Гранулирование и облагораживание гранулята в условиях СОФ-1 ОАО «Беларуськалий»

Диплом2222!переделанный!!.docx

1 Анализ химического и минералогического состава сильвинитовой руды. Требования предъявляемые к сырью8
2 Аналитический обзор литературных данных о способах производства хлористого калия 10
3 Требования предъявляемые к качеству концентрата14
4 Краткое описание схемы обогащения сильвинитовой руды принятой в проекте20
Технологическая часть27
1 Расчет материального баланса фабрики27
2 Расчет производственной мощности36
3 Расчет водного баланса фабрики.40
1 Способы улучшения физико-механических свойств калия хлористого43
2Теоретические основы процесса грануляции способом прессования48
3 Факторы влияющие на процесс гранулирования 50
4 Расчет материального баланса отделения грануляции 52
Выбор и расчет основного и вспомогательного оборудования 58
Аналитический и приборный контроль технологического процесса66
Промышленная безопасность и охрана труда71
1 Производственная санитария71
2 Промышленная безопасность72
3 Электробезопасность.73
4 Пожарная безопасность.77
Охрана окружающей среды на калийных предприятиях 79
Экономическая часть 82
1 Составление графика планово-предупредительных ремонтов 82
2 Расчет затрат на вспомогательные материалы 84
3 Расчет затрат на электроэнергию 85
4 Расчет затрат на амортизацию .. 87
5 Расчет затрат на оплату труда. 89
6 Составление сметы затрат 96
7 Расчет основных технико-экономических показателей 97
Список использованных источников 100
Открытое акционерное общество «Беларуськалий» является одним из крупнейших производителей и экспортеров удобрений в мире. По данным Международной ассоциации удобрений на его долю приходится седьмая часть мирового объема производства калийных удобрений.
За несколько лет было построено два рудника решив на несколько десятилетний вопрос надежной сырьевой базы. Один из новых рудников – Краснослабодский обеспечит работу второго рудоуправления более чем на 40 лет вперед. Кроме того рассматривается возможность вовлечения в отработку его забалансовых запасов в объеме 94 млн. тонн. Уже как несколько лет введен в эксплуатацию Березовский рудник запасы которого оценены в 2475 млн. тонн. При строительстве новых рудников были реализованы новейшие достижения в области шахтостроения. [9]
Основным сырьем для производства хлористого калия являются природ-ные калийные руды. Производство хлористого калия из природных руд в сельс-ком хозяйстве как удобрения впервые возникло в 1861 году в Германии. Самы-ми крупными калийными бассейнами в мире являются Березники в России и Саскачеванский в Канаде на долю которых приходится 822 % учтенных мировых запасов хлористого калия. Мировые запасы калийных солей приведены в таблице 1.
Таблица 1 – Мировые запасы калийных солей
Запасы млн. тонн К2О
Таблица 2 Распределение запасов калийного сырья по странам
В общей сложности месторождения калийных солей известны более чем в 20 странах а основные запасы этого сырья находятся в четырех: России Ка-наде Беларуси Германии. При этом добыча калийных руд в настоящее время осуществляется только в 14 странах при этом большая часть производителей калийной продукции в настоящее время работает не на полную мощность. Не-смотря на закрытие в 1997-1998 годах ряда шахт в Канаде США Испании Франции предложение превышает спрос на 25%. Свободные недоиспользуемые мощности имеются в Канаде России Беларуси. Распределение запасов калийного сырья по странам мира приведено в таблице 3. [6]
Таблица 3 – Крупнейшие калийные бассейны мира
Центрально-Европейский
Украино-Предкарпатский
1 Анализ химического и минералогического состава сильвинитовой руды. Требования предъявляемые к сырью
Сильвинитовая руда представляет собой физико-механическую смесь двух минералов сильвина и галита карналлита глинистого вещества а также соединений брома иода рубидия и других элементов. В калийных рудах также содержатся газы H CH NHS. Средний химический состав сильвинитовой руры представлен в таблице 4.
Доминирующим компонентам сильвинитовой руды от 65 до 75% явля-ется – галит (NaC Cl-6066%.
Сильвин имеет красно-бурую окраску которая обусловлена наличием примесей оксида железа. В чистом виде он бесцветен и прозрачен. Плотность сильвина 1990 кгм3 твердость 15-2. Теоретический состав: K-52 44%; Cl-47 56%. В сильвинитовых рудах наиболее широко распространены зернистая и мелкозернистая структура.
Почти во всех сильвинитовых породах имеется большая или меньшая примесь карбонатно-глинистого материала. В рудах Старобинского месторожде-ния содержится повышенное количество таких примесей (от 27 до 18%) преоб-ладающая часть которых сосредоточена в прослоях. Мощности их в калийных горизонтах колеблются от долей до десятков санциметров. С точки зрения переработки калийных руд важным является не только количество глинисто-карбонатных пород но и их химический минералогический и грануломет-рический состав. Состав нерастворимого остатка сильвинитовой руды представ-лен в таблице 5.
Преобладающими в составе глин являются силикатные карбонатные минералы и ангидрит. Карбонатные минералы и ангидрит представлены обычно мелкозернистыми разностями.
Отрицательное влияние на процесс разделения калийных руд оказывает тонкодисперсная глинистая фракция меньше 0001 мм. Эта фракция относится к типу гидрослюдистых глин.
Имеющиеся в калийных рудах газы (водород метан некоторые предель-ные углеводороды сероводород оксид углерода азот) находятся в двух формах: микрогазоносной обусловленной наличием газов в кристаллах солей и макро-газоносной связанной с нахождением относительно больших количеств газов в макротрещинах в различного рода полостях соленосных руд.
Таблица 4 – Средний состав сильвинитой руды
Содержание компонента в руде %
Таблица 5 – Состав нерастворимого остатка сильвинитовой руды.
Основные физико-механические свойства руды:
– удельный вес - 20-21 гсм3;
– насыпной вес - 15-16 гсм3;
– массовая доля воды - 05-10 %;
– угол естественного откоса:
в покое - 36-40 град;
в движении - 32-35 град;
– твердость по шкале Мооса - 2.
Руда измельченная до крупности 10 мм обладает удовлетворительной сыпучестью.
Сырье используемое при обогащении должно обеспечивать:
– минимальное число стадий переработки в конечный продукт;
– минимальные энергетические и материальные затраты на обогащение;
– максимальное извлечение полезного компонента в готовый продукт;
– максимальное содержание полезного компонента в готовый продукт.
Сырье – это основной из элементов технологического процесса который
определяет в значительной степени экономичность процесса выбор метода и
применяемого оборудования обогащения.
) массовая доля нерастворимого в воде остатка должна составлять не более 95 %. В случае если это требование не выполняется то показатели обогащения значительно снижаются;
) гранулометрический состав руды поступающей на обогащение должен быть следующий: для флотационного метода: массовая доля фракции свыше 10 мм - не более 200 %; для галургического метода: массовая доля фракции свыше 5 мм – не более 17 %; массовая доля фракции менее 1 мм – не более 48 %. Требуемый гранулометрический состав в руде подаваемой на обогащение достигается с помощью подготовительных операций: дробления грохочения измельчения и классификации. [1]
2 Аналитический обзор литературных данных о способах производства хлористого калия
Калийные руды – основное сырье для производства калийных и комплексных удобрений и других химических веществ. Калий в основном представлен минералом – сильвин (KCl) породообразующий минерал – галит (NaCl) с примесями карналлита ангидрита и силикатно-карбонатных мате-риалов (нерастворимого остатка).
Технологический процесс переработки руды флотационным способом основан на различной способности поверхности сильвина и галита смачиваться водой которое достигается их обработкой специфически действующими реагентами – поверхностно-активными веществами и последующего выделения в пену полезного компонента.
Технологический процесс состоит из следующих стадий:
Дробление руды с предварительным грохочением;
Измельчение руды с предварительной и поверочной классификацией;
Механическое и флотационное обесшламливание руды;
Выщелачивание хлорида натрия из флотационного концентрата;
Гидросгущение и обезвоживание хвостов флотации;
Гидроклассификация и обезвоживание концентрата;
Приготовление реагентов;
Гранулирование калия хлористого;
Облагораживание гранул;
Погрузка готовой продукции;
Складирование отходов производства
Флотационным методом производится розово-красный мелкий и грану-лированный хлористый калий. Массовая доля KCl в продукте составляет 95-96%. Извлечение полезного компонента при флотационном методе переработки составляет 855-872%.
Галургический способ выделения хлорида калия из сильвинита или метод избирательного растворения и раздельной кристаллизации основан на различии температурных коэффициентов растворимости хлоридов калия и натрия при их совместном присутствии т.е. в системе «КСl–NаСl–Н2О». В растворах насы-щенных обеими солями при повышении температуры от 20-25 до 90-100°С содержание хлорида калия возрастает примерно в два раза а хлорида натрия несколько уменьшается.
При охлаждении такого горячего раствора он становится пересыщенным относительно хлорида калия который будет кристаллизоваться а хлорид натрия останется в растворе. При последующем нагревании этого раствора он останется насыщенным относительно хлорида натрия и становится ненасыщенным относительно хлорида калия.
