Определение экономических показателей организации работ в цехе обогащения и определения себестоимости руды

СОДЕРЖАНИЕ

 

ВВЕДЕНИЕ

 

Актуальность  исследования определяется тем, что  в настоящее время огромные масштабы горного производства, его высокая трудоемкость и капиталоемкость, а также тенденции ухудшения условий разработки месторождений полезных ископаемых оказывают возрастающее влияние на экономику народного хозяйства. Это определяет и цель данной работы, которая заключается в выборе технически и экономически выгодного варианта рудоподготовки на горном предприятии. По разведанным запасам железных руд железорудная промышленность России занимает первое место в мире. Железная руда в России в настоящее время добывается на 21 предприятии. В структуре запасов преобладают бедные и средние по качеству руды с содержанием железа от 16 до 40%; среднее содержание железа в разведанных рудах составляет 35,87%. Добываемая руда требует дообогащения.

Объект исследования – горнорудное предприятие.

Предмет исследования - определение экономических показателей организации работ в цехе обогащения и определения себестоимости руды.

Задача курсового проектирования - выбор оборудования при рудоподготовке; составление сметы капитальных затрат; определение технико-экономических показателей переработки сырой руды, исходя из данных задания.

База исследования и расчетов работы: А. Астахова, Л.А Ковалева, А.И. Морозова, Я.В. Моссаковского, К.А. Разумова, В.А. Перова, 3.П. Румянцева, Н.А. Саломатина, Р.3. Акбердина и других.

 

ГЛАВА I. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки

1. Характеристика руды, указанной по заданию

 

Pазличают богатые (св. 50%Fe) и бедные (меньше 25%Fe) руды, требующие обогащения. В нашем задании определена руда среднего уровня: выход концентрата - - 32,76%, содержание железа в концентрате – 68,0%, извлечение металла - 76,81%. Пo величине коэффициента основности (отношение суммы содержаний оксидов кальция и магния к сумме оксидов кремния и алюминия) железные руды и их концентраты подразделяются на кислые (менее 0,7), самофлюсующиеся (0,7-1,1) и основные (более 1,1). Лучшими являются самофлюсующиеся руды.

K бедным рудам,  требующим обогащения, относятся  титано- магнетитовые, магнетитовые, a также магнетитовые кварциты c содержанием  Fe магнетитового св. 10-20%; мартитовые, гематитовые и гематитовые кварциты c содержанием Fe более 30%; сидеритовые, гидрогётитовые и гидрогётит-лептохлоритовые руды c содержанием Fe более 25%. Hижний предел содержаний Fe общего и магнетитового для каждого месторождения c учётом его масштабов, горнотехнических и экономических условий устанавливается кондициями.

Mагнетитовые  руды обогащаются магнитным способом. Применение сухой и мокрой  магнитной сепарации обеспечивает  получение кондиционных концентратов  даже при сравнительно низком  содержании железа в исходной  руде. При наличии в рудах промышленного содержаний гематита наряду c магнетитом применяется магнитно-флотационный (для тонковкрапленных руд) или магнитно-гравитационный (для крупновкрапленных руд) способы обогащения. Cхемы обогащения магнетитовых кварцитов включают дробление, измельчение и магнитное обогащение в слабом поле.

Характерной особенностью месторождения является наличие пустых пород в виде даек жил мощностью от 0,5 до 20 м, секущих железистые кварциты в различных направлениях и на разных глубинах по простиранию рудного тела Количество пустых пород по месторождению по данным геологоразведочных работ составляет 5,6%.

На месторождении  выделены три технологических типа руд: окисленные, полуокисленные, неокисленные. По данным института «Центрогипроруда» в контуре карьера имеет место следующее соотношение разновидностей руд:

- магнетитовые  и щелочно-магнетитовые    43,7 %,

- силикатно-магнетитовые                             33,6 %,

- железо-слюдко-магнетитовые                     12,5 %,

- мартитомагнетитовые                                     4,6 %,

- дайки и  сланцы                                                5,6 %,

- малорудные: из  них сланцы                           0,6 %.

Основным рудным минералом является магнетит, зерна магнетита в основном сосредоточены в рудных прослоях породы, составляя 70-80% от объема. Второстепенными минералами являются мартит, железная слюда, карбонаты и гидроокислы железа. Нерудная часть представлена силикатами, кварцем, карбонатами и др. Из вредных примесей в железистых кварцитах- апатит и пирит.

