Сердцевину любой экономики составляет производство. Без производства не может быть потребления, именно предприятию выпускают продукцию, выполняют работы и услуги, т е
Download 0.57 Mb.
|
1 2
Bog'liqbibliofond.ru 779426
- Bu sahifa navigatsiya:
- Расчет заработной платы АУП
- Отчисления в пенсионный фонд составляют 10%
|
ВВЕДЕНИЕ Сердцевину любой экономики составляет производство. Без производства не может быть потребления, именно предприятию выпускают продукцию, выполняют работы и услуги, т.е. создают основу для потребления и приумножения национального богатства. Вся история развития общественного производства свидетельствует и доказывает, что наиболее эффективно предприятия функционируют в условиях цивилизованного рынка, для которого характерны наличие различных форм собственности, здоровая конкуренция, свободное ценообразование, наличие развитой рыночной инфраструктуры, преимущество потребителей по сравнению с производством и другие необходимые атрибуты. Основной задачей предприятий является производство необходимой обществу продукции при наиболее эффективном использовании производственных ресурсов, находящихся в распоряжении предприятий. В круг вопросов организации основного производства входят также установление режимов работы отдельных участков производства, содействующих полной отдаче основных фондов. Организация производства решает и вопросы организации труда и заработной платы, определяет потребные виды услуг вспомогательных производств и ритмичность их осуществления, а также способы количественного и качественного учёта выполненных работ. Эффективность действующей организации производства проявляется в конечных результатах, отражаемых в технико-экономических показателях. Основное производство на предприятиях цветной металлургии отличается большим разнообразием видов выпускаемой продукции, технологией и техникой её получения, характером перерабатываемого сырья. Вместе с тем имеются общие закономерности и принципы, в соответствии с которыми решаются такие стороны организации производства, как управление качеством продукции, организация технического производства. Стратегическими направлениями в повышении технического уровня обогащения руд цветных металлов являются: более полное извлечение металлов, для чего значительно увеличатся объёмы предварительного обогащения руд в тяжёлых суспензиях, внедрение крупного дробильного оборудования, обеспечивающего высокую степень дробления руды и крупного флотационного оборудования. 1. АНАЛИТИЧЕСКИЙ ОБЗОР 1.1 Современные направления в развития измельчения Измельчение полезных ископаемых - это один из наиболее важных процессов в обогащении и перерабатывающей промышленности. На горно-обогатительных комбинатах на него тратится 5-20 % всей электроэнергии мира. При стандартной рудоподготовке измельчение осуществляют преимущественно в шаровых мельницах в три стадии. Около 14 % руд стран СНГ перерабатываются по технологии самоизмельчения, однако ожидаемые экономические преимущества от их использования в полной мере не достигнуты. Более эффективным является комбинированное измельчение и полусамоизмельчение, которые повышают массовую долю железа в концентрате на 0,3 %. Среди последних разработок - усовершенствованные шаровые мельницы с низким уровнем слива и повышенной на 14 % удельной производительностью. В целом на процессы измельчения приходится 50-70 % общих капитальных и эксплуатационных затрат и наибольшие затраты металла. Основной причиной этой ситуации является доминирование традиционных барабанных мельниц с недостаточно удовлетворительными металлоемкостью, эффективностью, удельными производительностью, площадью и объемом производственных зданий, а также повышенным расходом измельчающих тел и футеровок. Большое значение приобретают вопросы поиска новых путей ресурсосбережения, направлений интенсификации и повышения эффективности процессов измельчения, разработка нового оборудования со сниженными приведенными затратами. Одним из основных направлений является критический анализ преимуществ и недостатков существующего измельчающего оборудования с целью выявления возможностей дальнейшего улучшения его показателей, в том числе благодаря оптимизации конструкции и технологических схем применения, режимов измельчения и автоматического управления. Среди перспективных - научное обоснование современных принципов эффективного разрушения и разработка для их практической реализации нового типа барабанных мельниц, которые сохраняют преимущества существующего оборудования и лишены его недостатков. Замена простых шаровых мельниц на большообъемные привило росту производительности, эффективности