентрат III Cu перечистки	6,0	16,0
8	Хвосты III Cu перечистки	3,0	6,0
9	Концентрат контрольной Cu флотации	33,84	1,0
10	Хвосты контрольной Cu флотации	94,0	0,32
11	Концентрат основной Zn флотации	45,514	10,0
12	Хвосты основной Zn флотации	185,45	1,0
13	Концентрат I Zn перечистки	21,05	18,0
14	Хвосты I Zn перечистки	39,824	5,0
15	Концентрат II Zn перечистки	11,38	31,0
16	Хвосты II Zn перечистки	15,36	8,0
17	Концентрат III Zn перечистки	5,69	45,0
18	Хвосты III Zn перечистки	5,69	17,0
19	Концентрат контрольной Zn флотации	97,14	1,5
20	Хвосты контрольной Zn флотации	88,31	0,45

3.6 Выбор схемы обезвоживания

Обезвоживанию подвергаются флотационные концентраты крупностью 85% класса -0,074 мм. В связи с транспортировкой концентратов потребителям на большие расстояния, во избежание смерзания концентрата при транспортировке, содержание влаги в нем не должно превышать 5%. Такая степень обезвоживания достигается в три стадии.

Схема обезвоживания приведена на рисунке 8.

сгущение
Фильтрование
Слив в оборот

Рисунок 8 - Схема обезвоживания

3.7 Расчет водно-шламовой схемы

Водно-шламовая схема рассичитана на часовую производительность 77 т/ч. Выхода и количество продуктов обогащения приняты по результатам расчета качественно-количественной схемы. Также для расчета водно-шла-мовой схемы необходимо назначить содержание твердого в продуктах переработки продукты разгрузки мельниц I и II стадий, пенные продукты операций флотации, пески гидрогиклонов и рассчитать содержание твердого в сливе гидроциклонов. Содержание твердого в продуктах обогащения принято:

Исходная руда 95%

Разгрузка мельницы 75%

Слив классификатора 37%

Пески классификатора 85%

Пески гидрациклона 70%

Разгрузка мельницы II стадии 65%

Концентрат основной Cu флотации 28%

Концентрат I Cu перечистки 32%

Концентрат контрольной Cu флотации 26%

Коннцентрат II Cu перечистки 34%

Концентрат III Cu перечистки 36%

Расчет водно-шламовой схемы выполнен стандартным образом и приведен в таблице 11.

Баланс воды приведен в таблице 10

Таблица 10

Баланс воды

ПОСТУПАЕТ	ВЫХОДИТ
Вода	Масса, т/ч	Вода	Масса, т/ч
С рудой	4,0	С концентратом	8,2
С водой	33,4	С хв. контр. фл.	229,2
В классификатор- I	93,7
В гидрациклон - II	28,0
В измельчение - II	12,3
В осн. Cu флотацию	44,0
В I Cu перечистку	10,0
В II Cu перечистку	8,0
В III Cu перечистку	4,0
Итого	237,4	Итого	237,4

Расход воды на хозбытовые нужды 10% от технологической 23,74 т/ч.

Общий расход 261,14 т/ч.

В том числе оборотной воды 50%, Wобщ. = 130,57 т/ч.

час. расход воды 261,14

Удельный расход воды = 3,39 м3/ч.

