Главная              Рефераты - Разное

Положение о премировании из фмп 94 Плановый баланс рабочего времени 95 - реферат

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ 3

ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 7

Выбор и расчет схемы дробления 8

Выбор и расчет схемы измельчения 13

Расчет качественно -количественной схемы обогащения 21

Расчет водно-шламовой схемы 24

Выбор и расчет оборудования для классификации 27

Выбор и расчет оборудования для флотации 31

Выбор и расчет оборудования для сгущения 33

СПЕЦЧАСТЬ 34

Электрохимическая флотация 35

ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ 41

ОХРАНА ТРУДА И БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ НА ПРОИЗВОДСТВЕ 45

Производственная санитария 46

Пожарная безопасность 50

План ликвидации аварии 53

СТРОИТЕЛЬНАЯ ЧАСТЬ 54

Выбор площадки строительства и ее инженерная характеристика 55

Размещение зданий и сооружений 56

ОПОРБОВАНИЕ, КОНТРОЛЬ И АВТОМАТИЗАЦИЯ 58

Методы контроля технологического процесса и качества продукции 59

Параметры опробования и контроля производством 65

Управление технологическими процессами измельчения, флотации ,

сгущения 66

ВНУТРИФАБРИЧНЫЙ ТРАНСПОРТ И СКЛАДСКОЕ ХОЗЯЙСТВО 69

Описание схемы транспорта 70

Грузоподъемные устройства 71

Расчет пластинчатого питателя 72

Расчет ленточного конвейера 75

Обоснование и выбор склада 81

Выбор и расчет бункера 82

ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ 83

Электротехническая часть 84

Выбор типов электродвигателей и пусковой аппаратуры 85

ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 90

Введение 91

Организация производства и труда на фабрики 92

Организация труда и заработной платы 93

Положение о премировании из ФМП 94

Плановый баланс рабочего времени 95

Годовой фонд заработной платы специалистов ,служащих и МОП 96

Штататная ведомость рабочих по профессиям и разрядам 97

Основные технологические показатели работы фабрики 98

Сметно- финансовый расчет стоимости оборудования 99

Сводная таблица капитальных затрат по цеху 102

Калькуляция себестоимости готовой продукции 105

Сравнение технико-экономических показателей 106

ЛИТЕРАТУРА 107

ВВЕДЕНИЕ

Цех разделения файнштейна входит в состав комбината “Североникель”. Находится в Мурманской области, в районе города Мончегорска.

Цех разделения файнштейна предназначен для переработки файнштейна с целью получения медного и никелевого концентратов, отвечающих техническим условиям по содержанию металлов.

Исходное сырье для получения концентратов - медно-никелевый файнштейн с содержанием меди и никеля 72 - 73 %.

Файнштейн выпускается в виде монолитных блоков.

Массовые доли %: никель 40

медь 32

кобальт 0,5 - 1,38

железо не более 3,5

сера не менее 22.

Допустимая примесь посторонних включений в файнштейн не более 0,1 % от общей массы блока.

Насыпной вес - 4 т/м3

Плотность - 5,6 т/м3

Коэффициент твердости - 6.

Файнштейн - продукт конвертирования медно-никелевого штейна ,получаемого при плавке шихты в рудно- термических печах.

Структурная основа медно-никелевого файнштейна- сростки и зерна сульфида меди (Cu2 S)-халькозина и сульфида никеля (Ni3 S2 )-хизливудита с включением зерен медно-никелевого металлического сплава переменного состава.

Общее соотношение Cu к Ni в файнштейне 0,7-1,5.Основу твердого файнштейна составляет 56 -85 %.Ni в сульфидной форме. Размер зерен 50-150 мкм .В сульфидной меди находится 90-95% всей меди файнштейна.

Металлический сплав состоит из никеля (60-80%), меди (5-15%), платины (0,135%), железа (6-15%) ,палладия (0,16-1,1%), серы (2,5-5,5%). Его состав и выход зависит от охлаждения и химического состава исходного файнштейна. При быстром охлаждении медь не успевает выделиться в виде сульфида, тогда металлический сплав содержит больше меди. Магнетит и шлаковые включения развиты в верхних слоях слитка файнштейна. Нижние слои обогащены тяжелым металлическим сплавом (удельный вес 8,3 г/см), а верхние магнетитом (5,2 г/см). Поэтому, для получения благоприятной структуры файнштейна ,обеспечивающей эффективное разделение меди и никеля, необходимо медленное охлаждение файнштейна со скоростью 8-10 градусов в час от 650 до 400 градусов, зимой-65 часов, летом-72 часа кроме того необходимо соблюдать режим доводки файнштейна (продувки).

Медно-никелевый файнштейн относится к веществам первого класса опасности, не обладает пожаро - взрывными свойствами.

В воздушной среде и стоячих водах в присутствии других веществ и факторов токсичных соединений не образует.

Файнштейн поступает с трех комбинатов: Норильский, “Печенганикель” и “Североникель”.

Норильский файнштейн - блоки весом до 30 т. с тарой в форме усеченной пирамиды с четырьмя проушинами и куски, затаренные в изложницы. Из Мурманского порта поставляется железнодорожным транспортом в контейнерах.

Файнштейн “Печенганикель” - блоки в форме усеченной пирамиды весом до 17 тонн с четырьмя закладными проушинами. Поставляется железнодорожными платформами.

Файнштейн “Североникель” - блоки в форме усеченной пирамиды весом до 20 т с двумя закладными проушинами, куски с наибольшим размером 2,5 м, затаренные в совки. Вес до 10 т. Поставляется местным парком в думпкарах.

Качество сырья определяется следующими показателями, характеризующими состав, технологические, физические и структурные свойства, влияющие на процесс разделения.

По данным практики составляются пропорции по видам файнштейна.

Плановое соотношение соответствует:

“Печенганикель” : “Североникель” : “Норильский никель” = 1 : 1,21 : 1,46.

Характеристика товарной продукции

Таблица № 1

Параметры

Медный концентрат

Никелевый концентрат

Плотность т/м3

5,3

5,8

Содержание тв., %

до 50

до 20

Содержание кл. - 0,044, %

не менее 96

85 - 95

Содержание, % меди

не менее 65,0

не более 5,0

Содержание, % никеля

не более 3,7

не менее 67

Таблица № 2

Фазовый состав

Содержание фазы, %

Кр-ть сростков, мм

Примечание

в сростках

Медный концентрат

1. Сульфид меди и сульфиды меди с железом

90 -95

5 - 10

0,01 - 0,05 редко до 0,07

2. Медь металлическая

ед. зерна

20

0,01 - 0,03

3. Сульфид никеля

5 - 10

0,01 - 0,05

57 % составляют сростки сульфидов меди с хизлевудитом и ферритом или вростки феррита в хизлевудит Сu2 + Cu5 FeS4

4. Сплавы никеля

ед. зерна

50

0,01 - 0,04

5. Ферриты типа Fe3 O4

ед. зерна

-

-

Никелевый концентрат

1. Сульфиды никеля и сульфиды никеля с железом

60 - 70

20 - 30

0,03 - 0,07 редко 0,15

2. Сплавы никеля

20 - 30

60 - 70

0,03 - 0,07

3. Медь металлическая

1 - 2

40 - 50

0,01 - 0,07

70 % частично открытые сростки сульфидов меди с сульфидами никеля и металлическим сплавом.

4. Сульфиды меди и сульфиды меди с железом Сu2 + Cu5 FeО4

1 - 5

80 - 90

0,01 - 0,1 редко 0,3

5. Ферриты типа Fe3 O4

0,5

50 - 60

0,01 - 0,03

6. Шлаки силикатно-ферритового состава

ед. зерна

0,15 - 0,4

-

7. Уголь

ед. зерна

-

0,1 - 0,15

ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
Выбор и расчет схемы дробления

Блоки файнштейна, совки и изложницы с файнштейном перегружаются мостовым краном на платформу 50 т - весов и через специальный проем в бетонном ограждении площадки устанавливаются на решетку для раскалывания.