процесса измельчения, сократилось занимаемая площадь, увеличилась тонкость продукта -0,074 мм. . Научно-исследовательские работы в указанном направлении осуществлялись ведущими проектными, научными и производственными объединениями и организациями, а также промышленными предприятиями. Экспериментальные мельницы большого типа испытаны в современных обогатительных фабриках. Измельчению подвергали различные рудные и нерудные материалы. Полученные результаты подтвердили перспективность промышленного использования этого типа мельниц, особенно при необходимости получения тонких продуктов. В перспективе - возможности обоснования принципов интенсификации измельчения и ресурсосбережения, усовершенствование технологии процесса измельчения и изучение конструктивных особенностей перспективных ресурсосберегающих мельниц, усовершенствование технологии разрушения и изучение ее закономерностей при измельчении и самоизмельчении различных материалов. Рассмотрены также вопросы энергетической и технологической эффективности традиционных и больших шаровых мельниц, приведены принципы автоматизации процессов работы мельниц, данные по определению их основных размеров, статистически обоснованные модели энергетических и технологических показателей и рекомендации по использованию новых мельниц. Характерная особенность циклов измельчения современных фабрик -широкое использование гидроциклонов, размеры которых с целью сохранения высокой эффективности классификации независимо от производительности фабрики. Совершенствование конструкции гидроциклонов (например, за счет спирального ввода питания) и расширение ассортимента новых видов износостойких материалов (керамика, специальные резины, полиуретаны и др.), применение насосов с регулируемой частотой вращения и систем автоматизации позволяют значительно увеличить сроки гидроциклонов и технологических показатели их работы. Для улучшения классификации в циклах измельчения рекомендуется: применять несколько гидроциклонов, установленных параллельно; использовать для питания гидроциклонов насосы с регулированием их оборотов; применять спиральные классификаторы перед доизмельчением, для того чтобы увеличить эффективность измельчения. 1.2 Характеристика сырья Шатыркульской группы месторождения Руды Шатыркульского месторождения комплексные. На Шатыркульском месторождении выделены два основных вида руд: 1).Кварцево-карбонатные жильные руды. ).Оруденелые граниты - интрузив с мелкими прожилками рудных минералов и сопровождающих их прожилками кальцита и кварца. Доли участия в рудных телах основной рудной зоны кварцево-карбонатных руд составляет 47% и гранитных руд - 53%. Основными наиболее распространенными минералами кварцево-карбонатных руд является кварц, кальций, магнитит, гематит и халькопирит. В зависимости от преобладания в руде тех или иных минералов, кварцево-карбонатные руды подразделяются на кварцево-магнетитовые и кальцито-халькопиритовые. Кварцево-магнетитовые руды - темно - серые до черных руды с массивной текстурой осложненной сетью прожилков, заполненных кальцитом и халькопиритом. Главными минералами являются магнетит и кварц, затем халькопирит, хлорид, молибденит и уранинит. Кальцито-халькопиритовые руды - светлой, розовой и зеленоватой окраски. Текстура массивная, полосчатая, осложненная сетью секущих прожилков. Главные минералы - кальций, халькопирит, гематит и кварц, сопровождающие - пирит, магнетит, молибденит, хлорид, серицид. Оруденелые граниты подразделяются на две разновидности: а) красные оруденелые граниты с магнетитовой минерализацией б) зеленоватые серицитизированные оруденелые граниты с сульфидной минерализацией. Вещественный состав гидротермальной минерализации в обоих разновидностях идеентичен. Основное практическое значение на Шатыркульском месторождении имеют сульфидные руды. Количество окисленных руд около 5%. Глубина распространения зоны окисления 40 - 100м. К окисленным относятся руды с содержанием окисленной меди более 20%. Основными минералами сульфидных руд являются: магнетит, халькопирит, кальцит, кварц, серицит, хлорид. Минеральный состав руд зоны окисления: лимонит, хризоколла, малахит, кальцит. Согласно Стандарта организации «Руда медная Шатыркульская» СТ ТОО 40438373-244-2006 содержание меди в Шатыркульской руде и плановое извлечение меди в концентрат должны соответствовать таблице.
Химический состав руды,%