сут. переработка руды 77

Таблица 11

Результаты расчета количественной и водно-шламовой схемы

ПОСТУПАЕТ	ВЫХОДИТ
Наименование продуктов	Выход,%	Содерж. тв, %	количество, т/ч	Объём пульпы, м3/ч	Наименование продуктов	Выход,%	Содерж. тв.,%	количество, т/ч	Объём пульпы, м3/ч
			тв	воды	пульпы					тв	воды	пульпы
ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ - I
Руда	100,0	95,0	77	4,0	81,0	31,55	Разгрузка мельницы -I	200,0	75,0	154	51,0	205,0	104,1
Пески классификатора I	100,0	85,0	77	13,6	90,6	40,15
Вода		-	-	33,4	33,4	33,4
Итого	200,0	75,0	154	51,0	205,0	104,1	Итого	200,0	75,0	154	51,0	205,0	104,1
КЛАССИФИКАЦИЯ В КЛАССИФИКАТОРЕ - I
Разгрузка мельницы -I	200,0	75,0	154	51,0	205,0	104,1	Слив классификатора - I	100,0	37,0	77	131,1	208.1	157,65
вода	-	-	-	93,7	93,7	93,7	Пески классификатора- I	100,0	85,0	77	13,6	90.6	40,15
итого	200,0		154	144,7	298,7	197,8	Итого	200,0		154	144,7	298.7	197,8
КЛАССИФИКАЦИЯ В ГИДРОЦИКЛОНЕ - II
Слив классификатора I	100,0	37,0	77	131,1	208,1	157.65	Слив гидрациклона- II	100,0	31,0	77	171,4	248,4	197,95
Разгрузка мельницы II	150,0	65,0	116	62,0	178,0	102.0	Пески гидрациклона - II	150,0	70,0	116	49,7	165,7	89,7
Вода	-	-	-	28,0	28,0	28.0
Итого	250,0	46,6	193	221,1	414,1	287.65	Итого	250,0	46,6	193	221,1	414,1	287,65
ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ - II
Пески гидроциклона- II	150,0	70,0	116	49.7	165.7	89.7	Разгрузка мельницы - II стадии	150,0	65,0	116	62,0	178,0	102,0
Вода	-	-	-	12.3	12.3	12.3
Итого	150,0	65,0	116	62.0	178.0	102,0	Итого	150,0	65,0	116	62,0	178,0	102,0
ОСНОВНАЯ Cu ФЛОТАЦИЯ
Слив гидроциклона - I	100,0	31,,0	77	171,4	248,4	197,95	К-т основной Cu фл.	26,0	28,0	20	51,4	71,4	58,29
К-т контрольной Cu фл.	33,84	26,0	26.0	74,0	100,0	82,965	Хв. основной Cu фл.	127,84		98,4	303,2	401,6	337,13
Хвосты I Cu перечистки	20,0	-	15.4	65,2	80,6	70,51
Вода	-	-	-	44,0	44,0	44,0
Итого	153,84		118,4	354,6	473,0	395,42	Итого	153,84		118,4	354,6	473,0	395,42
I Cu ПЕРЕЧИСТКА
К - т основной Cu фл.	26,0	28,0	20	51,4	71,4	58,29	К-т I Cu перечистки	22,0	32,0	16,9	35,9	52,8	41,7
Хвосты II Cu перечистки	16,0	-	12,3	39,7	52,0	43,9	Хвосты I перечистки	20,0	-	15,4	65,2	80,6	70,51
Вода	-	-	-	10,0	10,0	10,0
Итого	42,0		32,3	101,1	133,4	112,2	Итого	42,0		32,3	101,1	133,4	112,2
			тв	воды	пульпы					тв	воды	пульпы
КОНТРОЛЬНАЯ Cu ФЛОТАЦИЯ
Хв.основной Cu фл.	127,84	-	98,4	303,2	401,6	337,13	К-т контрольной Cu фл.	33,84	26,0	26,0	74,0	100,0	82,965
							Хв. контрольной Cu фл.	94,0	-	72,4	229,2	301,6	254,165
Итого	127,84		98,4	303,2	401,6	337,13	Итого	127,84		98,4	303,2	401,6	337,13
II Cu ПЕРЕЧИСТКА
К-т I Cu перечистки	22,0	32,0	16,9	35,9	52,8	41,7	К-т II Cu перечистки	9,0	34,0	6,9	13,4	20,3	15,8
Хв. III Cu перечистки	3,0	-	2,3	9,2	11,5	10,0	Хвосты II Cu перечистки	16,0	-	12,3	39,7	52,0	43,9
Вода	-	-	-	8,0	8,0	8,0
Итого	25,0		19,2	53,1	72,3	59,7	Итого	25,0		19,2	53,1	72,3	59,7
III Cu ПЕРЕЧИСТКА
К-т II Cu перечистки	9,0	34,0	6,9	13,4	20,3	15,8	К-т III Cu перечистки	6,0	36,0	4,6	8,2	12,8	9,8
Вода	-	-	-	4,0	4,0	4,0	Хв.III Cu перечистки	3,0	-	2,3	9,2	11,5	10,0
Итого	9,0		6,9	17,4	24,3	19,8	Итого	9,0		6,9	17,4	24,3	19,8

технологический обогатительный медный цинковый

3.8 Выбор и технологической расчет основного оборудования

3.8.1 Оборудования для дробления

Часовая производительность отделения крупного дробления составляет 148 т/ч.