Раскалывание производится агрегатом первичного дробления АД - 1.

АД - 1 - полноповоротная самоходная машина на гусеничном ходу с индивидуальным гидравлическим приводом всех механизмов. Состоит из четырех частей: базовой машины, стрелы в сборе, рамки и гидроударника Раммер 1600 НД.

Марка базовой машины - экскаватор ЭО - 3122, Гост 22894 - 77.

Гидроударник устанавливается на экскаваторе вместо ковша, его вес 25 - 50 кг.

Размер наибольшего куска, получающегося после раскалывания - 350 мм.

Исходные данные для расчета

Qср . = 400 тыс. т/год

руда средней твердости

pн = 4 т/м3

p = 5,6 т/м3

Dmax = 350 мм.

d min =25 мм

В связи с тем, что проектируемый цех имеет небольшую годовую производительность по исходному файнштейну, а современный конусные дробилки высокопроизводительны, нерационально применение грохотов для предварительного грохочения. Установка низко производительных валковых и молотковых дробилок невозможна, т. к. будет иметь место очень быстрый износ валков и молотков.

Таким образом, в проекте предусматриваем схему дробления, разработанную на комбинате "Североникель".

Схема 1.

Крупное дробление — I

Склад
Среднее дробление — II


1 Производительность отделения крупного дробления, среднего и мелкого.

Режим работы - пятидневная рабочая неделя, по две смены в сутки, продолжительностью по 7 часов. Цех расположен в северном районе, поэтому расчетное число рабочих дней в году - 247. Q = = 115 т/ч

2. Общая степень дробления: S = = 350/25 = 14

3. Степени дробления в отдельных стадиях: S = S1 * S2 * S3

Средняя степень дробления: Sср = 2,4 = = 2.4

В первой стадии принимаем S1 = 2,65

Во второй стадии принимаем S2 = 2,5

В третьей стадии принимаем S3 = 2,1

4. Условные максимальные крупности продуктов после отдельных стадий дробления:

D2 = = = 132 мм

D3 = = = 52.8 мм

D4 = = = 25 мм

5. Ширина разгрузочных щелей дробилок:

I1 = = = 82.5 мм

I2 = = = 36 мм

I3 = = = 12 мм

Z - коэффициент закрупнения, выбирается по типовой характеристике крупности конусных дробилок крупного дробления, а для дробилок среднего и мелкого дробления .

Характеристика крупности дробленого продукта щековой дробилки.

Характеристика крупности дробленого продукта КСД.

6. Требования, которым должны удовлетворять дробилки.

Таблица 3.

Показатели

I стадия

II стадия

III стадия

Крупность наибольших кусков в питании, мм

350

132

52,8

Ширина разгрузочной щели, мм

82,5

36

12

Требуемая производительность, т/ч

115,7

115,7

115,7

м3

29

29

29

5. Технологическая характеристика выбранных дробилок.

Таблица 4.

Стадия дробления

Тип и размер дробилок

Ширина приемного отверстия, мм

Пределы регулирования разгрузочной щели, мм

Производи­тельность, м3

I стадия

ЩДП 6 * 9

600/900

100

30- 50

ККД 500/75

500

110,140,160

150

II стадия

КСД 600Гр

75

12 - 35

12 - 35

III стадия

КМД 1200Гр

50

3 - 12

30

5. Уточнение производительности дробилок.

В каталогах производительности дробилок дается для средних по крепости руд с насыпной массой 4 т/м3 и при условии, что размер наибольших кусков в питании равен 0,8 - 0,9B, где B - ширина приемного отверстия. Для руд с другими физическими свойствами должны быть введены поправки. С учетом всех поправок производительность дробилок Q (в т/ч) определяется по формуле:

Q = Qк * kдр * kб * kкр * kвл

Qк - производительность дробилки по каталогу, т/ч;

kдр - поправка на крепость (дробимость) руды;

kкр - поправка на крупность питания;

kвл - поправка на влажность; kб = бн / 1,6 » б / 2,7

Производительность ЩДП 6 * 9: Q = 30 * 4 * 0,9 * 1,2 * 1 * 1 = 130 т/ч.

Производительность ККД 500/75: Q = 150 * 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 648 т/ч.

Для установки в первой стадии принимаем щековую дробилку ЩПД 6 * 9, как имеющую больший коэффициент использования, меньшую стоимость и установочную мощность.

Производительность КСД 600 Гр. Q = 30 * 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 130 т/ч.

Производительность КМД 1 200 Т. Q = 30* 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 130 т/ч

Выбор схемы и расчет оборудования для

измельчения и классификации

Исходные данные для расчета

По данным практики крупность исходного материала - 25 - 0 мм содержание кл. - 0,044 в исх. шт. 12 %

Измельчение проводится до 90% Кл.-0,044мм.

В проекте принимаем схему измельчения, предложенную институтом “Механобр”. Часовая производительность главного корпуса:

Qп.гл.к = = 50 т/ч

Измельчение

VIII

VII

VI

V

IV

Дробление

Пески

Слив на флотацию

Схема 2
Измельчение

Классификация

Пески

Классификация

Расчет I стадии измельчения

По данным практики имеем:

b5 - 0,044 = 4 %

b7 - 0,044 = 50 %

Крупность исходного питания 25 - 0 мм.

Эталонная мельница МШР 2,7 * 2,1 производительностью Q = 29 т.

1. Удельная производительность по вновь образуемому классу - 0,044 мм действующей мельницы:

qэ= = * = 0,78 т/м3ч

Предполагаем установить мельницы:

МШР 2,7 * 2,1

МШР 2,1 * 3,0

МШР 2,1 * 2,2

2. Удельная производительность проектируемых мельниц определяется по формуле:

q = q1 * kи * kк * kд * kт

а) kи - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды. Так как действующая и проектируемая мельница работают на одном и том же файнштейне, то:

kи = 1.

б) kк - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и проектируемой обогатительной фабриках.

Эталонная мельница работает на крупности исходного питания 25 - 0 мм. Измельчает до 50 % кл - 0,044 мм.

Проектируемая мельница работает на крупности исходного питания 5- 0 мм. Измельчает до 55 % кл - 0,044 мм.

kк = m2 / m1

m1 - относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при той крупности исходного и конечного продукта, которые имеют место на фабрике.

m2 - то же для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продукта.

kк = 1,1 / 0,89 = 1,23

D – 0,15

D1 – 0,15

в) kд - коэффициент, учитывающий различие в диаметре барабанов проектируемой и работающей мельниц.

kк = ( ) 0,5 ;

D и D1 - соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и работающей мельниц.

Для мельницы МШР 2,7 * 2,1 kд = 1

2,1 – 0,15

2,7 – 0,15

Для мельницы МШР 2,1 * 3,0

kк = ( ) 0,5 = 0,87

Для мельницы МШР 2,1 * 3,0 kд = 0,87

г) kт - коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.

Так как и проектируемая, и работающая мельницы с разгрузкой через решетку, то kт = 1

Удельная производительность проектируемых мельниц:

Для МШР 2,7 *2,1

q = 0,78 * 1,23 * 1 * 1 * 1 = 0,96 т/(м3 * ч)

Для МШР 2,1 * 3,0

q = 0,78 * 1,23 * 0,87 = 0,83 т/(м3 * ч)

Для МШР 2,1 * 2,2

q = 0,78 * 1,23 * 1 * 1 = 0,83 т/(м3 * ч)

p (D – 0,15) 0, 5

4

3. Рабочие объемы барабанов мельниц.