Крепость пород и руд по шкале Протодьяконова составляет 10-12, объемный вес 3,14. 2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ .1 Процесс измельчения Измельчение является подготовительным процессом при обогащении и гидрометаллургической обработке руд. В процессе измельчения происходит не только уменьшение размеров руды, но и высвобождение зерен, раскрытие сростков ценных минералов друге другом и с сопутствующими минералами. После измельчения руда выходит с dмакс=0,1 -0,05 мм. Степень сокращения при измельчении составляет около 2·102. При измельчении необходимо не только раскрыть сростки, но и получить оптимальный гранулометрический состав, который определяется по зависимости извлечения частиц от их крупности (рисунок 2.1). Эта зависимость имеет аналогичный вид для всех разделительных аппаратов в любом методе обогащения. Для каждого аппарата и метода обогащения всегда существуют свои диапазоны оптимальной крупности (1) и диапазоны крупности, в которых извлечение заметно снижается (2 и 3). Потери мелких частиц возрастают вследствие преобладания для них хаотических сил над силами порядка, а для крупных - вследствие недораскрытия и преобладания силы тяжести над специфическими силами, под действием которых происходит разделение. В этом диапазоне крупности нивелируется различие частиц в плотности, в магнитных, электрических и флотационных свойствах. Рисунок 2.1. Зависимость измельчения от их крупности Измельчение производится в барабанных, центробежных, вибрационных и струйных мельницах. В черной и цветной металлургии распространение получили мельницы барабанного типа, которые могут быть шаровыми, стержневыми, рудно-галечными и самоизмельчения. Стержневые и шаровые мельницы с разгрузкой через решетку применяются в первых стадиях измельчения, а шаровые с центральной разгрузкой - для получения окончательного тонкого помола (рисунок 2.2). а - с центральной разгрузкой: 6 - с разгрузкой через решетку (1- пустотельный барабан, 2 - футеровка; 3- подшипники; 4 и 7 - пустотельные- цапфы; 5 - подшипники скольжения; 6 - венцовая шестерня; 8 - решетка; 9 -лифтеры, 10 -распределительный элемент). 2.2 Схемы измельчения Схемы измельчения характеризуется большим разнообразием по числу стадий, характеру технологического процесса, числу и назначению операций классификации. Выбор схемы измельчения, наиболее рациональной для данной руды и объекта в целом, определяется: конечной (промежуточной) крупностью измельчения руды, позволяющей при оптимальных условиях флотации (по реагентному режиму, плотность пульпы, типу флотационных машин и др.) получить отвальные хвосты и черновой (монометаллический или коллективный) концентрат; вещественным составом и физическими свойствами руды (крупностью и характером вкрапленности минералов, крепостью и измельчаемостью, наличием первичных шламов и склонностью к переизмельчению, формой и трудностью или легкостью разрушения крупных фракций дробления руды в начале процесса измельчения); наличием в руде благородных металлов; производительностью фабрики; стоимостью электроэнергии и измельчающей среды. Совокупность перечисленных факторов определяет также стадиальность схемы измельчения и необходимость включения в нее межцикловых операций обогащения (пенной сепарации, флотации, гравитации), аэрации и выделения первичных шламов. Оптимальную конечную и промежуточную (по стадиям) крупность измельчения выбирают на основании зависимости показателей обогащения от крупности измельчения руды. Условно различают крупное (45-55 % - 0,074 мм), среднее (55-85 %) и тонкое (более 85 %). Схемы измельчения в барабанных мельницах с применением в качестве измельчающей среды стальных стержней и шаров находят наибольшее применение на действующих фабриках и продолжают быть основными при проектировании и строительстве новых фабрик. 2.3 Разделительный процесс и оборудования при измельчении Классификация - это процесс разделения частиц по классам крупности, в основе которого лежит использование различий в скоростях падения частиц различного размера и плотности в жидкой или воздушной среде. Наибольшее распространение получили только три классифицирующих аппарата: спиральный классификатор, гидроциклон и гидравлический сепаратор. Спиральный классификатор состоит из корыта 2 и спирали 3, которая может быть частично или полностью погруженной в пульпу. Слив мельницы поступает в корыто длиной l классификатора в точку, которая находится на одной трети от сливного порога. Минеральные частицы во время перемещения потоком пульпы в сторону слива постепенно осаждаются. Не успевшие осесть мелкие частицы сливаются через сливной порог, а осевшие более крупные сгребаются спиралью вверх по наклонному днищу корыта к пековому отверстию, через которое разгружаются в мельницу. В классификаторах с погружной спиралью осаждение происходит в более спокойной среде, и получается более тонкий слив. Спиральные