При максимальной крупности исходной руды D_max = 600 мм подходит стандартная дробилка ЩДП- 9x12.

Каталожная производительность дробилки при объемной массе руды 1,6 т/м³ и выбранной разгрузочной щели дробилки i_р = 130 мм составляет:

q_max - q_min

V_K = q_min + ----------------- * (i_р - i_min), м³/ч;

i_max - i_min

230 - 130

V_K = 130 + ----------------- * (130 - 95) = 180 м³/ч;

165 - 95

Фактическая производительность дробилки будет:

Q_р = V_K * K_f * K_k * K_w * * д_н , т/ч;

где: K_f коэффициент крепости, для руды крепостью 12-13 по шкале Протодьяконова K_f =1,0;

K_k коэффициент крупности, при ширине загрузочного отверстия 1200 мм и максимальной крупности D_max = 600 мм K_k = 1,03;

K_w коэффициент влажности, при w = 5% K_w = 1,0;

д_н объемная масса руды, д_н = 1,6 т/ч.

Q_др. = 180 * 1,0 *1,03 * 1,0 * 1,6 = 297 т/ч.

Коэффициент загрузки дробилки составит:

К_з = Q₀ /Q_др. = 148 / 297 = 0,50.

Расчет дробилок для среднего дробления и мелкого дробления выполнен тем же методом. Для среднего дробления принимаем к установ-ке дробилку КСД-1750 Гр, для мелкого дробления КИД-1750. Результа-ты расчета сведены в таблицу 12.

Таблица 12

Результаты расчета дробилок

Показатели	I стадия дробления	II стадия дробления	III стадия дробления
Типоразмер дробилки Размер разгрузочной щели, мм Пределы регулирования разгрузочной щели, мм Крупность питания, мм Крупность дробленого продукта, мм Количество материала, поступающего на дробление, т/ч Расчетная производительность на одну дробилку, т/ч Коэффициент загрузки Количество дробилок, шт.	ЩДП- 9x12 1200 95 - 165 600 195 107 297 0,50 1	КСД- 1750Гр 250 25 60 195 50 99 299 0,4 1	КИД- 1750 20 - 50 50 10 75 144 0,7 1

3.8.2 Оборудование для грохочения

Среднее и мелкое дробление.

Необходимая площадь грохочения рассчитывается по формуле :

Q_р

F_р = -------------------------------------------, м².

q₀ * д_н * K * L * M * N * O * P

где F - площадь сита грохота, м ² ;

q - удельная производительность на 1 м ² поверхности сита, м ³/м ² ч;

д_н - насыпная масса, т/м³;

K - коэффициент, учитывающий влияние зерен размером меньше половины отверстия сита;

L - коэффициент, учитывающий влияние зерен размером крупнее отверстия сита;

M - коэффициент, учитывающий эффективность грохочения;

N - коэффициент, учитывающий форму зерен;

O - коэффициент, учитывающий влияние влажности;

P - коэффициент, учитывающий способ грохочения.

В данном случае для II стадии:

q = 42 м³/ м² · ч, д_н = 1,6 т/м³, К = 0,6, L = в₁ ⁺⁵⁰ = 68% = 1,50,

М для Е = 80% =1,35, N =O = P = 1,0.

Необходимая площадь грохочения составляет:

148

F_р = ------------------------------------------------ = 1,81 м².

42· 1,6· 0,6· 1,50 ·1,35 · 1,0·1,0·1,0

К установке принимаем грохот ГИТ-31 А с общей площадью грохо-чения 3,12 м².

В данном случае для III стадии:

q = 19 м³/ м² · ч, д_н = 1,6 т/м³, К = 0,6, L = в₂ ⁺¹⁰ = 64% = 1,50,

М для Е = 80% =1,5, N =O = P = 1,0.

Необходимая площадь грохочения составляет:

148

F_р = ------------------------------------------------ = 4.0 м².

19· 1,6· 0,6· 1,50 ·1,35 · 1,0·1,0·1,0

К установке принимаем грохот ГИТ-41 А с общей площадью грохо-чения 4,50 м².

3.8.3 Оборудование для измельчения

В соответствием с принятой схемой измельчения и крупностью исходного питания d_н = 10 мм принимаем к установке в первой и во второй стадии измельчения шаровые мельницы с разгрузкой через решетку.

Расчет мельниц выполнен по удельной производительности.

