Проектирование обогатительной фабрики для обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения

/

Дипломный проект

Проектирование обогатительной фабрики для обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения

2010 г.

Содержание

Введение

1. Общие сведения о районе строительства обогатительной фабрики

2. Краткая геологическая характеристика Волдинского месторождения

3. Характеристика вещественного состава руд Волдинского месторождения

4. Краткие сведения о геолого-разведочных работах месторождения

5. Практика обогащения флюоритовых руд

6. Выбор и обоснование технологической схем обогащения

7. Обоснование и расчет схемы дробления руды

8. Выбор и расчет схемы измельчения

9. Расчет качественно-количественной схемы измельчения

10. Расчет вводно-шламовой схемы

11. Выбор основного и вспомогательного оборудования

11.1 Расчет и выбор дробилки крупного дробления

11.2 Расчет и выбор дробилки среднего дробления

11.3 Расчет и выбор дробилки мелкого дробления

11.4 Расчет и выбор грохота

11.5 Выбор и расчет флотомашин

11.6. Выбор и расчет мельниц

11.7 Расчет бункера

11.8 Выбор и расчет контактных чанов

11.9 Расчет сгустителя

11.10 Расчет вакуум- фильтров

11.11 Расчет сушилок

12. Вспомогательные службы

12.1 Реагентное хозяйство

12.2 Ремонтно-механическая служба

12.3 Производственный дренаж полов

12.4 Подъемно-транспортные устройства

12.5 Хранение и отгрузка концентратов

13 Специальная часть

14 Экологичность и безопасность проекта

14.1 Экологичность проекта

14.2 Охрана труда и техника безопасности

15. Экономическая часть

15.1 Режим работы, графики сменности, баланс рабочего времени

15.2 Производственная мощность, производственная программа и товарная продукция фабрики

15.3 Численность трудящихся

15.4 Производительность труда

15.5 Заработная плата

15.6 Основные фонды

15.6.1 Стоимость зданий и сооружений

15.6.2 Стоимость оборудования

15.6.3 Амортизация

15.6.4 Структура промышленно-производственных фондов

15.6.5 Эффективность использования основных фондов

15.7 Оборотные фонды

15.8 Себестоимость

15.9 Прибыль и рентабельность

15.10 Определение платы за загрязнение окружающей среды и размещения отходов

15.11 Показатели экономической эффективности

15.12 Технико-экономические показатели

Заключение

Список литературы

Введение

История добычи и применения флюоритовых концентратов насчитывает сотни лет. Известно, что более 120 лет назад флюорит использовался в Читинской области при плавке на сереброплавильных заводах. Несколько позднее флюорит использовался в Читинской области при плавке на сереброплавильных заводах. Несколько позднее флюорит нашел широкое применение в металлургическом производстве, которое обеспечивается высококачественными рудами забайкальских месторождений.

Общие запасы флюоритовых руд Читинской области составляют около 130 млн.тонн, что достаточно для полного обеспечения нужд народного хозяйства России, всех стран СНГ и обеспечения значительных объемов экспортных поставок. Все флюоритовые месторождения относятся к гидротермальным средне- и низкотемпературным типам.

Волдинское месторождение входит в состав Бугутуро-Абагайтуйской группы флюоритовых месторождений, расположенной в пределах юго-восточной части Восточного Забайкалья (степное Приаргунье). Месторождение представлено одним рудным телом, заключающем в себе все подсчитанные запасы руды.

Руды Волдинского месторождения относятся к кварц-флюоритовому промышленному типу. Они характеризуются главным образом, брекчиевыми и в меньшей степени - прожилково-вкрапленными текстурами. Структура их мелко-среднезернистая («сахаровидная») и тонкозернистая («фарфоро видная). Вредные примеси (сульфиды, барит, карбонаты, апатит),содержатся в рудах в весьма незначительных количествах.

Руды месторождения хорошо поддаются обогащению по единой фиотационной схеме с применением обычно используемых промышленностью недефицитных реагентов, таких как кальцинированная сода, жидкое стекло, оминовая кислота. По этой схеме обеспечивается получение из руд Волдинского месторождения флотоконцентрата марки ФФ-95А, при извлечении минерала в него 91-94 %.

1. Общие сведения о районе строительства обогатительной фабрики

Волдинское флюоритовое месторождение расположено в крайней степной юго-восточной части Восточного Забайкалья. В административном отношении оно находится на территории Забайкальского района Читинской области в 40 км к северо-востоку от районного центра и пограничной железнодорожной станции Забайкальск и в 23 км к северо-западу от рудника Абагайтуй.

Месторождение имеет следующие географические координаты: 49⁰ 48• 17” северной широты и 117⁰ 37•11” восточной долготы.

Под территорией района месторождения понимается площадь в 990 кв.м, с севера ограниченная широтой несколько севернее г.Березовая Грива. Южный контур района проходит по государственной границе с КНР и по широте 49⁰ 40. Его восточная граница находится несколько восточнее рудника Абагайтуй, а западная - ограничивается меридианом ст.Мациевская. Район месторождения расположен в пределах Аргунского хребта и его юго-восточных склонов, переходящих постепенно к юго-востоку в Аргунскую депрессию. Аргунский хребет вытянут в северо-восточном направлении. Его водораздельная линия в районе проходит через вершины гор Ихогово (927,3 м), Тавын-Тологой (920,5 м), Березовая Грива (1139,6 м). Хребет сильно расчленен поперечными падями и распадками на систему гор, град и сопок.

По направлению к Аргунской депрессии рельеф постепенно понимается и принимает все более плавные очертания. Центральная часть района характеризуется среднегорным рельефом с различно ориентированными мелкими грядами, разделенными более или менее широкими падями. Относительные превышения вершин-сопок над днищами падей достигают здесь 25-250 мм. Далее к юго-востоку рельеф изменяется на мелко-сопочный вплоть до долины реки Аргунь. Рельеф местности горно степной.

Единственной водной артерией является р.Аргунь, которая протекает в 10 км юго-восточнее района. Здесь она характеризуется чертами типично-старой реки, имеет широкую долину (до 12 км) и сильно меандрирующее русло с целой серией проток, рукавов, озер и стариц. Ширина основного русла реки 25-40 метров.

Климат района, как и всего Восточного Забайкалья, резко континентальный с коротким жарким летом и малоснежной суровой зимой, с большими колебаниями температур в течение года и суток.

Лето в районе жаркое и короткое, наиболее теплым месяцем является июль. Среднемесячная температура его по многолетним наблюдениям составляет +19,4⁰. Зима продолжительная и суровая, обычно малоснежная. Морозный период с отрицательной среднемесячной температурой длится 6-7 месяцев в году. Начинается он со второй половины сентября и продолжается до середины апреля. Наиболее холодный месяц - январь. Среднемесячная температура - 23⁰.

Незначительная толщина снежного покрова и низкие температуры зимой обуславливают весьма глубокое промерзание почвы и сохранение островной многолетней мерзлоты.

Растительный и животный мир района типично степной и представлен немногими видами. Растительность в основном травянистая, только на северных склонах крупных гор и в оврагах можно встретить карликовую березу, боярышник, осину, заросли шиповника.

Описываемый район является сравнительно населенным. Основными отраслями народного хозяйства в районе и его ближайших окрестностях является горно-рудная промышленность и сельское хозяйство мясо-молочного и зернового направления. Большое значение в экономике района имеет железнодорожный транспорт. Все населенные пункты района и его ближайших окрестностей связаны между собой проселочными дорогами, годными для движения автотранспорта в любое время года. Благодаря пологому рельефу местности грунтовые дороги проложены во всех направлениях, в том числе и до Волдинского месторождения.

Снабжения предприятия топливом осуществляется с Харанорского разреза, производительностью 3 млн. тонн бурого угля в год, который находится в 130 км по железной дороге северо-западнее станции Забайкальск.

Все населенные пункты, промышленные предприятия и сельское хозяйство района снабжаются энергосистемой «Читаэнерго».

Водоснабжение поселков района осуществляется из скважин за счет подземных вод.

Местные строительные материалы в районе имеются. Для строительства шоссейных дорог и подсыпки железнодорожного полотна в районе разрабатываются небольшие песчано-гравийные карьеры.

Волдинское месторождение находится в выгодном для его освоения положении. Это подчеркивают следующие обстоятельства:

- расположение месторождения в экономически освоенном районе с развитым сельским хозяйством;

- компактность в размещении месторождений на небольшой площади;

- благоприятные транспортные условия (близость железной дороги, густая сеть автомобильных дорог);

- обеспечение района в достаточном количестве дешевой электроэнергией;

- наличие устойчивых источников водоснабжения.

2. Краткая геологическая характеристика Волдинского месторождения

Рельеф на участке месторождения довольно спокойный. Южный фланг рудного тела находится на водоразделе, но основная по протяженности часть его расположена на северо-восточном склоне слабо выраженной возвышенности. К северу и югу от водораздела наблюдается пологое понижение рельефа. Наивысшая абсолютная отметка на месторождении находится на южном фланге рудного тела и составляет 128,5 м. Максимальное относительное превышение месторождения над днищем пади Данка, расположенной к северу и северо-востоку от высшей точки, составляет 68,5 м. Средний угол наклона склона, на котором расположено месторождение, составляет 5⁰.

Месторождение относится к типу жильных. Рудное тело представлено брекчией гранитоидов на кварц-флюоритовом цементе и сопровождается в различной степени оплавикованными вмещающими породами. Оно выходит на дневную поверхность. Наибольшая глубина распространения промышленного оруднения составляет 380 м (по падению рудного тела). Мощность рудного тела изменяется в широких пределах от 0,25 до 13,44 м, составляя в среднем 2,48 м. Падение его крутое под углами 68-73⁰, средний угол падения 70⁰. Рудное тело имеет плавно-извилистые контуры и выдержанные углы падения. Контакт его с вмещающими породами большей частью нечеткие за счет оплавикования последних. Руды месторождения содержат более 10 % свободного кремнозема, поэтому разработка его производится в силикозоопасных условиях.