классификаторы бывают одно- и двухспиральные, диаметр спирали может достигать 5 м, а длина корыта доходить до 15 м, поэтому классификаторы занимают большую производственную площадь. Они малопроизводительны, несмотря на свою простоту и небольшие эксплуатационные расходы, их стараются заменить на более производительные гидроциклоны. Гидроциклон состоит из цилиндрической 1 и конической 2частей (угол конусности 10-20°), питающего 3, сливного 4 пескового патрубков. Последний снабжен сменной песковой насадкой 5(рисунок 2.4). Разгрузка мельницы насосом под давлением 0,2-0,3 МПа подается через питающий патрубок в гидроциклоне. Поток при этом закручивается, так как питающий патрубок расположен по касательной к цилиндрической части. Под действием центробежных сил тяжелые и крупные частицы концентрируются у стенок, а мелкие по центральной части гидроциклона выносятся в сливной патрубок. Крупные частицы сползают под действием сил тяжести по стенкам гидроциклона и разгружаются через песковую насадку. В вершине конуса в режиме классификации возникает разряжение, в результате чего в гидроциклон засасывается воздух, который в виде столба определенного диаметра уходит вместе со сливом. Таким образом, частицы и элементы жидкости одновременно движутся в трех (по радиусу, по касательной и по оси) направлениях в среде с переменной плотностью и вязкостью. Как правило, плотность пульпы увеличивается в направлении к стенкам и вниз. Кроме того, величина и направление действия сил зависят от координаты точки их приложения. С повышением давления крупность граничного зерна уменьшается, если песковое отверстие не перегружается. В противном случае увеличивается выход слива и в него выносятся более крупные частицы. Увеличение плотности питания сопровождается ростом плотности слива и его крупности. При содержании твердого в питании более 70% процесс классификации полностью нарушается. При работе гидроциклона на крупнозернистой пульпе содержание твердого в песках выше и крупность слива больше, чем при работе на тонкозернистой пульпе при прочих постоянных условиях. 3. Расчеты технологического процесса Производительность обогатительной фабрики по руде Qф.г=7 млн т в год. Определим часовую производительность отделения измельчения: Qф.ч= Qф.г/ Nmn·KB·KH= Qф.г/ tk·KB·KH (3.1) где Qф.ч- часовая производительность оборудования отделения измельчения, т/ч; Qф.г- годовая производительность фабрики, т/год; tk- расчетное время обслуживания оборудования технологическим персоналом, ч. tk= Nmn= 365·3·8=8760ч. (N - число рабочих дней в году -365 m - число рабочих смен в сутки - 3 n - число рабочих часов в смене - 8). KB- коэффициент использования оборудования,KB=0,8; KH- коэффициент неравномерности питания, принимаем KH=0,95 т/ч. Qф.ч=7000000/8760·0.8·0.95=607т/ч. 1051 т/ч 3.1 Расчет качественно-количественной схемы Рассчитать двухстадиальную схему измельчения с замкнутым циклом во второй стадии. Исходные данные для расчета Q1= 607 т/ч; b8-74 = 60%; Задаемся по чертежу проекта «Механобр»: соотношение объемов мельниц по стадиям m=VII/ VI= 82/60=1,37 удельная производительность по вновь образованному расчетному продукту в каждой стадии K=qII-74 /qI-74 = 0.94/1.35=0.70 объемы VII и VI- по каталогам, чтобы отношение мощностей приводов мельниц /NI= 1,5/2,0. По проекту NII/NI=2500/2000=1,25=VII/ VI= 82/60=1,37 Iстадия измельчения Определение содержания расчетного класса в продукте разгрузки мельницы Iстадии. b8-74 = b1-74 + (b8-74 -b1-74)/ (1+Km)= 0,05+(0,60-0,05)/(1+0,70*1,91)=28 Дальнейший расчет должен быть аналогичным расчету одностадиальной схемы с совмещением операций предварительной и поверочной классификации. Исходные данные: Q1; b1; b3= b3I=b3II; b7 При установленном процессе Q1 =Q7;Q5 =Q6 Необходимо определить производительность по всем продуктам . Определяем значений Q4IиQ3I Q3I= Q1 - Q4I Потаблицеbu1-74-25 ®buI-14,3 b-74с31 - 45 ®bIс31- 27,75 gс 1 = g131 = bIuRс- bIсRn/ bIс (Rс -Rn) где gс 1 и gn 1- выход соответственно слива и песков от операции; Rс и Rn- Ж:Т по массе в продуктах; bIuи bIс - содержание тонкого класса соответственно в исходном продукте и сливе. gс 1 = 14,3·1,38-27,75-0,25/27,75(1,38-0,25)=0,41 Q31= Q1·g3 1 = 607·0,41=249 gn 1 = 1,38(27,75-14,3)/27,75(1,38-0,25)=0,59 Q41= Q1·g4 1= 607·0,59=358 Q41= Q1 -Q3 1 = 607-249=358 Определяем Q3 и Q8 b7-74=60 ®bI7 = 39,5 Q3 = Q1 ·bI7 (R7 -R 8)/bI3R7 -bI7 R 8 =607·39,5(2,33-0,43)/27,75·2,33-39,5·0,43= 950 Q8= Q3- Q7 = 950-607=343 Определяем Q4II;Q4; Q5;Q6 и Q3II Q4II+ Q8 =Q1 ·g1n* Сопт- Q1 · b7-b1 / b7- 0,05·Сопт Q4II=Q1 ·b7-b1 / b7- 0,05·Сопт- Q8 = 607·0,60-0,25/0,60-0,05·2,0-303=432 Q4 = Q4I+ Q4II=358+432=796 