Поэтому после обработки подобным раствором нового количества сильвинита из него будет извлекаться только хлорид калия переходя в раствор а хлорид натрия растворяться не будет. Это свойство системы «КСl–NаСl–Н2О» и используется в галургическом методе извлечения хлорида калия из сильвини-товой руды для организации циклического цикла.
Фильтрация галитовых отходов;
Осветление насыщенного щелока;
Кристаллизация хлористого калия;
Сгущение и центрифугирование хлоркалиевой суспензии;
Сушка калия хлористого;
Складирование хранение и погрузка;
Охлаждение оборотной воды;
Приготовление реагентов.
Галургическим методом производится белый мелкокристаллический крупнокристаллический и гранулированный хлористый калий.
Крупнокристал-лический продукт (при необходимости) может быть окрашен в розово-красный цвет. Массовая доля KCl в продукте составляет 96-99%.
Извлечение полезного компонента при галургическом методе переработ-ки составляет 88-89%.
Принципиальная схема галургического обогащения сильвинитовой руды представлена на рисунке 2
Обогащение гравитационным методом и электросепарацией.
Наряду с широким применением галургического и флотационного ме-тодов получения хлористого калия ведутся поиски других методов обогащения калийных руд среди которых большой интерес представляют методы грави-тационного и электростатического обогащения.
Один из весьма эффективных методов гравитационного обогащения полезных ископаемых – разделение минералов в тяжелых средах по их плот-ности. Компоненты руды меньшей плотности чем тяжелая среда всплывают в ней а более тяжелые тонут благодаря чему происходит разделение руды на два продукта.
Эффективность обогащения зависит не только от плотностей разделяемых минералов но и от конструкции сепаратора крупности разделяемых частиц природы и плотности тяжелой среды и других факторов.
В качестве тяжелых сред можно применять тяжелые жидкости либо тяжелые суспензии. Тяжелую суспензию получают путем добавления к воде (или насыщенному раствору солей) тонкоизмельченного (с частицами мельче 015 мм) тяжелого минерала называемого в данном случае суспензоидом.
Обогащение природных руд в тяжелых суспензиях состоит из следующих основных операций:
Разделение обогащаемой руды в сепараторе;
Отделение тяжелой суспензии от продуктов обогащения и возвращение ее в цикл;
Промывка продуктов обогащения водой с получением разбавленной суспензии и глинистого шламарегенерация разбавленной суспензии сгущение и возвращение ее в цикл.
Гравитационное обогащение природных руд в среде тяжелой суспензии можно проводить как в поле сил тяжести так и в поле центробежных сил. В первом случае в качестве основного аппарата для разделения используют сепаратор статического действия а во втором – гидроциклон.
Для любой тяжелой суспензии и разделяемой в ней руды существует определенная граничная величина зерен ниже которой практически невозможно их разделение. Следовательно с уменьшением размера зерен осложняется их разделение в поле сил тяжести. Интенсификация процесса разделения мелких зерен в тяжелых суспензиях может быть достигнута применением центробежных сил. В последнее время обогащение в тяжелых суспензиях находит все большее применение в различных отраслях горно-химической промышленности что объясняется известными достоинствами этого метода: высокой производительностью аппаратов четкостью разделения и низкой стоимостью переработки сырья.
Серьезное внимание уделяется изучению электростатических методов обогащения калийных руд. Эти методы в большинстве своем сухие зна-чительно упрощают технологию обогащения и в ряде случаев позволяют полу-чать высококачественные концентраты.
В основе электростатических методов обогащения руд лежат такие физические свойства минералов как электропроводность диэлектрическая проницаемость способность к перераспределению электростатических зарядов на поверхности при трении (трибо-электрический и пироэлектрический эффек-ты).
В применении к калийным рудам изучаются два метода электро-сепарации: электростатический и электродинамический.
При электростатическом методе частицы минералов обогащаемой руды приобретают электростатические заряды разных знаков при трении их друг о друга в условиях определенного режима термообработки. Обработанную таким образом руду направляют в электросепаратор где она свободно падает в горизонтальном электрическом поле постоянного напряжения. Частицы сильви-на и галита отклоняются при этом в сторону электродов разной полярности и собираются внизу в виде концентрата хвостов и промежуточного продукта возвращаемого на повторное обогащение. При электродинамическом методе обогащаемую руду подвергают предварительной обработке поверхностно-активными веществами что обеспе-чивает значительную разницу в электропроводности разделяемых минералов. После этого руду обогащают на коронно-барабанном сепараторе.
Считают что основные показатели характеризующие качество концент-рата и степень извлечения КCl для случая электросепарации будут такие же ко-торые достигнуты при флотационном методе обогащения.
Основные стадии технологического процесса электросепарации включа-ют в себя следующие операции:
Сухое дробление руды в валковой дробилке до 2 мм;
Классификация руды на вибрационном грохоте на два класса: -2+1 мм и -1 мм которые обогащаются отдельно друг от друга.
Нагрев руды в барабанной печи с одновременной обработкой сухими реагентами.
Электросепарация руды на электросепараторе свободного падения материала с вертикальными неподвижными электродами высотой 22 м с полу-чением готового концентрата отвальных галитовых хвостов и промежуточного продукта который возвращается в барабанную печь. [4]
На рисунке 4 представлена принципиальная схема электросепарации сильвинитовой руды.
3 Требования предъявляемые к качеству концентрата
Главными показателями характеризующими качество минеральных удобрений являются химический состав концентрация питательных веществ и физико-механические свойства (гранулометрический состав прочность гранул слеживаемость рассыпчатость и гигроскопичность).
На мировом рынке пользуется спросом концентрат содержащий не менее 96 % KCl (60% К2О). В последнее время потребители калийных удобрений а также фирмы занимающиеся перегрузкой концентрата предъявляют повышенные требования к физико – механическим свойствам готовой продук-ции.
Прежде чем попасть к потребителю концентрату приходится проделать долгий путь. При транспортировке а также длительном хранении может про-исходить уплотнение слипание схватывание зерен (кристаллов) минеральных удобрений в результате чего первоначально мелкозернистый рассыпчатый продукт превращается в твёрдую монолитную массу. Это явление называют слеживаемостью. Слежавшееся минеральное удобрение перед внесением в почву необходимо подвергнуть дроблению и рассеву что связано с большими дополнительными расходами.
Уменьшение сыпучести (подвижности) дисперсного материала может происходить в результате:
– уплотнения зерен за счёт когезионного взаимодействия в точках их касания;
– слипания материала вызванного увлажнением поверхности зерен и образованием жидких плёнок и менисков;
– цементация частиц за счёт кристаллизации вещества из плёнки насыщенного раствора с образованием солевых мостиков.
Перечисленные процессы ведущие к уменьшению сыпучести дисперс-ных материалов имеют различный механизм взаимодействия и зависят от многочисленных факторов в том числе от физико-химических свойств грану-лометрического состава материала температуры и влажности окружающего воздуха способа хранения и т.д.
Хлористый калий имея высокий температурный коэффициент раствори-мости при транспортировке и хранении слеживается. В целях уменьшения слеживаемости рекомендуется выпускать хлористый калий с содержанием 01–02 % Н2О.
Снижение слеживаемости хлористого калия достигают также при введении в готовый порошкообразный продукт различных гидрофобных доба-вок. Наиболее эффективными оказались добавки алифатических жирных аминов с числом углеродных атомов С16 – С20 применяемых из расчёта 180-200 г амина на 1 т готового концентрата.
Однако амины токсичны поэтому ведутся поиски других веществ для обработки хлористого калия. С этой целью предлагается использовать содово-щелочные растворы. [10]
Для уменьшения слеживаемости хлористый калий следует хранить в закрытом складе с постоянной температурой и влажностью.
Пылимость – это показатель наличия пыли в местах перегрузок и при внесении удобрений в почву. Пылимость также является одним из основных критериев качества концентрата. Содержание пыли в готовом продукте строго
Помимо того что обладая высокой гигроскопичностью мелкие частицы пыли быстро набирают влагу из окружающего воздуха и тем самым повышают влажность а значит и слеживаемость готового продукта они также оказывают негативное влияние при погрузочно – разгрузочных работах.
Требуемый уровень перечисленных выше свойств готовой продукции достигается путем выпуска удобрений определеннной крупности и обеспыленных или путем обработки удобрений реагентами «антислеживателя-ми» – пылеподавителями что менее затратно. [11]
Готовой продукцией сильвинитовой обогатительной фабрики Третьего рудоуправления являются:
– калий хлористый мелкий и калий хлористый гранулированный отвечающие требованиям ГОСТ 4568-95 «Калий хлористый. Технические условия»;
– калий хлористый мелкий марка Н и калий хлористый гранулированный марка Г отвечающие требованиям СТО СПЭКС 001-98 «Калий хлористый поставляемый на экспорт. Технические условия»;
– калий хлористый мелкий отвечающий требованиям ТУ РБ 600122610.011-2002 «Калий хлористый мелкий. Технические условия»;
- калий хлористый гранулированный и калий хлористый мелкогранулированный отвечающие требованиям ТУ РБ 600122610.010-2002 «Калий хлористый гранулированный. Технические условия».