3. Характеристика вещественного состава руд Волдинского месторождения

Волдинское месторождение расположено в 28 км к северо-востоку от ст.Забайкальск и в 23 км от рудника Абагайтуй. Детальная разведка месторождения завершена в 1973 г. Месторождение представлено одним рудным телом субмеридионального направления, которое залегает в зоне тектонического контакта ранеепротерозойских гранитоидов с вулканитами поздней юры. Вмещающие породы - граниты. Руды Волдинского месторождения характеризуются простым минеральным составом и относятся к кварц-флюоритовому типу. В соответствии с ЗабНИИ руды этого месторождения могут обогащаться по типовой для флюоритовых руд схеме, состоящей из измельчения исходного материала до 81 % кл - 0,074 мм, основной, контрольной и четырех перечистных операций чернового флюоритового концентрата. Промпродукт первой перечистной операции и контрольной флотации является отвальным. Температура пульпы в основном флотации 25-30⁰С, в перечистных операциях 30-35⁰С. В качестве флотореагентов рекомендовано использовать кальцинированную соду, жидкое стекло и оминовую кислоту. Рекомендованная схема обеспечивает получение флюоритового концентрата марки ФФ-95А с содержанием СаF₂ - 96,81 %; SiО₂ - 2,18%; S - 0,033 %; Р - 0,012 % при извлечении СаF₂ - 91,4 %.

Изучение состава руд Волдинского месторождения и около-рудных изменений вмещающих пород производилось визуально в процессе геологической документации выработок, а также с помощью минералогического, химического, спектрального анализов проб различного назначения.

Руды Волдинского месторождения по минералогическому составу и структурно-текстурным особенностям весьма близки к рудам других флюоритовых месторождений Бугутуро-Абагайтуйской группы (Ново-Бугутурскому, Горинскому, Семилетнему, Шахтерскому и характеризуются довольно простым минералогическим составом. Основу их составляет флюорит (30-35 %) и кварц (60-65 %), в незначительных количествах присутствуют каолинит, слюды (десятые доли %), гидроокислы железа и марганца, карбонаты (десятые доли %), пирит, галенит, сфалерит (сотые доли %). В рудах часто отмечается и материал вмещающих пород: гранитов, порфитов, сланцев и раннего дофлюоритового кварца.

Флюорит слагает примерно третью часть в их руд месторождения. Установлены три генерации флюорита, образовавшиеся в результате проявления различных стадий минералообразования. Флюорит I, имеющий сравнительно небольшое распространение, встречается, главным образом, в прожилково-вкрапленных рудах, в составе обломочного материала кварцевых и кварц флюоритовых брекчий, а также в виде мелких вкраплений в халцедоновидном кварце I - цементе кварцевых брекчий. В прожилково-вкрапленных рудах флюорит I образует вкрапления, гнезда и прожилки, в брекчиях он встречается в виде обломков угловатой и округленно-угловатой форм размером от 0,3 до 10-15 мм, или образует крустификационные каемки вокруг обломков гранитов, порфитов, кварца. Цвет флюорита I - белый, бледно-фиолетовый или зеленоватый. Иногда встречаются бесцветные или полихромные разности (сочетание фиолетовых и зеленоватых тонов). Форма вкраплений флюорита I кубическая или неправильная, в гнездах и прожилках он имеет агрегатное сложение с панидиоморфнозернистой или гипидиоморфнозернистой (по периферии выделений) структурой. Размер зерен флюорита I не превышает 5-7 мм.

Флюорит II наиболее распространен в рудах месторождения по сравнению с флюоритом других генераций и представляет наибольший практический интерес. Он содержится, в основном, в цементе кварц-флюоритовых брекчий, образует в нем почти мономинеральные выделения массивных руд и отмечается также в составе кварцфлюоритовых прожилков в прожилково-вкрапленных рудах и кварцевых брекчиях.

В цементе кварц-флюоритовых брекчий флюорит II выделяется в тесной ассоциации с халцедоновидным кварцем II, совместно с которым он образует кварц-флюоритовый агрегат, характеризующийся частой изменчивостью структурно-текстурного сложения и количественных соотношений флюоритета и кварца. Содержание флюоритета в этом агрегате колеблется от 5-10 до 90-95 %; микроструктура агрегата гипидиоморфнозернистая. Выделения флюорита II в кварце имеют вид неравномерно рассеянной вкрапленности, гнезд или сплошных масс. Размер вкраплений колеблется от тысячных долей мм до 5-7 мм, гнездо до 20-30 мм, сплошных выделений - до 3-5 м по длине (массивные руды). Форма вкраплений флюорита II кубическая или неправильная. С прямыми или прихотливо изогнутыми контурами.

В гнездовых или сплошных выделениях флюорит II представлен мелкозернистой, реже - среднезернистой («сахаровидной») или тонкозернистой («фарфоровидной») разновидностями, окрашенными в белые, светло-серые, бледно-фиолетовые, реже - фиолетовые и зеленые тона.

В «сахаровидном» флюорите обычно наблюдается примесь халцедоновидного кварца (до 5-10 %). Внутренняя структура агрегатов «сахаровидного» флюорита панидиоморфнозернистая, характеризуется прямыми ограничениями зерен, размер которых составляет 0,5-5 мм, иногда 7-8 мм. «Фарфоровидная» разность флюорита II содержит до 10-40 % кварца. Микроструктура ее в основном аллотриоморфнозернистая с прихотливо изогнутыми ограничениями флюорита и кварца, размеры зерен которых колеблются от тысячных долей до 0,5 мм. В «фарфороидном» флюорите часто отмечается полосчатость, обусловненная чередованием полосок с различным содержанием флюорита и кварца. Мощность полосок изменяется от 1-2 до 10-20 мм.

Флюорит II является продуктом заключительной стадии формирования месторождения. Выделения флюорита III незначительны по масштабам, но встречаются во всех типах руд (в прожилково-вкрапленных рудах, в кварцевых и кварц-флюоритовых брекчиях). Флюорит III представлен плотными тонкозернистыми каолит-кварц-флюоритовыми образованиями, заполняющими остаточные пустоты в рудах, тонкими (1-5 мм) мономинеральными прожилками мелкозернистого и тонкозернистого сложения, а также друзовыми агрегатами кубических, реже актаэдрических кристаллов, располагающихся в полостях пустот и трещин.

Кварц наряду с флюоритом играет важнейшую роль в составе руд месторождения. Он выделялся на протяжении всего процесса его формирования. В рудах фиксируется четыре разновидности кварца.

Крупнокристаллический кварц является наиболее ранним (дофлюоритовым) образованием и встречается в виде прожилков мощностью до 5-10 см во вмещающих гранитах и порфитах. Кроме того, он довольно часто распространен в составе обломочного материала кварцевых и кварц-флюоритовых брекчий. Этот тип кварца представлен массивной крупнокристаллической разновидностью серого цвета, содержит редкую мелкую (до 1 мм) вкрапленность пирита, галенита и сфалерита.

Халцедоновидный кварц I имеет массивный облик, скрыто-кристаллическое сложение и довольно разнообразную окраску (белую, желтую, бурую и серую). В составе кварца I часто обнаруживается примесь серицита, гидроокислов железа, на отдельных участках - пирита, а также тонкообломочного материала вмещающих пород. Структура кварца типичная холцедоновидная, размер зерен колеблется в пределах 0,005-0,5 мм. В кварце I иногда отмечается редкая вкрапленность кубических кристаллов флюорита размером до 1-2 мм. Редко в кварце I выделяются разноориентированные, быстро выклинивающиеся прожилки шестоватого кварца, мощностью от 3-5 до 20-30 мм.

Халцедоновидный кварц II является продуктом 2 кварц-флюоритовой стадии минерализации. Кварц II совместно с флюоритом II участвует в строении цемента кварц-флюоритовый агрегат массивного или полосчатого облика, либо перемежающиеся с флюоритом почти мономинеральные выделения неправильной или прожилковидной форм размером от первых сантиметров до 0,5-1 м. В самостоятельных выделениях кварц II также имеет скрытокристаллическое сложение и массивный облик; окраска его преимущественно-белая или розовая, редко буроватая или серая. В отличие от кварц I кварц II содержит значительно меньше примесей (не выше десятых долей %), представленных серицитом, гидроокислами железа и изредка каолинитом или пиритом. Микроструктура кварца II роговиковая, зерна его имеют округлую форму и извилистые контуры. Размер зерен не превышает 0,05 мм. В совместных выделениях с флюоритом II кварц II в основном киноморфен и обычно выполняет промежуток между выделениями флюорита.

Выделение кварца III, сформированного в заключительную стадию минерализации, встречаются во всех типах руд, но имеют ограниченное распространение. Кварц III представлен тонкими (1-10 мм) прожилками белого халцедона, натечными или друзовидными образованиями на стенках пустой и трещин, а также входит в состав тонкозернистых каолинит-кварц-флюоритовых образований в остаточных пустотах. Кристаллы кварца III в друзах бесцветные, прозрачные, имеют пирамидально-призматическую форму, замеры их не превышают 5-7 мм.

Каолинит - встречается редко в виде землистых рыхлых или плотных образований белого или желтого цвета, выполняющих пустоты и трещинки в рудах. Кроме того, каолинит отмечается иногда в составе цемента кварц-флюоритовых брекчий (не более десятых долей %), а также в поздних каолинит-кварц-флюоритовых образованиях. В остаточных пустотах (до 15-20 %), где он образует тонкоагрегатные выделения неправильной формы размером 2-3 мм. На верхних горизонтах рудного тела каолинит довольно часто замещает материал зон дробления.

Серицит в виде тонкочешуйчатых агрегатов развивается в измененных гранитах и их обломках в брекчиевых рудах. Значительно реже он встречается халцедоновидном кварце I и кварце II, где выделяется в виде единичных чешуек и небольших их скоплений. Размер чешуек серицита не превышает сотых долей миллиметра.

Карбонаты на месторождении встречаются сравнительно редко и представлены прожилками белого или розоватого мелкозернистого кальцита мощностью до 5-15 мм. Размер зерен кальцита составляет 0,5-0,6 мм.

Гидроокислы железа развиты в приповерхностных частях рудного тела в виде налетов и корочек красновато-бурого цвета. Кроме того, гидроксилы железа в виде тонкодисперсной вкрапленности содержатся в составе кварца I и кварца II, придавая им бурую окраску.

Гидроокислы марганца также отмечаются в верхних частях рудного тела. Представлены они тонкими налетами и дендритами черного цвета, развивающимися в основном по стенкам трещин.