1.2. Анализ схем рудоподготовки на обогатительных фабриках, перерабатывающих аналогичные руды

 

Пo способу рудоподготовки и применения в производстве различают  мартеновские и доменные руды. K мартеновским рудам, непосредственно используемым для выплавки стали, относят магнетитовые, мартитовые, гематитовые и гидрогематитовые c содержанием Fe более 57%, S и R менее 0,15% каждого, SiO₂ не более 5%, Cu, Zn, Pb, Sn, As, Ni и Cr не более 0,04% каждого, Mn менее 0,5% при мартеновском и менее 2% при конверторном и электроплавильном переделах. Более бедные по содержанию металла руды доводятся до нужной кондиции непосредственно на добывающих предприятиях. Этот процесс носит название рудоподготовки. Приведем примеры.

Технологический процесс производства железорудного сырья на Стойленском ГОКе происходит следующим образом. В карьере руда подвергается крупному дроблению на дробилках марки ККД-1500/180. Транспортирование кварцитов из забоя до корпуса крупного дробления осуществляется автосамосвалами БелАЗ.

Доставка кварцитов  из карьера на поверхность до железнодорожной перегрузки осуществляется циклично-поточной технологией (ЦПТ).

Руда с карьерной  площадки после крупного дробления (крупность 350) доставляется в думпкарах  с электровозной тягой в корпус приема руды. Корпус приема руды оборудован двумя приемными воронками, руда из воронок через пластинчатые питатели 2-24-90 поступает на ленточный конвейер I ПС-1/I ПС-2/, а затем на передвижной ленточный конвейер СМ-З/СМ-4/, при помощи которого распространяемся по бункерам среднего дробления. Емкость бункеров 20000 т. Разгрузка бункеров производится электровибрационными питателями ПЭВ 28*15 и ленточными питателями на ленточный конвейер СМ-8, с конвейера руда поступает в дробилку КСД-3000т с разгрузочной щелью 35-40 мм.

Руда после  среднего дробления крупностью 30 мм поступает на грохот ГИСТ-72 с площадью грохочения 17,5 кв. м, где делится  на два класса. Класс -18 мм разгружается на конвейер СМ-20, затем не конвейер 2 ПС-1, 2 ПС-2 и в корпус обогащения. Класс +18 мм системой конвейеров СМ-19, 3 ПС-2, 2 ПУ-1, 2 ПУ-2, ОМ-1, СМ-2 с перегрузочных узлов поступает на подвижные ленточные конвейера СМ-5, СМ-6, установленные над бункерами для мелкого дробления.

Загрузка бункера равномерная, осуществляется при помощи реверсивного конвейера. Емкость бункера 40000 т. Руда из бункера через реечные затворы поступает на ленточные конвейера СМ11-17, а затем в конусные дробилки КМД-З000т. Руда после мелкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и соединяясь с под решетным продуктом грохотов среднего дробления поступает в корпус обогащения. Классов мм системой конвейеров возвращает в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый цикл. Крупность готовой дробленой руды -18 мм.

В корпусе обогащения установлены конвейеры ОБ-15, ОБ-16, подающие дробленую руду из бункера корпуса обогащения на два грохота ГИСТ-72. Надрешетный продукт грохотов поступает на два сепаратора 2  ПБС 90/250. Промподукт сепараторов и подрешетный продукт грохотов подается в мельницы 1 стадии измельчения, а хвосты по конвейерам СЩ-1, СЩ-2 поступают на склад щебня. Основной вариант: две мельницы 1 стадии, одна 2 стадии, 1 мельница 3 стадии. Из-за ППР мельниц возникает вариант двух стадиального измельчения с половинной нагрузкой в 1 стадии измельчения.

Дробленая руда крупностью 18-0 мм из бункера системой конвейеров ОБ-3, ОБ-5, ОБ-17, ОБ-18 - первой технологической секции, ОБ-6, ОБ-8, ОБ-19, ОБ-20 - второй технологической секции, ОБ-9, ОВ-11, ОБ-21, ОБ-22 - третьей технологической секции подается в две мельницы типа МШЦУ 55*65 первой стадии измельчения, работающие в замкнутом цикле с двухспиральными  классификаторами типа 2 КС 3,0*17,2. На разгрузочных горловинах мельниц установлены будары с отверстиями Ø40 мм.

Слив спиральных классификаторов поступает на магнитные сепараторы первой стадии обогащения, которая осуществляется на сепараторах ПБМ-П-120/300 с противоточной ванной и ПБМ-ПП-150/200. В результате обогащения получаются отвальные хвосты, которые собираются в общий хвостовой лоток и транспортируются в хвостохранилище.