За эталон принимаем шаровую мельницу, установленную на Джесказганской обогатительной фабрике МШР -32x31.



Базисные условия:

1) удельная производительность - 1,15 т /м³ ч;

2) крупность питания - 35% класса -74 мкм;

3) содержание готового класса - 74 мкм в конечном продукте первой стадии 48%;

4) крепость руды по Протодьяконову - 12ч13;

5) плотность руды - 2,9 т/ м³·ч.

Необходимый ориентировочный объем принимется из соотношения:

Q₀ * С 77+77

V_ор. = ------------ = --------- = 15,4 м³ .

10 10

Для сравнения принимаются следующие три типоразмера мельниц:

МШР - 27x21 с V = 10,0 м³;

МШР - 27x36 с V = 17,5 м³;

МШР - 33x31 с V = 22,4 м³.

Удельная производительность принятых мельниц рассчитывается по формуле:

q_-74 = q_Э * K_И * K_К * K_Т * K_D * K_L * K_ц * K_ш, т/(м3*ч),

где q_-74 - удельная производительность рассчитываемой мельницы по вновь образованному классу, т/м³·ч;

q_э - удельная производительность мельницы принятой за эталон, т/м³·ч;

К_и - коэффициент измельчаемости;

К_к - коэффициент учитывающий различие в крупности исходного питания и конечного продукта;

K_D - коэффициент учитывающий различие в диаметрах рассчиты-ваемой и эталонной мельниц;

K_т - коэффициент учитывающий различие в типах рассчитываемой и эталонной мельниц;

K_L - коэффициент учитывающий различие в длине барабана рассчи-тываемой и эталонной мельниц;

K_ц - коэффициент учитывающий заполнение мельницы шарами;

К_ш - коэффициент учитывающий различие в частоте вращения бара-бана мельниц.

Производительность мельниц по руде рассчитывается по формуле:

q-₇₄ * V

Q_Р = ------------------, т/ч,

в_К-⁷⁴ - в_Н-⁷⁴

где: q_-74 - удельная производительность проектируемой мельницы по

вновь образованному классу -0,074 мм, т/(м3*ч);

V - объем барабана рассчитываемой мельницы, м³ ;

в_К-⁷⁴, в_Н-⁷⁴ - конечное и начальное содержание класса - 74 мкм вт измельченном продукте и питании мельницы.

q_Э = 1,15 т/(м³ ·ч);

K_И =1,17;

K_К =m₂ /m₁ =1,03/ 0,85 = 1,2;

K_Т =1,0;

K_L = 1,0;

K_ц =1,0;

K_ш =1,0.

для мельницы МШР -27x21:

q_-74 =1,15 * 1,17 * 1,2 * 0,91 * 1,0 * 1,0 * 1,0 * 1,0 = 1,46;

1,46 * 10

Q_Р = ------------------ = 38 т/ч;

0,48 - 0,1

N = 77 / 38 = 3 шт;

K_З = 77 / 38 * 3 = 0,67,



для мельницы МШР -27x36:

q_-74 =1,15 * 1,17 * 1,2 * 0,91 * 1,0 * 1,0 * 1,0 * 1,0 = 1,46;

1,46 * 17.5

Q_Р = ------------------ = 67 т/ч;

0,48 - 0,1

N = 77 / 67 = 2 шт;

K_З = 77 / 67 * 2 = 1,14,

для мельницы МШР -32x31:

q_-74 =1,15 * 1,17 * 1,2 * 1,0 * 1,0 * 1,0 * 1,0 * 1,0 = 1,6;

1,6 * 22,4

Q_Р = ------------------ = 94 т/ч;

0,48 - 0,1

N = 77 / 94 = 1 шт;

K_З = 77 / 94 = 0,81.

Оптимальным вариантом в I стадии измельчения является мельница МШР-32x31 в количестве 1 шт. Выбранную мельницу проверяем на про-пускную способность:

Q₀ * (1 + C) 77 * (1+ 1)

------------------------------------- = 6,87 < 10.

N * V 1 * 22,4

Во II стадии измельчения установливаем такую же мельницу, т.к. отношение произведенного объема мельницы I стадии к объему мельницы II стадии равно 1.