V = * L

p (2,7– 0,15) 0,5

4


p (2,1 – 0,15) 0,5

4

Для МШР 2,7 * 2,1 V = * 2,1 = 11,7 м3

p (2,1 – 0,15) 0,5

4

Для МШР 2,1 * 3,0 V = * 3,0 = 8,96 м3

Для МШР 2,1 * 2,2 V = * 2,2 = 6,57 м3

4.Производительностьмельницпоруде: Q=

Для МШР 2,7*2,1 Q = = 26,1 т/ч

Для МШР 2,1*3,0 Q = = 17.29 т/ч

Для МШР 2,1*2,2 Q = = 12.68 т/ч

5.Расчетное число мельниц/

МШР 2,7*2,1 n = 50/26,1 = 1,9 n = 2 = 2/1,9 = 1,05

МШР 2,1*3,0 n = 50/17.29 = 2.9 n = 3 = 3/2.9 = 1.03

МШР 2,1*2,2 n = 50/12.68 = 3.9 n = 4 = 4/3.9 = 1.02

Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям

Размеры барабанов мельниц, мм

Число мельниц

Масса мельниц, т

Установочная мощность, кВт

Цена, тыс. руб.

коэф.

запас

Одной. Всех

Одной. Всех

Одной. Всех

1

2700*2100

2

68 136

380 760

104 208

1,05

2

2100*3000

3

49 147

200 600

134 402

1,03

3

2100*2200

4

44,4 177,6

200 800

110 440

1,02

К установке принимаются две мельницы МШР 2700х2100
Выбор и расчет мельниц второй стадии

Эталонная мельница МШР 2,7 * 3,6 производительностью 43,5 т. Крупность исходного питания 60 % кл - 0,44 мм. Измельчение происходит до 90 % кл - 0,044.

1.

43,5 (90 - 60) * 4

p (2,7– (0,015)2 * 3,6

Удельная производительность эталонной мельницы по вновь образуемому классу - 0,044 мм

qэ = = 0,71 т/ (м3 * ч)

2. kк = 0,92 / 0,91 = 1,01

Для сравнения вариантов принимаем мельницы:

МШР 2,7 * 2,13,6

МШР 2,7 * 2,7

МШР 2,7 * 2,1

Содержание в исходном питании кл - 0,044 мм - 65 %

Содержание в конечном продукте 85 % кл - 0,044 мм.

3. Определение значения коэффициента kд

МШР 2,7 * 2,13,6 kд = 1

МШР 2,7 * 2,7 kд = 1

МШР 2,7 * 2,1 kд = 1

4. kи = 1

5. kт = 1

1. Удельная производительность мельниц по вновь образованному классу.

Для всех мельниц q = 0,71 * 1,01 * 1 * 1 * 1 = 0,72 т/(м3 * ч)

2.

(2,7 – 0,15) 0,5

4

Рабочие объемы барабанов мельниц.

(2,7– 0,15) 0,5

4

Для МШР 2,7 * 3,6 V = * 3,6 = 18,38 м3

Для МШР 2,7 * 2,7 V = * 2,7 = 13,79 м3

( 2,7– 0,15) 0,5

4

Для МШР 2,7 * 2,1 V = * 2,1 = 10,73 м3

3.

( 0,72*18,38)

0,85-0,65

Производительность мельниц по руде:

Для МШР 2,7 * 3,6 Qм = = 58,5 т/ч

0,72*13,79

0,85*,65


Для МШР 2,7 * 2,7 Qм = = 36,5 т/ч

0,72*10,73

0,85-0,65


Для МШР 2,7 * 2,1 Qм = = 29,4 т/ч

4. Расчетное число мельниц.

МШР 2,7 * 3,6 n = 50/58,5= 0,85 n = 1 h = 1,17

МШР 2,7 * 2,7 n = 50/36,5= 1,37 n = 2 h = 1,46

МШР 2,7 * 2,1 n = 50/29,4= 1,7 n = 2 h = 1,17

Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям

Таблица 6

№№ пп

Размеры барабанов мельниц, мм

Число мельниц

Масса мельниц, т

Установочная мощность, кВт

Цена, тыс. руб.

h

коэф.

запас

одной

всех

одной

всех

одной

всех

1.

2700*3600

1

90

-

380

-

108

-

1,17

2.

2700*2700

2

74

148

380

760

95

190

1,46

3.

2700*2100

2

68

136

380

760

89

178

1,17

К установке принимаем две мельницы МШР 2700 * 2100.


Расчет качественно-количественной схемы обогащения

1. Необходимое и достаточное число исходных показателей.

с = 1 + е N = с (nр - ар + 1) - 1

е - число расчетных компонентов;

пр - число продуктов разделения;

ар - число операций разделения

с = 1 + 1 = 2 N = 2 (12 - 6 + 1) - 1 = 13

2. Число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки.

Nn = с(пр - ар ) Nn = 2 * (12 - 6) = 12

3. Определяем максимально возможное число исходных показателей извлечения

Nв.мах = пр - ар Nв.мах = 12 - 6 = 6

Nb = Nn - Nв - Nд = 12 - 6 - 0 = 6

Nb. шх = N - Nп = 13 - 12 = 1

4. На основе анализа результатов испытаний обогащения файнштейна, и практики действующей фабрики, принимаем следующие численные значения исходных показателей:

Таблица 7

b Cu %

e Cu %

b Ni %

e Ni %

1

34,28

100

38,28

100

3

57,12

366,07

14,98

85,97

7

64,41

150,6

7,89

16,52

13

65,16

135,36

7,21

13,41

15

68,02

92,62

5,11

6,23

10

26,13

17,37

43,91

26,14

17

28,49

7,34

41,48

9,57

Схема 3


Порядок расчета схемы по узлам

Таблица 8

№№

1

2

3

№№

1

2

3

1

12

26

29

7

22

21

20

2

23

28

29

8

15

18

20

3

17

21

23

9

15

14

25

4

17

16

28

10

19

24

25

5

13

14

16

11

24

26

27

6

13

12

22

Результаты расчета качественно-количественной схемы

Таблица 9

№ пр.

Q, т/ч

j, %

Cu

Ni

b Cu %

e Cu %

b Ni %

e Ni %

12

50,0

100

34,28

100

38,28

100

13

147,9

295,8

45,29

390,83

26,64

205,88

14

109,8

219,69

57,12

366,07

14,98

85,97

15

126,6

253,17

54,42

424,06

14,55

96,26

16

38,1

76,12

11,15

24,76

60,3

119,91

17

42,5

84,95

12,95

32,1

58,35

129,48

18

40,0

80,15

64,41

150,6

7,89

16,52

19

52,34

104,69

63,31

193,35

8,66

23,7

20

86,5

173,02

54,18

273,46

17,64

79,74

21

11,4

22,79

26,13

17,37

43,91

26,14

22

97,9

195,81

50,92

290,83

20,7

105,88

23

31,1

62,16

8,12

14,73

63,64

103,34

24

35,6

71,21

65,16

135,36

7,21

13,41

25

16,7

33,48

59,38

57,99

11,77

10,29

26

23,34

46,67

68,02

92,61

5,11

6,23

27

12,3

24,54

59,72

42,75

11,20

7,18

28

4,4

8,83

28,49

7,34

41,48

9,57

29

26,7

53,33

4,75

7,39

67,31

93,77

Проверка: jисх * bисх = jк-т * bк-т + jхв * bхв

Проверка по Cu: 100 * 34,28 = 46,68 * 68,02 + 53,32 * 4,74 3428=3428

Проверка по Ni: 100 * 38,28 = 46,68 * 5,11 + 53,32 * 67,32 3828 @ 3828,03

Расчет водно-шламовой схемы

Принятые обозначения:

Rп - отношение жидкого к твердому по массе;

Wп - количество воды в операции или в продукте, м3 /ч;

Lп - количество воды, добавляемой в операцию или к продукту,м3 в единицу времени.

dп - плотность твердого в продукте, т/м3

Vп - объем пульпы в продукте, м3 /ч.

