Деятельность золотоизвлекательной фабрики по переработке руды месторождения "Мурунтау"

Q28 = Q23 - Q27 = 3123,715 - 1651,996 = 1471,719 т/час;

Определяем массу продуктов Q24 и Q25

Q24 = Q16 * С*(R23* (в23-40 - в16)) / (в23-40 *( R23 - R24))

Q24 = 1651,996*2,5*(2,3(0,438 - 0,224))/(0,438*(2,3 - 0,42)) = 2468,64 т/час;

Q25 = Q26 = Q24 + Q28 = 2468,64 + 1471,719 = 3940,359 т/час;

Таблица

ПОСТУПАЕТ	ВЫХОДИТ
Продукт	О, т/ч	У, %	Е, %	Массовая доля, %	Продукт	О, т/ч	У, %	Е, %	Массовая доля, %
				Золото					Золото
Измельчение I стадия
Руда	1652	100,00	100,00	2,5	Слив мельницы	1652	100,00	100,00	2,5
Отсадка
Слив мельницы	1652	100,00	100,00	2,5	Концентрат	0,033	0,00199	39,8	5,0
Пром. продукт I перечистки	0,029	0,001757	9,0	1,28	Хвосты	1651,996	99,999767	69,2	1,73
Итого	1652,29	100,001757	109,0	2,72	Итого	1652,29	100,001757	109,0	2,72
I Перечистка
Концентрат отсадки	0,033	0,00199	39,8	5,0	Концентрат I перечистки	0,0086	0,00052	37,5	18,0
Продукт II перечистки	0,00475	0,000287	6,7	5,83	Пром. продукт I перечистки	0,029	0, 001757	9,0	1,28
Итого	0,03775	0,002277	46,5	5,1	Итого	0,03775	0,002277	46,5	5,1
II Перечистка
Концентрат I перечистки	0,0086	0,00052	37,5	18,0	Концентрат	0,00385	0,000233	30,8	33,0
					Продукт II перечистки	0,00475	0,000287	6,7	5,83
Итого	0,0086	0,00052	37,5	18,0	Итого	0,0086	0,00052	37,5	18,0
Сгущение
Слив гидроциклона	1651,996	99,999767	69,2	1,73	Сгущенная пульпа	1651,996	99,999767	69,2	1,73
					Слив сгустителя	-	-	-	-
Итого	1651,996	99,999767	69,2	1,73	Итого	1651,996	99,999767	69,2	1,73
Грохочение
Сгущенная пульпа	1651,996	99,999767	69,2	1,73	Пульпа	1651,996	99,999767	69,2	1,73
					Щепа	-	-	-	-
Итого	1651,996	99,999767	69,2	1,73	Итого	1651,996	99,999767	69,2	1,73
Цианирование
Пульпа	1651,996	99,999767	69,2	1,73	Пульпа цианированная	1651,996	99,999767	69,2	1,73
Сорбция
Пульпа цианированная	1651,996	99,999767	69,2	1,73	Хвосты отвальные	1651,9937	99,999624	7,2	0,0000658
					Насыщенный анион	0,0023	0,000143	62,0	75,0
Свежий анионит		-	-	-
Анионит с грохочения
Итого	1651,996	99,999767	69,2	1,73	Итого	1651,996	99,999767	69,2	1,73

Расчет водно-шламовой схемы переработки руды

Целью расчета вводно-шламовой схемы являются: обеспечение оптимальных отношений ж:т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений ж:т в продуктах схемы; определение общей потребности воды и удельного расхода воды на тонну перерабатываемой руды.

Для получения высоких технологических показателей переработки руды каждую операцию технологической схемы необходимо проводить при оптимальных значениях отношения ж:т. Эти значения устанавливаются по данным испытаний обогатимости руды и практики работы действующих обогатительных фабрик.

Устанавливаем численные значения исходных показателей по данным Разумова и обогатительных фабрик перерабатывающих аналогичное сырье.

Для расчёта использованы следующие формулы [4]:

W = R • Q , (11)

V = W + Q/с. (12)

Принятые обозначения:

R - отношение Ж:Т по массе в операции и в продукте, м3воды/1т.тв.;

W - количество воды в операции или продукте, м3 в ед.вр.;

L - количество воды добавляемой в операции к продукту, м3 в ед.вр.;

V - объём пульпы, м3 в ед.вр.

Установим численные значения [2]: R12=0,03; RVIII=0,3; RXI=2.7; RIX=1,2; RX=2,3; R23=2,7; R21=0,2; R18=0,3; R15=0,25; R24=0,5; R20=1,0; RXIII=0,4; R27=2,7; R28=0,5; R30=1,0; RXIX = 0,53

W12 = 1652·0,03 = 49,56 м3/ч.;

WVIII = 1652·0,3 = 495,6 м3/ч.;

WIX = 1652,029·1,2 = 1982,4348 м3/ч.;

W15 = 0,033·0,25 = 0,00825 м3/ч.;

W16 = WIX - W15 = 1982,42655 м3/ч.;

WX = 0,03775·2,3 = 0,086825 м3/ч.;

W18 = 0,00875·0,3 = 0,002625 м3/ч.;

W19 = WX - W18 = 0,0842 м3/ч.;

WXI = 0,0086·2,7 = 0,02322 м3/ч.;

W21 = 0,004·0,2 = 0,0008 м3/ч.;

W20 = WXI - W21 = 0.02242 м3/ч.;

W23 = 3149·2,3 = 7242,7 м3/ч.;

W24 = 3467,02·0,4 = 1733,5 м3/ч.;

WXIII = 3149·0,4 = 1259,6 м3/ч.;

W27 = 1651,99615·2,7 = 4460,39 м3/ч.;

W28 = 1497,00385·0,5 = 748,5 м3/ч.;

W30 = 1651,996·1 = 1652 м3/ч.;

Таблица - Расчет водно-шламовой стены



Составляем баланс воды

Таблица 2.4 - Баланс воды

Поступает в процесс, м3/ч	Уходит из процесса, м3/ч
W1 - 49.56 LVIII - 446.04 LIX - 1486,773775 LX - 0,056155 LXI - 0,00285 LXII - 4150,54345 LXIII - 29,542 LXIV -65,52	W21 - 0,0008 W29 - 4576,036 W30 -1651,996
Итого - 6228,03	Итого - 6228,03

Расход общей воды на обогатительной фабрики будет равен [5]:

?Lобщ = ?Wк - W12 = 6228,03-49,56=6178,47 м3/ч.

Расход свежей воды [5]:

Lсв = ?L - ?Wобор=6178,47 - 4576,036=1602,434 м3/ч.

Все приведённые выше подсчёты относятся к воде, потребляемой для технологических целей. Чтобы определить общую потребность воды для обогатительной фабрики, необходимо учесть ещё расход её на смыв полов, промывку аппаратов и другие нужды. Обычно при проектировании принимают, что общее потребление воды фабрикой на 10-15% больше Lобщ = 6178,47м3/ч. Удельный расход воды:

Lуд=?Lобщ/Q=6178,47/1652=3,74 м3/т,

Lуд.обор= 4576,036/1652=2,77 м3/т,

Lуд.св=1602,434 /1652=0,97 м3/т.

Материальный баланс выщелачивания руды цианистым раствором

Степень взаимодействия компонентов руды с раствором NaCN принимается на основе испытаний. Расход NaCN и количество образующихся продуктов выщелачивания получен расчетом

на 1651,996 т/час. Руда содержит Au -1,73 г/т.

Количественный, химический рациональный состав кварцевая руда приведен в таблицу 2.5 [6].

1. Золото - переходит в раствор 96% или 1,73 · 0,96 = 1,66 г/т.

Реакция:

2·197 4·49 2·272

2Au + 4NaCN + 0,5O2 +H2O = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH

1,66г/т x y

Расход NaCN:

х = (4·49·1,66): (197·2)= 0,826 г/т. или 0,826·1651,996 = 0,00136 т.