Q5 = Q6 = Q4+ Q8 = 796+343=1139 Q3II=Q3-Q3I= 950-249=701 Q2 = Q1+ Q6 = 607+1139=1746 Определяем содержание расчетного класса в продуктах 8, 6, 2 и 5. Q3b3 = Q7b7 + Q8b8 b8 = Q3b3 - Q7b7 / Q8 b8 = 950·45-607·60/343=18 b8 =18 b1+ Q6b6 = Q3b3 + Q4b4= Q3b3 + Q4b4 - Q1b1 / Q6 = 950·45+796·10-607·25/1139= 30= 30 b2 = Q1b1 + Q6b6 b2 = Q1b1 + Q6b6 / Q2 b2 = 607·25+1139·32/1746=30 b2 =30 b5 = Q4b4 + Q8b8 b5 = Q4b4 + Q8b8 / Q5 b5 =796·10+343·20/1139=13 b5 =13 Находим выхода продуктов, %: gn= Qn/Q1 ·100 g1 = Q1/Q1 ·100= 607/607·100=100; g2= Q2/Q1·100= 1746/607·100=288; g3= Q3/Q1 ·100=950/607·100=157; g4= Q4/Q1 ·100=796/607·100=131; g5= Q5/Q1 ·100=1139/607·100=188; g6= Q6/Q1 ·100=1139/607·100=188; g7= Q7/Q1 ·100=607/607·100=100; g8= Q8/Q1 ·100=343/607·100=57. 3.2 Расчет водно-шламовой схемы, баланс воды Задаем содержаний твердого, %: Т1= 70; Т3= 42; Т4 = 80; Т6= 76;Т7= 30;Т8 = 70. Находим отношение жидкого к твердому по массе в продуктах: R1 = 100-Т1 /Т1 = 100-70/70=0,43; R3 = 100-Т3 /Т3 =100-42/42=1,38; R4= 100-Т4 /Т4 =100-80/80=0,25; R6= 100-Т6 /Т6 =100-76/76=0,31; R7= 100-Т7 /Т7 =100-30/30=2,33; R8= 100-Т8 /Т8 =100-70/70=0,43. Определяем содержаний твердого по уравнениям,%: Q5R5=Q4R4 +Q8R8 R 5= Q4R 4 + Q8R 8/ Q5 R 5= 796·0,25+343·0,43/1139=0,26 R 5=0,26 Т5 =1/1+ R 5 = 1/1+0,26=0,72 0,72·100=72% Т5 =72% Q2R 2= Q3R 3 + Q4R 4 R 2=Q3R 3 +Q4R 4 /Q2 R 2= 950·1,38+796·0,25/1746=0,86 R 2=0,86 Т2=1/1+ R 2 =1/1+0,86=0,52 0,52·100=52% Т2=52%. Определяем количество воды в операциях или в продуктах, м3: = QnRn WI=QIRI =607·0,43=261 W1=Q1R 1= 607·0,43=261=Q2R 2=1746·0,86=1502=QIIRII =1497·0,87=1502=Q3R 3=950·1,38=1311=Q4R 4=796·0,25=199=Q5R 5= 1139·0,26=296I=QIIIRIII =1139·0,26=296= Q6R 6 =1139·0,31=3537= Q7R 7 =607·2,33=1414 W8= Q8R 8 =343·0,43=147 3.2.1 Вспомогательная таблица для расчета шламовой схемы Таблица 3.1. Вспомогательная таблица для расчета шламовой схемы
Определяем объем пульпы в продуктах, м3: Vn= Qn(Rn+ 1/r), r= 3,4 г/см3 V1 = Q1 (R 1 + 1/r)= 607(0,43+1/3,4)=522 V2 = Q2 (R 2 + 1/r)=1746(0,87+1/3,4)=2043 V3 = Q3 (R 3 + 1/r)=950(1,38+1/3,4)=1596 V4= Q4 (R 4 + 1/r)=796(0,25+1/3,4)=438 V5= Q5 (R 5 + 1/r)=1139(0,30+1/3,4)=683 V6= Q6 (R 6 + 1/r)=1139(0,30+1/3,4)=683 V7= Q7 (R 7 + 1/r)=607(2,33+1/3,4)=1596 V8= Q8 (R 8 + 1/r)=343(0,43+1/3,4)=250 3.2.2 Баланс воды Таблица 3.2. Баланс воды
На фабрике применяется оборотная вода их хвостохранилища. Всего: - поступает в технологию åWI+ åL= 1958+1225=3183 м3 выходит åWК = 3183 м3 расход общей воды: åL=åWК - åWI= 3183-1958=1225 м3 расход на 1т руды: åL/ Q1 = 1225/607=2 м3 общее потребление 2·1,15=2,3 м3 т на измельчение. 3.3 Выбор и расчет оборудования для измельчения Для создания условий эффективной работы измельчения стержневой мельницы в открытом цикле необходимо, чтобы отношение общего приведенного объема барабанов шаровых мельниц к приведенному объему барабана стержневой мельницы было не менее 1,5/2. Так как потребляемые мельницами мощности пропорциональны объемами их барабанов, таким образом для эффективной работы измельчения стержневой мельницы в открытом цикле необходимо, чтобы отношение Nm/Ncбыло не менее 1,5/2. Этим соотношением необходимо руководствоваться при выборе размеров и числа сопряженных стержневых и шаровых мельниц. В проекте, предусматривающем установку в первой стадии измельчения стержневых, а во второй стадии - шаровых мельниц, расчет мельниц удобнее вести по методу эффективности измельчения. Стержневая мельница и сопряженные с ней шаровые мельницы рассматриваются как один измельчающий агрегат с установочной мощностью. N = Nc+Nm, кВт Расчет мельниц по эффективности измельчения Выбрать размер мельниц подсчитать необходимое их число для измельчения в две стадии 526 т/ч от 20мм до крупности 60% -0,074мм(bк =60%). Содержание класса -0,074мм в исходной руде bu=5%. Каждая мельница потребляет мощность 500кВт и дает производительность 125т/ч при питании рудой 0-20мм(bu=5% - 0,074мм) и содержании расчетного класса в конечном продукте 60% (bк =60%). Определение эффективности измельчения мельниц по вновь образованному классу -0,074мм: е 1,2 =Q1(bк-bu) /N1+ N2+ N3/2, где е 1,2- эффективность измельчения проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, Т/(кВт ·ч). N1,N2,N3/2, - потребляемая мельницей мощности кВт е 1,2 =125(0,60-0,05)/500+500+250=0,055 т/(кВт ·ч). Определение производительности мельниц, ·5500мм QМ = (2000+2500)·0,055/0,60-0,05=450 т/ч ·6000мм 3.3.3 определяем расчетного числа мельниц n = Q1/ Qm=607/450=1,3 (2 ед) Таблица 3.3. Установки мельниц по основным показателям