Основные отношения:

Wп = Rп * Qп Rп = Wп / Qп

V = Qп (Rп + 1/dп )


Водно-шламовая схема

Таблица 10

№№ пр.

Наименование

Q, т/ч

R

W, м3

V, м3

1

2

3

4

5

6

V.

Измельчение I стадия

поступает:

5.

дробленый продукт

50

0,02

1

13,5

11.

пески г/ц I стадии

150

0,08

102

139,5

вода LV

17

17

Итого:

200

0,6

120

170

выходит:

7.

измельченный продукт

200

0,6

120

170

Итого:

200

0,6

120

170

VI.

Классификация

поступает:

7.

измельченый продукт

200

0,6

120

170

вода LVI

60

60

Итого:

200

0,9

180

230

выходит:

8.

слив г/ц

150

0,68

102

139,5

11.

пески г/ц

50

1,56

78

90

Итого:

200

09

180

230

VII.

Измельчение II стадия

поступает:

8.

слив г/ц I стадии

50

1,56

78

90,5

13.

пески г/ц II стадии

100

0,3

30

55

вода LVII

5,42

5,42

Итого:

150

0,7

113,42

150,92

выходит:

9.

измельченный продукт

150

0,7

113,42

150,92

Итого:

150

0,7

113,42

150,92

VIII.

Классификация

поступает:

9.

измельченный продукт

150

0.7

113,42

150

вода LVIII

33,58

33,58

Итого:

150

0.9

147

184,5

выходит:

12.

слив г/ц

50

2,12

106

118,5

13.

пески г/ц

100

0,41

41

66

Итого:

150

0,9

147

184,5

IX.

Основная флотация.

поступает:

12.

слив г/ц II стадии

50

2,12

106

118,5

20.

хвосты I перечистки

86,5

2,6

224,9

246,53

21.

к-т I контр. флотации

11,4

2,11

20,05

26,9

вода LIX

3,94

3,94

Итого:

147,9

2,4

354,89

395,84

выходит:

14

к-т основной флотации

109,8

2,5

274,5

301,95

16

хвосты основной флотации

38,1

2,11

80,39

93,89

Итого:

147,9

2,4

354,89

395,84

X.

I перечистка.

1

2

3

4

5

6

поступает:

14.

к-т основной флотации

109,8

2,5

274,5

301,95

25.

хвосты II перечистки

16,7

2,8

46,76

50,94

вода LX

7,64

7,64

Итого:

126,5

2,6

328,9

360,53

выходит:

18.

к-т I перечистки

40

2,6

104

114

20.

хвосты I перечистки

86,5

2,6

224,9

246,53

Итого:

126,5

2,6

328,9

360,53

XI.

I контрольная флотация.

поступает:

16.

хвосты осн. флотации

38,1

2,11

80,39

89,91

28.

к-т II контр. флотации

4,4

2,8

12,32

13,42

вода LXI

34,9

34,9

Итого:

42,5

3,00

127,61

138,23

выходит:

21

к-т I контр. флотации

11,4

2,11

24,05

26,9

23

хвосты I контр. флотации

31,1

3,33

103,56

111,33

Итого:

42,5

3,00

127,61

138,23

XII.

II перечистка.

поступает:

18.

к-т I перечистки

40

2,6

104

114

27.

хвосты III перечистки

12,3

3,8

46,74

49,82

вода LXII

6,02

6,02

Итого:

52,3

3,0

156,76

169,84

выходит:

24.

к-т II перечистки

35,6

3,09

110

118,9

25.

хвосты II перечистки

16,7

2,8

46,76

50,94

Итого:

52,3

3,0

156,76

169,84

XIII.

II контрольная флотация.

поступает:

23.

хвосты I контр. флотации

31,1

3,33

103

111,33

вода LXIII

21,43

21,43

Итого:

31,1

4,0

124,99

132,76

выходит:

28.

к-т II контр. флотации

4,4

2,8

12,32

13,42

29.

хвосты II контр. флотации

26,7

4,22

112,67

119,34

Итого:

31,1

4,0

124,99

132,76

XIV.

III перечистка.

поступает:

24.

к-т II перечистки

35,6

3,09

110

118,9

вода LXIV

14,56

14,56

Итого:

35,6

3,5

124,56

133,46

выходит:

26.

к-т III перечистки

23,3

3,34

77,82

83,64

27.

хвосты III перечистки

12,3

3,8

46,74

49,82

Итого:

35,6

3,5

124,56

133,46


Баланс воды

Таблица 11

Вода поступающая

W, м3

Вода выходящая

W, м3

С дробленым продуктом W5

1

В I стадию измельчения Lv

17

С медным концентратом

В классификацию LVI

60

W26

77,82

Во II стадию измельчения LVII

5,42

С никелевым концентратом

В классификацию LVIII

33,58

W29

112,67

В основную флотацию LIX

3.94

В Iперечистку LX

7,64

В I контрольную флотацию LXI

34,9

Во II перечистку LXII

6,02

Во II контрольную флотацию LXIII

21,43

В III перечистку LXIV

14,56

Итого Wк :

190,49

Итого:

190,49

Общий расход воды на фабрике: S L = Wк - W5 = 190,49 - 1 = 189,49 м3

Расход воды на 1 т. руды: 189,49 / 50 = 3,79 м3

Выбор и расчет оборудования для классификации

Для классификации применяются механические классификаторы и гидроциклоны. Реечные классификаторы, как более сложные по механизму удавления песков, вытеснены из практики спиральными классификаторами. Но и спиральные классификаторы в последнее время заменяются гидроциклонами.

Основной недостаток спиральных классификаторов - высокая стоимость и большие габаритные размеры. Это увеличивает капитальные затраты на оборудование и на строительство зданий обогатительных фабрик. По указанной причине в проекте для классификаци предусматриваем гидроциклоны.


Расчет гидроциклонов после 1 стадии измельчения

Таблица 12

Продукт

Выход j, %

Масса твердого Q, т/ч

R

bтв , %

W, м3

V, м3

Слив

25

50

1,56

39

78

170

Пески

75

150

0,68

59,5

102

60

Исходный

100

200

0,9

52,6

180

230

1.

Qc

Qc (1+ c)

1

1+ c

Частный выход слива: bсл - 0,044 = 65 %

jc = = % c = 3

1

4

1

1+3

с - величина циркулирующей нагрузки.

jc = = = 0,25

2. Номинальная крупность слива при содержании в сливе кл - 0,044 мм = 65 % составляет 210 мкм.

Размер класса, который распределяется как вода

d = 0,15 dи = 0,15 * 210 = 31,5 мкм.

3. Для заданной крупности слива подходит гидроциклон D = 500 мм.

Ориентировочно производительность рассчитывается:

V = 3 * Ka * KD * dn * d Ö P м3

Ka - поправка на угол конусности гидроциклона;

KD - поправка на диаметр гидроциклона;

dn - диаметр питающего патрубка, см;

d - диаметр сливного отверстия, см;

Po - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон Р = 0,04 - 1,5 МПа

V = 3 * 1,0 * 1,0 * 13 * 16Ö 0,04 =124,8 м3

Число гидроциклонов:

n = 230 / 124,8 = 1,84» 2

К установке принимаем 2 рабочих и 2 запасных гидроциклона Ш 500 мм

4. Проверка гидроциклона по шкале при диаметре пескового отверстия D = 8 см

4 * Qn

p D 2

qп = т/см2 * ч

qп - удельная нагрузка на песковый насадок;

Qn - масса песков, т/ч

D - диаметр пескового насадка, см.