Сульфиды в рудах месторождения имеют незначительное распространение и отличаются в основном в прожилково-вкрапленных рудах и значительно реже - в цементе кварцевых и кварц-флюоритовых брекчий. Сульфиды представлены перитом, очень редко встречаются галенит и сфалерит. В прожилково-вкрапленных рудах пирит образует неравномерно-рассеянную вкрапленность и, кроме того,содержится в прожилках кристаллического кварца. Наряду с пиритом здесь встречаются вкрапления галенита, сфалерита. Форма вкраплений пирита кубическая или неправильная, галенита и сфалерита - неправильная. В отдельных участках цемента кварцевых и кварцфлюоритовых брекчий пирит встречается в виде мелкой до тонкодисперсной вкрапленности кубических неправильных зерен. В кварц-флюоритовых брекчиях пирит иногда образует каемки тонкоагрегатного сложения шириной 1-2 мм вокруг обломков халцедоновидного кварца I. Размеры вкраплений сульфидов колеблются от долей миллиметра до 1, иногда 3 мм.

Плавиковошпатовые руды Волдинского месторождения по своему строению и структурно-текстурным особенностям не представляют большого разнообразия. Руды брекчиевой текстуры пользуются наибольшим распространением на месторождении. Значительно реже встречаются руды прожилково-вкрапленной текстуры и совсем редко - руды пятнистой, полосчатой, крустификационной и друзовидной текстур. Самостоятельного промышленного значения руды этих текстур не имеют.

Руды брекчиевой текстуры слагают большую часть рудного тела. Они являются образованиями второй, наиболее продуктивной стадии минерализации и дают основную массу промышленного флюорита.

Кварц-флюоритовые брекчии - плотный тонкозернистый до мелкозернистого агрегат пятнистой окраски, преимущественно буроватой, сероватой или бледнофиолетовой. В составе обломочного материала брекчий содержится кварц ранних генераций (кристаллический и халцедоновидный), ранний флюорит, а также измененные граниты, кварцевые брекчии, изредка порфориты, сланцы. Размер обломков не превышает 2-3 см, содержание их составляет в среднем 20-30 %.

Цементом является кварц-флюоритовый агрегат с незначительной примесью каолинита или серицита и изредка с тонкорассеянной вкрапленностью пирита.

Цемент характеризуется довольно частой изменчивостью количественных соотношений и структурных взаимоотношений флюорита и кварца, что создает на фоне основного брекчиевого строения сложный текстурный рисунок руд с частой перемежаемостью массивных, полосчатых, пятнистых и вкрапленных текстур.

Структура цемента в основном тонкозернистая с переходами к мелкозернистой, иногда к среднезернистой, причем мелкозернистые и среднезернистые выделения характерны лишь для флюорита; кварц повсеместно имеет тонкозернистое сложение. Содержание флюорита в кварц-флюоритовых брекчиях колеблется от 5-10 до 30-40 %.Основная масса флюорита сосредоточена в цементе брекчий, меньшая часть его содержится в составе обломочного материала.

Прожилково-вкрапленные руды, как правило, развиты в призальбандовых участках рудного тела, хотя прожилковое и вкрапленное оплавикование встречается также в ксенолитах вмещающих пород, находящихся внутри его. Этот тип руд представлен окварцованными и серицитизированными гранитами, содержащими вкрапления, гнезда и прожилки флюорита, размер выделений которого колеблется от долей миллиметра до 3-5 см. Содержание флюорита и прожилково-вкрапленных рудах зависит от густоты прожилков и вкраплений и обычно составляет 3-5 %, хотя нередко достигает промышленных концентраций (более 20 %).

Массивные руды имеют незначительное распространение занимая на отдельных участках около 10 % объема рудного тела. Выделяются они среди кварц-флюоритовых брекчий в виде невыдержанных прослоев и линзовидных тел мощностью от 0,3 до 3-5 м и протяженностью до 10-15 м. Массивные руды представлены кристаллическизернистым флюоритом с примесью (до 5-15 %) халцедоновидного кварца. Флюорит имеет светло-серую или бледно-фиолетовую окраску и мелкозернистое до среднезернистого («сахаровидный» флюорит) или тонкозернистое («фарфоровидный» флюорит) сложение. В массивных рудах встречаются редкие обломки халцедоновидного кварца, кварцевых брекчий и гранитов размером от 2-3 до 15-20 см, очень редко - глыбы (до 1 м). Содержание флюорита в массивных рудах достигает 60-70 %.

Пятнистые текстуры встречаются в пределах развития кварц-флюоритовых брекчий. Они образованы перемежающимися выделениями мелко-кристаллического флюорита и халцедоновидного кварца, имеющими неправильную форму и размеры не более 20-30 мм.

Полосчатые текстуры также отмечаются среди кварц флюоритовых брекчий. Представлены они чередующимися полосками флюоритового, кварц-флюоритового и кварцевого состава. Мощность полос колеблется от 1-2 до 10-20 мм.

Крустафикационные текстуры встречаются лишь в кварцевых брекчиях и выражены наличием каемок флюорита мощностью до 10-20 мм вокруг обломков гранитов, порфиритов и кристаллического кварца. Отдельные каемки имеют полосчатое строение, характеризующееся чередованием тонких (1-2 мм) полосочек флюоритового, кварц-флюоритового и кварцевого состава.

Друзовидные текстуры наблюдаются во всех типах руд и представлены щетковидными агрегатами идиоморфных кристаллов флюорита размером от десятых долей до 5-7 мм, развивающимися в полостях трещин и пустот.

4. Краткие сведения о геологоразведочных работах месторождения

Рудное тело месторождения было прослежено канавами № 6- 9, 11 по простиранию на 500 м. Расстояние между канавами колебалось от 80 до 155 м, составляя в среднем 120 м. Объем канавных работ составил 669 куб.м. В местах, где мощность рыхлых отложений достигала значительной величины (на флангах месторождения), были пройдены шурфы с целью прослеживания рудного тела по простиранию (шурфы №№ 12-16, 22-24, 40), а также с целью поисков возможных параллельных рудных тел на участках обнаруженных развалов кварцевых и кварц-флюоритовых брекчий (шурфы №№ 5-11). Всего было пройдено 77 п.м шурфов.

В период предварительной разведки рудное тело месторождения на глубину (до горизонта 650 м) было разбурено скважинами №№ 1-12, которые располагались в разведочных профилях 1, П, У1, Х, Х1Уи ХУП. Указанные профили ориентированы вкрест простирания рудного тела составляло 215-230 м, за исключением профилей 1 и П, расстояние между которыми было принято равным 100 м. В каждом профиле скважины были расположены таким образом, чтобы подсечь рудное тело через 50-100 м по его падению. Фактическое расстояние по падению между точками пересечения рудного тела скважинами в профиле составляло 40-90 м. Из 12 скважин, пробуренных на стадии предварительной разведки, 8 скважин вскрыли промышленное оруднение, 2 скважины (№ 6 и 8) не добурены до рудного тела, скважина № 10 вскрыла рудное тело с забалансовыми показателями и скважина № 11 дала отрицательные результаты. Промышленное оруднение на глубине оконтурено не было. Общий объем бурения на стадии предварительной разведки составил 1286 п.м.

В результате проведенныхработ были выяснены в общих чертах масштабы месторождения, его структура, морфология рудного тела, минералогический состав, качество руд и т.д.

Проведена детальная разведка Волдинского месторождения, на этой стадии выполнены следующие основные работы:

1. Проведено детальное изучение рудного тела с поверхности канавами и шурфами с рассечками.

2. Проведена разведка рудного тела на глубине скважинами колонкового бурения.

3. Подземными горизонтальными горными выработками на горизонте 770 м рудное тело вскрыто на всем его протяжении.

4. Выполнен необходимый комплекс работ по изучению гидрогеологических условий месторождения и обогатимости руд в полупромышленных условиях.

В целях прослеживания рудного тела с поверхности до полного выклинивания на флангах и изучения его морфологии на стадии детальной разведки были пройдены канавы, а где мощность рыхлых отложений составляла более 3 м - шурфы с рассечками. Для обеспечения подсчета запасов в канавы и шурфы проходились с интервалом 20-35м, и в среднем через 27 м.

Всего за период разведки Волдинского месторождения было пройдено 1945 м³ канав и 294 п.м. разведочных шурфов и рассечек.

В профилях скважины бурились «в затылок» друг другу с расчетом пересечения рудного тела по падению через 50 м. Глубины скважин зависели от полного пересечения рудного тела и выхода в неизменные вмещающие породы и колеблются в пределах 69,3 - 392,5м.

В процессе разведки систематически производились контрольные замеры глубин скважин. Обязательный контрольный замер осуществлялся при подсечении рудного тела и закрытии скважины. Расхождения в глубинах скважин по контрольному замеру были незначительны.

5. Практика обогащения флюоритовых руд

Флюорит извлекается из силикатных, карбонатных, барито-флюоритовых, сульфидных, руд редких металлов и комплексных.

Руды выделяют: собственно флюоритовые (содержание 26…75 %) и комплексные (содержание 5…%).

По запасам руд месторождения подразделяются на очень крупные (Гозогорское с ресурсами около 90 млн.т), крупные (Уртуйское, Гарсонуйское с запасами 11,7 и 9,8 млн.т), средние (шахтерское) и большое количество мелких.

По содержанию флюорита руды подразделяются на богатые (СаF₂ более 50 %), средние (35…50 %) и бедные (28…35 % и менее).

Почти все руды необходимо обогащать. Только на отдельных месторождениях или их участках при содержании СаF₂ более 75 % руды можно использовать без предварительного обогащения. Наибольшую сложность при этом составляет разработка эффективной технологии переработки карбонатно-флюоритных и барито-флюоритовых руд.

Современные направления в обогащении флюоритовых руд обусловлены следующими двумя требованиями промышленности к продукции обогатительных фабрик: обеспечение нужд металлургической промышленности в кусковом флюоритовом концентрате, окатышах и обеспечение нужд химической и других отраслей промышленности в высококачественных флюоритовых флотоконцентратах, содержащих 95-99 % СаF₂.

Обогащение флюоритовых руд осуществляется методами рудоразборки (ручная и механическая), гравитации (отсадка, обогащение в тяжелых средах) и флотации, гидрометаллургии.

Чаще всего применяются комбинированные схемы обогащения.

Рудоразборка - как самостоятельный метод потеряла свое значение.

Гравитация (отсадка и обогащение в тяжелых средах) применяется как вспомогательный процесс при обогащении крупновкрапленных руд для получения металлургических сортов плавикового шпата. Хвосты гравитации, как правило, дообогащаются флотацией с получением флотоконцентратов или окатышей.

Основной метод - флотация. Этот метод позволяет получать богатые концентраты, содержащие 95-99 % СаF₂ при высоком извлечении и выделять другие ценные компоненты - барит, сульфиды цветных металлов и другие в одноименные концентраты. Кроме того, только флотацией можно перерабатывать тонковкрапленные и комплексные руды.