Отношение удельной производительности мельницы I стадии ко второй равно 0,7, тогда:

q_-74 ^II = 0,7 * 1,6 = 1,12,

1,12 * 22,4

Q_Р = ------------------ = 92,9 т/ч;

0,75 - 0,48

N = 77 / 92,9 = 1 шт;

K_З = 77 / 92,9 = 0,82.

К установке принимаем одну мельницу МШР - 32x31 в I стадии и одну мельницу МШР - 32x31 во II стадии измельчения.

3.8.4 Оборудование для классификации

В I стадии для классификации I устанавливаем классификаторы. Содержание готового класса - 74 мкм в сливе в_с ^-74 = 48%. Плотность руды д_т = 2,9 т/м³. В первой стадии классификации I устанавливаем классифи-каторы 2КСH - 24A.

Рассчитаем его производительность по сливу по формуле:

Q_C = 4.56 * m * K_в * K_д * K_C * K_б * D^1.765, т/ч,

где: m - число спиралей;

K_в - поправочный коэффициент на крупность слива;

K_д - поправочный коэффициент на плотность твердого;

K_C - поправочный коэффициент на плотность слива классифи-катора;

K_б - поправочный коэффициент на угол наклона классифи-катора;

D - диаметр спирали классификатора, м.

1,96 - 1,7

K_в = 1,96 - ----------------- * (48 - 41) = 1,8;

53 - 41

д_Т 2.9

K_д = -------- = ------------- = 1,07;

2,7 2,7

36 - 33

Т_2.7 = 36 - ------------- * (48 - 41) = 34,25%;

53 - 41

100 - Т_2.7 100 - 34,25

R_2.7 = ---------------- = ----------------- = 1,91;

Т_2.7 34,25

Значение Т_С принимается из расчета водно-шламовой схемы. В при-мере Т_С =37%.

100 - Т_С 100 - 37

R_Т = ------------ = --------------- = 1,7;

Т_С 37

R_T/R_2.7 = 1,7/1,91 = 0,89;

1,07 - 0,93

К_С = 0,93 + ------------------ * (0,89 - 0,8) = 0,99;

1,0 - 0,8

б = 18° K_б = 1,0;

Q_C

D^1.765 = ------------------------------------, м;

4,56 * m * K_в * K_д * K_C * K_б

77

D^1.765 = -------------------------------------- = 4,42 м;

4,56 * 2* 1,8* 1,07 * 0,99 * 1,0

D = 2,4 м.

Его производительность по сливу в соответствии с формулой составит:

Q_C = 4,56 * 2 * 1,8 * 1,07 * 0,99 * 1 * 2,4^1.765 = 81,5 т/ч.

Проверим классификатор по пескам по формуле :

Q_П = 5,45 * m * n * K_д * K_б * D³, т/ч;

где: n - частота вращения спирали, об-¹.

Производительность по пескам для n = 3,6 об/мин в соответствии с формулой составит:

Q_П = 5,45 * 2 * 3,6 * 1,07 * 1,0 * 2,4³ = 580,4 т/ч.

Таким образом, двухспиральный классификатор 2КСН-24А с заданной производительностью по сливу и пескам справляется.

Во II стадии для классификации II устанавливаем гидроциклоны диаметром 500 мм. Объем пульпы, поступающей на гидроциклониро-вание, V = 287,65 м³/ч. Номинальная крупность слива гидроциклона с со-держанием класса - 74 мкм в_с = 75% в соответствии с упрощенной формулой Розина-Рамлера для R₊₇₄ = 100 - в_c-⁷⁴ = 100 - 75 = 25% соста-вит:



96,274 96,274

d_Н = ----------------- = --------------- = 160 мкм.

2 - lg R₊₇₄ 2 - lg 25

Граничная крупность слива состоит:

d_г = d_н/1,75 = 160/1,75 = 91,4 мкм.

Объемная производительность гидрациклонов рассчитывается по формуле:

V = 3 * K_б * K_D * d_П * d_C * P₀^0.5, м³/ч,

где: V_P - оъемная производительность, м³/ч ;

K_б - поправка на угол конусности;

K_D - поправка на диаметр гидроциклона;

d_П - эквивалентный диаметр питающего отверстия, см;

d_C - диаметр сливного отверстия, см;

P₀ - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Граничная крупность слива определяется по формуле:

/ D * d_C * T_П

d_Г = 1,5 * \ / -------------------------------- , мкм.

\/ Д * K_D * P₀^0.5 * (д_Т - 1)

Граничная крупность слива для диаметра песковой насадки Д = 7,5 см.