4 * 150

p 8,0 2

qп = = 1,16 т/см2 * ч

Удельная нагрузка лежит в пределе установленной нормы.

5. Номинальная крупность слива, которую может обеспечить выбранный гидроциклон:

dп = 1,5

dп - номинальная крупность слива, мкм;

D - диаметр гидроциклона, см;

- диаметр пескового насадка;

r и rо - плотность твердой и жидкой фазы, г/см3 .

dп = 1,5 = 134.39 мкм Получаем крупность слива меньше заданной, поэтому гидроциклон Ш 500 мм обеспечит требуемую крупность слива.

Расчет гидроциклонов после II стадии измельчения

Исходные данные для расчета

Таблица 13.

Продукт

j, %

Q, т/ч

R

bтв , %

W, м3

V, м3

Слив

28,6

50

2,12

32,1

106

118,8

Пески

71,4

150

0,41

70,8

41

66

Исходный

100

200

0,9

52,6

147

184,5

1

1+ 2,5

bсл - 0,044 = 95 %

1. jc = = 28,6 %

2. dn = 74 мкм Выбираем г/ц Ш 360 мм

d = 0,15 * 74 = 11,1 мкм

3. V = 3 * 1,06 * 9 * 11,5 * Ö 0,1 = 104,08 м3

n = 156,51 / 104,08 = 1,5 » 2

4 * 97,2

p 9,6 2

К установке принимаем 2 рабочих и 2 запасных гидроциклона Ш 360 мм

4. qп = = 1,34 т/см2 * ч

Удельная нагрузка лежит в пределе установленной нормы.

5. dп = 1,5 = 59,5 мкм

Получаем крупность слива меньше заданной, поэтому гидроциклон Ш 360 мм обеспечит требуемую крупность слива.

Выбор и расчет оборудования для флотации

Метод флотации основан на физико-химических свойствах поверхностей материалов, их смачиваемости. Не смачиваемые материалы (гидрофобные) прилипают к пузырькам и поднимаются с ними вверх , образуя слой пены, который отделяют от пульпы. Гидрофильные (смачиваемые) остаются в объеме пульпы .Для улутшения разделения применяют реагенты

В проекте принимаем схему флотации, предложенную институтом "Механобр". Существующая схема флотации разделения файнштейна позволяет достигать извлечения Ni в никелевый концентрат 95 % и Cu в медный концентрат 90 %.Она состоит из основной флотации, где происходит разделение файнштейна с получением чернового Cu и Ni концентратов, двух контрольных перечисток, где Ni концентрат очищается от Cu за счет подачи ксантогената,и трех перечисток, где Cu концентрат последовательно очищается от Ni за счет повышения щелочности пульпы, снижения влияния ксантогената, путем повышения температуры и уменьшения плотности камерных продуктов от первой до последней перечистки.

Для операции флотации предусматриваем флотомашины ФМР-63.

V * t

60 * Uk * k

Необходимое число камер в операции:

n = ;

V - часовой объем флотируемой пульпы, м3 /ч;

t - продолжительность флотации в рассматриваемой операции, мин;

Ur - геометрический объем камеры, м3

k - отношение объема пульпы в камере при работе флотационной машины,

k = 0,7 ¸ 0,8

Основная флотация.

t = 9,5 мин. n = = 15,4 n = 16

I перечистка.

t = 11 мин. n = = 15,23 n = 16

II перечистка.

t = 12 мин. n = = 7,8 n = 8

III перечистка.

t = 14 мин. n = 7,3 n = 8

I контрольная флотация.

t = 13 мин. n = 138,23*13/60*6,2*0,7 = 7,2 n =8

II контрольная флотация.

. t = 13,5 мин. n = 132.76*13.5/60*6.2*0.7 =7,1 n =8

Всего принимаем 64камер машины ФМР -63.


Выбор и расчет оборудования для сгущения

Медный и никелевый концентрат после флотационного обогащения подвергаются сгущению на радиальных сгустителях.

Площадь сгущения: S = f * Q

f - удельная площадь осаждения, м3 /т в час ; (принимаем по данным практики).

Q -производительность по твердому, т/ч сгущаемого продукта.

1. Площадь сгущения для медного концентрата:

S = 16 * 18,16 = 290 м3

К установке принимаем сгуститель с центральным приводом Ц - 25 с площадью сгущения 500 м2 .

2. Площадь сгущения для никелевого концентрата:

S = 17 * 20,7 = 351,5 м3

К установке принимаем сгуститель с центральным приводом Ц - 25 с площадью сгущения 500 м2 .


СПЕЦЧАСТЬ
Электрохимическое регулирование селекции

сульфидов меди и никеля

На комбинате “Североникель”, в ЦРФ, была проведена работа по исследованию электрохимической селекции сульфидов меди и никеля.

Как показали электрохимические и адсорбционные исследования , достичь полного подавления сульфида никеля ,путем регулирования рН среды невозможно из-за высокой электрохимической активности и непрочного закрепления окисных соединений на его поверхности в результате чего протекает реакция

4Х+О+2НО2Х2 +4ОН- 2 +4ОН- ведущая к гидрофобизации и флотации сульфида никеля. Где X- сульфид.

Основой этого процесса является высокая способность сульфида никеля передавать электроны адсорбированному кислороду на минеральной поверхности.

Исходя из этого, снижение флотационной активности сульфидов никеля можно достичь путем снятия свободных электронов с поверхности ,что предотвратит протекание указанной реакции, либо путем разложения или восстановления диксантогената ,образовавшегося на минеральной поверхности.

Эти изменения поверхности минерала в пульпе могут быть получены путем анодной или катодной обработки сульфидных пульп при соответствующей разнице в площадях электродов.

Опыты показали, что во флотационной камере около 10% частиц минералов испытывают столкновения в 1 секунду, что имеет большое значение для оценки роли мгновенных электрохимических процессов ,протекающих во флотационной пульпе. Возникающие при соударении частиц между собой и электродом, мгновенные электрохимические акты оказывают влияние на перераспределение реагентов по частицам минералов, являются переносчиками электрохимической реакции от поверхности электрода в объем пульпы.

Для определения влияния заряда поверхности минералов, контактирующей с раствором, на величину адсорбции собирателя, выполнены измерения скачка потенциала электродов, с наложенным на них поляризационным потенциалом, при взаимодействии с раствором ксантогената концентрацией 25 мг/л.

Измерения показали наличие на халькозине двух максимум адсорбций- в катодной и анодной области .Для хизлевудита характерен один максимум -в катодной области .Измерения выполнены в0,1 Н КСl.При переходе к растворам с высоким рН (более 0,9) разница в адсорбции ксантогената на сульфидах будет увеличиваться за счет образования гидратной пленки на сульфиде никеля.

Анодное растворение сульфидов можно выразить

Ni3 S2------ -6e3 Ni++ +2S0

Cu2 S----4 e 2Cu++ +S0

Cu2 S----2e Cu++ + Cu S

При кратковременном наложении анодного потенциала (реакция в монослоях) и высоком рН, характер процессов на сульфидах будет различен. В присутствии в растворе иона ксантогената на сульфиде меди будет идти процесс образования ксантогената меди и диксантогената 2Cu++ +4X-- = 2Cu X+X2 ,, т к ПРNix =4.7*10-16. .и ПР Cu(о H)2 = 2.2*10-20 ,а на сульфиде никеля будет образовываться гидратная пленка ПРNi(о H)2 = 4.8*10-16 , ПР NiX2 = 1.4*10-12 .

Реакция окисления ксантогената на поверхности сульфида никеля в этих условиях будет не возможна, т к происходит изменение электронного состояния поверхности сульфида .Протекание этих преобразований на поверхности сульфидов должно резко увеличить их селекцию.