Образуется: у = NaAu(CN)2 в количестве

(2·272·1,66):(2·197) = 2,292 г/т или 2,292·1651,996 = 0,0037 т.

По реакции концентрация NaCN взята 100г/л, так как мы для выщелачивания золота из руды используем NaCN с концентрацией 200 мг/л, то расход NaCN на 1т. руды составит 0,00136т· (100г/л)/200 мг/л = 0,68 т.

Суммарный расход NaCN составил 680 кг на 1651,996 т руды или 0,411 кг/т руды. Принимаем 10% на дополнительные потери NaCN (гидролиз, химическое разложение): 0,411+0,413·0,1= 0,4521 кг/т руды.

При выщелачивание ж:т составляет по массе 1,3:1, следовательно, на 1651,996 т руды загружается 2147,6 т (м3) цианистого раствора с концентрацией NaCN 0,02 % (200 мг/м3). Всего загружается NaCN 0,4521·1651,996·1,3= 970,92 кг/час = 0,970 т. При расходе NaCN 680 кг. остаточное количество NaCN будет

970,92 - 680 = 290,92 кг, что соответствует концентрации раствора (290,92·1000): 2147,6= 0,135 кг/м3 (135 г/м3).

Расход чистого оксида кальция CaO на реакции взаимодействия с кислотами, сульфатами, карбонатами, глиноземом, углекислотой воздуха при аэрации пульпы и др. принимаем 1,5,0 кг/т руды или на 1651,996 т руды 2477,994 кг = 2,477 т. При использовании технической извести, содержащей 80% CaO, расход ее составит 1,5·0,8=1,2 кг/т или на 1651,996 т руды

1982,39 кг = 1,98 т. при загрузке известкового молока с содержанием 10% CaO его потребуется (1,98·100):10=19,8 т или 19,8: 1,1=21,78 м3.

Начальная и конечная концентрации защитной щелочи в растворе принята 0,02% CaO (200 г/м3) на 1651,996 т руды (т:ж равно 1:1,3),

0,0002·2147,6 = 0,429 т. Составы цианистого раствора и руды после выщелачивания приведен в таблице 2.5.

Таблица 2.5 - Состав раствора после выщелачивания 1651,996 т руды при отношении ж:т=1,3:1,0

Соединение	Количество, т	Концентрация г/м3	Концентрация металла г/м3
NaCN CaO (100%) NaAu(CN)2	0,290 4,29 0,0037	135 200 1,7	- - 0,96

Материальный баланс процесса выщелачивания руды цианистым раствором приведен в таблице 2.6.

Таблица 2.6 - Материальный баланс процесса выщелачивания руды цианистым раствором при отношении ж:т=1,3:1,0

Поступает	Выходит
Продукты и соединения	Количество, т	Продукты и соединения	Количество, т
Руда 1651,996 В том числе: Известковое молоко с содержанием 10 % CaO (80 % - ного) 19,8 Цианистый раствор 2147,6 В том числе: NaCN 0,97 CaO 0,429 Всего: 3820,795	Руда 1651,996 В том числе: Известь (80 % - ная) 1,98 Цианистый раствор 2166,819 В том числе: NaAu(CN)2 0,0037 NaCN 0,29 Всего: 3820,795

Материальный баланс сорбционного выщелачивания руды цианистым раствором с применением в качестве сорбента АМ-2Б

Как и при ионообменном процессе, выщелачивание руды производится в две стадии: а) предварительное цианирование пульпы (без загрузки сорбента) в течение 3 ч, при котором переходит в раствор до 75-80% золота, извлекаемого цианированием; б) сорбционное выщелачивание в присутствии ионообменной смолы в каскаде сорбционных аппаратов в течение 13 ч, когда происходит дорастворение золота из руды с одновременной сорбцией ионообменной смолой растворенного золота и других компонентов [7].

В качестве сорбента используется АМ-2Б.

Количество сорбента в потоке определяем по формуле:

(13) сухого сорбента.

Степень сорбции сорбентом компонентов раствора составляет, %: Au-99,0-99,8 (остаточное содержание в растворе при цианировании руд 0,02-0,03 г/м3); в расчете принято извлечение сорбцией, %: Au-99,0; CN--5,0.

Единовременную загрузку сорбента в аппараты сорбционного выщелачивания определяем, приняв продолжительность контакта сорбента с пульпой для достижения равновесной ёмкости по золоту в одной ступени 60 ч, а при четырех ступенях равновесия 4·60=240 ч. При потоке сорбента 516,41 кг/ч единовременная загрузка его составит:

Qед=516,41 ·240= 123940 кг = 123,94 т,

что соответствует 123,94 ·2,5=309,85 м3 набухшего анионита.

Количество сорбируемых сорбентом компонентов раствора при сорбционном выщелачивании рудной пульпы приведен в таблице 2.7.

Таблица 2.7 - Количество сорбируемых сорбентом компонентов раствора при сорбционном выщелачивании рудной пульпы

Компонент	Расчет количества W(м3/ч)·С(г/м3)·е (доли·ед)	Количество
		г/ч	г/кг сорбента
Au CN- Всего	2147,6·(1,066-0,02)+42,9(об) 2147,6·135·0,05	2289,29 14496,3 16785,59	4,43 28,07 32,5

Потери сорбента с хвостовой пульпой сорбционного выщелачивания составляют 10-20 г на тонну руды сухого сорбента. Принимая величину потерь 15 г/т руды, получим общие потери сорбента 0,015·1651,996=24,78 кг/ч. Содержание золота в теряемом сорбенте принимаем равным его содержанию в отрегенерированном сорбенте: Au - 0,15 г/кг. Количество золота, уходящего в хвосты выщелачивания с сорбентом, будет: Au - 0,15 г/кг. Материальный баланс сорбционном выщелачивания руды приведен в таблице 2.8.

Таблица 2.8 - Материальный баланс сорбционного выщелачивания руды

Продукт	Количество продукта, т/ч	Au, г/ч
Поступает: Руда Раствор NaCN Известковое молоко (10%-й раствор Оборотный раствор NaCN Промвода шламовая Сорбент единовременной загрузки Сорбент отрегенерированный Сорбент свежий Всего: Выходит Руда Раствор NaCN Растворы регенерации Сорбент единовременной загрузки Сорбент насыщенный Сорбент с пульпой (потери) Всего:	1651,996 2147,6 19,8 1,548 1,548 123,94 0,516 0,024 3946,972 1651,996 2167,4 3,096 123.94 0,516 0,024 3946,972	2857,95 - - 38,1 - - 77,4 - 2973,45 247,8 34,2 - - 2285,9 0,36 2973,45

Выбор и расчёт основного оборудования. Выбор и расчёт грохотов

Сито с отверстиями 40 мм. Исполнение грохотов - легкое (тип грохота - ГИСЛ). Расчет количества грохотов произведен по формулам [1].

Пример расчёта.

Определяем необходимую площадь грохочения, м2:

Fгр = Q/(q·H·k·l·m·n·o·p·kж.с), (14)

где: согласно таблице [1]

- коэффициент влияния крупных зёрен равен согласно [2]

l = 1,0;

- коэффициент влияния мелких зёрен k = 0,6;

- влияние эффективности грохочения m = 1,9;

- влияние формы зерен n = 1,25;

- насыпная плотность руды H = 1,59;

- влияние влажности руды o = 1,0;

- влияние способа грохочения p = 1,0;

- удельная производительность q = 37;

- коэффициент учета величины живого сечения просеивающей поверхности kIж.с=kIж.с/50=40/50=0,8

Fгр = 1681/ (37 · 1.59 · 0,6· 1.0 · 1.9 · 1,25·1,0·1,0·0,8)

Fгр =16,4 м2;

Полезная площадь для грохочения, м2:

Fi = 0,85·B · L (15)

где: B-ширина грохота, м;

L-длина грохота, м.