Флюорит легко флотируется оксигидрильными собирателями - жирными кислотами и их заменителями (оминовая кислота, омат натрия, алкилсульфат натрия и др.) в щелочной среде.

Лимонная кислота является депрессором флюорита.

Соли алюминия, особенно в смеси с жидким стеклом, и органические реагенты (декстрин, лигносульфонаты и др.), депрессирующие барит и кальцит, даже несколько активизируют флюорит.

6. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения

Волдинское месторождение входит в состав Бугутуро-Абагайтуйской группы флюоритовых месторождений. Кроме того, эта группа объединяет Горинское, Шахтерское, Семилетнее и Ново-Бугутурское месторождения. Они расположены в Забайкальском районе в 6-28 км к северо-востоку от железнодорожной станции Забайкальск.

На этих месторождениях выявлено несколько участков рудных тел, из них 14 с промышленным оруднением. Все они залегают в различных горных породах, но по условиям образования, вещественному составу, морфологическим особенностям и прочим характеристикам аналогичны друг другу.

Руды месторождений кварц-флюоритовые с незначительным содержанием минералов-примесей. В зависимости от минерального состава и сложения выделяются брекчиевые (основной промышленный тип руд), прожилково-вкрапленные и массивные по разновидности. Первые состоят из обломков флюорита ранних стадий образования, кварца и внищающих пород, сцементированных флюоритовым и кварцевым цементом. Среди них встречаются гнезда, линзы и прожилки массивных (сплошных) руд. В зальбантах рудных тел не в зоне оплавикования развиты прожилково-вкрапленные руды.

Кварц-флюоритовые жилы в своем большинстве имеют нечеткие контакты из-за сильного оплавикования боковых пород, поэтому они оконтуриваются только по данным опробывания.

Мощность рудных тел колеблется от 0,25 до 14,23 м (в среднем 1,38 - 1,0 м), протяженность по простиранию - от 40 до 1090 м (в среднем 100 - 585 м) и падению- от 20до 340 м (в среднем 100 - 340 м). Простирание тел северо-западное до сублиридиального, падение, в основном, к северо-востоку под углами 46-70 ⁰С. По простиранию и падению они имеют пережимы и раздувы, осложнены наличием некондиционных руд, безрудных брекчий, ксенолитов вмещающих пород.

Содержание плавикового шпата в промышленных рудных телах колеблется от 11,64 до 87,42 % (в среднем - 34,0 -45,5 %). Содержание других компонентов (%): SiO₂ - 9,8 - 80,3 (среднее 45,5 - 49,9); СаО - 0,6 - 8,4 (среднее 1,1-2,2); S - 0,08 - 0,4; Р - 0,01 - 0,6.

Все месторождения подготовлены к промышленному освоению.

Технологической особенностью флюоритовых руд всех месторождений Бугутуро-Абагайтуйской группы является тесное срастание флюорита с кварцем как брекчиевых, так и прожилково-вкрапленных руд. Эти текстурно-структурные особенности исходного сырья обогатительных фабрик предопределяют использование в качестве основного - флотационного метода обогащения. Многолетние исследования подтвердили это предположение.

Волдинское месторождение расположено в 28 км к северо-востоку от железнодорожной станции Забайкальск, в 28 км северо-западнее от рудника Абагайтуй.

Детальная разведка месторождения завершена в 1973 году. Рудная жила месторождения приурочена к тектоническому нарушению сбросового типа.

Вмещающие породы представлены средне- и крупно-зернистыми гранитами каменноугольного возраста, которые прорываются дайками флюоритов. В северной части месторождения отмываются эффузионно-осадочные породы верхней юры.

Околорудные изменения выражены породами оплавикования, окварцевания, серицитизации и каолинизации.

Текстура руд брекчиевая, прожилково-вкрапленная, реже массивная, кокардовая, ленточная, друзовая и очень редко - жеодистая. Структура - неравномернозернистая от среднекристаллической до тонкозернистой.

Кварц-флюоритовые тела на месторождении залегают в силикатных породах (гранитах, эффизивах, сланцах) и представлены зонами брекчий, простыми и сложными жилами. Технологию обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения разрабатывал ЗабНИИ на пробе руды, содержащим по данным химического анализа (%): СаF₂ - 32,37; СаСО₃ - 0,56; SiO₂ - 59,26; МgО - 0,14; Сао - 23,26; Al₂О₃ - 4,42; Fe₂О₃ - 1,6; MnО - 0,05; TiО₂ - 0,07; Р - 0,014; S -0,01. Кроме того, спектральным анализом в этой пробе установлено присутствие (%): меди, хрома, марганца, молибдена, никеля, свинца, железа, ванадия, титана, стронция, циркония, индия.

Минеральный состав пробы (%): СаF₂ - 33,4; группы кварца - 55,4, в том числе кварц средне и мелкозернистый, гребенчатый, перистый - 25,4; халцедоновидный и кремневидный кварц - 30,0; группа гидрооксидов железа 5,0; группа каолинитов - 4,8.

Флюорит представлен кристаллически-зернистыми агрегатами, фарфоровидными массами и реже шестоватыми и кубическими кристаллами. Кристалло-зернистый флюорит слагает зоны оплавикования во вмещающих породах, прожилки, вкрапленники, гнезда и скопления. Форма вкрапленников неправильная с зубчатыми краями округлая, гидиоморфная. Встречаются и точечные включения. Размер вкраплений колеблется в пределах 0,036 - 0,162; 0,015 - 1,0 и менее 0,001 -0,02 мм. Размер гнезд 0,6 мм. Цвет флюорита белый, бледно-фиолетовый, зеленый. В мономинеральных фракциях флюорита на основе спектрального анализа отмечено присутствие алюминия, бария, меди, хрома, марганца, молибдена, магния, никеля, свинца, стронция, сурьмы, кремния, железа.

Кварц присутствует в пробе в виде точечных включений, очень часто имеет желтоватый облик. Размеры вкрапленников от 0,001 до 10,8 мм.

Рекомендуемая схема обогащения приведена рисунке 6.1.

/

Рис. 6.1 Рекомендуемая схема обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения (по данным ЗабНИИ)

Авторы изучали возможность получения кусковых флюоритовых концентратов в голове процесса и дали отрицательное заключение. По их мнению не может быть рекомендована рудоразборка в связи с отсутствием в руде монокристаллических форм флюорита.

Из гравитационных методов испытана отсадка и обогащение в тяжелых средах. С применением отсадки и обогащение в тяжелых средах. С применение отсадки получены концентрат, содержащий 61,5 % СаF₂ при его извлечении 16,2 %. Из-за низких технологических показателей не рекомендовано использовать этот процесс получения гравитационных концентратов. По этой же причине не рекомендовано применять обогащение в тяжелых средах, т.к. получен концентрат, содержащий 85,9 % СаF₂ при его извлечении 19,7 %. Возможность выделения в голове процесса с помощью гравитационных методов, продуктов, содержащих минералы вмещающих пород с отвальным содержанием в них флюорита, не исследованы.

Во флотационном варианте технологии переработки флюоритовых руд данного месторождения рекомендовано измельчение исходной руды до крупности 81 % класса - 0,074 мм. В качестве собирателей испытаны оминовая кислота, омыленный петролатум.

Наиболее высокие технологические показатели получены с оминовой кислотой. Установлена возможность замены оминовой кислоты омыленным петролатумом при его расходе 250-350 г/т.

Рекомендуемый реагентный режим с расходом реагентов по операциям в г/т: измельчение - сода кальцинированная 1000-1200; жидкое стекло - 30; основная флюоритовая флотация - оминовая кислота - 100; контрольная флюоритовая флотация - оминовая кислота- 50; первая перечистка - жидкое стекло - 25; вторая перечистка - жидкое стекло - 50; третья и четвертая перечистки - жидкое стекло по 25 г/т в каждую операцию. Время флотации в минутах - основная флюоритовая флотация - 4; контрольная флюоритовая флотация - 3; перечистные операции: первая - 2; вторая - 2,8; третья- 2,5; четвертая - 2.Температура пульпы в основной флотации 25-30⁰ С, в перечистных операциях 30-35⁰ С.

Рекомендуемая схема обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения обеспечивает получение флюоритового концентрата марки ФФ-95А с содержанием в нем фтористого кальция 96,8%; кремнозема 2,18 %; серы 0,033 %; фосфора 0,012 % при извлечении СаF₂ 91,4 %.

На основании вышеизложенного в дипломном проекте принята технологическая схема обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения представлена на рисунке 6.1.

7. Обоснование и расчет схемы дробления руды

Операции дробления применяются для подготовки полезного ископаемого к измельчению в мельницах или подготовки его непосредственно к операциям обогащения, что имеет место при обогащении ископаемых с крупной вкрапленностью полезных минералов.

Схемы дробления обычно состоят из операций дробления и грохочения. Операции грохочения могут использоваться для выделения мелочи из питания дробился или контроля крупности дробленого продукта.

Для расчета схемы дробления необходимы следующие данные: производительность обогатительной фабрики по сырью, гранулометрический состав сырья, максимальная крупность дробленого продукта, гранулометрический состав дробленых продуктов дробилок, устанавливаемых в отдельных стадиях дробления.

Число стадий дробления определяется конечной начальной крупностью дробимого материала. В зависимости от общей степени дробления (S_общ = 50), производительности фабрики (Q = 1200 т/с), а также технологии дробления, выбирается трехстадиальная схема дробления, с предварительным грохочением перед средним и мелким дроблением.

/

Рис. 7.1 Схема трехстадиального дробления с замкнутым циклом в третьей стадии

Исходные данные.

Производительность по исходной руде 1200 т/с.

Общие эффективности грохочения: второй стадии - 0,8, третьей стадии 0,8.

Крупность исходной руды 500 мм.

Характеристики крупности исходной руды и продуктов в разгрузке дробилок, установленных в отдельных стадиях (по типовым характеристикам).

Определить:

- веса и выхода всех продуктов;

- характеристики крупности продуктов 6, 7, 8.

Рис. 7.2. Характеристика крупности исходной руды

Рис. 7.3. Характеристика крупности дробленого продукта II стадии

Рис. 7.4. Характеристика крупности дробленого продукта (5) II стадии

Рис. 7.5. Характеристика крупности дробленого продукта (10) III стадии

1. Принимаем ширину разгрузочных щелей дробилок: в первой стадии 120мм, во второй 30мм, в третьей 10мм, размеры грохотов 10, 35, 120 мм. Суммарные выходы классов в продуктах дробления принимаем по типовым характеристикам крупности.