Однако, избыточная степень окисления сульфидов ( высокий анодный потенциал или длительное воздействие) приведет к образованию толстой гидратной пленки на сульфиде никеля, которая будет отслаиваться за счет кристаллографической несовместимости и вызывать повторную активизацию сульфида. Возможно так же отложение элементарной серы на сульфиде, что вызывает повышение его флотоактивности.

Опытным путем установили влияние времени электрохимического анодного окисления на флотационное извлечение сульфидов меди и никеля после контакта с ксантогенатом в течение 5 минут, при расходе собирателя 1 кг/т, при отношении площади анода к площади катода 100:1 и Т:Ж = 1:10 .Анод и катод изготовлены из платины, флотация сульфидов проводилась в трубке Халимонда при времени флотации 5 минут. Полученные зависимости подтвердили эффективное влияние кратковременной анодной обработки пульп сульфидов никеля и меди

Извлечение сульфида меди возрастает за счет образования дополнительного количества диксантогенида на его поверхности, а извлечение сульфида никеля резко снижается за счет изменения состояния поверхности (гидратообразования) и десорбции образовавшегося диксантогенида.

Флотационные опыты показали, что при принятой конструкции электродной станции(отношение площади анода к катоду 30:1) и напряжение 1,5 вольта, оптимальным является время обработки 5-10 минут. Суммарный индекс селективности разделения получен сложением индекса селективности для медного концентрата(SCu ) и никелевого(SCu ),которые рассчитаны по формулам:

SCu = = SNi =

где: SCu .и .SNi - извлечение меди и никеля в соответствующие концентраты в долях единицы.


Результаты флотационных опытов по разделению файнштейна с электрохимической обработкой

Никелевый концентрат

Медный концентрат

Суммарный

индекс

селективности

Условия

Электрохимического

Окисления(восстановления)

g,%

Содержание, %

Извлечение, %

g,%

Содержание,%

Извлечение,%

Cu

Ni

Cu

Ni

Cu

Ni

Cu

Ni

1

49,75

5,16

66,7

9,38

74,3

32,92

64,2

8,83

77,3

6,5

76,85

Эталонный без обработки

2

41,6

4,06

68,0

6,16

63,3

37,0

64,0

9,04

86,2

7,49

103,8

Осн,ЭХО-0,5 U=1.5B

Переч.ЭХВ-1 U=3В

3

49,8т

4,91

67,0

8,91

74,5

36,1

64,25

8,79

84,6

7,1

101,8

Осн,ЭХО-,5 U=1.5B

Переч.ЭХВ-1 U=3В

4

49,9

5,79

66,0

10,5

73,6

33,5

66,0

6,71

80,6

5,03

101,8

Осн,ЭХО-,1 U=3B

Переч.ЭХВ-10 U=1,5В

5

41,6

3,19

68,9

4,81

64,0

39,3

61,15

12,24

87,8

10,7

95,4

Осн,ЭХО-0,,5 U=3B

Переч.ЭХВ-1 U=8В

6

48,3

5,68

66,1

10,0

71,4

33,0

66,2

6,59

79,9

4,87

100,5

Осн,ЭХО-1 U=3B

Переч.ЭХВ-1 U=8В

7

52,5

5,91

65,9

11,3

77,4

31,7

66,15

6,61

76,6

4,68

93,6

Осн,ЭХО-1 U=1.5B

Переч.ЭХВ-1 U=8В

8

55,6

5,64

66,2

11,42

82,4

34,5

65,35

7,51

82,3

5,8

111,6

Осн,ЭХО1 U=1.5B

Переч.ЭХВ-1 U=8В


В открытых флотационных опытах электродная станция состояла из трех пластин из нержавеющей стали размером 100*100 мм укрепленных на стенках флотационной камеры и служивших анодом, катодом служила пластинка из нержавеющей стали размером 10*120 мм ,установленная рядом с валом импеллера.

На основании результатов лабораторных опытов проведены промышленные испытания технологии с использованием электрохимического воздействия на флотационную пульпу. Были установлены три электродные станции: на основной флотации и на перечистках.

1. Основная флотация, сущность процесса:

А) образовавшийся на сульфиде никеля диксантогенид (ROCSS)2 за счет высокой поляризации сульфида десорбируется с него и переходит в раствор, а на поверхности сульфида образуется гидратная пленка;

Б) образование диксантогенида в жидкой фазе пульпы за счет окисления ионов ксантогената на аноде 2ROCSS-2c ( ROCSS)2 :

В) адсорбция образовавшегося диксантогенида на сульфиде меди.

Указанные процессы повышают скорость флотации сульфида меди и резко повышают селективность процесса разделения. Оптимальными режимами являются: при 120т/см-15 А, при 150т/см-25 А.

2. Перечистные операции, сущность процесса:

При катодной обработке происходит восстановление диксантогенида до ксантогенат-иона за счет катодной реакции ( ROCSS )2 +2c 2ROCSS и частичное разложение ксантогената на спирт и сероуглерод.

Катодная обработка обеспечивает получение подвижной пены в перечистных операциях и дополнительное подавление сульфида никеля.

Вывод-

Полученные результаты свидетельствуют о высокой эффективности электрохимического воздействия на флотационные системы. Так, электрохимическая обработка пульп в ЦРФ позволяет сократить фронт флотации на 25-30%, снизить расход собирателя на 18-20% и щелочи на 10-15%, при одновременном улучшении качества получаемых концентратов. При воздействии на рудные пульпы происходит повышение извлечения металлов и возрастает скорость флотации. Но внедрение электрохимической флотации в ЦРФ требует значительных капитальных вложений на переоснащение цеха основным технологическим оборудованием, а также больших затрат на электрическую энергию, поэтому электрохимическая флотация на комбинате “ Североникель “ пока не применяется.


ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ

СРЕДЫ
Проектируемая фабрика находится в Мурманской области недалеко от города Мончегорска.

Среднегодовая температура воздуха -10 С, среднемесячная температура наиболее холодного месяца января -11.20 С. Абсолютный максимум температуры воздуха +290 С, абсолютный минимум температуры -370 С. Средняя продолжительность безморозного периода - 86 дней. Средняя скорость ветра 2,8 м/с, максимальная скорость ветра 25 м/с. Фабрика расположена на землях, мало пригодных для сельскохозяйственных угодий.

Охрана водоемов

Сброс производственных вод из технологического процесса осуществляется в канализационную сеть АО ,,Североникель,, а затем ,через отделение сорбционной очистки сливы уходят в озеро Сопча и далее в озеро Имандра.

Несмотря на очистку вод в ямах отстойников, а затем фильтрацию на свечевых фильтрах ПАР-80,очистка воды происходит не полностью.

В качестве загрязняющих компонентов технологического процесса в канализацию сливаются воды с содержанием:

Таблица 15

компонент

Ni

Мг/л

Cu

Мг/л

Взвеси

Г/л

Ксантогенат

калия

рН

СтокиЦРФ

0,18

0,04

160

--

--

ПДК

0,1

0,1

15

0,01

8,5

Сливы ЦРФ имеют рН»11,0, однако щелочность играет большую роль в процессе отстаивания и фильтрации, к тому же при смешивании со стоками других цехов в отделении сорбционной очистки, обладающих повышенной кислотностью, происходит нейтрализация вод . Для предотвращения загрязьнений водного бассейна рекомендуется ужесточить контроль за процессом фильтрации, и использовать воды вторично, создав зарытый контур водообмена . ЦРФ не нуждается в хвостохранилище, т.к. перерабатывает сплав двух металлов: меди и никеля, и целью деятельности ЦРФ является разделение этих двух металлов в самостоятельные концентраты.