_____________

/ 50 * 16 * 46,6

d_Г = 1,5 * \ / ------------------------------------- = 136 мкм.

\/ 7,5 * 1 * 0,1^0.5 * (2,9 - 1)

Объемная производительность гидроциклона для P₀ = 0,1 МПа в соот-ветствии с формулой составит:

V = 3 * 1 * 1 * 13 * 16 * 0,1^0.5 = 197,3 м³/ч.

Необходимое количество гидроциклонов составит:

N = V_СЕКЦ/V = 287,65 / 197,3 = 2 шт.

С учетом двух резервных гидроциклонов в каждой секции устана-вливается четыре гидроциклонов ГЦ-500.

Выбранные гидроциклоны проверяем по пескам:

Q_П * 4 116 * 4

q = ----------------- = ------------------------- = 1,31 т/(см² * ч).

N * р * Д² 2 * 3,14 * 7,5²

0,5 < 1,31< 2,5, данные гидроциклоны справляются с нагрузкой по пескам.

3.8.5 Оборудование для флотационного обогащения

Для основной и контрольной флотации во всех циклах устанавливаем пневматические машины, для перечистной операции-механические флото-машины.

Необходимое количество камер флотомашины выбранного типо-размера определяется по формуле:

V * t

n = -------------------, шт.;

60 * V_K * K

где: V - объем пульпы, поступающей на операцию, м³/ч;

t - необходимое время флотации,мин.;

V_K - объем одной камеры, м³;

K - отношение объема пульпы к объему камеры, ( 0,7ч0,8).

Основная Cu - Zn флотация.

ФПМ - 12,5. Объем одной камеры V_K = 12,5 м³. Необходимое время флотации t = 15 мин. Объем пульпы, поступающей на операцию, V = 395,42 м³/ч. Принимаем К = 0,7 тогда:

395,42 * 15

n = ------------------- = 12 шт.;

60 * 12,5 * 0,7

Результаты расчета сведены в таблицу 13.

Таблица 13

Сводная таблица расчета флотомашин

Наименование операций	Объем пульпы, м3/ч	Типоразмер флотомашин	Объем камеры, м3	Время флотации, мин.	Количество камер, шт.
Основная Cu флотация	395,42	ФПМ - 12,5	12,5	15	12
I Cu перечистка	112,2	ФМ - 12,5	12,5	12	4
II Cu перечистка	59,7	ФМ - 12,5	12,5	10	1
III Cu перечистка	19,8	ФМ - 12,5	12,5	8	1
Контрольная Cu флотация	337,13	ФПМ - 12,5	12,5	18	12

3.8.6 Оборудование для обезвоживания

Для сгущения

Часовая производительность фабрики по концентратам составляет медного - 4,6 т/ч. Потребная площадь сгущения определяется по формуле:

S = Q * S_уд ,

где: Q - производительность по концентрату, т/ч;

q - удельная площадь сгущения, т/м²·ч, для медного 20 м²/т·ч.

Площадь сгущения составит:

S = 4,6 * 20 = 92 м²

К установке принимаем: для сгущения Cu концентрата - сгуститель Ц-12А с площадью 110 м².

Для фильтрования.

Потребная площадь фильтрации определяется по формуле:

F = Q / q, м²;

где: Q - производительность по концентрату, т/ч;

q - удельная производительность фильтров, кг/м²·ч, для медного 150 кг/ м²·ч.

Площадь фильтрации для фильтрования составит:

F = 4,6 / 0,15 = 30,6 м²

К установке принимаем: для фильтрации Cu концентрата - фильтр ДУ-34-2,5 в кол-ве 1 шт.



4. Безопасность и охрана труда

4.1 Анализ опасных производственных факторов

В производственных условиях в корпусах обогатительной фабрики возникает потенцальная опасность нежелательного воздействия на организм человека образующихся в технологическом процессе веществ,шумов, вибрации, а также опасность поражения электрическим током. Ряд этих опасностей может привести к профессиональным заболеваниям или тревматизму людей.

На проектируемой обогатительной фабрике применяется крупногаба-ритное оборудование:

дробилки - ЩДП-9х12, КСД-1750 Гр, КИД-1750;

мельницы - МШР-32х33.

Проектом предусмотрено размещение операторов вычислительной техники в отделениях дробления и в главном корпусе обогатительной фабрики.