Выдержано условие эффективной работы измельчения стержневой мельницы в открытом цикле сопряжении с шаровой мельницей во IIстадии измельчения: ш/Vс=82/60=1,37 Nш/Nс=2500/2000=1,25 Удельная производительность стержневой мельницы 607/60=10т/ч ,не превышает 8-10 т/ч · м3 , транспортирующая способность стержневой мельницы не ограничивается. 3.4 Выбор и расчет оборудования для классификации .4.1 Расчет спирального классификатора Q слив -950т/ч на 2 секции®950 т/ч на 1 секцию Q пески -796т/ч на 2секции®796т/ч на 1 секцию Крупность слива b-74 = 45®0,375мм Плотностт руды r= 3,4 г/см3. Для классификатора с непогруженной спиралью диаметр спирали классификатора: D= -0,08+0,103ÖQ/mabcd, м, где Q - производительность по сливу, т/сут; m- число спиралей a и b - поправочные коэффициенты на крупность слива(таблица 42 «Проектирование обогатительных фабрик» К.А. Разумов, В.А. Перов) и плотность материала cи d - поправочные коэффициенты на плотность слива (таблица 43 «Проектирование обогатительных фабрик» К.А. Разумов, В.А. Перов) и на содержание первичных шламов. a=2; b=1; c=1; d=1. D= -0,08+0,103Ö950·24/2·2·1·1= 4,3м. Принят классификатор D=3м; L=12,5м; В=6,3м; n=1,5 об/м; m=2 Производительность классификатора по пескам Q=135· m· b·n·D3 где n - скорость вращения спирали. Q=135·2·1·1,5·33=10935т/с Производительность классификатора по пескам по расчету - 796т/ч Производительность выбранного классификатора - 10935/24= 456т/ч. Действительная производительность классификатора по сливу измельчение руда месторождение шламовый Q=mabcd (94·32+16 D)= 2·2·1·1·1(94·32+16·3)/24=149т/ч Так как классификатор не удовлетворяет по производительности по пескам, к установке принимается два классификатора. 3.4.2 Расчет гидроциклона Гидроциклоны - основные аппараты для гидравлической классификации, используемые на обогатительных фабриках. Из многочисленных конструкций гидроциклонов на разных обогатительных фабриках применяют главным образом цилиндроконические с углом конусности 200. Условия работы гидроциклона: Максимальная крупность зерна в сливе при содержании -0,074 мм 60% 0,24мм; Производительность по исходному питанию - 1139/1 на 1 секцию; По сливу - 950 т/ч на 1 секцию; по пескам - 796т/ч на 1 секцию. соотношение Ж:Т в сливе - 2,33:1 (30% твердого) в песках - 0,43:1 (70% твердого) в питании - 1,38:1 (42% твердого) Плотность руды - 3,4 г/см3 3.4.3 Определение максимального диаметра гидроциклона Dш=0,38 (Ñ/d)2 SM (r - r0) ÖH / bu, где Ñ - диаметр отверстия пескового насадка, см; d - диаметр отверстия шламовогонасадка , см; SM - максимальная крупность зерна в сливе гидроциклона, мк; r и r0- плотность твердой фазы и жидкой фазы, г/см3 H - давление пульпы на входе в гидроциклон, кг/см2 ; H=0,5кг/см2 bu- содержание твердого в исходном питании гидроциклона, % Ñ/d - 0,5- 0,6 Dш - 0,38·0,52·2402(2,7-1)Ö0,5/42=157см. Ближайший наименьший размер гидроциклона 1000мм . dn175-320мм (пит) d - 200-400мм (шлам) Ñ - 60-150мм (песк) a - угол конусности 200 3.4.4 Определение производительности гидроциклона V= 5/(0,08D+2)/0,1D+1 КadndÖgH где D - диаметр гидроциклона, см; Кa- поправка на угол конусности гидроциклона, вычисленная по формуле: Кa= 0,79+0,044/0,0379+tga/2=1 g - ускорение силы тяжести. g= 9,81 м/сек2 V= 5/(0,08·100+2)/0,1·100+1·1·15·16·Ö9,81=7128 Определение потребного числа гидроциклона Минутный дебит пульпы Vш =Q(R +1/r)/1440=950·24(1,38+1/3,4)/1440=26 м3/мин= 26000л/мин. n=Vш/Vx= 26000/7128=3,6 4 гидроциклона на секцию Далее проверяется нагрузка на песковый насадок: qпеск=4∙Qпеск/π∙Δ2∙nгц, где Qпеск - производительность операции по пескам, т/ч; Δ - диаметр пескового насадка, см; nгц - принятое количество гидроциклонов, шт. Значение qпеск должно быть в диапазоне 0,5 ÷ 2,5 т/ч∙см2. Проверка гидроциклона на удельную нагрузку по пескам -qпри Ñ/d=0,5 Расчетный диаметр отверстия песковой насадки Ñ= 0,5 d=0,5·32=16см. Величина нагрузки на песковый насадок составила: qпеск =4∙796/3,14∙162∙4=0,99 т/ч∙см2. Удельная нагрузка по пескам должна быть в пределах 0,5-2,5 т/см2·ч 4. Экономическая часть .1 Исходные данные для расчетов Участок измельчения перерабатывает руду для дальнейшего перерабатывания и извлечения полезных ископаемых. В год перерабатывается 3800000 тон руды. Калькуляция цеховой себестоимости продукции, в случае проектируемого участка- измельчения, состоит из следующих статей: сырье и основные материалы; вспомогательные технологические материалы; энергозатраты на технологические цели; основная и дополнительная заработная плата; отчисление на социальное страхование; расходы на содержание и эксплуатацию оборудования; цеховые расходы. 