Медный концентрат с содержанием твердого 45-55% по пульпопроводу направляется в медеплавильный цех комбината "Североникель", а никелевый концентрат с содержанием твердого 48-55% так же по пульпопроводу подается в цех автоклавного рафинирования комбината.

Выбросы в атмосферу

Выбросы в атмосферу твердых вредных веществ, в частности пыли файнштейна, ничтожно малы, так как, все технологические процессы, связанные с пылеобразованием происходят в закрытых помещениях, вследствие чего выбросы в атмосферу не превышают ПДК,.

Таблица 16

Состояние воздушной среды

Наименование рабочих мест

Содержание вредных примесей

Темпе-ратура град.

Влаж-ность, %

Никель мг/м3

Медь мг/м3

ПДК и норма

1Корпус крупного дробления, отметка 00-у пековой дробилки

2 Корпус среднего и мелкого дробления; площадка на отметке 00

3 Главный корпус, площадка бункеров

0,5

9,2

21,2

2,6

1

1,35

4,85

0,7

17-23

10,8

13,6

16

75,0

63

82

62

Для обеспечения состояния воздуха, определенного санитарными нормами применяются в наиболее запыленных местах системы аспирации.

Запыленный воздух очищается от пыли в системе пылеулавливания медеплавильного цеха.

Воздух проходит четырехстадиальную систему очистки.

1.Стадия пылеулавливания- циклон приставка ЦП-2

2.Стадия - батарейные циклоны типа БЦ

3.Стадия- электрофильтры типа АП 40х30

Для доведения запыленности отходящих газов до санитарной нормы 0,380 г/мз и утилизации их после сухих стадий очистки, газы дымососом Д-15,5 на четвертую стадию очистки - мокрые скрубберы.

Объемный расход воды на один скруббер до 120 мз /ч.

Оборотная вода из скрубберов, насыщенная пылью поступает в емкости оборотной воды комбината.

Температура воды на выходе из скрубберов до 350 С.

После мокрой очистки воздух выбрасывается через свечу высотой 45 м в атмосферу. Для улавливания капельной жидкости после аппаратов мокрой очистки на свече каждой пыле- газоулавливающей установки имеются прямоточные центробежные пыле улавливатели КМЦ.

ОХРАНА ТРУДА И БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ НА ПРОИЗВОДСТВЕ


На проектируемой фабрике при работе технологического оборудования (дробилки, мельницы, флотомашины) могут возникать вредно действующие на организм работающих факторы.

Вибрация - при работе дробилок, мельниц, при длительном воздействии вызывает профессиональные заболевания. Мероприятия по ограничению воздействия вибраций, предусмотренные проектом:

1. Дробилки, грохота, мельницы являются источниками вибрации, устанавливаются на самостоятельные фундаменты с прокладками, заглубленные больше, чем фундаменты зданий.

2. Осуществляется точная балансировка всех вращающихся частей машин.

3. Необходимо производить своевременный ремонт оборудования и систематическую смазку вибрирующих частей.

4. Для изоляции дробилок, опор мельниц применяются амортизирующие материалы (резина, войлок)

Шум - при работе всего технологического оборудования, а именно мельниц ,дробилок, конвейеров и т. д. Для уменьшения воздействия шума на организм человека, необходимо регулировать работу машин и механизмов в процессе эксплуатации, обеспечить надежное и жесткое крепление ограждений или кожуха.

Барабанные мельницы обшиваются деревянными брусками с прокладкой из резины.

Для снижения шума создаваемого двигателями, вакуум-насосами, вентиляторами, запроектировано применение "активных" глушителей, принцип действия которых основан на поглощении звуковой энергии и превращения ее в тепловую.

Рабочим предусмотрена выдача средств индивидуальной защиты от шума - антифоны.

.Пыль - при дроблении, измельчении, разного рода перегрузках сухой руды - эти процессы сопровождаются сильным пылевыделением; При операциях дробления, грохочения, перегрузка руды с конвейера на конвейер образуется большое количество пыли. На фабрике предельно допустимая концентрация пыли в воздухе 1,5 мг/м3. Вредное влияние пыли на легкие человека является наиболее опасным ее действием и вызывает тяжелое профессиональное заболевание - пневмокониоз

Предусматриваются следующие мероприятия

1. Полная герметизация мест перегрузки руды с конвейера на конвейер, мест загрузки дробилок рудой, мест грохочения руды;

2. Гигиеническая уборка оборудования;

3. Местный отсос запыленного воздуха в цехе дробления;

4. Общая вентиляция в главном корпусе и реагентном отделении.

Освещенность - при недостаточном освещении рабочих мест и помещений; Освещенность принята:

1. В помещениях, редко посещаемых людьми (туннели пульпопроводов и хвостопроводов, проходы между фундаментами) - 5ЛК; (лампы накаливания)

2. В помещениях, в которых установлено оборудование, требующие наблюдения за работой без различения деталей (питатели и затворы бункеров, конвейеры внутри цехов, гидроциклоны) - 15лк; (лампы дневного света)

3. В помещениях, в которых установлено основное оборудование (мельницы, флотомаширы, сепараторы) - 15 лк; (лампы дневного света)

4. В помещениях КИП - 150 лк; (лампы дневного света)

5. На складах все зоны рабочих механизмов - 20 лк; (лампы накаливания)

6. В закрытых переходах и пешеходных тоннелях - 20 лк.; (лампы накаливания)

Опасно действующие факторы:

.Электрический ток, служащий причиной травм при прикосновении к токоведущим частям и корпусам электрооборудования. Обогатительная фабрика является потребителем большого количества электроэнергии. Общая фабричная электрозащита - это заземление всех корпусов электрооборудования. Защитное отключение - быстро действующая защита, обеспечивающая автоматическое отключение электроустановки при возникновении опасности поражения током. Для предотвращения поражения электрическим током, персоналом, обслуживающим электрооборудование применяются средства индивидуальной защиты: резиновые перчатки, боты, резиновые коврики, специальные штанги.

На проектируемой фабрике запроектировано безопасное размещение проводников тока:

· воздушные линии электропередачи, исключающие случайное прикосновение к ним человека;

· подземные кабели.

Изоляции подлежат все токоведущие части с напряжением больше 24 В.

Пусковые устройства монтируются в зоне обслуживания оборудования на видных местах. При ремонте оборудования двигатели отключаются с местных щитов при помощи кнопочного отключателя. Перед пуском оборудования подается звуковой сигнал.

В цехах крупного, среднего и мелкого дробления в местах погрузки и разгрузки дробленого продукта, может возникнуть опасность поражения случайными выбросами кусков породы из рабочей камеры дробилки. Для избежания этого следует исключить попадание человека в опасную зону, предусмотреть ограждения, соблюдать безопасность проходов.

Из-за отсутствия ограждений на площадках может произойти случайное падение человека и предметов.

Все обслуживающие площадки, переходные мостики и лестницы делаются прочными, устойчивыми и снабжаются перилами не менее 1 метра с перекладиной и сплошной обшивкой по низу перил на высоту 0,14 м.

Рабочие площадки, расположенные на высоте более 0,3 м, ограждаются перилами и снабжаются лестницами. Площадки и ступени лестниц выполняются таким образом, чтобы на них не задерживалась влага и грязь. Ширина лестницы не менее 0,6 м , высота ступеней не более 0,3 м , ширина ступеней не менее 0,25 м . Металлические ступеньки лестниц выполняются из рифленого железа. Углы наклона постоянно эксплуатируемых лестниц не более 45 градусов, посещаемых 1-2 раза в смену - не более 60 градусов, в зумпфах и колодцах до 75 градусов.