– концентрат минеральный «Сильвин» отвечающий требованиям ТУ BY 600122610.004-2013 «Концентрат минеральный «Сильвин». Технические условия».
Физико-механические свойства готовой продукции представлены в таблице 6.
Таблица 6 – Физико-механические свойства готовой продукции
Калий хлористый мелкий
Калий хлористый гранулированный
Температура плавления
Удельная теплоемкость
Агротехнические исследования эффективности калийных удобрений по-казывают что они обеспечивают высокие и устойчивые урожаи сель-хозпродукции при этом увеличивается морозостойкость злаковых культур. Калийные удобрения обеспечивают нормальный обмен веществ улучшают водный режим усиливают сопротивляемость растений к бактериальным и грибковым заболеваниям повышают устойчивость к засухам. При достаточном содержании калия стебель становится более прочным и уменьшается опасность полегания хлебов. Недостаток же калийных удобрений в почве задерживает рост растений и снижает урожайность сельскохозяйственных культур. Калийные удобрения используются для приготовления сложных удобрений хлебо-пекарных и кормовых дрожжей. Калий регулирует содержание воды в отдель-ных клетках и в растении в целом. Он регулирует и контролирует здоровье растений обеспечивает природную устойчивость к болезням вредителям и погодным факторам способствует накоплению сахара и протеинов увеличению размеров зерен и товарных клубней. Калий эффективное средство против накопления радионуклидов цезия и стронция в растениях. Без калия растения не могут расти и развиваться а содержание в почве является признаком ее плодородия. [5]
Характеристика производимой продукции сильвинитовой обогатительной фабрики 3РУ представлена в таблице 7.
Таблица 7 – Характеристика производимой продукции
Наименование выпускаемой продукции
Наименование показателей обязательных для проверки
Технические показатели с допустимыми
«Калий хлористый поставляемый на экспорт»
Мелкозернистый продукт красно-бурого цвета
Массовая доля хлористого калия % не менее
в пересчете на К2О %
Массовая доля воды %
Гранулометрический состав (массовая доля фракций)
менее 2 мм % не менее
Пылимость гкг не более
Продолжение таблицы 7
Гранулы неправильной формы красно-бурого цвета
свыше 4 мм % не более
от 1 до 2 мм % не более
менее 1 мм % не более
в т. ч. менее 05 мм %
Динамическая прочность (массовая доля неразрушенных гранул) % не менее
Калий хлористый марки М
«Калий хлористый поставляемый на экспорт. Технические условия»
Массовая доля калия:
- в пересчете на К2О %
менее 20 мм % не менее
Калий хлористый поставляемый на экспорт
«Калий хлористый поставляемый на экспорт Технические условия»
в пересчете на К2О %
Массовая доля воды %не более
Гранулометрический состав (масовая доля фракций):
от 025 до 17 мм % не менее
менее 025 мм % не более
Массовая доля воды %
Гранулометрический состав (масовая доля фракций):
менее 01 мм % не более
По требованию потребителя продукт марки Н по СТО СПЭКС 001-98 может поставляться с согласованной массовой долей органических примесей.
Показатель «Пылимость» калия хлористого гранулированного марки Г по СТО СПЭКС 001-98 и калия хлористого мелкого по ТУ РБ 600122610. 011-2002 определяется только при поставках через порты.
Показатель (содержание фракции менее 05 мм) для калия хлористого марки Г по СТО СПЭКС 001-98 факультативный (небраковочный).
Для обеспечения рассыпчатости сильвин обрабатывают реагентами антислёживателями.
По требованию потребителя сильвин может поставляться без обработки реагентами антислёживателями в этом случае рассыпчатость данного продукта не нормируется. [2]
4 Краткое описание схемы обогащения сильвинитовой руды принятой в проекте
Технологический процесс обогащения руды флотационным методом включает в себя следующий перечень операций:
Дробление руды по классу 10 мм с предварительным
Измельчение руды по классу 125 мм с предварительной и поверочной классификацией.
Механическое и флотационное обесшламливание руды (пять стадий).
Сильвиновая флотация включающая основную контрольную пречестную операции флотации.
Сгущение и обезвоживание хвостов флотации.
Гидроклассификация и обезвоживание концентрата.
Сушка калия хлористого.
Приготовление реагентов.
Погрузка калия хлористого и складирование отходов производства.
По выбранной схеме дробленая руда крупностью -10 мм ленточным конвейером транспортируется в главный корпус фабрики. Операции измельчения классификации и флотации проводятся по технологическим секциям оборудование которых идентично. Каждая технологическая секция оборудована двумя бункерами дробленой руды. Число технологических секций определяется числом мельниц. Ленточными питателями руда подается на дуговые полиуретановые сита типа СД-2 с размером сита 20 мм для предварительной классификации. На ситах из питания измельчения выводится часть руды с фракцией частиц соответствующей флотационной. Руда перед дуговыми ситами смешивается в течках питателей со сливом гидроциклонов пятой стадии обесшламливания.
Подрешетный продукт предварительной классификации поступает в зумпф питания первой стадии обесшламливания. Надрешетный продукт дуговых сит направляется в операцию измельчения которая проводится в стержневых мельницах типа МСЦ 3200-4500. В питание мельницы подаётся пенный продукт контрольной флотации. Для обеспечения необходимого соотношения жт в мельницу вводится маточник. Слив мельницы подаётся в зумпф в который вводится камерный продукт перечистки концентрата. Насосом измельчённый продукт подаётся на дуговые сита поверочной классификации типа СД-2. Надрешётный продукт поверочной классификации самотёком возвращается на измельчение а подрешетный в зумпф питания первой стадии обесшламливания.
В состав сильвинитовой руды кроме сильвина и галита входит значительное количество тонкодисперсных глинистокарбонатных шламов. В технологическом процессе глинистые минералы после измельчения находятся в виде частиц крупностью 30 мкм а около 40 % частиц крупностью менее 10 мкм. Глинистые минералы негативно влияют на процесс переработки сильвинита. Шламы обладая высокой активностью к катионным собирателям и имея большую удельную поверхность адсорбируют на своей поверхности реагент собиратель. В результате увеличивается расход собирателя а перешедшие в концентрат глинисто-карбонатные шламы загрязняют его затрудняют процесс обезвоживания. При этом снижается производительность основного оборудования увеличивается влажность осадка а следовательно снижается и его качество.
Для снижения массовой доли нерастворимого остатка в суспензии поступающей на флотацию в технологическом процессе предусматривается проведение операции обесшламливания. По опыту работы действующих предприятий применяется глубокое обесшламливание в пять стадий.
Питание первой стадии обесшламливания состоящее из подрешетных продуктов предварительной и поверочной классификаций насосами подается в гидроциклоны СВП-500. В гидроциклонах происходит классификация по крупности 150 мкм при выделении в слив частиц менее 150 мкм.
Пески гидроциклонов поступают в зумпф для песков где разбавляются маточником и насосами перекачиваются на перечистные гидроциклоны типа СВП-500 – пятую стадию обесшламливания. Сливы гидроциклонов СВП-500 собираются в приемном желобе и самотеком поступают в отделение сгущения в операцию второй стадии обесшламливания. Данная стадия обесшламливания оборудована гидросепараторами в качестве которых применяются радиальные сгустителя П-30. В процессе гидравлической сепарации происходит выделение в слив гидросепаратора более тонких по крупности и имеющих меньшую плотность частиц обрабатываемого материала. Граница разделения (сепарации) зависит от скорости восходящего потока. Пески гидросепараторов второй стадии обесшламливания через зумпфы насосами подаются на третью стадию обесшламливания проведение которой осуществляется также в сгустителя П-30. Пески гидросепараторов второй стадии обесшламливания перед подачей на третью стадию разбавляются маточником в целях обеспечения требуемой скорости слива. Пески гидросепаратора третьей стадии через зумпф насосами подаются на четвертую стадию обесшламливания.
Четвертая стадия обесшламливания – шламовая флотация осуществляется в пневмомеханических машинах МПМ-45. Плотность питания четвертой стадии обесшламливания поддерживается добавкой маточника подаваемого в промежуточную емкость перед пульпаделителем. Подача флокулянта проводится через диспергатор. Пенный продукт шламовой флотации объединяется со сливами гидросепараторов второй и третьей стадий обесшламливания и поступает на сгущение а камерный продукт обрабатывается реагентом-депрессором и насосами перекачивается в пульподелитель отделения флотации и распределяется во вторые камеры флотомашин основной флотации работающих флотосекций.
Сливы перечистных гидроциклонов пятой стадии обесшламливания поступают на дуговые сита предварительной классификации. Пески гидроциклонов пятой стадии обесшламливания поступают в контактный чан для обработки депрессором. Раствор депрессора поступает из реагентного отделения в бак откуда и дозируется в контактный чан. Применение реагента-депрессора обеспечивает предотвращение взаимодействия частиц минералов нерастворимого остатка с собирателем сильвина и перевода их в пенный продукт что привело бы к существенному повышению расхода реагентов и к загрязнению сильвинового концентрата.