Согласно паспорта уровень звукового давления составляет:

для дробилки ЩДП-9х12 - 90 дБ;

для дробилки КСД-1750 Гр - 105 дБ;

для дробилки КИД-1750 - 95 дБ;

для мельницы МШР-32х33 - 115 дБ.

Учитывая, что допустимый уровень шума составляет 50 дБ, а в корпу-се дробления установлен еще и грохот, дающий повышенной уровень шума и выбрации, необходимо проводить мероприятия для устранения этих нежелательных факторов. Производственные опасности и вредности создаются также:

1) неблогоприятными метеологическими условиями;

2) наличием в воздухе рабочей зоны ядовитых выделений реагентов в виде испарений ксантогената, керосина, сернистого натрия, оказывающих вредное вляние на организм человека. Поэтому необходимо обеспечить хорошую вентиляцию помещений;

3) запыленностьюпомещений в корпусах дробления, где устанавлива-ются вытяжные устройства;

4) пожароопасностью.

4.2 Организационные мероприятия

Организация работ по охране труда, а также ответственность за нее на фабрике возлагается на администрацию фабрики во главе с директором и главным инженером, на рабочем месте - на начальника цеха. Также на фабрике есть инженер по технике безопасности, который непосредствено занимается организацией мероприятий по охране труда.

При устройстве на работу предусматривается обязательной медосмотр здоровья. Каждый поступающий на работу проходит инструктаж по технике безопасности, который включает следующие этапы:

1) вводный инструктаж - знакомство с технологическими особен-ностями цеха, правилами внутреннего распорядка, требованиями правиль-ного пользования спецодеждой, правилами электробезопасности и т.д.;

2) первичный инструктаж - проводится на рабочем месте: знакомство с обязанностями и правилами по содержанию рабочего места, с устройст-вом и правилом обслуживания агрегатов, транспортных средств и с безо-пасностью использования инструментов;

3) периодический, или повторный инструктаж - проводится со всеми рабочими независимо от квалификации и стажа работы через каждые 6 месяцев;

4) внеочередной инструктаж - проводится при переводе на другое ра-бочее место, при изменении технологического процесса и при выявлении наружения техники безопасности.

Все виды инструктажа считаются законченными, если проверка подтверждает, что рабочий хорошо усвоил и овладел безопасным приемом работы. Инструктажи проводятся непосредственным наставником или исполняющим обязанности инструктора по технике безопасности.

4.3 Технические мероприятия

Для борьбы с вышеуказанными опасностями и вредными факторами предусмотрен ряд мероприятий по их предотвращению:

1) во всех корпусах фабрики предусматривается площадки для ремон-та оборудования и средства транспортировки узлов оборудования на ре-монтные площадки;

2) все площадки и переходные мостики, находящиеся на высоте 0,5 м, снабжены лестницами и перилами высотой не менее 1 м с перекладиной на уровне 0,5 и со сплошной обшивкой по низу на высоте 0,2 м. Площадки и переходные мостики, расположенные на высоте 0,5 м, обеспечиваются пандусами с уклоном не менее 10⁰. Ширина площадок и переходных мос-тов не менее 0,8 м;

3) площадки, расположенные на высоте более 0.3 м над уровнем пола, снабжены лестницами - число ступеней в лестнице не менее 3 и не более 18. Угол наклона постоянно эксплуатируемых лестниц 45⁰. Ширина лестниц - 0,7 м. Полы площадок, переходных мостиков и ступенек лестниц должны иметь ровную нескользкую поверхность. Проходы к чанам - 0,6 м, к машинам и механизмам - 0,8 м, между степень и обору-дованием - более 1,0 м, между машинами - более 1,2 м, магистральные проходы - 1,5 м;

4) управление оборудованием устраивают, как правило, кнопочным, расположенным на высоте 1-1,6 м над уровнем пола рабочего места при обслуживании стоя и 0,6-1,2 м - при обслуживании сидя. Посты, пульты и панели управления располагают в местах, обеспечивающих хорошую видимость обслуживаемого агрегата и прилегающих к нему участков, применяя световую и звуковую сигнализацию для извещения о пуске и остановке обслуживаемых агрегатов. Для наблюдения за работой оборудо-вания, расположенного на больших расстояниях от пункта управления и для исключения контакта рабочих с вредными веществами, применяют установки промышленного телевидения.