4.2 Расчет годовой суммы амортизации и показателей использования основных фондов Стоимость вовлеченных в производственный процесс средств труда образует основные производственные фонды предприятий, а стоимость предметов труда, участвующих в производстве - оборотные производственные фонды. По назначению и видам основные производственные фонды подразделяются на следующие группы и виды: . Здания и сооружения, создающие условия для осуществления производственных процессов и хранения материальных ценностей, защищающих их от внешних атмосферных воздействий; . Передаточные устройства, в том числе устройства электропередачи и связи, теплосети и другие; . Машины и оборудование; . Инструменты; . Инвентарь; . Прочие основные фонды. При выполнении настоящего дипломного проекта п.п.2-6 сведены в пункт «Оборудование». В процессе производства, а также во время бездействия основные фонды постепенно изнашиваются. Размеры ежегодного возмещения основных фондов определяются исходя из централизованно утвержденных норм амортизации - установленной годовой величины погашения стоимости основных фондов в процентах. Норма амортизации На (%) определяют по формуле NA = (А \ F) × 100; (2.1) где: А - годовая сумма амортизации; F - балансовая стоимость основных фондов. Годовая сумма амортизации составит: А = (F × NA)\100; (2.2) Фактически амортизацию рассчитывают как ежемесячную, как одну двенадцатую годовой нормы, умноженной на балансовую стоимость основных фондов. Одним из показателей повышения эффективности основных фондов является рост фондоотдачи Ft: Ft = Fh: Fp (2.3) где: Fh - товарная, чистая продукция; Fp - прибыль. Повышение уровня использования основных фондов способствуют мероприятия устраняющие простои оборудования по организационно-техническим причинам, в том числе повышение сменности работы, улучшение ремонтного обслуживания и организации материально-технического снабжения, устранение диспропорций в мощностях и быстрое освоение вновь вводимых производств, а также мероприятия, содействующие повышению комплексного использования сырья. Важным экономическим рычагом в использовании основных фондов является плата в государственный бюджет за производственные фонды. В настоящее время основными направлениями повышения эффективности основных фондов приняты их перевооружение и реконструкция. Рассчитанные величины амортизационных отчислений приведены в таблице 2.1. Таблица 2.1. Расчет амортизационных отчислений
Для расчета годовой суммы амортизации необходимо первоначальную стоимость умножить на норму амортизацииÓ А = Пн × На : 100; (2.4) где Пн - сумма первоначальной стоимости; На - норма амортизации. .3 Расчет численности основных рабочих измельчительного отделения участка На предприятиях существует межцеховая, внутризаводская и внутри участковая кооперация труда. При этом должен быть обеспечен учет объема выполненных работ и их качество, устанавливается ответственность за выполнение работ и использование материальных средств. Для расчета численности основных и вспомогательных рабочих проектируемого цеха составим баланс рабочего времени (таблица 2.2). Форма оплаты труда рассматривается как повременная. Повременной называется форма оплаты труда при которой заработная плата работникам начисляется по установленной тарифной ставке или окладу за фактическое отработанное рабочее время. На предприятии действует повременная форма оплаты труда Таблица 2.2. Баланс рабочего времени
Пояснение таблицы 5.3 При графике 4 : 1 количество выходных получаем 91 дня, т.е 34,5% от календарного времени. (365 : 4 = 125 или 365 × 0,345 = 125дня). Для определения эффективного фонда времени нужно от номинального времени отнять плановые невыходыÓ Тэф = Тн - tпл, (2.5) где Тэф - эффективный фонд, Тн - номинальный фонд, tпл - плановые невыходы Тэф= 274-30=244дня Коэффициент перехода от штатного состава к списочному для непрерывного производства определяется по формулеÓ Ксп = Тк / Тэф (2.6) где Ксп - коэффициент перехода от штатного к списочному составу Тк - календарное время Ксп = 365 / 244 = 1,5 Численность рабочих по участку приведена в таблице 2.3 Таблица 2.3. Численность рабочих по участку