Флотация представляет собой метод обогащения основанный на различии физико-химических свойств поверхности минералов выражающимся в различной способности минералов смачиваться водой.
Процесс флотации предназначен для максимального выделения КСL из руды.
В рассматриваемой технологической схеме узла флотации предусмотрена раздельная флотация сильвина: крупнозернистой фракции во флотомашине ФКМ-63 КСА мелкозернистой фракции во флотомашине IMF-41.
В узле флотации предусмотрено раздельное контактирование мелкой и крупной фракций.
С учётом этого пески гидроциклонов СВП-500 (крупная фракция) поступают в контактный чан где разбавляются оборотным маточником и обрабатываются реагентом-депрессором после чего направляются самотеком в контактный чан для контактирования с собирателем поступающим из бака амина. Из контактного чана пульпа поступает самотеком во флотомашину ФКМ-63 с блоками КСА для флотации KCL.
Собиратель для флотации сильвина представляет собой водный раствор первичных алифатических аминов в хлоргидратной форме с добавлением соснового масла модификатора полиэтиленгликоля (ПЭГ) гидрофобизатора парафина жидкого масла индустриального. Амины являются гетерополярным катионным собирателем гидрофобизирующим поверхность частиц сильвина гидрофобизаторы парафин жидкий (ПЖ) масло индустриальное – аполярным собирателем модификатором повышающим флотационную активность сильвина и способствующим флотации более крупных частиц сосновое масло – нейтральным пенообразователем обладающим собирательными свойствами ПЭГ – модификатором способствующим закреплению амина на поверхности сильвина.
Во вторую камеру флотационной машины для основной сильвиновой флотации крупнозернистой фракции подается 50% камерного продукта (мелкая фракция) МПМ-45 МПМ-30. При таком вводе питания более тонкие имеющие повышенную удельную поверхность частицы сильвина обрабатываются собирателем после обработки более крупных частиц что позволяет повысить флотационную способность крупных фракций и уменьшить расходы реагентов.
Камерный продукт основной флотации проходит стадию контрольной флотации в флотомашине ФКМ-63 КСА. Пенный продукт контрольной флотации направляется в мельницу а камерный – насосами направляется на классификацию и обезвоживание в отделение фильтрации.
Черновой концентрат самотёком направляется в ёмкость для деаэрации а из неё насосом перекачивается во флотационную машину типа IMF-35 на перечистку при этом получается пенный продукт с содержанием не ниже 91 % КС1 и камерный продукт с содержанием не более 40 % КС1. Окончательный концентрат подвергается выщелачиванию хлорида натрия во флотационной камере ФКМ-6.3 КС.
Камерный продукт перечистной флотации крупнозернистой фракции самотёком направляется в зумпф слива мельницы. 50% камерного продукта (мелкая фракция) МПМ-45 МПМ-30 поступает в контактный чан где разбавляются оборотным маточником и обрабатываются реагентом-депрессором после чего направляются самотёком в контактный чан для контактирования с собирателем поступающим из бака амина. Из контактного чана пульпа при помощи насоса поступает на основную флотацию мелкозернистой фракции во флотационную машину типа IMF-41.
Камерный продукт основной флотации насосам перекачивается на контрольную флотацию во флотационную машину типа IMF-41.
Камерный продукт основной флотации насосом перекачивается на классификацию и обезвоживание в отделение фильтрации.
Пенный продукт основной флотации самотёком поступает в деаэрационную емкость сюда же поступает пенный продукт первой ячейки основной флотации. В деаэрационную емкость подается маточный раствор для регулирования жт. Из деаэрационной емкости пульпа насосом перекачивается на перечистку во флотационную машину типа IMF-35. Окончательный концентрат мелкозернистой фракции подвергается выщелачиванию хлорида натрия во флотационной камере ФКМ-6.3 КС.
Камерный продукт перечистной флотации мелкозернистой фракции направляется в первый контактный чан.
Хвосты контрольной флотации насосами подаются в гидроциклоны СВП-500 для классификации. Пески гидроциклонов являются питанием барабанных вакуум-фильтров. Слив гидроциклонов самотёком направляется на осветление в хвостовые сгустители. Сгущённый продукт хвостовых сгустителей насосами распределяется по пульподелителям смешивается с песками хвостовых гидроциклонов и подаётся на фильтрование на хвостовые вакуум-фильтры БЛК-40-3. Для фильтрации используются также два ленточных вакуум-фильтра типа BF-10 (Германия) и 2М-10 (Франция). Кек хвостов конвейерным транспортом удаляется для складирования на солеотвал.
Сгущение шламовых отходов производства (сливы гидросепараторов второй и третьей стадий обесшламливания и пенный продукт шламовой флотации) осуществляется в высокопроизводительных компактных сгустителях. Питание в сгустители подаётся из баков насосами. Флокулянт из корпуса приготовления реагентов перекачивается в расходные баки на сгущении и из них дозируется в питающие желоба шламовых сгустителей. Слив сгустителей третьей и четвертой очереди представляет собой чистый маточник и поступает в баки оборотного маточника из которых насосами перекачивается в напорный коллектор маточника. Разгрузка сгустителей разбавляется рассолом в сборной ёмкости и насосами направляется на шламохранилище.
Разгрузка сгустителей осуществляется периодически при непрерывном контроле плотности и прекращается при снижении плотности до соотношения жт – 1.8.
Рассол из шламохранилища поступает в сгуститель и насосом подаётся в насосную станцию для транспортировки шламов на шламохранилище а также пополнения системы маточника и смыва полов. Для транспортировки шламов используется также рассол шламохранилища.
Флотоконцентраты крупнозернистой и мелкозернистой фракций объединяются и перекачиваются на гидроклассификацию в гидроциклоны. Песковая часть (фракция свыше 025 мм) собирается в мешалку-пульподелитель и распределяется на фильтрующие центрифуги для обезвоживания. Кек флотоконцентрата (твёрдый осадок центрифуг) питателями подаётся на конвейер резервирования и плужковыми сбрасывателями распределяется по сушильным барабанам. Часть кека направляется на гранулирование. Оставшийся после распределения кек возвращается на конвейер резервирования. Фугат центрифуг самотёком поступает в ёмкость фугата.
Сливы циклонов гидроклассификации (фракция менее 025 мм) самотёком поступают на флотосгущение во флотомашину. Пенный продукт поступает в мешалку куда при необходимости добавляется выщелачивающий раствор. Мешалка одновременно является пульподелителем распределяющим суспензию на дисковые вакуум фильтры. На дисковых вакуум фильтрах суспензия обезвоживается осадок поступает по питателю на конвейер резервирования откуда направляется на сушку и гранулирование. Фильтрат через барометрический стакан поступает в ёмкость фильтрата.
Камерный продукт флотомашин самотёком направляется для гидросгущения в гидроциклоны СВП-500 в главный корпус. Пески гидроциклонов самотёком поступают в зумпф флотоконцентрата и вместе с флотоконцентратом откачиваются в СФК на гидроклассификацию. Слив циклонов гидросгущения самотёком направляется в баки чистого маточника.
В качестве теплоносителя при сушке кека концентрата используются топочные газы полученные сжиганием мазута или газа в выносной горизонтальной топке и смешанные с воздухом. Подача воздуха осуществляется вентилятором. Процесс сушки ведется в режиме автоматизированного управления.
Высушенный продукт из сушильных барабанов поступает на ленточный конвейер и направляется на гранулирование. Циклонная пыль сушильных барабанов поступает на конвейера смешивается с кеком концентрата обрабатывается раствором соды (при необходимости) в турболопастном смесителе и направляется в отделение грануляции для получения полуфабриката калия хлористого гранулированного.
Отработанные дымовые газы отсасываются дымососом и пройдя сухую очистку в циклонах «Гипродревпрома» и мокрую очистку в комбинированных очистителях пыли типа КОП-70 выбрасываются через дымовые трубы в атмосферу.
Слив КОП-70 самотеком поступает в бак затем насосами подаётся на сгуститель газоочистки типа П-30. В сгуститель газоочистки предусмотрена подача раствора кальцинированной соды для нейтрализации сернистой кислоты образующейся при использовании в качестве топлива мазута. Слив сгустителя насосами подаётся в комбинированные очистители пыли типа КОП-70. Разгрузка сгустителя газоочистки в качестве «красной воды» направляется в отделение флотации главного корпуса.
Технологическая часть
1 Расчет материального баланса фабрики
Исходными данными для расчёта материального баланса являются:
Производительность фабрики по руде 24 млн. тгод.