2. Из схемы:

Q₁=Q₂=Q₆=Q₈

Q₄=Q₅

Q₉=Q₁₀

3. Определяем Q₃ Q₄ Q₅ г₃ г₄

Q₃=Q₂•E_II= 1200•0,8=960 T/c

Q₄=Q₂-Q₃ =1200-960=240T/c

Q₅=240T/c

Q₆=1200T/c

г₃=Q₃/Q₁=960/1200=0.8

г₄₌ г₅= г₁- г₃=1-0.8=0.2

4. определяем характеристику крупности продукта 6:

в^-в³⁰₅ - по характеристике крупности принимаем 0,65 (рис.7.4)

в^-30₂ - по характеристике крупности принимаем 0,24 (рис.7.3)

в^-40₂ - по характеристике крупности принимаем 0,27 (рис.7.3)

в^-40₅ - по характеристике крупности принимаем 0,79 (рис.7.4)

Строим характеристику крупности продукта 6

Рис. 7.6 Характеристика крупности продукта 6

5. Определяем характеристику крупности продукта 7

в₆^-10 - по характеристике крупности принимаем 0,12 (рис.7.6)

в₁₀^-10 - по характеристике крупности принимаем 0,6 (рис. 7.5)

Q₇ = Q₆ + Q₁₀ = 1200 + 2260 = 3460 т/с

Q₉ = Q₁₀ = 2260 т/с

Рис. 7.7 Характеристика крупности продукта

в₆^-20 - по характеристике крупности принимаем 0,22 (рис.7.6)

в₁₀^-2 - по характеристике крупности принимаем 0,91 (рис. 7.5)

в₆^-5- по характеристике крупности принимаем 0,07 (рис. 7.6)

в₁₀^-5- по характеристике крупности принимаем 0,23 (рис. 7.5)

6. Определяем характеристику крупности продукта

а)

в₇^-2- принимаем по характеристике крупности 0,07 (рис. 7.7)

б)

в₈^-5 по характеристике крупности принимаем 0,25 (рис.7.7)

в)

в₈^-5 по характеристике крупности принимаем 0,29 (рис.7.7)

Строим характеристику крупности продукта 8

Рис. 7.8 Характеристика крупности продукта 8

Таблица 7.1 Результаты расчета схемы дробления руды

8. Выбор и расчет схемы измельчения

Схема измельчения выбирается в зависимости от крупности начального продукта измельчения, производительности фабрики.

Расчет схем измельчения ведется по характерному классу, содержанием которого оценивается крупность продукта. За расчетный класс принимаем - 0,074 мм.

В проектируемое отделение измельчения поступает руда крупностью - 10 мм, конечная крупность измельченного продукта 81 % Кл. - 0,074 мм. Опыт работы флюоритовых обогатительных фабрик показывает, что при данной крупности руды и измельченного продукта достаточно применение одностадиальной схемы измельчения, работающей в замкнутом цикле со спиральным классификатором или гидроциклоном. В соответствии с этим в проекте принята схема измельчения, представленная на рисунке 8.1.

/

Рису. 8.1 Схема измельчения

Q₁=Q₄

Q₁=1200 т/сут

Q₅=Q_1. ? Qопт

Q₅ = 1200 ? 2 = 2400 т/сут = 100 т/ч

Q₂=Q₃

Q₂ = Q₁ + Q₅ = 1200 + 2400 = 3600 т/сут

9. Расчет качественно-количественной схемы обогащения

Целью расчета является определение для всех видов продуктов и операций схемы ряда показателей, характеризующих технологический процесс качественно и количественно. Такими показателями являются вес (Q), выход продукта (г), содержание (в) и извлечение (е) полезных компонентов (металлов для металлических руд) во всех продуктах обогащения. Схемы могут рассчитываться по любым из перечисленных показателей, связанных между собой уравнениями балансов.

В результате обогащения из руды выделяются два продукта: концентрат и хвосты.

/

Рис. 9.1 Технологическая схема для расчета основного баланса металлов

Выход определяем по формуле:

Где е_n - извлечение металла в продукты обогащения, %;

б_n - содержание металла в руде, %;

в_n - содержание металла в концентрате, %.

Расчет основного баланса:

г

Таблица 9.1 Основной баланс металла

/

Рис. 9.2 Шестая перечистка флюоритового концентрата

Аналогично рассчитываем для всех операций.

Извлечение металла в продукты обогащения находим по формуле:

Аналогично рассчитываем извлечение металла для всех продуктов.

Вес продуктов обогащения определяем по формуле:

, т/сут

Аналогично рассчитываем веса для всех продуктов.

При правильном расчете схемы сумма выхода продуктов, поступающих в операцию, равна сумме выхода продуктов, выходящих из операции. То же относится к весу продуктов и извлечения всех металлов.

Результаты расчета качественно-количественной схемы обогащения заносим в таблицу 9.2.

Таблица 9.2 Результаты расчета качественно-количественной схемы

10. Расчет водно-шламовой схемы

Целью проектирования шламовой схемы является обеспечение оптимальных отношений Ж : Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж:Т в продуктах схемы; определение объемов пульпы для всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса водопотребления и водоотведения.

Расчет производим по следующим формулам:

Расход воды находим по формуле:

W_n = Q_n ? R_n, м³/сут,

Где W_n - количество воды в операции или в продукте, м³ в единицу времени;

Q_n - количество продукта;

R_n - весовое отношение жидкого к твердому по массе, численно равное массе воды на одну тонну твердого (или м³/т твердого).

Объем пульпы находим по формуле:

, т/сут.

Отношение жидкого к твердому

Содержание твердого, %

Результаты расчета заносим в таблицу 10.1.

Таблица 10.1 Результаты расчета вводно-шламовой схемы

Составляем баланс водопотребления и водоотведения воды по обогатительной фабрике (таблица 10.2)

Таблица 10.2 Общий баланс воды на фабрике

Рассчитываем расход воды по фабрике

Дополнительный расход воды на нетехнические нужды

L_доп = 4093,977-37 = 4056,977, берем 10 % от общей суммы и получаем 405,698 м³/т

Общий расход воды по фабрике

11. Выбор основного и вспомогательного оборудования

11.1 Расчет и выбор дробилки крупного дробления

Производительность дробилок Q крупного дробления определяют по их техническим характеристикам с учетом поправочных коэффициентов на условия работы по формуле:

Q = Q_k г K_ш K_w К_кр,

Где Q - производительность дробилки, т/час;

Q_к - производительность дробилки при заданной разгрузочной цели, м³/час;

г - насыпная плотность, т/м³;

K_ш K_w К_кр - поправочные коэффициенты на условия работы

г = 1,7; К_ш = 1,0; К_w = 1; К_кр = 0,985

Q_к = 1200 / 1,7 = 705 / 7 = 100,8 м³/ч

Q = 100,8 ?1,7 ? 1 ? 1 ? 0,985 = 168,86 м³/ч

Принимаем к установке дробилку ШДП - 9 х 12.

Таблица 11.1 Техническая характеристика дробилки ЩДП- 9 х12

11.2 Расчет и выбор дробилки среднего дробления

Производительность конусных дробилок Q среднего и мелкого дробления принимают по их техническим характеристикам с учетом поправочных коэффициентов на условия работы по формуле:

Q = Q_k г K_ш К_кр,

Где Q - производительность дробилки, т/час;

Q_к - производительность дробилки при заданной разгрузочной цели, м³/час;

г - насыпная плотность, т/м³;

K_ш и К_кр - поправочные коэффициенты на условия работы

г = 1,7; К_ш = 1; К_кр = 1.

Q_к = 240 / 1,7 = 141,17 / 7 = 20 м³/ч

Q = 20 ?1,7 ? 1 ? 1 = 34м³/ч

Принимаем конусную дробилку среднего дробления КДС-600

Таблица 11.2 Техническая характеристика КСД-600

11.3 Расчет и выбор дробилки мелкого дробления

Q = Q_k г K_ш К_кр,

г = 1,7; К_ш = 1; К_кр = 1,4

Q_к = 2260 / 1,7 = 1329,41 / 7 = 189,9 м³/ч

Q = 189,9 ?1,7 ? 1 ? 1,4 = 451,962 м³/ч

Принимаем конусную дробилку мелкого дробления КМД-2200 Гр.

Таблица11.3 Техническая характеристика КМД-2200 Гр

11.4 Расчет и выбор грохота

Для операции грохачения руд на обогатительных фабриках наибольшее распространение получили инерционные грохоты тяжелого типа ГИТ, они устанавливаются перед дробилками среднего и мелкого дробления.

Производительность инерционных грохотов по исходному материалу (Q) определяют по формуле:

Q₁ = F ? q_,баз ? г ? К₁ К₂ К₃ К₄ К₅ К₆,

Где Q₁ - производительность грохота, т/час;

F - полезная площадь сита, м²;

q_баз - базовая удельная объемная производительность на 1 м² поверхности сита, м³ / (м² ч);

г - насыпная плотность;

К₁…К₂ - поправочные коэффициенты на условия работы.

q_баз - определяется по графику в зависимости от размера отверстий сетки, мм; [1, 151].

К₁ - поправочный коэффициент на эффективность грохачения Е (%)

К₂ - поправочный коэффициент на вид просеивающей поверхности, для проволочных: квадратных - 1,0.

К₃ - поправочный коэффициент на несовершенство параметров механического режима грохота, зависящего от амплитуды колебания грохота г (мм) и частоты вращения вала вибровозбудителя n (мин.) [1, 152]

К₄ - поправочный коэффициент на форму зерен и кусков (многогранная (дробленая) руда - 1,0)

К₅ - поправочный коэффициент на положение сети в двухситном грохоте (верхнее сито - 1,0, нижнее - 0,7);

К₆ - поправочный коэффициент на способ грохачения, грохачение с орошением- 1,25 - 1,4.

Перед дробилкой среднего дробления

Принимаем инерционный грохот ГИТ 31.

Таблица 11.4 Техническая характеристика ГИТ 31

Перед дробилкой мелкого дробления

Q₁ = F ? q_,баз ? г ? К₁ К₂ К₃ К₄ К₅ К₆,

Q = 3460 / 7 = 494,28 т/ч

Принимаем 2 грохота марки ГИТ 51 В.