Fi= 0,85·2·5 = 8,5

Количество грохотов типоразмера ГИСЛ-62:

n = Fгр/(kн. пит. · Fi.) , (16)

n =16,4/(8,5 · 0,98) = 1,98 ? 2.

Определяем толщину слоя в конце просеивающей поверхности, которая должна быть не более 100 мм. или 4d

h =Q+/(3,6 ·сн·Bр·х), (17)

где: Q+ - производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;

Bр - рабочая ширина грохота, Bр =B - 0,15, м;

х - скорость движения материала по грохоту, м/с.

h = 268/(3,6 ·1,59 ·4,05 ·0,63)=91,8 ? 18,3 мм.

т. к. выполняется условие

h = 18,3 <<100 мм,

то даже в этом случае наиболее загруженного грохота толщина слоя материала гарантирует заданную эффективность грохочения.

Проектом принята установка грохотов ГИСЛ-62 под углом 15° к горизонту. Поэтому на них нужно применять сетки с размером отверстий:

ауст= k · арасч, (18)

где:k - поправочный коэффициент ауст = 1,1 · 40 = 44 мм.

Выбор и расчет грохота для III стадии дробления

Принят вибрационный тип грохота ГИСЛ [1].

Производительность Q = 3601т/ч

F = 3601 / (31 х 1.59 х 0,4 х 0,94 х 2,3 х 1,25x1*0,5) = 41,8 м2

Выбирается грохот ГИСЛ - 82 с площадью Frp = 21 м2. Необходимое количество грохотов: n = 41,8 / (21 х 0,98) = 2,03. В проекте принимается два грохота ГИСЛ - 82.т Так как грохота устанавливаются с наклоном 10° к горизонту, то на них должна быть сетки с размером отверстий: во второй стадии 25 х 1,05 = 26,2 мм

Выбор и расчёт дробилок

При производительности обогатительной фабрики более 500 т/ч экономически выгодно применять конусные дробилки, поэтому проектом принято установка в первой стадии дробления дробилок типа ККД [1].

Таблица 2.10 - Исходные данные для выбора и расчёта дробилок

Наименование параметра	Стадия дробления
	I	II	III
Размер загрузочного отверстия, мм	1100	275	55
Размер максимального куска в питании, мм	1000	250	50
Размер разгрузочной щели, мм	140	25	7,5
Производительность по питанию дробилки, т/ч	1681	1384	1949

Согласно исходным данным, возможно использование в первой стадии дробилок ККД 1200/150, во второй стадии КСД-3000Т; в третьей стадии КМД-3000Гр. Расчёт производительности и количества дробилок произведён по формуле (109;111;117), [1].

, (19)

Qкат = Qном · Sпроек/Sном , (20)

nрасч = Qпит /(Qдр · kн.пит), (21)

где: Qкат - производительность по каталогу;

kf - коэффициент на крепость руды;

kкр - коэффициент на крупность питания дробилки;

kвл - коэффициент на влажность руды;

kц - коэффициент учёта цикла дробления.

Пример расчёта дробилки ККД 1200/150 для первой стадии дробления:

Qкат = 1140 · 140/150 = 1064 м3/ч;

в+0,5 В = в+600 = 65 %kкр.= 0,927;

Qдр = 1140 ·1,59 ·1 ·0,927 ·1 ·1 = 1680 т/ч;

nрасч = 1140/ (1682 ·0,98) = 0,7 ? 1.

Пример расчёта дробилки КСД-3000Т для второй стадии дробления:

Qкат = 700 · 25/30 = 583,3 м3/ч;

в+0,5 В = в+600 = 35 %kкр.= 1,02;

Qдр = 700 ·1,59 ·1 ·1,02 ·1 ·1 = 1135,3 т/ч;

nрасч = 700/ (1135,3 ·0,98) = 0,63 ? 2.

Пример расчёта дробилки КМД-3000Гр для третьей стадии дробления:

Qкат = 500 · 7,5/15 = 250 м3/ч;

в+0,5 В = в+600 = 35 %kкр.= 1,02;

Qдр = 500 ·1,59 ·1 ·0,97 ·1 ·1 = 771,12 т/ч;

nрасч = 500/ (771,12 ·0,97) = 0,67 ? 2.

Проектом принят вариант рудоподготовки с установкой в I стадии дробления дробилки ККД 1200/150 1шт., во II стадии дробления КСД-3000Т 1шт. и во II стадии грохот ГИСТ-72 1 шт., и в III дробления КМД-3000Гр 2 шт. в III стадии грохочения ГИСЛ - 82 2шт.

Выбор и расчёт мельниц

Исходные данные для расчета:

Производительность по руде 1652 т/ч

Массовая доля класса 0,071 (мм в разгрузке мельницы 35%)

Массовая доля класса 0,071 (мм в исходной руде 4%)



В виду повышенной скорости окисления вновь образуемых при измельчении минеральных поверхностей, с учетом вывода крупного золота, в проекте принимается шаровая мельница с центральной разгрузкой. При измельчении руды в мельницах МШЦ степень окисления минеральных поверхностей в отличие от МШР, максимум. Мельницы МШЦ обеспечивают максимальное количество готового класса - 71 мкм в сливе мельницы, требуют минимальный удельный расход электроэнергии на 1т готового класса и характеризуются простой конструкции [2].

Мельницы первой стадии работают в открытом цикле, измельченный продукт поступает на обогащение в отсадочных машинах, поэтому расчет сводится к определению количества мельниц.

Для расчета количества мельниц использованы формулы (141; 143-151) [1]:

qi = qэт. · kизм. kт· kкр.· kД; (22)

kД = [(Дi - 2 Дi)/(Дэт. - 2 Дэт.)]0,5 ; (23)

Q= Qф·(в-б )/100; (24)

V = Q/(q· kн. пит.); (25)

n = V/v . (26)

где: qi, qэт. - удельная производительность для проектных и эталонных условий, т/(ч ·м3);

kизм - коэффициент сравнительной измельчаемости руд, проектной и эталонной;

kт - коэффициент учитывающий разницу в типах мельниц;

kкр - коэффициент учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для эталонной и проектной;

kД - коэффициент учитывающий разницу в диаметрах барабанов;

Q- производительность цикла измельчения по расчётному классу, т/ч;

V - необходимый для измельчения объём, м3.

Каждая стадия измельчения рассматривалась как отдельная. Результаты сведены в табл. 2.13, а по данным табл. 2.14 произведен окончательный выбор варианта установки мельниц.

Пример расчёта для мельницы МШЦ 4500х6000:

Стадия измельчения- I, МШЦ 4500х6000. Проектные условия измельчения: крупность руды -10 + 0 мм.; конечная крупность - 35,0 % класса минус 71 мкм.

Учет различия в условиях измельчения эталонных и проектных:

типа мельницы - kт = 1,07;

крупности руды - m1 = 0,87; m2 = 0,96; kкр. = m2/ m1 = 0,96/0,87= 1,1;

диаметр мельницы - kД = ((4,5 - 2 ·0,12)/(3,6 - 2 ·0,12))0,5 = 1,12;

типа руды - kизм = 1,3.

qi = 1,1 ·1,3 ·1,12 ·1,1 ·1,07=1,88;

Q= 1652 · (35,0 - 4,0)/100=512,1? 512 т/час;

V= 512/ (1,88 · 0,98)=277,8;

n = 277,8/82=3,4 ? 4.

Проверка на пропускную способность:

Допустимая - qдоп. = 12 · с /2,7 = 12·2,65 /2,7 = 11,76 т/(ч· м3);

расчетная - qпр. = Qпит / (nпр · V )=1652/ (4 ·82) = 5 т/(т · м3).

Т. к. 5<12, то принятая мельница удовлетворяет условию пропуска всего потока воды и песков классификации.