влажность концентрата после фильтров WК =7%
влажность концентрата после центрифуг WК = 5%
содержание н.о. в сухой фазе концентрата Н.О сух.конц. = 086%
содержание КС1 в сухой фазе концентрата КС1 сух.конц.= 955%
влажность хвостов после фильтрования Wхв. = 85%
содержание КС1 в твердой фазе хвостов КС1тв.хв.. = 135%
выход твердых шламов γтв.шл . = 95%
содержание КС1 в твердой фазе шламов КС1тв.шл. = 130%
извлечение н.о. в шламы Н.О.шл. = 7048%
Состав маточного раствора:
КС1 = 105%; Σсол = 290%;
КС1 = 75%; Σсол = 305%;
В процесс возвращается 80 % рассола от веса жидкой фазы сбрасываемой со шламами.
Одной из основных особенностей обогащения растворимых руд является то что процесс обогащения проводится не в воде а в растворах насыщенных рудообразующими минералами. Поэтому при расчете качественно-количественных показателей обогащения сильвинитовой руды принимаются во внимание особенности флотационного процесса растворимых солей в насыщенных солевых растворах. Учитывается солевой состав руды а также состав водных растворов используемых в процессе обогащения (маточный рассол выщелачивающий).
Состав маточного раствора зависит от состава руды от температуры и влияет на процесс адсорбции реагентов на поверхности частиц.
В ненасыщенном растворе происходит слабое закрепление собирателя на поверхности минералов. В перенасыщенном растворе хуже адсорбируется как депрессор так и собиратель. Поэтому оптимальным является насыщенный раствор.
Конечные продукты обогащения (концентрат хвосты шламы) выводятся из процесса с остаточной влажностью т.е. в них остается жидкая фаза. В состав жидкой фазы (маточного раствора) входит хлористый калий который теряется с отходами производства.
Расчет материального баланса проводится по твердой фазе но с учетом солей жидкой фазы.
С целью снижения потерь хлористого калия с жидкой фазой шламов часть жидкого в виде рассола возвращается обратно в процесс со щламохранилища.
Таким образом уравнение материального баланса имеет вид:
γРУДЫ + γСОЛ.РАС. = γСУХ.КОНЦ. + γСУХ.ХВ. + γСУХ.ШЛ. (2.1)
Уравнение материального баланса по ценному компоненту имеет вид:
γРУДЫ · αKCl + γСОЛ.РАС. · = γТВ.КОНЦ. · + γСОЛ.КОНЦ. · + γТВ.ХВ. · + γСОЛ.ХВ. · + γТВ.ШЛ. · + γСОЛ.ШЛ. · (2.2)
Расчет ведем по главным технологическим показателям процесса обогащения:
0 · α = γ1 · 1 + γ2 · 2 + + γn · n;
0 = γ1 + γ2 + + γn;
где α – содержание расчетного компонента в исходной руде %;
– содержание расчетного компонента в продукте обогащения %;
γ – выход продукта %;
– извлечение расчетного компонента в продукт обогащения %.
) Содержание KCl в солях маточного раствора а также в солях рассола составляет:
а) в солях маточного раствора:
СОЛ. = 305 % = 105 %;
) Выход солей концентрата и хвостов (на 100 тонн влажных продуктов) и выход солей шламов составляет:
а) концентрат после центрифуг отводится при влажности W = 5 %:
М – 100 следовательно:
Выход компонентов на 100 тонн продукта составляет:
γСОЛ = 719 – 5 = 219 %
γТВ = 100 – 719 = 9281 %
γСУХ = γТВ + γСОЛ = 9281 + 219 = 950 %.
б) концентрат после фильтров отводится при влажности W = 7 %:
γСОЛ = 1007 – 7 =307 %
γТВ = 100 – 1007 = 8993 %
γСУХ = γТВ + γСОЛ = 8993 + 307 = 930 %.
в) хвосты после фильтров отводится при влажности W = 85 %:
γСОЛ = 1223 – 85 = 373 %
γТВ = 100 – 1223 = 8777 %
γСУХ = γТВ + γСОЛ = 8777 + 373 = 915 %.
г) Шламы сбрасываются после сгущения при R = 13 следовательно на 659 тонны шламов (на 100 тонны руды γТВ.ШЛ = 654 %) жидкой фазы отводится:
M = 13 · 654 = 85 тонн.
При СОЛ. = 305 % (жидкой фазы) выход солей шламов составит:
γСОЛ = 85 · 0305 = 259 %;
γСУХ = γТВ + γСОЛ = 659+ 259 = 913 %.
д) Выход солей возвращаемого в процесс с рассолом. С учетом того что в процесс возвращается 80 % от веса жидкой фазы сбрасываемой в накопительный бассейн шламов составляет:
На 100 тонн руды рассола возвращается в процесс:
γСОЛ = 686 · 029 = 197 %.
) Содержание KCl в твердой фазе концентрата в сухой фазе хвостов и сухой фазе шламов составляет:
а) Содержание KCl в твердой фазе концентрата после центрифуг:
KClТВ.КОНЦ.1 = = 9694%.
б) Содержание KCl в твердой фазе концентрата после фильтров:
KClТВ.КОНЦ.2 = = 9758 %.
в) Содержание KCl в сухой фазе хвостов:
KClСУХ.ХВ. = = 270 %.
г) Содержание KCl в сухой фазе шламов:
KClСУХ.ШЛ. = = 1908 %.
) Выход солей конечных продуктов (на 100 тонн руды) составляет:
а) Для концентрата после центрифуг :
γСОЛ.КОНЦ.1 = = 00142 · γТВ.КОНЦ..
б) Для концентрата после фильтров :
γСОЛ.КОНЦ.2 = = 000137 · γТВ.КОНЦ..
γСОЛ.ХВ. = = 0042 · γТВ.ХВ..
) Уравнение материального баланса по выходам выглядит следующим образом:
γРУДЫ + γСОЛ.РАС. = γТВ.КОНЦ.1 + γСОЛ.КОНЦ.1 + γТВ.КОНЦ.2 + γСОЛ.КОНЦ.2 + γТВ.ХВ.+ + γСОЛ.ХВ. + γТВ.ШЛ. + γСОЛ.ШЛ;
Подставив в уравнение известные данные получаем:
0 + 197 = 06 · γТВ.КОНЦ. + 00142 · γТВ.КОНЦ. + 04 · γТВ.КОНЦ. + 00137 · γТВ.КОНЦ. + γТВ.ХВ. + 0042 · γТВ.ХВ. + 654 + 259;
197 = 10279тв.конц + 1042тв.хв
γТВКОНЦ. = 9284 – 1042 * γТВ.ХВ10279 (Уравнение № 1).
) Уравнение материального баланса по KCl выглядит следующим образом:
γРУДЫ · αKCl + γСОЛ.РАС. · = γТВ.КОНЦ. · 06 · + γСОЛ.КОНЦ.1 ·+ γТВ.КОНЦ. · 04 · + γСОЛ.КОНЦ.2 · + γТВ.ХВ. · + + γСОЛ.ХВ. · + γТВ.ШЛ. · + γСОЛ.ШЛ. ·
Подставив известные данные определяем γТВ.ХВ.:
0 · 2365 + 197 · 2586 = γТВ.КОНЦ. · 06 · 9694 + 00142· γТВ.КОНЦ. · 3443 + 04 · γТВ.КОНЦ. · 9758 + 00137 · γТВ.КОНЦ. · 3443 + γТВ.ХВ. · 135 + 0042 · γТВ.ХВ. · 3443 + 654 · 13 + 259 · 3443;
65 + 509442 = 58164 γТВ.КОНЦ + 0488906ТВ.КОНЦ + 39032γТВ.КОНЦ +
+ 0471691γТВ.КОНЦ + 135 γТВ.ХВ + 144606 γТВ.ХВ + 8502 + 891737;
159442 = 98156597· γТВ.КОНЦ. + 279606 · γТВ.ХВ + 1741937;
Подставив (уравнение № 1) данное уравнение приобретает следующий вид:
417505 = 955 · (9284 – 1042 γТВ.ХВ) + 279606· γТВ.ХВ;
γТВ.ХВ = 685 % следовательно:
γТВКОНЦ. = 9284 – 1042 · 68510279 = 2088 %;
γТВ.КОНЦ.1 = γТВ.КОНЦ. · 06 = 2088 · 06 = 1253 %;
γТВ.КОНЦ.2 = γТВ.КОНЦ. · 04 = 2088 · 04 = 835 %;
γСОЛ.КОНЦ.1 = γТВ.КОНЦ. · 00142 = 2088 · 00142 = 03 %;
γСОЛ.КОНЦ.2 = γТВ.КОНЦ. · 00137 = 2088 · 00137 = 028 %;
γСУХ.КОНЦ.1 = γТВ.КОНЦ.1 + γСОЛ.КОНЦ.1 = 1253 + 03 = 1283 %;
γСУХ.КОНЦ.2 = γТВ.КОНЦ.2 + γСОЛ.КОНЦ.2 = 835 + 028 = 863 %;
γСОЛ.ХВ = γТВ.ХВ. · 0042 = 685 · 0042 = 288 %;
γСУХ.ХВ. = γТВ.ХВ+ γСОЛ.ХВ = 685 + 288 =7138 %;
γРУДЫ + γСОЛ.РАС = γСУХ.КОНЦ. + γСУХ.ХВ. + γСУХ.ШЛ.;
0 + 197 = 1283 +863 + 7138 + 913;
) Извлечение KCl в конечные продукты составляет:
а) Извлечение KCl в концентрат после центрифуг:
= (11253 · 9694) 2365 = 5136 %;
= (03 · 3443) 2365 = 044 %;
= 5136 + 044 = 518 %.