Таблица 11.5 Техническая характеристика ГИТ 51 В

11.5 Выбор и расчет флотомашин

При выборе флотомашин исходят главным образом из свойств руды, возможностей получения максимальных технологических показателей, минимальных энергетических показателей, простоты регулирования и эксплуатации.

Принимаем механическую флотомашину марки ФМ-3.2.

Необходимое число камер флотомашин рассчитывали по формуле

;

Где V- объем пульпы м³/сут

t- продолжительность флотации, мин

V_k- геометрической объем камеры, м³

k- коэффициент заполнения камеры равный полезному объему камеры к геометрическому K=-0,65-0,8

Пример расчета:

1. Основная флотация

Принимаем 9 камер

2. Контрольная флотация

Принимаем 6 камер

3. I перечистка

Принимаем 3 камеры

4. II перечистка

Принимаем 3 камеры

5. III перечистка

Принимаем 2 камеры.

6. IV перечистка

Принимаем 1 камеру.

Таблица 11.6 Техническая характеристика ФМ-3,2

11.6 Выбор и расчет мельниц

Расчет мельниц по удельной производительности.

Выбираем эталонную мельницу

, т/м³ч,

Где q - удельная производительность Кл. 0,074 мм, т/м³ час

Q - часовая производительность, т/ч

в_к - содержание расчетного класса крупности в продукте (сливе классификатора)

в_u - содержание расчетного класса в исходном дробленом продукте, поступающего на измельчение

Д - диаметр барабана, м

L - длина барабана, м

0,15 -толщина футеровки

За эталонную мельницу принимаем МШР 2700 х 2100.

Принимаем мельницы МШР 2100 х 3000

МШР 2700 х3600

МШР 3200 х 3100

Удельная производительность мельницы по Кл. 0,074 мм с учетом поправочных коэффициентов для проектируемых мельниц.

, т/м³ час

- коэффициент учитывающей различие в измельчаемости проектируемых эталонных мельниц =1

- коэффициент учитывающей различие в крупности в исходном и конечном продуктах измельчения для проектируемой эталонной мельницы. М_эт = 1

К_д - коэффициент, учитывающий различия в диаметре проектируемой и эталонной мельниц

К_т - коэффициент учитывающий различия в типах мельниц

К_L - коэффициент, учитывающий различия в длинах проектируемой и эталонной мельниц

- коэффициент учитывающий различие объемного заполнения измельчающей средой проектируемой и эталонной мельницы.

; =1

- коэффициент учитывающий различие в V вращения проектируемой и эталонной мельницах

; =1

1. МШР 2100 х 3000

q_пр = 3,31 х 1 х 0,91 х 0,8 х1,1 х 0,95 х 1 х 1 = 2,5т/м³час

2. МШР 2700 х 3600

q_пр = 3,31 х 1 х 0,91х 1 х 1,1 х 0,92 х 1 х 1 = 3 т/м³ час

3. МШР 3200 х 3100

q_пр = 3,31 х 0,91х 1х 1,1х 0,94 х 1 х 1 = 3,1 т/м³ час

Определяем производительность мельниц по руде, т/час

=

Определяем число мельниц

Технические характеристики мельниц приведены в таблице 11.7.

Таблица 11.7 Технические характеристики шаровых мельниц с разгрузкой через решетку (МШР)

Проверяем пропускную способность выбранной мельницы

т/м³ час, где

Q₀- производительность мельниц вместе с циркулирующей нагрузкой

Q₀ = Q₁ + Q₅

V - объем, м³

Выбираем мельницу МШР 2700 х 3600

Q_о = 50/ 17,5 = 2,8 ? 12 т/м³ час

По сопряжению к этой мельнице подходит двухспиральный классификатор 2 КСН24.

Рассчитываем производительность классификатора по сливу

Где m - число спиралей;

К_р - коэффициент, учитывающий плотность руды;

К_L - коэффициент, учитывающий угол наклона ванны классификатора;

К_с - коэффициент, учитывающий разжижение слива.

Q_с = 21,4 ? 2 ? 1,11 ? 1 ? 0,81 = 38,48 т/с

Проверка по пескам

Q_n = 5,45 ? 2 ? 1,11 ? 1 ? 2,4³ ? 2 = 334,5 т/с

Выбираем два двухспиральных классификатора 2400х 9200, т.к. один, даже 2-х спиральный классификатор с производительностью 50 т/ч не справляется.

38,48 + 38,48 = 76,96 > 50 т/ч

Техническая характеристика двухспирального классификатора 2КСН24 приведена в таблице 11.8.

Таблица 11.8

Техническая характеристика двухспирального классификатора 2 КСН 24

11.7 Расчет бункера

Приемные бункера предназначены для разгрузки доставляемого на фабрику сырья. Распределительные бункера служат для равномерного распределения продукта по нескольким аппаратам.

Принимаем прямоугольный бункер.

11.8 Выбор и расчет контактных чанов

Сода кальцинированная 600 г/т, концентрация 10 %. Жидкое стекло 150 г/т, концентрация 5 %.

Рассчитываем два контактных чана. Один для растворения, второй для готового раствора.

Выбираем контактный чан К_ч - 12,5

Объем - 12,5 м³

Мощность электродвигателя- 7,5 кВт

Масса - 3,7 т

Выбираем контактный чан КЧ-6,3

Объем -6,3 м³

Мощность электродвигателя - 5,5 кВт

Масса - 1,8 т.

11.9 Расчет сгустителя

Для расчета сгустителя выбирали удельную производительность при сгущении флюоритового концентрата

q=2 m/м²сут

Для выбранной удельной производительность q площадь сгущения S и число сгустителей n определяем по формуле

;

Где Q- производительность по твердому в сгущенном продукте, т/сут

S_c- площадь зеркала сгустителя, м²

По проведенным расчетам выбираем одноярусный сгуститель Ц-18.

Таблица 11.9

Техническая характеристика одноярусного сгустителя Ц-18

11.10 Расчет вакуум-фильтров

Для обезвоживания продуктов обогащения и гидрометаллургии широко используют вакуум-фильтры (дисковые и барабанные) и фильтр прессы

При известной производительности концентрата, флюоритового Q=17,37 т/ч определяем общую площадь фильтрования

Где q- удельная производительность т/м²ч

q=0,15 м³/m ч, Q= 416,88 / 24 = 17,37 т/ч

Рассчитываем число фильтров n, необходимое для установки,

Где S_ф- площадь фильтра, м²

S_ф = 17,37 / 0,15 = 155,8 м²

n = 115,8 / 706,5 = 0,16

Выбираем дисковый вакуум- фильтр Д 160-3,75.

Таблица 11.10

Техническая характе6ристика дискового вакуум-фильтра Д-160-3,75

11.11 Расчет сушилок

Для сушки концентратов принимают барабанные прямоточные и противоточные сушилки

Общая масса влаги, выделяемой при сушке концентрата при известной влажности осадка S_и и требуемой влажности высушенного продукта S_k:

где W_в- производительность по удельной влаги, кг/г;

Q- производительность по сухому концентрату, т/ч.

R_и и R_к- отношение ж : т в исходном и конечном продукте сушки;

R_и =0,17 R_к=0,1

кг/ч

Требуемый объем сушилок V при известном напряжении объем сушилки по испаренной влаге A; Определяем по таб. 4.12 [1] стр. 174

;

V = 2279,2 / 50= 55,584 м

Число сушилок

где V_c-объем сушилки, м³

n = 55,584 / 61 - 0,9

Выбираем барабанную прямоточную сушилку с размерами Д х L 2,2 х 16 м³месторождение дробление руда обогащение оборудование

Таблица 11.11

Техническая характеристика прямоточной сушилки Д х L 2,2 х 16

12. Вспомогательные службы

12.1 Реагентное хозяйство

В состав реагентного хозяйства обогатительной фабрики входят склады сухих и жидких реагентов, реагентное отделение, предназначенное для приготовления растворов реагентов требуемой концентрации дозированная площадка, размещающая вблизи флотационного цеха с расходными бачками для растворов и питателями реагентов. Погрузочно-разгрузочные работы и транспорт внутри реагентного склада механизируется автопогрузочниками и мостовыми кранами.

При проектировании реагентного отделения руководствовались следующими приложениями:

- приготовления растворов организовано в одну смену для уменьшения числа рабочих;

- при приготовлении реагентов вместимость чанов для готовых растворов запроектирована, равной суточному расходу реагента;

- для каждого реагента запроектированы два чана-один, оборудованный мешалкой, для растворения реагентов и другой, расходный для чанового раствора.

Реагентное отделение расположено на верхней площадке обогатительной фабрики, выше главного корпуса.

12.2 Ремонтно-механическая служба

Поддержание устойчивости непрерывной работы оборудования является главной задачей ремонтно-механической службы фабрики. В составе фабрики предусмотрены ремонтно-механические мастерские общего и специализированного назначения по ремонту узлов машин-грохотов, насосов, флотационных машин, роликоопор и других задач.

Ремонтно-механические мастерские расположены в непосредственной близости к фабрике, чтобы максимально упростить транспортные связи. Ремонтно-монтажные площадки (РМП) и ремонтные пункты запроектированы во всех производственных корпусах обогатительной фабрики. Они размещены в пролетах, где установлено наиболее тяжелое оборудование, и обслуживается мостовым краном.

12.3 Производственный дренаж полов

Во всех корпусах обогатительной фабрики осуществляется система дренажа полов. Назначения ее - избежать потерь руды при переливах и разрыхливании пульпы и при просыпании сухого материала. Для сбора переливов устраивается система дренажных канав, а полы делаются наклонными по направлению к этим канавам. Для надежного стола переливов в дренажные канавы и облегчения смыва в дренажные канавы и облегчения смыва с полов и канав принят угол 3-4⁰ (уклон 5-7 %). Максимальный угол наклона пола в местах нахождения людей 6⁰ (уклон 10 %).

Ширина дренажных канав принята 250-500 мм. Стоки и смывы с полов по канавам стекают в специальные сборники (дренажные или аварийные зумпфы), вместимость которых достаточна для приема пульпы, выпускаемой из машин. В проекте предусмотрен самотечный (аварийный) дренаж нижних уступов зданий фабрики, траншей, зумпфов. Самотечный дренаж позволяет устранить опасность затопления этих помещений при выходе из строя или перегрузке дренажных насосов и насосов оборотной воды.