Расчет мельницы для II стадии измельчения

Исходные данные для расчета:

1. Производительность по руде 3940,4 т/ч

2. Крупность питания -3+0 мм

3. Производительность по сливу 1652 т/ч

4. Массовая доля в сливе класса -0,071мм (90%)

5. Массовая доля класса 0,071 (мм в разгрузке мельницы 35%)

6. Массовая доля класса 0,071 (мм в исходной руде 15%)

Мельницы второй стадии работают в замкнутом цикле, измельченный продукт поступает на классификацию, поэтому расчет сводится к определению количества мельниц.

Для расчета количества мельниц использованы формулы (141; 143-151) [1]:

qi = qэт. · kизм. kт· kкр.· kД;

kД = [(Дi - 2 Дi)/(Дэт. - 2 Дэт.)]0,5 ;

Q= Qф·(в-б )/100;

V = Q/(q· kн. пит.);

n = V/v .

где: qi, qэт. - удельная производительность для проектных и эталонных условий, т/(ч ·м3);

kизм - коэффициент сравнительной измельчаемости руд, проектной и эталонной;

kт - коэффициент учитывающий разницу в типах мельниц;

kкр - коэффициент учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для эталонной и проектной;

kД - коэффициент учитывающий разницу в диаметрах барабанов;

Q- производительность цикла измельчения по расчётному классу, т/ч;

V - необходимый для измельчения объём, м3.

Каждая стадия измельчения рассматривалась как отдельная. Результаты сведены в табл. 3.9, а по данным табл. 3.10 произведен окончательный выбор варианта установки мельниц.

Пример расчёта для мельницы МШЦ 5500х6500:

Стадия измельчения- II, МШЦ 5500х6500. Проектные условия измельчения: крупность руды -3 + 0 мм.; конечная крупность - 35,0 % класса минус 71 мкм [2].

Учет различия в условиях измельчения эталонных и проектных:

типа мельницы - kт = 1,07;

крупности руды - m1 = 0,88; m2 = 0,9; kкр. = m2/ m1 = 0,9/0,88= 1,0;

диаметр мельницы - kД = ((5,5 - 2 ·0,12)/(5,5 - 2 ·0,12))0,5 = 1,0;

типа руды - kизм = 1,3.

qi = 1,1 ·1,3 ·1 ·1,0 ·1,07=1,53;

Q= 3940,4 · (35,0 - 15,0)/100=788,1т/час;

V= 788,1/ (1,53 · 0,98)=526;

n = 526/140=3,75 ? 4.

Проверка на пропускную способность:

Допустимая - qдоп. = 12 · с /2,7 = 12·2,65 /2,7 = 11,76 т/(ч· м3);

расчетная - qпр. = Qпит / (nпр · V )= 3940,4 / (4 ·140) = 7 т/(т · м3).

Т.к. 7<12, то принятая мельница удовлетворяет условию пропуска всего потока воды и песков классификации.

Выбор и расчет классифицирующего оборудования

В последнее время на большинстве золотоизвлекательных фабриках в качестве классифицирующего аппарата на всех стадиях обработки, в том числе и в замкнутом цикле измельчения, вместо спиральных классификаторов широкое использование получили гидроциклоны. Это связано с тем, что при использовании спиральных классификаторов наблюдается в песках цикла существенная концентрация тяжелых благородных элементов, которые улавливаются гравитационными процессами, в постели классификаторов накапливаются твердые элементы буровых коронок, остатки шаров, а также спиральные классификаторы занимают большую площадь, под ними находится около 40 % площади пролета измельчения [2].

Проектом принимается установка гидроциклонов.

На предварительную классификацию поступают хвосты отсадочных машин и слив мельницы второй стадии.

Результаты расчётов сведены в таблице 4.11. Расчетные формулы [1]:

Vгц = 3kб· kД · dпит · dсл ·; (27)

Vп = Qпит • (R+с-1);

ni = Vп/ Vгц; (29)

qпеск = 4 Qпеск/(р · d· nгц), (30)

где: Vгц - производительность ГЦ по питанию;

kб - коэффициент угла конусности;

kД - коэффициент диаметра ГЦ;

dпит - диаметр питающей насадки;

dсл - диаметр сливного патрубка;

Н - рабочий напор пульпы;

Vп - дебит пульпы;

qпеск - нагрузка на песковую насадку.

Пример расчёта:

Исходные данные: частный выход песков г= 100 · гпеск./гисх. = 2468,64·100/5592,355 = 44,1 % и поэтому отношение (dпеск./dсл.) принято равным 0,5 [2]; частный выход слива г = 100 - 44,1 = 55,9%;

dном = 200 мкм при в-71 = 65 % /13/; из технических характеристик гидроциклонов приняты для ГЦ-1400 dпит. = 420 мм; dсл .= 520 мм; напор пульпы Н = 0,1 МПа.

Массовая доля твёрдого в питании ГЦ:

втв.пит = 100/(гслI / втв.сл + гп I / втв.п), (31)

где: гслI, гп I - частные выхода слива и песков

втв.сл, втв.п - массовая доля твёрдого в сливе и песках

втв.сл=(52-0,38•в-74)•(1+0,5(с-2,7));

втв.сл =(52-0,38•65)•(1+0,5(2,65-2,7))=26,6 %;

втв.п=73,4 % /2/(таб.34);

втв.пит = 100/(55,9/26,6+44,1/73,4)=37 %;

;

Vп = 5592,355 (2,3+2,65-1)=14972,3 м3/ч;

ni=14972,3 / 1968,3 = 7,6? 8 шт.

Диаметр песковой насадки подбирается таким образом, чтобы выдержать ранее принятое соотношение (dпеск/dсл) и чтобы значение qпеск было в диапазоне 0,5-2,5 т/(ч •см2).

dпеск = 0,7 • 40 ? 28 см.

qпеск = 4 •2468,6/ (3,14 •282 • 8) = 0,5 (т/ч •см2).

Определяем номинальную крупность слива, который может обеспечить выбранный ГЦ.

, (32)

.

Расчет гидроциклона для II стадии

На поверочную классификацию поступают слив гидроциклона I стадии.

Результаты расчётов сведены в таблице 4.11.

Расчетные формулы:

Vгц = 3kб· kД · dпит · dсл ·;

Vп = Qпит • (R+с-1);

ni = Vп/ Vгц;

qпеск = 4 Qпеск/(р · d· nгц),

где: Vгц - производительность ГЦ по питанию;

kб - коэффициент угла конусности;

kД - коэффициент диаметра ГЦ;

dпит - диаметр питающей насадки;

dсл - диаметр сливного патрубка;

Н - рабочий напор пульпы;

Vп - дебит пульпы;

qпеск - нагрузка на песковую насадку.

Пример расчёта:

Исходные данные:

частный выход песков г= 100 · гпеск./гисх. = 1471,719·100/3123,715= 47,1 % и поэтому отношение (dпеск./dсл.) принято равным 0,55 [2]; частный выход слива г = 100 - 47,1 = 52,9%;

dном = 94 мкм при в-71 = 90 % /13/; из технических характеристик гидроциклонов приняты для ГЦ-1400 dпит. = 420 мм; dсл .= 520 мм; напор пульпы Н = 0,1 МПа.

Массовая доля твёрдого в питании ГЦ:

втв.пит = 100/(гслI / втв.сл + гп I / втв.п),

где: гслI, гп I - частные выхода слива и песков

втв.сл, втв.п - массовая доля твёрдого в сливе и песках

втв.сл=(52-0,38•в-74)•(1+0,5(с-2,7));

втв.сл =(52-0,38•90)•(1+0,5(2,65-2,7))=17,3 %;

втв.п=82,7 % /2/(таб.34);

втв.пит = 100/(52,9/17,3+47,1/82,7)=27,3 %;

;

Vп = 3123,715 (3,77+2,65-1)=12955,1 м3/ч;

ni=12955,1/ 1968,3 = 8 шт.

dпеск = 0,7 •38 ? 26,6 см.

qпеск = 4 •1471,7/ (3,14 •26,62 • 6) = 0,5 (т/ч •см2).