4.4 Расчет годового фонда заработной платы основных и вспомогательных рабочих Годовой фонд заработной платы (ФЗП) основных рабочих складывается из заработной платы без учета премиальных, работы в ночное время и праздничные дни, а также доплат за вышеназванные работы. Заработная плата без учета премиальных, работы в ночное время и праздничные дни вычисляется согласно фактическому штатному расписанию следующим образом: Дневная тарифная ставка Rспис Тэф :1000 (2.7) где Тэф- эффективный фонд рабочего времени. Машинист 5-го разряда= 1500 4 244: 1000 = 1464 тыс. тенге Премиальные выплаты основных рабочих составляют 50%, а вспомогательных рабочих 30% от ФЗП. Доплата за ночные часы определяется по формуле: Дн. тарифная ставка · · Rспис·50%=1500· ·4·50%=273,9тыс.тенге Доплата за праздничные дни определяются умножением дневной тарифной ставки на количество праздников в году (10 дней) и на Rяв в сутки: 45тыс.тенге Основная заработная плата определяется суммированием заработка по тарифу, премии, доплат за ночные и праздничные дни:45 тыс.тенге Машинист 5-го разряда: 1464+732+273,9+45=2514,9 тыс.тенге В таблице 5.4 приведен годовой фонд заработной платы по измельчительного участку. Из таблицы видно что годовой ФЗП измельчительного участка составляет: ,1 тыс.тенге Отчисление на пенсионный фонд составляет 10% от ФЗП - 1709,61 Общий фонд заработной платы определяется сложением годового ФЗП и отчисление в пенсионный фонд. ,1+1709,61= 18805,71 тыс.тенге Отчисление на социальное страхование составляет 4 % от ФЗП за вычетом отчислений в пенсионный фонд, т.е: (17096,1-1709,61) 0,04 = 615,46 тыс.тенге Отчисление на социальный налог составляет 11% от ФЗП за вычетом отчислений в пенсионный фонд, т.е: (17096,1-1709,61) 0,11 = 1692,51тыс.тенге Среднемесячная заработная плата основных рабочих определяется делением годового ФЗП основных рабочих на списочную численность и на 12 месяцев. ,7: 21: 12= 44,15 тыс.тенге Среднемесячная заработная плата вспомогательных рабочих определяется делением годового ФЗП вспомогательных рабочих на списочную численность и на 12 месяцев. ,392: 16: 12 = 31,1 тыс.тенге Отчисление на социальное страхование и социальный налог : ,46+1692,51=2307,97 тыс.тен Таблица 2.4. Годовой фонд заработной платы
4.5 Расчет годового фонда заработной платы АУП участка измельчения Для расчета годового фонда заработной платы АУП и служащих участка приведем их количество (таблица 2.5). Годовой фонд заработной платы определяется произведением месячного оклада на число месяцев в году с учетом премиальных выплат согласно фактическому штатному расписанию. Рассчитанный годовой фонд заработной платы АУП приведен в таблице 2.5 Расчет заработной платы АУП:.Начальник цеха - 60 % премииМесячный оклад × процент премии = сумма премии за месяц 700000× 0,6 = 42000тг. (сумма премии) месячная зарплата с премией: оклад + премия = месячная зарплата с премией + 42000 = 112000 тг. Итого годовой фонд заработной платы АУП и служащих составит: ,8 тыс. тенге Отчисления в пенсионный фонд составляют 10%:9052,8× 0,1 = 905,28тыс.тенге Отчисление на социальное страхование составляет 4%: ФЗП - НПФ × 4% (2.8) (9052,8-905,28) × 0,04 = 325,90 тыс.тенге Отчисления на социальный налог составляют 11%: ФЗП - НПФ × 11% (2.9) (9052,8-905,28) × 0,11 = 896,23 тыс. тенге Среднемесячная зарплата АУП составляет ,8: 10 : 12 = 75,44 тыс.тенге Итого отчисления на социальное страхование и социальный налог составляет: ,9+896,23= 1222,13тыс.тенге Содержание аппарата управления цеха составляет: ,8+905,28= 9958,08 тыс.тенге Таблица 5.5. Годовой ФЗП АУП участка измельчения
4.6 Расчет расходов на содержание и эксплуатацию оборудования Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования состоят из следующих статей затрат: амортизация оборудования и транспортных средств; эксплуатация оборудования; текущий ремонт оборудования и транспортных средств. Амортизацию оборудования и транспортных средств находим из таблицы 2.1 (1110,91 тыс. тенге). Затраты на эксплуатацию оборудования составляют 1,5% от их первоначальной стоимости : 11905,49× 0,15 = 1785,82 тыс. тенге Затраты на текущий ремонт оборудования и транспортных средств составляют 4% от их первоначальной стоимости: ,49 х 0,04 = 476,22 тыс.тенге Полученные значения сведем в таблицу 2.6 Таблица 2.6. Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования
4.7 Расчет цеховых расходов Цеховые расходы состоят из следующих статей: содержание аппарата управления цеха; амортизация зданий и сооружений; содержание зданий и сооружений; текущий ремонт зданий и сооружений; охрана труда. Затраты на содержание аппарата управления цеха были рассчитаны в пункте 2.5 (9958,08 тыс. тенге) Затраты на амортизацию зданий и сооружений приведены в таблице 2.1 (11849,09тыс. тенге). Затраты на содержание зданий и сооружений составляют 0,8% от их первоначальной стоимости: 236981,8×0,8%= 1895,85 тыс. тенге Расходы на текущий ремонт зданий и сооружений составляют 1,0% от их первоначальной стоимости: 236981,8× 1,0% =2369,818 тыс. тенге Расходы на охрану труда составляют 10% от общего фонда заработной платы: (18805,71+9958,08)× 10% = 2876,379тыс. тенге Полученные результаты сводим в таблицу 6.7 | |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
1 2