б) Извлечение KCl в концентрат после фильтров:
= (835 · 9758) 2365 = 3445 %;
= (028 · 3443) 2365 = 040 %;
= 040 + 3445 =3485 %.
в) Извлечение KCl в хвосты:
= (685 · 135) 2365 = 394 %;
= (288 · 3443) 2365 = 419 %;
= 394 + 419 = 813 %.
г) Извлечение KCl в шламы:
= (654 · 13) 2365 = 360 %;
= (259 · 3443) 2365 = 377 %;
= 360 + 377 = 737 %;
д) Извлечение KCl в соли рассола:
= (197 · 2586) 2365 = 215 %.
Уравнение материального баланса по извлечениям выглядит следующим образом:
0 + 215 = 518 + 3485 + 813 + 737;
) Извлечение н.о. в конечные продукты.
а) Извлечение н.о. в концентрат после центрифуг:
= (1283 · 086) 575 = 192 %;
= (192 · 575) 1253 = 088 %
б) Извлечение н.о. в концентрат после фильтров:
= (863 · 086) 575 = 129 %
= (129 · 575) 835 = 089 %.
в) Извлечение н.о. в хвосты:
= – - = 100 – (7048+ 192 +129) = 2631 %
= (2631 · 575) 7138 = 212 %.
= (2631 · 575) 685 = 221 %.
г) Извлечение н.о. в шламы:
= (7048 · 575) 913 = 4439 %.
= (7048 · 575) 654 = 6197 %.
) Рассчитаем технологические показатели шламов накопительного бассейна (с учетом солей жидкой фазы).
γШЛ.НАКОП.БАСС = ( γТВ.ШЛ..+ γСОЛ.ШЛ.) – γСОЛ.РАС. = (654 + 259)-197= 716 %;
= 7048 * 565716 = 5562 %;
= (360 +377) – 215) = 522 %;
= 522 · 2365 716 =1724 %.
Данные расчета материального баланса сводим в таблицу 8.
Таблица 8 – Результаты расчета материального баланса продуктов.
Шламы накопительный бассейна
Кроме главных показателей обогащения (выход содержание извлечение) критерием оценки процессов обогащения являются следующие показатели:
Степень концентрации (К) – отношение содержания расчетного компонента в концентрате к содержанию его в исходном продукте:
Степень сокращения (n) – величина обратная выходу концентрата показывает во сколько раз масса концентрата меньше массы исходного продукта:
n = 100 γ = 1002485 = 402
Эффективность обогащения (Е) – отношение приращения массы расчетного компонента в концентрате к приращению массы расчетного компонента в случае идеального обогащения(%):
Е = конц.- γ конц.= 8748 - 2485= 6263 %
2 Расчет производственной мощности
Годовая производственная мощность калийных фабрик выражается в тоннах 100 – процентного исчисления К2О по готовому продукту.
Пересчет годовой производительности фабрики по исходной руде на 100% К2О тоннгод проводится по формуле:
где α – содержание КС
– товарное извлечение КС
р – влажность руды %;
83 – пересчетный коэффициент с KCl на К2О.
Пересчет годовой производительности фабрики по готовой продукции на натуру тоннгод производится по формуле:
где Ан – годовая производительность фабрики по натуральному продукту тонн;
АК2О – годовая производительность по готовой продукции в 100% исчислении К2О тонн;
83 – коэффициент пересчета с К2О в КСl;
– влажность готовой продукции %.
Пересчет годовой производительности фабрики по руде в стандарте производится по формуле:
– содержание KCl в стандартной руде %.
Пересчет годовой производительности фабрики по натуральному концентрату в концентрат в стандарте тоннгод производится по формуле:
где KCL ДЕЙСТВ. – содержание KC
KCL СТАНДАРТ . – содержание KCl в стандартном концентратном концентрате %.
Расчет часовой производительности фабрики по исходной руде тоннчас производится по формуле:
где а – количество дней в году (машинных);
В – количество часов в сутки (машинных);
К – коэффициент неравномерности.
Величина механических потерь как разность между технологическим и товарным извлечением КСl в готовый продукт принимается: для галургических фабрик до 15 % для флотационных фабрик до 15 % для солефабрик до 1 %.
Расчет товарного извлечения KCl в готовый продукт % производится по формуле:
где ТЕХН – технологическое извлечение KC
– величина механических потерь %.
Расчет весов продуктов обогащения тоннчас производится по формуле:
PПРОД. = (γПРОД · QЧас) 100 (2.10)
где γПРОД – выход продукта %;
QЧас – часовая производительность фабрики по руде тонн час.
)Товарное извлечение KCl в готовый продукт:
тов = 8665 - 15 = 85 15%.
) Годовая производительность фабрики по 100% K2O:
=24*106*242*9551583*1002=145*106 тоннчас.
) Годовая производительность фабрики по натуральному концентрату:
Ан =145*106 * 1583 * 1002955*100 = 2410000 тонн
)Годовая производительность фабрики по стандартному концентрату:
Аст = 24*106* 955950= 241*106 тонн час.
)Годовая производительность фабрики по стандартной руде:
Qст.конц = 114*106* 236522 = 12255 000 тонн час.
)Часовая производительность фабрики по исходной руде:
QЧас.ф. = 114*106* 125340 * 225 = 135294=186275 тонн час.
Принимаем QЧас.ф. = 1863 тонн час
) Рассчитаем вес получаемых продуктов на Qч.ф. = 1863 тоннчас. Результаты расчета вносим в таблицу.
Ррас = 1863 * 197 = 3607 тоннчас.
Рконц.1 = 1863 * 1283 = 23902 тоннчас.
Ртв.ф.1 = 1863 * 1253 = 23343 тоннчас.
Рсол.ж.ф.1 = 1863 * 03 = 559 тоннчас.
Рконц.2 = 1863 * 863 = 16078 тоннчас.
Ртв.ф.2 =1863 * 835 = 15556 тоннчас.
Рсол.ж.ф = 1863 * 028 = 522 тоннчас.
Рхв.сух =1863 * 7138 = 13298 тоннчас.
Ртв.хв = 1863 * 685 = 127616 тоннчас.
Рсол.ж.ф = 1863 * 288 = 5365 тоннчас.
Рсух.шл = 1863 * 913 = 17009 тоннчас.
Ртв.шл = 1863 * 654 = 12184 тоннчас.
Рсол.ж.ф = 1863 * 259 = 4825 тоннчас.
Таблица 9 – Веса продуктов обогащения
Наименование продуктов
3 Расчёт водного баланса фабрики
При переработке водорастворимых руд жидкая фаза в которой ведется процесс обогащения насыщена минералами входящими в состав обогащаемой руды. Поэтому соли жидкой фазы которыми насыщена вода при флотационном обогащении сильвинитовой руды оставшиеся в продуктах обогащения после обезвоживания увеличивают извлечение солей в концентрат тем самым снижая его качество а также повышают потери KCl с хвостами и шламами. Выход жидкой фазы из системы с продуктами обогащения (концентратом хвостами шламами) приводит к необходимости ее восполнения свежей водой и солями поэтому в процессе переработки часть солей содержащихся в руде растворяется и переходит в жидкую фазу.
Для уменьшения потерь солей жидкая фаза частично восполняется возвращаемым со шламохранилища рассолом. Система находится в равновесии только при установившемся водном балансе т.е. при равенстве расходов воды вводимой в процесс и выводимой из процесса с продуктами (концентратом хвостами шламами). В процесс вода вводится с рудой рассолом с выщелачивающим раствором с рабочими растворами реагентов и технологической водой.
Расчет потерь маточного раствора выводящегося из процесса вместе с продуктами обогащения тоннчас осуществляется по следующей формуле:
где М – массовая доля маточного раствора на 100 т. влажного продукта %;
PТВ – вес твердой фазы продукта тонн час;
– массовая доля твердой фазы на 100 тонн влажного продукта %.
Вес воды выводимой из процесса обогащения тоннчас рассчитывается по следующей формуле:
где МПРОД – вес всего маточного раствора содержащегося в продукте тоннчас;
H2O – содержание воды в маточном растворе %.
Вес рассола возвращаемого в процесс со шламохранилища тоннчас рассчитывается по формуле:
МРАС= МШЛ · 075 (2.13)
где МШЛ – вес рассола откачиваемого на шламохранилище тоннчас;
5 – массовая доля рассола возвращаемого в процесс обогащения.
Вес воды вводимой в процесс обогащения с рассолом тоннчас рассчитывается по формуле:
WРАС = МРАС · H2O (2.14)
где МРАС – вес рассола тоннчас;
H2O – содержание воды в рассоле %.