12.4 Подъемно-транспортные устройства

В проекте приняты подъемно-транспортные эксплуатационные и ремонтно-монтажные устройства. К подъемно-транспортным устройствам отнесены: тельферы с грейферами для разгрузки дренажных отстойников и зумпфов, тельферы для доставки концентратов с шарами к мельницам, мостовые краны с подвижными магнитами для погрузочно-разгрузочных операций с шарами.

Ремонтно-монтажные подъемно-тренажерные устройства установлены под машинами, имеющими сменные части массой более 50 кг. Тип грузоподъемного устройства выбран в зависимости от числа и расположения обслуживаемых машин, принятого способа ремонта и требуемой грузоподъемности.

12.5 Хранение и отгрузка концентратов

В дробильном отделении перед крупным дроблением запроектирована приемная воронка вместимостью 100 т. Доставка руды осуществляется автомобильным транспортом.

В отделении измельчения запроектирован бункер дробления руды прямоугольной формы вместимостью 1800 т/сут. Объем бункера выбран в соответствии с нормами проектирования, предусматривающими создание полуторасуточного запаса руды.

Под бункером предусмотрено расположение выпускных отверстий через каждые 2 м с ленточными питателями. Разгрузка руды осуществляется на два конвейера, расположенным под бункером, и один конвейер подающий руду в мельницу.

Бункер в соответствии с нормами проектирования предусмотрен для создания запаса руды, ее усреднения по химическому и гранулометрическому составу, и обеспечение равномерной загрузки цикла измельчения.

Бункер силосного типа.

С бункеров предусмотрена разгрузка пневмонасосами в специализированный транспорт, для перевозки сухого порошкового материала (цементовозы). Одновременно предусмотрена погрузка и перевозка высушенного концентрата в мягкой таре (полиэтиленовые мешки различной емкости).

13. Специальная часть

Автоматизация процесса флотации

Основные задачи промышленности состоят в том, что бы получать эффективность производств, его технический уровень, улучшить структуру, систематически и быстро внедрять новые технологии с выпуском новой продукции более высокого качества, повысить технологический уровень производства с тем, что бы полнее обеспечить все отрасли народного хозяйств более современными средствами производства - высокопроизводительными машинами, оборудованием и приборами.

Выполнение производительной задачи требует не только совершенствования технологических процессов и модернизации оборудования, но и все более широкого применения систем автоматического контроля и регулирования.

Экономическая эффективность внедрения мероприятий по автоматизации обогатительных фабрик проявляется через следующие производственные факторы:

- общую стабилизацию технического процесса обогащения и автоматическое поддержание его в заданном режиме;

- повышение уровня основных технологических процессов по извлечению полезных металлов или металлов в концентрат;

- сокращение простоев технологического оборудования и повышение эффективности его использования;

- снижение удельных расходов основных и вспомогательных материалов, реагентов, шаров и т.д.;

- снижение всех видов энергетических затрат на единицу готового продукта;

- создание контрольных условий работы технологического оборудования и, тем самым, увеличивая межремонтных циклов;

- относительные сокращения численности трудящихся и повышение производительности труда на этой основе.

Работа флотомашин характеризуется производительностью и качеством продуктов обогащения. Изменение качества, количества и консистенции исходной пульпы нарушает условия, необходимые для получения оптимальных технико-экономических показателей флотации.

Автоматизация процесса флотации обеспечивает повышение извлечения полезного компонента в концентрат, снижает его потери в хвостах, уменьшает численность обслуживающего персонала, а также обеспечивает снижение расхода флотационных реагентов при подаче их в процесс.

В настоящее время автоматизация процесса флотации чаще всего сводится к стабилизации некоторых параметров: плотность пульпы, объемного расхода и температуры пульпы, рН пульпы расхода реагентов и т.п.

На проектируемой обогатительной фабрике предусмотрено применение установки автоматического дозирования флюоритов. Эта установка работает в режиме следящих систем и обеспечивает частоту подачи реагентов в процесс, пропорциональную мгновенному значению расхода руды (АДФР-О).

Получение информации о количестве перерабатываемой руды обеспечивается измерителем расхода типа ИР-502, который встраивается в стандартный вторичный прибор типа ЭПИД или ДКР, измеряющие содержание твердого в пульпе. Сигнал в виде напряжения переменного тока поступает на размножители сигналов типа РС-503, откуда выпрямленное напряжение, пропорциональное расходу пульпы, подается на регулятор скорости типа РСМ-521. Для плавного регулирования работы реагентных питателей служат электромагнитные приборы типа МЭС-520 М.

/

Рис. 13.1 Блок-схема автоматической дозировки флотореагентов

14. Экологичность и безопасность проекта

14.1 Экологичность проекта

В соответствии с требованиями природоохранного законодательства, проектом предусмотрено восстановление (рекультивация) земель. Для этого предусмотрены следующие мероприятия: создание сенокосов, пастбищ, посадка лесонасаждений.

С учетом розы ветров обогатительная фабрика спроектирована так, чтобы выбросы (технологические) были направлены в противоположную сторону от поселка.

Оборотное водоснабжение фабрики сокращает сброс сточных вод и потребление свежей воды, что очень важно для проектируемой фабрики, расположенной в засушливом районе. Поэтому проектом предусмотрено оборотное водоснабжение, которое осуществляется следующим образом: слив со сгустителя осветляется для удаления тонкодисперсных частиц путем флокуляции. В качестве флокулянта используется 0,1%-й раствор реагента ДПИ 49/37,производства Англии. Расход реагента составляет 1 грамм раствора на куб.м воды. Очищенная от взвешенных частиц вода насосом подается в оборот. Оборотное водоснабжение обеспечивает 65-70 % потребностей технической воды.

На фабрике предусмотрено строительство хвостохранилища, которое расположено в 300 м от застроенных территорий, а борта и ложе хвостохранилища заделаны противофильтрационным экраном из полиакриламида, что исключает возможность просачивания фильтрата в грунтовые воды.

14.2 Охрана труда и техника безопасности

В соответствии с «Едиными правилами безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов», утверждены Постановлением Госгортехнадзора России от 04.06.2003 предусмотрено выполнение всех мероприятий по технике безопасности и охране труда.

Дробильное отделение расположено в отдельном изолированном помещении.

Длительное воздействие шума отрицательно сказывается на организм работающего, поэтому для уменьшения шума проектом предусмотрены шумопоглощающие прокладки, также на оборудование и механизмы надеваются кожухи, если этого недостаточно, рабочие одевают специальные наушники.

При работе дробилок, мельниц, грохотов и другого оборудования фабрики возникают вибрации. Для предупреждения распространения вибраций на места нахождения обслуживающего персонала и устранения их вредного действия проектом предусмотрено: рабочие места, имеют амортизацию обеспечивающую снижение вибраций до предельно допустимых норм, оборудования и механизмы установлены на специальные фундаменты, которые снабжены виброизоляцией. В качестве виброизоляции применены прокладки из резины, войлока, дерева.

Для борьбы с пылью на обогатительной фабрике предусмотрены следующие меры: применение вытяжной вентиляции, очистка запыленного воздуха, приточная вентиляция, гидрообеспыливание, обеспечение работающих средствами индивидуальной защиты. Для очистки воздуха от пыли применены циклоны, пылеуловители, фильтры (тканевые, зернистые).

В соответствии с едиными правилами безопасности защита людей от поражения электрическим током проектом предусмотрено защитное заземление металлических частей оборудования, проложены резиновые коврики. На ограждениях, установленных в распределительных устройствах, прикреплены предупреждающие плакаты.

В летнее и дневное время проектом предусмотрено естественное освещение с помощью оконных проемов, а в зимнее и ночное время искусственное с помощью люминесцентных ламп. В случае отключения или аварии освещение производится аккумуляторными светильниками.

В соответствии с нормами по противопожарной безопасности на фабрике в каждом цехе и во всех подсобных помещениях установлены огнетушители, по всей территории предприятия размещен противопожарный трубопровод с гидрантами. В цехе флотации рабочим выдаются спец.одежда, резиновые перчатки для работы с реагентами. Установлены умывальники с водой. В цехе находятся аптечки с противоядиями. Подача жидких реагентов подается насосами по трубопроводу.

На каждом рабочем месте имеются инструкции по безопасности ведения работы.

15. Экономическая часть

15.1 Режим работы, графики сменности, баланс рабочего времени

Режим работы - это продолжительность рабочего процесса в сочетании с временем труда и отдыха работающих. Его характеризуют: время работы предприятия в течение года и недели, число рабочих смен в сутки, длительность смен, распределение по дням и сменам отдельных работ, а также наличие и длительность перерывов между сменами.

Рабочий фонд времени равен:

Т_раб = Т_кал - Т_рем, дн.

Где Т_раб - количество рабочих дней в году или рабочий фонд времени, дн.;

Т_кал - календарный фонд времени (Т_кал = 365 дн.);

Т_рем - время на ремонтное обслуживание.

Т_раб = 365 - 35 = 330 дн.

Таблица 15.1 Плановый баланс рабочего времени на одного среднесписочного рабочего

15.2 Производственная мощность, производственная программа и товарная продукция фабрики

Производственная мощность - это максимально возможный в конкретных условиях технически и экономически обоснованный выпуск продукции необходимого качества при минимальных затратах производства и наиболее эффективном использовании оборудования.

Производственная мощность определяется по формуле:

М_с = А (Т_кал - Т_пер) N_т,

Где М_с - производственная мощность цеха, участка, т/год;

А - число одинаковых ведущих агрегатов;

Т_кал - календарное время, дн.

Т_пер - время планируемых перерывов (праздничные, выходные, планово-предупредительные ремонты), дн.;

N_т - техническая норма производительности одного ведущего агрегата в сутки по сырью в натуральном выражении, т.

N_т = 30 ? 24 = 720 т/с

М_с = 1? (365-35) ? 720 = 237600 т/с = 78408000 т/год.

Производственная мощность по концентрату:

Где б - содержание металла в исходном сырье;

в - содержание металла в концентрате;

Е - извлечение металла в концентрат

Показатели использования производственной мощности:

1) коэффициент экстенсивности

К_э = Т_раб / Т_кал

К_э = 330 / 365 = 0,9

2) коэффициент интенсивности нагрузки

К_и = N_пр / N_т

К_и = 1200 / 1400 = 0,85

3) интегральный коэффициент нагрузки на оборудование

К_ин = К_э ? К_и

К_ин = 0,9 ? 0,85 = 0,76

Где Т_раб - рабочий фонд времени, дн.:

N_пр - проектная производительность агрегата.