Концентрат  первой стадии обогащения собирается в зумпф № 20, откуда насосами ГРТ 1250/71 подается на классификацию в г/ц Ø710 мм.

Пески г/ц Ø710 мм самотеком поступает в мельницы второй стадии измельчения МШЦ 55*65, а слив гидроциклонов на обесшламливание первой стадии в дешламатор МД-12.

Измельченный  продукт второй стадии поступает  самотеком на третью стадию обогащения в сепараторы ПБМ-ПП-120/300 с полупротивоточной  ванной.

Концентрат  третьей стадии объединяется с концентратом первой стадии ММС и возвращается в цикл второй стадии измельчения, а хвосты самотеком направляются в сборный хвостовой лоток.

Сгущенный продукт  обесшламливания первой стадии насосами ГРК-1600/50 подается на обогащение четвертой стадии в сепараторы ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200, а слив обесшламливания первой стадии самотеком поступает в хвостовой лоток.

Концентрат  четвертой стадии ММС направляется в зумпф № 3, откуда насосами ГРК 1250/71 полается на классификацию третьей стадии в гидроциклоны Ø710 мм, а хвосты первого и второго барабанов самотеком поступают в хвостовой лоток.

Пески г/ц третьей  стадии самотеком поступают в мельницу МШЦ 55*65 третьей стадии измельчения, а слив г/ц на обесшламливание третьей стадии в дешламатор МД-12. Слив мельниц третьей стадии подвергается обесшламливанию второй стадии в дешламатор МД-12, слив которого направляется в хвостовой лоток, а сгущенный продукт направляется в зумпф № 3, откуда насосами ГРТ 1250/71 вместе с концентратом второго барабана четвертой стадии ММС и добавочной водой подается на г/ц Ø710 мм третьей стадии классификации.

Сгущенный продукт  третьей стадии обесшламливания поступает в зумпф № 6, откуда насосами ГРК 1600/50 подается на пятую стадию обогащения в магнитные сепараторы ПБМ-ПП-120/300 двухбарабанные с полутротивоточной ванной, а слив - самотеком в хвостовой лоток.

Затем концентрат, после пятой стадии, подвергается усреднению и обезвоживанию, потом поступает на склад готовой продукции. Отгрузка концентрата осуществляется грейферными кранами.

1.3. Обоснование проектируемой схемы рудоподготовки, её описание

 

Горные породы разделяются на мягкие, средней твердости, твердые и особо твердые. Железорудный концентрат относится к твердым  породам коэффициентом твердости от 15 до 17 по шкале М.М. Протодьяконова. Отсюда и выбор дробилки – конусная дробилка крупного дробления ККД 1500/300, работающая по методу раздавливания. Используем сухой способ дробления.

Процесс рудоподготовки состоит из трех стадий дробления  и двух стадий измельчения (Табл. 1).

 

Таблица 1.1

Стадии  дробления и измельчения

Стадии	Крупность
	Исходного	Измельченного
Крупное дробление	1200-500	350-100
Среднее дробление	350-100	100-40
Мелкое дробление	100-40	30-10
Грубое измельчение	30-10	<5
Тонкое измельчение	<5	1-0,5(и менее)

 

Конвейером В 1200 руда подается в дробилку на первое дробление. Первая стадия – открытое крупное дробление  ККД 1500/300: исходные куски крупностью 1200-500 мм. Выход – куски 350-100 мм. Затем  куски крупностью 250-500 мм поступают в мельницу ММС 90х30А, где происходит двухстадиальный процесс измельчения до 0,074 мм. Преимущества мельниц самоизмельчения заключаются в том, что они заменяют две-три стадии дробления и одну-две стадии измельчения. При этом значительно упрощается технологическая схема фабрики, резко снижается расход стали на изготовление шаров и стержней, обеспечивается более высокая степень раскрытия рудных минералов. Вследствие исключения металлических дробящих тел продукт самоизмельчения имеет меньшее содержание тонкодисперсного железа, что важно при последующем обогащении. Недостатком этого способа измельчения является образование избыточного числа кусков «критической крупности». Поэтому необходимо произвести классификацию (классификаторы 1КСН3,0х17,2). После чего мелкие куски идут на последнюю стадию измельчения в рудногалечные мельницы (МРГ55х75А), а остальные загружаются в мельницу ММС 90х30А для повторного самоизмельчения.