Определяем номинальную крупность слива, который может обеспечить выбранный ГЦ.

,

.

Таблица 2.13 - Расчёт гидроциклонов

Наименование классификации	Вариант	Vп, м3/ч	dп/dсл	dмах, мкм	Массовая доля, %	H, МПа
					втв.пит.	втв.сл.	втв.п.
Совмещённая	ГЦ-500 ГЦ-710 ГЦ-1000 ГЦ-1400	13963,7	0,75 0,7 0,72 0,71	140	42,63	21,6	71	0,1

Таблица 2.14 - Расчёт мельниц

Ста- дия	Типоразмер	х, м3	D, м	Д, м	kизм	kт	m2	m1	kкр	kд	qэт	q	kн.пит	V	nрасч	nприн
1	МШЦ 36х55 МШЦ 45х60	49 82	3,6 4,5	0,11 0,12	1,3	1,07	0,96	0,87	1,136	1,07 1,12	1,1	1,35 1,88	0,98	259,8 277,8	6,5 3,4	7 4
2	МШЦ 40х55 МШЦ 55х65	60 140	4,0 5,5	0,12 0,12	1,3	0,85	0,9	0,88	0,94	1,08 1,0	1,1	1,46 1,53	0,98	493,2 526	8,2 3,75	9 4

Таблица 2.15 - Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Ста- дия	Типоразмер	Количество	Коэффициент загрузки	Объём мельницы, м3	Масса, т	Установочная мощность, кВт
				одной	всех	одной	всех	одной	всех
1	МШЦ 36х55 МШЦ 45х60	7 4	96 99	49 82	343 328	115 175	805 1225	900 1000	6300 4000
2	МШЦ 40х55 МШЦ 55х65	9 4	92 85	60 140	540 560	250 657,5	2250 2630	2000 4000	18000 16000

Оборудование для отсадки

Расчет числа отсадочных машин производится по производительности [1].

Для проектируемой ЗИФ предлагается установка машин марки МО - 424.

Название	Q,т/ч.	Sразд,м2	Nкамер	m,т.	L, м	B, м	H, м
МО - 424	240	24	4	37,1	7,3	5,195	4,9

Число машин

n = Q/q = 1652,029/240 = 6,8 ? 8 шт.

Выбор концентрационных столов

Для первой перечистки производительность Q = 0,03775 т/час.

Для второй перечистки производительность Q = 0,00875 т/час.

Для проектируемой ЗИФ предлагается установка концентрационного стола типа СКО-0,5(стол концентрационный опорный) [1].

Концентрационный стол СКО-0,5 имеет производительность 0,05т/час.

nI = 0,03775/0,05 = 0,755 ? 1 шт.

nII = 0,00875/0,05 = 0,175 ? 1 шт.

Оборудование для сгущения

Таблица

Название	D,м	глубина,м	Sосажд.м2	q,т/м2час	N,кВт	Масса,т
Ц-50М	50	6,1	1950	325	15	66

Число сгустителей определяем по удельной производитель-ности сгущенного продукта:

n = 1652,996/325 = 5,1 ? 5.

Оборудование для цианирования

Задаёмся временем цианирования (4 часа). Тогда, количество пачуков необходимое для цианирования равно [6]:

Nпач = t?Vпульпы/Vпач,

где: t - время цианирования (по данным практики 3 часа);

Vпульпы - объем пульпы, м3;

Vпач - объём пачука, м3

По данным ГМЗ-2 плотность пульпы составляет 1,1 т/м3.

Объем пачука составляет 500м3.

Vпульпы = 3303,992 т/час;

Nпач=3?3779,992/600 = 18,9 ? 21

Время сорбционного выщелачивания по данным практики 12-18 часов.

Nпач=13?3779,992/600 = 81,9 ? 84

Для предварительного цианирования приняты 21 пачуков объёмом 600 м3, для сорбционного выщелачивания 84 пачука объёмом 600 м3.

Выбор и расчет оборудования для грохочения пульпы после сгущения

На грохочение подается сгущенная пульпа для удаления щепы. Проектом предлагается барабанный грохот.

По данным практики ГМЗ-2 барабанный грохот D = 1500 мм, L = 3500 мм и с площадью сеток, равной 16,4 м2, производительностью 350 м3/ч.

Объём пульпы, поступающей на грохочение равен 3779,992 м3/ч.

Принимается проектом один барабанный грохот 1500x3500 мм.

n = 3779.992/350 = 11

Выбор грохота для грохочения отвальных хвостов

Проектом принимается один барабанный грохот размером 1500x3500мм, производительностью 350 м3/ч. Размер сетки 0,6 х 0,6.

Объём пульпы, поступающей на грохочение равен 3779,992 м3/ч.

Принимается проектом один барабанный грохот 1500x3500 мм.

n = 3779.992/350 = 11

Опробование и контроль

Контроль технологических процессов обогащения выполняется на любой обогатительной фабрике. Основой контроля является измерение необходимых величин.

Масса продукта на обогатительной фабрике - необходимая характеристика. используемая во всех расчётах и оценках продуктов. Количество дробленой руды за смену и за сутки определяется по показаниям конвейерных весов дробильного отделения. Так как на обогатительных фабриках имеют дело с очень большими массами непосредственное измерение параметров которых не возможно- используют специфическую процедуру измерения - опробование.

Опробование - это получение информации об объекте изучения путем отбора части продукта - пробы и её последующего анализа.

Проба - это выделенная или изъятая часть опробуемого массива, отличающаяся по определяемой величине не более чем на допустимую погрешность.

Масса пробы, соответствующая заданной (допустимой) погрешности, называется минимальной. Чем меньше требуемая погрешность, тем больше соответствующая ей масса пробы [8].

Минимальная масса пробы для разных массивов определяется по формулам:

- минимальная масса пробы для однородного массива для раскрытых продуктов:

q = 2f • (S2k) / (S2доп) •рd-3

- минимальная масса пробы для однородного массива для сростков: q = 2f • (S2k) / (S2доп) •рd-b • d3-3-b

где S k - покусковая дисперсия;

S2доп - допустимая погрешность;

р - средняя плотность кусков породы;

d - средний размер кусков;

d3 - средний размер зёрен;

f- коэффициент формы ( f = 0,3-0.5 )

- минимальная масса число точечных проб для неоднородного массива:

q = qT • NТ

NT - S2T / S2доп

где qТ - масса точечной пробы.

S2T - дисперсия точечных проб.

Основной целью правильного отбора пробы является обеспечение нулевой систематической погрешности, что возможно осуществить выполнением двух принципов:

непредпочтительностью отбора кусков в точечную пробу; равнопредставительностью элементов опробуемого массива в объединенной пробе.

Опробование продуктов производства должно осуществляться, как правило, механическими пробоотборниками в автоматическом режиме или дистанционно управляемыми. Ручное опробование может проводиться только в установленных точках технологической схемы, определяемых распоряжением руководителя фабрики. Для отбора пробы должны оборудоваться удобные и безопасные места, имеющие ограждение. Производить опробование со случайных, необорудованных точек запрещается.

Обычная процедура опробования составляет достаточно длинную цепочку технологических операции, выполняемых в трех различных местах работниками различной классификации. На объекте опробования трудятся пробоотборщики, отбирая пробы на обогатительной фабрике и доставляя их в проборазделочную. В проборазделочной лаборанты подготавливают пробу к анализу, уменьшая её массу и крупность. В аналитической лаборатории анализируют пробу, отбирая от подготовленного пакета навески и выполняя на них необходимый вид анализа. После обработки результатов анализа по указанным в методиках правилам выдаётся результат анализа.

Опробование па проектируемой фабрике будет производится по схеме, соответствующей цепи процесса.