Рассчитаем вес воды уходящей из процесса с продуктами обогащения (концентратом хвостами шламам).
а) С концентратом после центрифугирования при влажности W = 48 %
МКОНЦ.1 = (719 23343 ) 9281 = 1808 тоннчас;
WКОНЦ.1 = (1808 · 695) 100 = 1257 тоннчас.
б) С концентратом после фильтрования при влажности W = 65 %
МКОНЦ.2 = (1007 · 15556 ) 8993 = 1742 тоннчас;
WКОНЦ.2 = (1742 · 695) 100 = 1211 тоннчас.
в) С хвостами после фильтрования при влажности W = 85 %
МХВОСТ = (1223 · 127616) 8777 = 17782 тоннчас;
WХВОСТ =(17782 · 695) 100 = 12358 тоннчас.
г) С шламами после сгущения при R (ЖТ) = 13 %
МШЛ= РТВ.ШЛ · R = 12184 · 13 = 15839 тоннчас;
WШЛ =(15839· 695) 100 = 11008 тоннчас.
Таким образом вес всей воды выводимой из процесса обогащения рассчитывается по формуле:
WУХ= WКОНЦ.1 + WКОНЦ.2 + WХВОСТ + WШЛ (2.15)
WУХ = 1257 + 1211 + 12358 + 11008 = 25834 тоннчас.
Рассчитаем вес воды вводимой в процесс с рассолом с выщелачивающим раствором с растворами реагентов и с водой на технологические цели.
а) С рассолом возвращаемым в процесс со шламохранилища:
МРАС = 15839 · 08 = 12671 тоннчас;
WРАС = 12671 071 = 8996 тоннчас.
б) С выщелачивающим раствором
МВЫЩ = (QВыщ · QЧас) 100 = (1863 582) 100 = 10843 тоннчас;
WВЫЩ = 10843 · 09337 = 10124 тоннчас.
в) С рабочими растворами реагентов и водой на технологические цели
WРЕАГ + WТЕХН = WУХ – (WРАС+WВЫЩ) (2.16)
WРЕАГ + WТЕХН = 25834 – ( 10124 + 8996 ) = 6714 тоннчас.
Результаты расчета водного баланса вносим в сводную таблицу 10
Таблица 10 – Статьи прихода и расхода воды на обогатительной фабрике
Выщелачивающий раствор
Вода с реагентами и на технологические цели
Расход свежей воды составляет
LУдельн. =6714 +101241863=009 тонныт.руды
Кроме того на фабрике вода расходуется на иные нужды. Расход этой воды составляет 10 – 15 % от общего расхода воды на технологию что составляет:
LУдельн.= 009 · 015 = 01035 тонныт.руды
1 Способы улучшения физико-механических свойств калия хлористого
Условием для наиболее эффективного использования и расширения рын-ков сбыта калийной продукции являются их хорошие физико-механические свойства. Гранулирование улучшает физико-механические свойства КС1: он не пылит при перегрузке меньше слеживается легко рассеивается. Благодаря этому гранулированный КС1 можно хранить и перевозить навалом без упаковки и вносить в почву туковыми сеялками что снижает расходы на перевозку и внесение его в почву. Гранулы обладают меньшей поверхностью на единицу массы по сравнению с порошкообразным продуктом поэтому гранулированный КС1 в меньшей мере вымывается почвенными водами.
По ГОСТ 4568-85 гранулированный КС1 должен содержать 90% частиц класса -4+2 мм не более 5% частиц меньше 1 мм и больше 4 мм.
Гранулы характеризуются статической и динамической прочностью. Статическую прочность или прочность на раздавливание при одноосном сжатии определяют последовательным разрушением 20 гранул величиной от 2 до 3 мм на приборе ИПГ–10–1 с замером усилия необходимого для разрушения каждой гранулы. По полученным данным вычисляют среднюю разрушающую нагрузку в МПа (кгссм2). Статическая прочность гранул КС1 должна быть 10–20 МПа (10–20 кгссм2).
Динамическая прочность характеризует истираемость гранулированного удобрения и следовательно пригодность его к длительным перевозкам: чем выше прочность и меньше истираемость тем меньше гранулы разрушаются при транспортировке. Сущность метода заключается в определении доли неразру-шенных частиц величиной –4+2 мм (%) после обработки гранулированного удобрения в барабане прибора ПКПГ-1 в течение 10 мин (при числе оборотов барабана 84 в минуту). Пробу помещают в барабан вместе со сталь-ными шариками диаметром 5 мм масса которых равна массе пробы. По ГОСТ 4568–85 динамическая прочность КС1 для сельского хозяйства должна быть не менее 70%.[5]
Улучшение физико-механических свойств хлористого калия в настоящее время стараются обеспечить в результате гранулирования мелких фракций путем глубокого высушивания охлаждения и модифицирования – покрытием гранул поверхностно-активными веществами и обеспыливающими добавками. Разработка технических решений по улучшению качества концентрата требует рассмотрения проблемы с позиции физико-химической механики дисперсных структур.
Улучшенный гранулометрический состав получают за счет одной или двух стадий гидроклассификации концентрата с последующей пневмокласси-фикацией для получения обеспыленных по классу 01мм или 02мм удобрений.
Снижение пылимости достигается за счет обработки готовой продукции пылеподавителями (парафины жидкие полиэтиленгликоль газойль мочевина и другие). Хорошая текучесть и 100%-ная рассыпчатость достигается путем испо-льзования реагентов антислеживателей (аминов желтой кровяной соли и дру-
В процессе сушки и пневмоклассификации концентрата образуется зна-чительное количество до 30% от общей массы пылевых фракций концентрата. В обычном режиме работы обогатительной фабрики пыль направляется на гра-нулирование. Однако в зимнее время года как правило нет сбыта гранул и тогда возникает необходимость утилизации пылевых фракций.
Пыль необходимо при этом обработать реагентами связующими и направить на повторную сушку вместе с крупным кеком. В результате проис-ходит агломерация пылевых фракций и получают товарный продукт удовлет-воряющий требованиям потребителя.
В агломерированном продукте содержание класса – 01мм не более 10% этот продукт хорошо течет (приблизительно 200 гсек) и не пылит (пылимость не более 200 мгкг).
Из сказанного выше понятно что в данном разделе мы рассмотрим вопрос по совершенствованию схемы производства калийных удобрений методом гранулирования с использованием агломерации пылевых фракций концентрата которые будут отвечать требованиям рынка по потребительским свойствам продукта.
Температура материала поступающего на прессование (tº в шахте пресса) должна быть не менее 120ºC и не более 140ºC.
С повышением температуры до определенного предела прочность прес-сата возрастает так как в нагретом хлористом калии существующие силы сцеп-ления ослабевают вследствие повышения интенсивности теплового движения молекул. Поэтому прессование будет происходить с наименьшими энергети-ческими затратами.
Не спрессовавшийся концентрат отсеивается от плитки на неподвижных
колосниковых грохотах расстояние между колосниками 4мм и вновь возвра-щается на прессование. Оптимальная влажность гранулята находится в преде-лах 001-003. При содержании массовой доли воды более 006 снижается коэффициент внутреннего трения что приводит к снижению прочности прес-сата.
За критерий оценки грансостава прессуемого материала (питания грану-ляции) взято содержание класса –01мм. Оптимальное значение содержания массовой доли фракций менее 01мм – не более 15. Этот показатель не всегда выдерживается. При производстве обеспыленного концентрата в питании грануляции содержание класса 01мм превышает 15 что сказывается на прессовании увеличивается циркуляционная нагрузка растут энергозатраты по выпуску гранулированного хлористого калия.
Дробление плитки осуществляется в ударно-отражательной дробилке.
На просеивающих машинах осуществляется классификация гранулята по трем классам крупности: крупный класс (надрешетный продукт) более 4 мм; мелкий класс (подрешетный продукт) менее 2 мм; гранулят (товарный продукт).
Крупный класс поступает на додрабливание а мелкий класс возвра-щается в процесс просеивания. Наиболее уязвимым и сложным процессом является дробление плитки. Полученные при этом гранулы имеют значительное количество острых граней и за счет этого высокую истираемость. Применение облагораживания устраняет частично эти проблемы но прочность гранул достигается «замазыванием» микрощелей и неровностей зерен.
Метод является наиболее эффективным если округление зерен гранулята производится во влажной атмосфере. Достигаемый эффект зависит от добавлен-ного количества воды к гранулятам.
С увеличением прочности на истирание одновременно достигается также повышение прочности зерна. Оно базируется на «замазывании» и упрочнении поверхности зерен повышение степени уплотнения за счет дополнительной об-работки гранулята невозможно.
За счет дополнительной обработки гранулята можно достичь:
– Сокращения значения истирания.
– Повышения прочности зерна.
С точки зрения технологии установка для дополнительной обработки гранулята состоит из 4-х аппаратных ступеней:
– Отделение пылинок и мелкозернистого продукта.
– Увлажнение и механическая обработка истиранием.
– Ступень обратного охлаждения.