Производственная программа по сырью ПП_с и по концентрату ПП_к

ПП_с = М_с ? К_ин = 78408000 ? 0,76 = 59590080

ПП_к = М_к ? К_ин = 80784 ? 0,76 = 61395,84

Товарная продукция

,

Где ВП - выпуск продукции (количество концентрата), т;

Ц - цена 1 т концентрата, р.;

n - количество видов концентратов.

ТП = 137280 ? 4200 = 576576000 т/с

15.3. Численность трудящихся

Явочная численность трудящихся рассчитывается по формуле

Ч_яв = Н_чис ? А ? С чел.,

Где Ч_яв - явочная численность трудящихся, чел.;

Н_чис - норматив численности или количество человек в смену, необходимых для обслуживания 1 агрегата, чел.;

А - количество обслуживаемых агрегатов, шт.;

С - количество рабочих смен.

Таблица 15.2 Расчет списочного состава рабочих фабрики

15.4 Производительность труда

Производительность труда характеризует количество продукции, приходящейся на одного человека за определенный промежуток времени.

При натуральном методе исчисления производительности труда определяют количество продукции, приходящейся на одного человека.

П_т = ВП / Ч_сп, т/чел.см.

П_т 137280 / 31 = 4428,39 т/чел.см

При стоимостном методе определяется объем валовой или товарной продукции на одного человека

П_т = ТП / Ч_сп,т/чел.см,

Где ВП - выпуск продукции, т;

ТП - товарная продукция, р.;

Ч_сп - списочная численность работников, занятых на производстве в течение определенного времени, чел.

П_т = 57657600 / 31 = 1859922,58 т/чел.см.

15.5 Заработная плата

Фонд заработной платы включает прямую заработную плату за фактически отработанное время по сдельным расценкам, тарифным ставкам, а также доплаты: по сдельно-прогрессивной системе, районным коэффициентам, за работу в ночное время, праздничные дни, премии рабочим и др.

Порядок расчета:

1. З_тг = З_тд ? Т_эф ? Ч_сп,

Где З_тд - дневная тарифная ставка рабочего соответствующего разряда;

2. З_р = З_тг ? К_р,

Где К_р - районный коэффициент;

3. П = З_р ? d_n,

Где d_n - размер премии;

4. Д₁ = З_р ? d_н,

Где d_н - размер доплат за работу в ночное время, %;

5. Д₂ = З_тд ? К_р ? n ? Ч_яв,

Где Ч_яв - явочная численность рабочих в праздничные дни;

n - количество праздничных дней в году.

6. З_общ = З_р + П + Д₁ + Д₂

7. Д_о = З_общ / m,

Где m - число месяцев работы (m = 11);

8. Д_пр = З_общ ? d_пр,

Где d_пр - прочие доплаты (d_пр = 7 %);

9. Д = Д_о + Д_пр

10. Общий фонд заработной платы

З = З_общ + Д

Таблица 15.4 Фонд заработной платы трудящихся

15.6 Основные фонды

15.6.1 Стоимость зданий и сооружений

Необходимо определить стоимость зданий и сооружений с учетом их строительно-монтажных работ, исходя из стоимости 1 м³ объема помещения. Результаты расчета сводятся в таблицу 15.5.

Таблица 15.5 Стоимость зданий и сооружений

15.6.2 Стоимость оборудования

В соответствии с принятой технологической схемой обогащения необходимо определить стоимость выбранного оборудования, а результаты ввести в таблицу 15.6.

Таблица 15.6 Стоимость оборудования

15.6.3 Амортизация

Суммарные годовые амортизационные отчисления определяем по формуле:

где Н_А - норма амортизации, %

Ф_Л - первоначальная стоимость объекта или оборудования с учетом индексации цен на расчетный период

А_год =3048605,84

15.6.4 Структура промышленно-производственных фондов

Таблица 15.7

Структура промышленно-производственных фондов

15.6.5 Эффективность использования основных фондов

а). Фондоотдача

Ф_отд = ТП/О_осн

где О_осн - среднегодовая стоимость основных фондов, руб

Ф_отд = 576576000/86202000 = 6,6

б). Фондоемкость

Ф_см = 1/Ф_отд

Ф_см = 1/6,6 = 0,15

в).Фондовооруженность

Ф = О_осн/Ч_сп

Ф = 86202000/31 = 2780709,7

15.7 Оборотные фонды

Оборотные фонды - это часть производственных фондов предприятия (материалы, топливо, электроэнергия и т.д.), которая полностью потребляется в каждом производственном цикле.

Оборотные фонды по всем элементам затрат рассчитываются по расходу на 1 т руды и заносятся в сводную таблицу 15.8.

Таблица 15.8 Состав оборотных фондов

15.8 Себестоимость

Себестоимость - совокупность затрат в денежном выражении на обогащение руды.

Таблица 15.9 Калькуляция себестоимости переработки руды

15.9 Прибыль и рентабельность

Прибыль валовая:

П_в=ТП-С

где С - полная себестоимость реализованной продукции, р.

П_в = 576576000 - 461260800= 115315200 р.

Чистая прибыль:

П_ч=П_в-(П_бН_н)/100,

где П_б - балансовая прибыль, р.

Н_н - ставка налога на прибыль (24%).

П_ч=115315200 - (2998195,2 ? 24 %) / 100 = 115308004,4

Рентабельность к себестоимость:

R=П_ч/С100, %

R = 24,9 %

15.10 Определение платы за загрязнение окружающей среды и размещение отходов

Плата за размещение отходов

П_но=К_индС_нiвM_iв при M_iв <M_нiв,

где К_инд - коэффициент индексации платы;

К_инд=1

С_нiв - ставка платы за выброс одной тонны загрязняющего вещества в границах предельно допустимых нормативов сбросов, р/т.

M_iв - фактический сброс загрязняющего вещества, т.

M_нiв - предельно допустимый сброс загрязняющего вещества, т.

П_но =1461,25=261 р/сут =86130 р/год

П_лв=К_индС_лiв(M_iв-M_нiв) при М_нiв<M_iв<M_лiв ,

где С_лiв - ставка платы за сброс 1 тонны загрязняющего вещества в пределах установленного лимита, р/т.

M_лiв - предельно допустимый сброс одной тонны загрязняющего вещества, т.

П_лв = 14(61,25-22,18)=172,28 р/сут =56852,4 р/год

Общая плата П_но+ П_лв= 86130 + 56852,4 = 142982,4 р/год.

15.11 Показатели экономической эффективности

1. Средне годовой доход:

Д_г=ТП-О_об,

где О_об - стоимость среднегодовых оборотных фондов.

Д_г= 5765676000 - 124101120 = 452474880

Среднегодовые капитальные затраты

К_г=К_в/t_c,

где К_в - общие суммарные капитальные вложения

t_c - время строительства предприятия

К_г= 86202000 / 5 = 17240400

3. Рассчитываем коэффициенты дисконтирования для величин годового дохода (А_д) и капитальных затрат (А_к):

А_д=[(1+E)^t-1]/(1+E)^TE,

где t - время эксплуатации;

Е - ставка банка в долях единицы (0,15);

Т - общее время движения денежных потоков, Т=t+t_c.

А_д = [(1 + 0,15)⁵ - 1] / (1 + 0,15)²⁵ ? 0,15 = 1,3 / 5,67 = 0,23

А_к=[(1+E)^t-1]/(1+E)^tcE,

А_к=[ (1 + 0,15)²⁰ - 1 ] / (1 + 0,15)²⁵ ? 0,15 = 17,8 / 5,67 = 3,1

4. Рассчитывается чистый дисконтированный доход

Д_д=Д_гА_д-К_гА_к,

Д_д= 452474880 ? 0,23 - 17240400 ? 3,1 = 50623982,4

5. Индекс доходности проекта

И_д=Д_гА_д / К_гА_к,

И_д=452474880 ? 0,23 / 17240400 ? 3,1 = 1,95

15.12 Технико - экономические показатели

Основные технико - экономические показатели, рассчитанные в проекте, сводим в таблицу 15.10.

Таблица 15.10 Технико - экономические показатели

Заключение

В результате проведенных геолого-разведочных работ Волдинскому флюоритовому месторождению дана промышленная оценка. Разведочными работами выявлено геологическое строение месторождения, установлены его размеры, условия залегания, морфология, вещественный состав и строение рудного тела.

Волдинское месторождение характеризуется благоприятными горно техническими условиями эксплуатации; руды и вмещающие породы достаточно устойчивы. Примерно 17 % запасов может быть отработано штольным способом, остальные запасы подлежат выемке из шахтных выработок.

По данным проведенных технологических исследований в лабораторных и полупромышленных условиях установлено, что руды Ново-Бугутурского, Горинского, Семилетнего, Шахтерского месторождений хорошо поддаются обогащению по единой флотационной схеме с применением обычно используемых промышленностью недефицитных реагентов. По этой схеме обеспечивается получение из руд Волдинского месторождения флотоконцентрата марки ФФ-95А, при извлечении минерала в него 91-94 %.

Волдинское месторождение, как и все остальные месторождения Бугутуро-Абагайтуйской группы занимают весьма благоприятное географо-экономическое положение. Оно находится в обжитом, экономически освоенном районе, вблизи от железной дороги (40 км от ст.Забайкальск). В районе имеется достаточная топливная и энергетическая база, выявлены местные источники технического и питьевого водоснабжения.

По своим запасам Волдинское месторождение занимает третье место в районе и совместно с другими месторождениями Бугутуро-Абагайтуйской группы является надежной базой для крупного горно-обогатительного комплекса.

Компактность в расположении месторождений, идентичность технологических свойств их руд позволяет вести их переработку на одной крупной районной обогатительной фабрике.

В настоящем проекте предпринята попытка проектирования районной обогатительной фабрики для обогащения флюоритовых руд НовоБугутурского, Шахтерского, Горинского, Семилетнего месторождений по единой технологической схеме для обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения.

Список используемой литературы

Ржевский В.В. Открытые горные работы. Учебник для ВУЗов. Часть 1, 2, 4-е издание переработанное и дополненное. М.:Недра. 2007 г.

Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. М.:Недра. 2008 г.

Единые правила безопасности при ведении взрывных работ. М.: НПО ОБТ.-2003г.

Буровзрывные работы на угольных разрезах. Н. Я. Репин, В.П. Богатырёв и др. М. Недра. 2007 г.

Теория и практика открытых разработок. Н. В. Мельников, А. И. Арсентьев, М. С. Газизов и др. М. Недра 2006.