Организация опробования на обогатительной фабрике возлагается на отдел технического контроля (ОТК). Задачи ОТК:

- отбор, подготовка, передача на анализ или выполнение анализа проб руды и продуктов обогащения - хранение контрольных и арбитражных проб;

- обработка результатов опробования и передача этих результатов в соответствующей форме заинтересованным липам:

- составление технологического и товарного балансов;

- обеспечение необходимой информацией руководства предприятия, участие в оформлении документов, в т.ч. рассмотрение претензий;

составление схемы опробования и контроля, составление инструкций по отбору и подготовке проб для каждой точки опробования;

контроль за обеспеченностью опробования необходимыми техническими средствами, контроль за их состоянием, совершенствование системы и средств опробования;

-организация хранения готовой продукции.

Все инструкции ОТК составлены на основе действующих нормативных документов: государственных стандартов (ГОСТ), отраслевых стандартов (ОСТ), технических условий (ТУ), правил безопасности (ПБ) с учетом особенностей обогатительной фабрики. Инструкции утверждены главным инженером предприятия. На обогатительных фабриках в ОТК должны быть следующие документы:

схема опробования;

журнал опробования;

- инструкции по выполнению всех работ, как связанных с отбором и подготовкой проб, так и с расчётами при подготовке всех документов;

- формы документов, выпускаемых ОТК.

Схема опробования изображается условными значками на действующей технологической схеме и задаёт точки отбора проб и виды анализа этих проб. Точки отбора проб на схеме нумеруются. Схема опробования представлена на рисунке 4.

Журнал опробования дополняет схему опробования. В него вносится вся необходимая информация по отбору проб в каждой точке, в том числе:

назначение пробы;

номер точки и ее назначение;

вид отбора проб, ручной или механический;

тип пробоотбирателя;

масса точечной пробы;

периодичность отбора или число точечных проб;

масса объединенной пробы;

вид доставки пробы, ручной или механический;

периодичность передачи на подготовку и анализ объединенных проб. Технологическая карта опробования представлена в таблице. Условные обозначения:

- ситовый анализ;

- элементный анализ;

- минералогический анализ;

- влажность или плотность:

- концентрация реагентов;

- концентрация золота в растворах.

Контроль технологического процесса - это оценка состояния процесса путем сопоставления полученной опробованием или измеренной другим путём величины с заданным, допустимым или экстремальным значением этой величины.

По назначению и требованиям выделяют виды контроля:

- оперативный контроль и оперативное опробование служат для текущей оценки состояния технологического процесса и оборудования. Основное требование - минимальное запаздывание получения результатов и максимальная частота их появления даже в ущерб точности. Считается, что при оперативном опробовании результирующая погрешность может быть в 2 раза выше, чем при товарном;

- приемо-сдаточный контроль и товарное опробование служат для итоговой опенки качества готовой продукции и качества работы обогатительной фабрики. Основное требование - минимальная погрешность результатов. Частота и запаздывание информации предопределяются характером отгрузки продукции. Товарный баланс составляется один раз в месяц.

Несмотря на очевидный прогресс теории и техники опробования переход на фабриках к автоматическим системам далек от своего завершения. На каждой обогатительной фабрике десятки работников заняты выполнением опробования вручную. Результатами опробования пользуется на фабрике весь технологический и управленческий персонал. Уверенность в надежности получаемых опробованием результатов необходима как при принятии оперативных решений, так и при взаиморасчётах между потребителями и поставщиками. Эта уверенность основана на понимании принципов правильного опробования и гарантии выполнения этих принципов системой организации работы на фабрике. Необходимо также понимать возможности систем опробования и оценивать возможности систем опробования и оценивать возможные отклонения результатов от истинных.

Таблица 3 - Технологическая карта опробования

Наименование операции	Точка отбора	Периодичность отбора	Контролируемый параметр	Метод и тип пробоотбиратель
Крупное дробление	Исходная руда	Каждая партия	Крупность, минеральный состав, влажность и плотность	Ручной метод, отбойка отдельных кусков молотком с зубилом
	Крупно дробленый продукт	Каждые 4 часа	Крупность, Аu	Автоматический, ковшовый пробоотбиратель
Грохочение III стадия	Подрешетный продукт	Каждые 2 часа	Крупность, Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Измельчение I, II стадия	Слив мельниц	Каждые 2 часа	Плотность, рН, содержание класс 0,71мм	Автоматический, ковшовый пробоотбиратель
Отсадка	Хвосты, концентрат	Каждые 4 часа	Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Концентрация на столах	Хвосты, концентрат	Каждые 4 часа	Аu, влажность	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Классифика-ция I, II стадии	Слив	Каждые 4 часа	Крупность слива, Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Сгущение	Сгущенный продукт	Каждые 2 часа	рH, плотность, Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Грохочение	Щепа	Каждые 4 часа	Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Цианирование	Пульпа	Каждые 4 часа	Концентрация NaCN, pH, плотность, Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Сорбция	Пульпа (хвосты)	Каждые 4 часа	Концентрация NaCN, pH, плотность, Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель
Грохочение	Хвосты	Каждые 4 часа	Концентрация NaCN, pH, плотность, Аu	Ручной метод, ковшовый пробоотбиратель

Экономическая часть. Расчёт производственной программы

Обогатительная фабрика расположена на территории Узбекистана к северной части Центрально-Кызылкумского золоторудного района. Исходная руда поступает с открытых горных работ Мурунтауского месторождения с массовой долей золота 2,5 г/т. Готовой продукцией обогатительной фабрики является концентрат «золотая головка» и насыщенный анионит.

В состав фабрики входят: отделение рудоподготовки; главный корпус; отделение сорбционного выщелачивания. Количество перерабатываемой руды задано в задании - 12,0 млн. т/год..

План производства позволяет получить представление о конечных результатах работы предприятия, цехов служб за отчетный период при составлении плана производства учитываются производственные мощности [9]. Расчёт производственной программы сведён в таблицу 4.1.

Таблица 4.1 - Расчёт производственной программы

№	Показатели	Единицы измерения	План на год	Формулы расчета
1.	Количество секций	шт.	2	А
2.	Календарный фонд рабочего времени	сут.	365	Тк
3.	Простои на ППР	сут.	25	Tp
4.	Номинальный фонд рабочего времени	сут	340	Тн= (Тк - Тр)
5.	Плановая производительность секции в сутки	т/сут	35294	Nпл=Qг/Тн
6.	Годовой объем перерабатываемого сырья	тыс. т.	12000,0	Qг= Тн.Nпл
7.	Массовая доля золота в исх. сырье	%	0,00025	бAu
8.	Содержание золота в концентрате; в анионите:	%	33 75	в Au
9.	Извлечение в концентрат; в анионите:	%	30,8 62	е Au
10.	Выпуск концентрата; в анионите:	т.	28 24,8	BAu=Q?бAu?еAu/в u?100
11.	Валовое содержание полезного компонента в концентрате; в анионите:	т.	9,24 18,6	М Au =В Au ?в Au /100

Расчёт капитальных вложений

Определяются потребные капитальные затраты на строительство или реконструкцию обогатительной фабрики для чего составляются:

локальная смета на промышленные здания и сооружения (таблица 4.2);

- смета на приобретение и монтаж оборудования составленная на основе технологической части проекта (таблица 4.3);

сводная смета на строительство обогатительной фабрики (таблица 4.4).