Опасные элементы оборудования - из-за отсутствия ограждений может произойти травмирование людей, поэтому обязательно ярко окрашивать опасные элементы, предусмотреть сигнализацию знаки опасности, средства коллективной защиты (предохранительные блокирующие устройства, защитное отключение).

Реагенты - бутиловый ксантогенат - при внезапном выделении в воздух большого количества газов может произойти отравление. В реагентном отделении предусмотрена аварийная вытяжная вентиляция. В определенном месте хранится запас противогазов, число которых на 50 % больше максимального списочного состава работающих в смене. Для лиц, занятых на работах в реагентном отделении должна быть предусмотрена индивидуальная подгонка противогазов.

Выделены специальные места, оборудованные аптечками с полным комплектом противоядий, средствами от ожогов и перевязочными материалами.

Место складирования каждого реагента определено надписью с наименованием хранимого реагента.

Растворные чаны и отстойники, а также связанные сними коммуникации ,располагаются таким образом, чтобы в случае надобности можно было полностью удалить содержащиеся в них реагенты в аварийные емкости.

В ЦРФ для разделения файнштейна применяют следующие реагенты, оказывающие вредное воздействие на человека - бутиловый ксантогенат, каустическая сода (щелочь). Ксантогенат - токсичное вещество. Действие паров ксантогената и паров его разложения аналогичны действию сероуглерода.

На территории фабрики предусмотрено строительство бытового корпуса, в котором размещены душевые, гардероб, сушилка.

Здание столовой - общее для всех цехов и служб комбината.

Предусмотрено снабжение ЦРФ питьевой водой, аптечками первой медицинской помощи.

Все рабочие места проветриваются и прогреваются в соответствии с существующими нормами.

Пожарная безопасность

Медно-никелевый файнштейн относится к веществам 1-го класса опасности согласно ГОСТ 12. 1 007- 76, не обладает пожаро - взрывоопасными свойствами. В воздушной среде и сточных водах , в присутствии других веществ и факторов, файнштейн токсичных

соединений не образует.

Противопожарная охрана осуществляется противопожарной службой комбината "Североникель".

Компоновка зданий на промышленной площадке выполнена в соответствии с розой ветров так, чтобы наименее пожароопасные корпуса находились с подветренной стороны.

Главный корпус цеха по пожароопасности относится к категории В; отделение дробления, склады запчастей - к категории D; степень огнестойкости 1-2.

Величина противопожарных разрывов 10 м.

Внутри производственных помещений проведен внутренний пожарный водопровод, подключенный к наружному. Для получения воды из водопровода устанавливаются гидранты предусматривают размещение кранов так, чтобы подача воды велась не менее чем из двух кранов (точек). Внутренние пожарные краны устанавливаются на лестничных клетках, у входов в коридорах и помещениях. Оборудуются рукавными стволами, ранами, длина рукава³10 м. Постоянный напор во внутренней сети обеспечивает получение струи 6 м.

Все производственные помещения обеспечиваются огнетушителями и противопожарным инвентарем. Набор первичных средств пожаротушения устанавливают в зависимости от пожароопасности помещений, сооружений и установок, их площади, а также требований правил.

Расход воды на внутренние пожаротушения 5 л/с, на наружное - 20 л/с.

Для эвакуации людей в случае пожара предусматривают запасные наружные выхода :

корпус дробления - 2 выхода,

главный корпус - 3 выхода.

К каждому зданию предусмотрен пожарный проезд с двух длинных сторон.

Проектом предусмотрены автоматические сигнализаторы (термосигнализатор) для вызова пожарной команды.

План ликвидации аварии

Вид аварии

Обнаруживающий аварию

Действия при загорании (аварии)

Силы и средства привлекаемые к

Диспетчера

Начальника смены (сменного мастера)

ликвидации

Загорание в производственном корпусе, АБК, материальном складе

Принимает меры по локализации или ликвидации очага загорания. Сообщает о случившемся сменному мастеру. Выполняет указание мастера.

Сообщает о случившемся должностным лицам, согласно списку.

Организует останов в аварийной зоне. Эвакуирует людей. Принимает меры по локализации и ликвидации аварии. Вызывает ответственного руководителя. С прибытием ответственного руководителя информирует его о ситуации и принятых мерах. Выполняет его указания.

Средства пожаротушения. Рабочая смена отделения. ВГСЧ, “ Скорая помощь”, пожарная часть.

Загорание электрооборудования

Дежурный электрик отключает электроэнергию и действует, как указано выше

“-”

“-”

“-”

Загорание на складе ГСМ

В действие вступает “ ПЛА на складах ГСМ”

Авария на гидротехнических сооружениях

В действие вступает “ПЛА на гидротехнических сооружениях”


СТРОИТЕЛЬНАЯ ЧАСТЬ

Выбор площадки строительства и ее инженерная характеристика

Площадка строительства цеха разделения файнштейна, входящего в состав комбината “Североникель”, выбирается на территории комбината. Площадка характеризуется неравномерным рельефом и уклоном от 8 до 20о в направлении с запада на восток.

Под растительным слоем, мощностью не более 20 см, залегает супесь серого цвета, плотная, с содержанием валунов до 30 - 70 %, гальки, гравия (мощность слоя 1,5 - 2 м). На отдельных участках под слоем супеси залегает слой суглинка с содержанием до 70 % крупных валунов и гравия.

Коренные породы представлены среднезернистыми диабазами. Рельеф кровли коренных пород неровный. Уровень грунтовых вод на территории фабрики изменяется и достигает максимальных отметок в летние месяцы. В период снеготаяния и после затяжных дождей могут выходить на поверхность.

Расчетная глубина промерзания 1,8 м. Подошву фундаментов сооружений закладывают ниже глубины промерзания грунтов.

Допустимые давления на грунт:

· на супесь с содержанием до 40 % валунов, гальки и гравия - 2,5 кг/см2 ;

· на залежный грунт с песчаным заполнением пор - до 6 кг/см2 ;

· на скальный грунт - до 8 кг/см2 ;


Размещение зданий и сооружений

Для рационального использования земельных отводов размеры территории фабрики принимаются минимально необходимыми с учетом блокировки зданий. Размеры площадки и ее конфигурацию принимаем с учетом размещения зданий и сооружений, а также в соответствии с ходом технологического процесса. Площадка расположена с учетом существующих железной и автомобильной дорог.

Приемные устройства и материальные склады расположены так, что протяженность железнодорожных путей и автомобильных дорог, и необходимый для проведения путей и дорог объем земельных работ минимальны.

Вспомогательные помещения встроены в производственные здания, а вспомогательные цеха (ремонтный, реагентный и т. п.) и склады расположены на минимальном расстоянии от основных.

Строительные материалы

В районе строительства имеются следующие местные материалы: камень строительный (диабаз); щебень; песок; гравий; глина.

Снабжение строительства лесоматериалами предусматривается с лесосырьевой базы. Высокосортный лес доставляется по железной дороге.

При строительстве намечается применение сборных железобетонных конструкций с использованием многократного оборота опалубки при все местном сокращении номенклатуры строительных элементов. Основные здания и сооружения фабрики относятся к капитальным сооружениям II класса, вспомогательно - подсобные - к III классу.

Пролеты зданий приняты кратными шести метрам, шаг - трем метрам. Высота зданий определяется требованиями технологических процессов и подкрановыми габаритами. Высота этажей принята кратной 0,6 м.

Основным принципом выбора конструкций является минимальное применение металлических конструкций и широкое применение железобетонных. Здания высотой до 16 м запроектированы с железобетонными конструкциями. Пролеты 6,12 м перекрываются железобетонными сборными балками. Пролеты 18 м, 24 м - железобетонными напряженно-армированными фермами.

Утеплитель стен - плитный пенобетон объемным весом 500 кг/м3 . Утеплитель для чердачных перекрытий - шлак с объемным весом 900 кг/м3