Таблица 4.2 - Смета затрат на промышленные здания и сооружения

Наименование зданий и сооружений	Единицы измерения	Количество единиц	Стоимость единицы прямых нормируемых затрат, руб.	Полная стоимость прямых нормируемых затрат, млн. руб.	Накладные расходы, млн. руб.	Плановые накопления, млн. руб.	Общая сметная стоимость, млн. руб.
Корпус крупного дробления	м3	22747	1300	29,571	4,73	6,86	41,161
Склад крупно-дробленной руды	м3	12960	300	3,888	0,62	0,9	5,408
Корпус среднего и мелкого дробления	м3	31680	1300	41,184	6,59	9,55	57,324
Корпус измельчения	м3	155400	1300	202,02	32,32	46,868	281,208
Корпус выщелачивания	м3	210084	1000	210,084	33,61	48,738	292,432
Итого:							677,533

Пояснения к таблице 4.2:

1. Стоимость единицы (1 м3) здания принята:1300 руб. (дробильное отделение); 1300руб. (отделение измельчения); 1000руб. (корпус выщелачивания); 300руб. (склад).

2. Накладные расходы приняты в размере 16,00 % от полной стоимости прямых нормируемых затрат.

3. Плановые накопления приняты в размере 20,00 % от суммы полной стоимости прямых нормируемых затрат и накладных расходов.

4. Общая сметная стоимость рассчитана суммированием полной стоимости нормируемых затрат, накладных расходов и плановых накоплений.

Пояснения к таблице 4.3:

1. Отпускная цена единицы оборудования по прейскуранту.

2. Общая отпускная цена вычисляется как произведение отпускной цены единицы на количество оборудования.

3. Запасные части принимаются в размере 3,00 % от общей отпускной цены.

4. Строка Итого - суммирование общей отпускной цены и цены на запасные части.

5. Подъемно-транспортное оборудование 8,00 % от графы Итого.

6. Неучтенное оборудование составляет 3,50 % от учтенного оборудования.

7. Электрооборудование 5,00 % от суммы расходов на все оборудование.

8. Вентиляторы, насосы 1,60 %.

9. Средства автоматизации 2,00 %.

10. Транспортные расходы 10,00 % от графы 7.

11. Заготовительно-складские расходы 1,2 % от суммы граф 7 и 8.

Таблица 4.3 - Смета затрат на приобретение и монтаж оборудования

Наименование оборудования	Единицы измерения	Количество	Отпускная цена	Запасные части, тыс. руб. (3,00 %)	Итого, тыс. руб.	Транспортные расходы, тыс. руб.	Заготовительно складские, тыс. руб.	Всего стоимость франко приобъектный склад, тыс. руб.	Монтаж оборудования, тыс. руб.	Сметная стоимость, тыс. руб.
			за единицу, тыс. руб.	общая, тыс. руб.
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12
1. Конусная дробилка ККД 1200/150	шт.	1	17850	17850	535,5	18385,5	1838,55	242,68	20466,73	2046,673	22513,403
2. Конусная дробилка КСД-3000Т	шт.	2	13650	27300	819	28119	2811,9	371,17	31302,07	3130,207	34432,277
3. Конусная дробилка КМД-3000Гр	шт.	2	11550	23100	693	23793	2379,3	314,07	26486,37	2648,637	29135,007
4. Грохот ГИСЛ-62	шт.	2	1530	3060	91,8	3151,8	315,18	41,6	3508,58	350,858	3859,438
5. Грохот ГИСЛ - 82	шт.	2	1880	3760	112,8	3872,8	387,28	51,12	4311,2	431,12	4742,32
6. Мельница МШЦ 4500х6000	шт.	4	23990	95960	2878,8	98838,8	9883,88	1304,67	110027,35	11002,735	121030,08
7. Мельница МШЦ 5500х6500	шт.	4	32850	131400	3942	135342	13534,2	1786,51	150662,71	15066,271	165728,98
7. Гидроциклон ГЦ 1400	шт.	16	55	880	26,4	906,4	90,64	11,96	1009	100,9	1109,9
8.Отсадочная машина МО - 424	шт.	8	635	5080	152,4	5232,4	523,24	69,07	5824,71	582,471	6407,181
9.Концентрац-ый стол СКО-0,5	шт.	2	43	86	2,58	88,58	8,858	1,17	98,61	9,861	108,471
10. Сгуститель Ц - 50	шт.	5	7760	38800	1164	39964	3996,4	575,52	44535,92	4453,592	48989,512
11. Пачук 600 м3	шт.	105	3100	325500	9765	335265	33526,5	4425,5	373217	37321,7	410538,7
12. Грохот барабанный 1,5х3,5	шт.	22	220	4840	145,2	4985,2	498,52	65,8	5549,52	554,952	6104,472
Итого:						697944,5	69794,45	9260,84	776999,8	77699,98	854699,7

Таблица

1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12
14. Неучтенное (3,50 % от Итого)											29914,49
Итого:											884614,19
15. Подъемно-транспортное оборудование (8,00 %)											70769,13
16. Электрооборудование (5,00 %)											44230,71
17. Вентиляторы, насосы (1,60 %)											14153,82
18. Средства автоматизации (2,00 %)											17692,28
Всего:											1031460

1. Всего - стоимость (франко-приобъектный склад) - суммирование граф 7, 8 и 9.

2. Затраты на монтаж оборудования принимаем 10,00 % от стоимости (франко-приобъектный склад) в зависимости от сложности оборудования.

3. Сметная стоимость - сумма франко-приобъектный склад и затрат на монтаж оборудования.

Таблица 4.4 - Сводная смета на промышленное строительство

№ сметно-фин. расчетов	Наименование частей, объектов, работ и затрат	Сметная стоимость	Общая сметная стоимость, тыс. руб.
		строительно-монтажные работы	оборудование инструмент, инвентарь	прочие затраты
1	2	3	4	5	6
1.	Подготовка территории строительства	33876,65	--	--	33876,65
2.	Затраты на промышленные здания и сооружения	677533	--	2642378,7	3319912
3.	Затраты на электромеханическое оборудование	--	1031460	--	1031460
4.	Затраты на инструмент и инвентарь	--	154719	--	154719
5.	Неучтенные затраты	35570,482	59308,95	132118,93	226998,38
6.	ИТОГО по части 1:	746980,132	1245487,95	2774497,63	4766965,712
7.	Проектные и изыскательские работы	37349,006	62274,395	138724,88	238348,281
8.	Прочие затраты				--
9.	ИТОГО по части 2:	37349,006	62274,395	138724,88	238348,281
10.	ВСЕГО:	784329,138	1307762,345	2913222,51	5005313,993

Пояснения к таблице 4.4:

1. Подготовку территории строительства приняли в размере 5,00 % от затрат на здания и сооружения (таблица 5.2. , гр. 8).

2. Затраты на промышленные здания и сооружения берутся из таблицы 5.2. Данные графы 5 рассчитываются по нормативам (677533·0,52·7,5)

3. Затраты на электромеханическое оборудование приняты из таблицы 5.3.

4. Затраты на инструмент и инвентарь приняты в размере 15 % от затрат на электромеханическое оборудование.

5. Неучтенные затраты приняты в размере 5 % от итогов с первой по четвертой во всех графах.

6. Проектные и изыскательные работы, экспертиза и подготовка кадров принята 5 % от Итого по первой части.

Расчёт эксплуатационных затрат на обогащение сырья. Организация труда и заработной платы

Таблица 4.5 - Баланс рабочего времени на одного рабочего

Показатели	Количество дней	Формулы расчета
Календарное время	365	Т к
Выходные дни	92	Т вых
Праздники		Т пр
Номинальное время	273	Т н=Т к - Т вых - Т пр
Невыхода: по болезни отпуск прочие	2 28 1
Итого:	31	Т нев
Рабочий фонд времени	242	Тр=Т н - Т нев
Коэффициент списочного состава	1,5	k сп. = Т к / Тр

Численность технологических рабочих определяется на основе существующих норм обслуживания машин и механизмов и количества единиц обслуживаемого оборудования. Расчет численности рабочих фабрики сведен в таблицу 5.6.

Таблица 4.6 - Расчет явочной численности рабочих основного производства

Наименование профессий	Норма обслуживания в смену, чел.	Кол-во единиц обслуживания	Кол-во смен в сутки	Общая явочная численность, чел.	Принятая явочная численность, чел./сут.	Разряд
1	2	3	4	5	6	7
1. Дробильное отделение
- машинист питателя	0,24	1	3	0,24	1	3	V
машинист дробилки ККД	0,3	1	3	0,3			V
- машинист грохота	0,1	4	3	0,2	2	6	V
- машинист дробилки КСД,КМД	0,15	4	3	0,6
- дежурный слесарь			3	1	3	IV
- дежурный электрик			3	1	3	IV
- оператор пульта управления			3	1	3	VI
- машинист крана			3	1	3
ИТОГО:					21
2. Отделение измельчения
- машинист ОПМ	0,1	2	3	0,2	1	3	V
- концентраторщик	0,07	2	3	0,14
- машинист мельницы	0,07	8	3	0,56	2	6	V
- машинист гидроциклона	0,007	16	3	0,11
- машинист крана			3	1	3
- дежурный слесарь			3	1	3	IV
- дежурный электрик			3	1	3	IV
- оператор пульта управления			3	1	3	VI
ИТОГО:					21
3.Сгущение
- аппаратчик сгущения	0,1	5	3	0,5	1	3	V
- машинист насосных установок	0,03		3
ИТОГО:					3
4. Склад
- машинист питателя	0,24	6	3	0,96	6
ИТОГО:					6
5. Корпус выщелачивания
- аппаратчик выщелачивания	0,009	105	3	1,2	6	18	V
- дежурный слесарь			3	1	3	IV
- дежурный электрик			3	1	3	IV
- оператор пульта управления			3	1	3	VI
ИТОГО:					27
ВСЕГО:					78

Примечания к таблице 4.6:

Явочная численность в смену определена произведением нормы обслуживания на количество единиц обслуживания, а в сутки еще и произведением на количество смен.

Расчёт фонда заработной платы

Расчет фондов заработной платы основного производства выполнен на основании действующих тарифных ставках, сдельных расценок, отработанного времени или объемов производства.

Расчет представлен в виде табл. 4.7.

Тарифные ставки рабочих:

IV разряд - 35 руб/ч;

V разряд - 40 руб./ч;

VI разряд - 45 руб./ч.

Принятый режим работы 3 смены по 8 часов.

Таблица 4.7 - Расчет штата и фонда заработной платы

№	Наименование профессий	Расчет штата
		Смены	Итого	Коэф. списочного состава	Списочный состав
		I	II	III
1	2	3	4	5	6	7	8
1.	Машинист грохотов и дробилок	2	2	2	6	1,5	9
2.	Машинист ККД и питателя	1	1	1	3	1,5	5
3.	Машинист мельницы и гидроциклона	2	2	2	6	1,5	9
4.	Аппаратчик сгущения и насосных установок	1	1	1	3	1,5	5
5.	Аппаратчик ОПМ и концентраторщик	1	1	1	3	1,5	5
6.	Дежурный электрик	3	3	3	9	1,5	14
7.	Дежурный слесарь	3	3	3	9	1,5	14
8.	Оператор пульта управления	3	3	3	9	1,5	14
9.	Аппаратчик выщелачивания	6	6	6	18	1,5	27
10	Машинист крана	2	2	2	6	1,5	9
Итого:				72		111

Пояснения к таблице 4.7:

Гр. 3, 4, 5 - определяется по нормам обслуживания оборудования и рабочих мест.

Гр. 6 - определяется суммированием данных гр. 3, 4, 5.

Гр. 7 - определяется из баланса рабочего времени рабочих.

Гр. 8 - списочный состав: А сп = А яв · К сп.; определяется умножением данных гр. 6 на гр.7.

Гр. 9 - определяется умножением данных гр.6 на количество дней работы предприятия в году в зависимости от режима работы предприятия.

Гр. 10 - Тарифные ставки принимаются действующие на момент расчета из практики работы обогатительных фабрик, перерабатывающих соответствующее сырье.

Гр. 11 - определяется умножением данных гр. 9 на гр.10.

Гр. 12 - принимается в соответствии с существующим положением для каждой отрасли в % от гр.11 на 100 % плана -50,00 %.

Гр. 13 - доплаты за работу в ночное время и в праздничные дни в % (по расчету) от гр. 11 -40,00 %.

Гр. 16 - принимается в % от основной зарплаты, % дополнительной зарплаты принимается по расчету в зависимости от режима работы фабрики (отделения) - 10,00 %.

Гр. 17 - суммирование Гр. 16 и Гр. 15.

Гр. 18 - Всего з/п. с учетом район, коэффициента (районный коэффициент равен 50%), Гр. 17 умножаем на 1,5.

Пояснения:

Основной оклад в месяц (гр. З) принят согласно штатного расписания аналогичного предприятия.

Годовой фонд заработной платы определен путем перемножения данных граф (2 3) 12 мес.

Годовой фонд заработной платы с учетом районного коэффициента определен путем перемножения годового фонда заработной платы на районный коэффициент (50 %).

Расчеты данной таблицы используются в цеховых расходах.

Производительность труда определена по формуле:

, т/чел;

Таблица

Расчет фонда зарплаты
Потребное кол-во чел. смен на год	Тарифная ставка, руб.	Тарифный заработок, руб.	Доплаты	Общий фонд основной з/п., руб.	Дополнительная з/п., руб.	Всего основной и дополнительной з/п., руб.	Всего з/п. с учетом район, коэффициента, руб.
			Премии	Прочие доплаты	Всего доплат
9	10	11	12	13	14	15	16	17	18
2190	320	700800	350400	280320	630720	1331520	133152	1464672	2197008
1095	320	350400	175200	140160	315360	665760	66576	732336	1098504
2190	320	700800	350400	280320	630720	1331520	133152	1464672	2197008
1095	320	350400	175200	140160	315360	665760	66576	732336	1098504
1095	320	350400	175200	140160	315360	665760	66576	732336	1098504
3285	280	919800	459900	367920	827820	1747620	174762	1922382	2883573
3285	280	919800	459900	367920	827820	1747620	174762	1922382	2883573
3285	360	1182600	591300	473040	1064340	2246940	224694	2471634	3707451
6570	320	2102400	1051200	840960	1892160	3994560	399456	4394016	6591024
2190	320	700800	350400	280320	630720	1331520	133152	1464672	2197008
ИТОГО:									25952157

Таблица 4.8 - Расчет численности и фонда заработной платы административно-управленческого персонала

Наименование цехов, отделов служб и должностей	Кол-во человек по штату	Основной оклад в месяц, тыс. руб.	Годовой фонд зарплаты, тыс. руб.	Годовой фонд зарплаты с учетом районного коэф., тыс. руб.
1	2	3	4	5
1. Директор фабрики	1	42	504	756
2. Главный инженер	1	38	456	684
3.Главный технолог	1	33	396	594
4. Гл. механик	1	33	396	594
5. Гл. энергетик	1	33	396	594
6.Начальник планового технологического отдела	1	21	240	360
7. Инженер по ОТ и ТБ	1	18	216	324
8. Главный бухгалтер	1	21	252	378
9.Менеджер по снабжению и сбыту	1	21	252	378
10.Секретарь директора	1	11	132	198
11.Начальники отделения	4	23	1104	1656
12. Мастер смены	3	16	576	864
13. Механик	1	14	168	252
14. Энергетик	1	14	168	252
Итого:	19	338	5256	7884

П - уровень производительности труда;

Q - годовой объём переработанного сырья (произведенного концентрата).

Производительность труда на одного рабочего:

т/год.

Производительность труда на одного трудящегося:

тыс.руб.чел.

Расчёт потребности вспомогательных материалов

Удельные нормы расходов материала определены на основе технологической части проекта. Нормы расхода дробящих тел, футеровки, мельничные шары и т.д. приняты по данным практики работы предприятия, перерабатывающих аналогичный состав сырья.