Отделение пылинок и мелкозернистого продукта может использовать как ступень ситовой классификации так и ступень обеспыливания в кипящем слое. Решение зависит от качества необработанного гранулята. В случае необрабо-танного гранулята очень хорошего качества (значения истирания 10%) и опти-мальном расчете ступени ситовой классификации гранулирования от этой сту-пени можно также совсем отказаться.
На второй аппаратной ступени осуществляется увлажнение и механи-ческая обработка истиранием. Для этого применяются надежные мешалки. Такая же интенсивная нагрузка при меньших затратах энергии может быть достигнута при применении так называемых истирающих барабанов.
Для сушки увлажненного гранулята на 3-ей ступени применяются исключительно аппараты для сушки в кипящем слое. Для предотвращения отвердевания продукта при хранении в силосных башнях пангаузах или перегрузочных силосах обязательной является вторичная сушка до содержаний остаточной влажности 006%. Такие низкие остаточные влажности предпо-лагают температуры газа для сушки на входе в аппарат с кипящим слоем >300ºС и соответствующие среды теплоносителей. Дополнительно следует стремиться к обратному охлаждению гранулята до температуры 40ºС. Для обратного охлаж-дения 4-ой аппаратной ступени также используется техника с кипящим слоем.
Дополнительная обработка гранулята.
Во время процессов транспортировки и перегрузки на пути к потре-бителю изготовленный гранулят подвергается многократному действию меха-нических нагрузок приводящих к постоянному ухудшению качества продукта. Это ухудшение проявляется в форме увеличения доли мелкозернистого про-дукта или подрешетного продукта и усиленном выделении пыли. Этот процесс начинается уже у изготовителя при складировании и отгрузке продукта при этом отрицательный эффект наблюдается в частности в случае хранения в складах типа силосных башень. Образующие при этом количества подрешетного продукта хотя и могут быть отделены перед поставкой контрольным грохо-чением но принципиального улучшения физических характеристик качества гранулята при этом не достигается. Улучшение физических показателей ка-чества т.е. повышение прочности на истирание и прочности при сжатии может быть достигнуто только целенаправленным гранулированием с прессованием.
Дополнительная обработка гранулята охватывает тут следующие техно-логические стадии:
– Отделение подрешетного продукта и особенно свободных и прилипа-ющих пылевых частиц;
– Округление кромок и острых краев зерен гранулята отлом слабосвя-
занных частей зерен под действием механической играющей нагрузки;
– Устранение острых краев зерен увлажнением водой и упрочнение поверхности зерен рекристаллизацией.
Получающиеся на второй ступени грохота потоки подрешетного и надре-шетного продукта с незначительными транспортными затратами можно снова внести в главные потоки. Больших затрат требует контрольное грохочение при отгрузке продукта так как в этом случае обычно имеют место более длинные пути возврата количеств продукта с некондиционным зерном.
Приготовление водного раствора кальцинированной соды для использо-вания в процессах агломерации пылевых фракций концентрата и облагора-живания гранулированного хлористого калия происходит в реагентном отделе-нии обогатительной фабрики.[7]
– сода кальцинированная по ГОСТ 5100-85.
Номинальные параметры:
– массовая доля соды 140-150%;
– температура готового раствора не менее 50°С;
Для приготовления раствора реагента используют чаны для растворения соды (расходные емкости) насосы для подачи раствора на грануляцию.
В чан с горячей водой подается регламентируемое количество соды до-бирается вода до заданного уровня подогревается до номинальной температуры и перемешивается 30 минут. Затем определяется массовая доля соды в случае необходимости корректируется путем добавления соды или воды. Готовый раствор насосами перекачивается на фабрику.[2]
В отделении грануляции 3 СОФ одним из путей улучшения физико-ме-ханических свойств готовой продукции является обработка гранулята амино-эфомовой смесью в барабанном смесителе. Амино-эфомовая смесь поступает из реагентного отделения. В жидком агрегатном состоянии с температурой 60-70 градусов смесь через форсунки распространяется по барабану в который через загрузочную воронку поступает гранулят. Для достижения максимальной обра-ботки всей поверхности гранул барабан вращается со скоростью 12-19 оборотов в минуту. Конструкция смесителя представляет собой барабан с насаженными на него двумя бандажами посредствам которых барабан опираясь на опорные ролики вращается вокруг своей оси. Барабан предназначен для перемешивания гранулята с подаваемыми реагентами. Сам смеситель устанавливается под уг-лом до 5 градусов. Обработка гранулята амино-эфомовой смесью позволяет по-лучить продукт с наиболее хорошими физико-механическими свойствами про-дукт меньше пылит улучшаются статическая и динамическая прочность.
2 Теоритические основы процесса грануляции способом прессования
Гранулирование – это совокупность физико-химических и физико-механических процессов обеспечивающих формирование частиц определённых размеров формы структуры и физических свойств.
Гранулирование улучшает физические и агрохимические свойства KCl: он не пылит при перегрузке меньше слеживается легко рассеивается и лучше усваивается растениями. Благодаря этому гранулированный KCl можно хранить и перевозить навалом без упаковки и вносить в почву сеялками что снижает расходы на перевозку и внесение его в почву.
Гранулы обладают меньшей поверхностью на единицу массы по сравнению с порошкообразным продуктом поэтому гранулированный KCl в меньшей мере вымывается почвенными водами.
Процесс гранулирования состоит из следующих технологических стадий:
– подготовка исходного сырья к прессованию;
– дробление плитки;
– просев дробленого продукта для получения гранулированного хло-ристого калия удовлетворяющий требованиям действующих стандартов.
Подготовка материала к прессованию заключается в подогреве кон-центрата до температуры обеспечивающей нормативную температуру материа-ла в шахтах валковых прессов.
Для операции подогрева питания применяются печи «кипящего» слоя. Пылегазовоздушная смесь из печей подвергается сухому и мокрому пылегазо-улавливанию в циклонах и в комбинированных мокрых пылеуловителях.
Подогретый до температуры не менее 120 °С концентрат из отделения сушки и подогрева подается в отделение грануляции.
При гранулировании калия хлористого методом прессования агломери-рование частиц осуществляется под действием сил молекулярного притяжения (которые действуют не только внутри частиц но и на их поверхности). Кроме влияния этих связей агломерирование возможно за счет сплавления твердых час-тиц при высоких давлениях и температуре в зоне деформаций химического взаимодействия с образованием новых соединений и гидростатического давле-ния жидкой фазы в порах (капиллярах).
Валковый пресс с коническим загрузочным шнеком состоит из двух вра-щающихся в противоположном направлении валков между которыми остается регулируемый зазор 2-15 мм. Обрабатываемый материал подается сверху затя-гивается валками в зазор и уплотняется при прохождении зазора. Мелкий хло-ристый калий подвергается предварительному уплотнению в коническом загру-зочном шнеке который подает его на валки.
Производительность валкового пресса регулируется изменением соотно-шения числа оборотов шнека и валков уплотнителя. Для получения более проч-ных плиток продукта его уплотняют при загрузке за счет увеличения частоты вращения шнека. Это способствует также лучшему поступлению материала в зазор между валками уплотнителя.
Для предотвращения механической перегрузки уплотнителя в случае попадания в него инородного предмета или большой нагрузки по исходному материалу один из его валков закреплен в подвижных подшипниках и может перемещаться. При нормальной работе валок удерживается в определенном положении пружинами. Необходимое давление валков обеспечивается с помощью гидравлической системы.
Валки могут иметь гладкую волнистую или рифлёную поверхность что дает возможность получить спрессованные удобрения в виде плитки ленты отдельных листов и брикетов разной формы и размеров.
В результате образуется плитка толщиной 20-25 мм. Выход плитки составляет 30-40% от всего материала поступающего на прессование.
Спрессованный в виде плиток концентрат и часть не спрессовавшегося
питания с каждого пресса поступает на неподвижный грохот где плитки выде-ляются в надрешетный продукт. Подрешетный продукт (не спрессовавшийся концентрат) вновь подается на питающие пресса или возвращается в операцию сушки и подогрева питания.
С грохотов плитка поступает в ударно-отражательную дробилку разби-вается вращающимися ударными билами и додрабливается об отражательные плиты до тех пор пока измельченный материал не пройдет через щель между билами и отражательными плитами.
Измельченная плитка подается на просеивающие машины. На просеивающей машине образуется три продукта с гранулометрическим составом:
Продукт -2 (ретур) возвращается на повторное прессование или подогрев. Надрешетный продукт (крупностью более 4 мм) поступает в дробилку 2 стадии дробления и после дробления возвращается на просеивание. Кондиционный по крупности продукт направляется в операцию облагораживания гранул.
Гранулированный хлористый калий подается в камеру опрыскивания где предусмотрена обработка гранулята водой при помощи оросительных форсунок. Для равномерного перемешивания и придания гранулам округлой формы увлажненный гранулят поступает в шнековый смеситель и далее в сушилку кипящего слоя. В сушилке кипящего слоя гранулят подвергается сушке до мас-совой доли воды 01% температура воздуха поступающего в аппарат 120-150 °С. Высушенный гранулят поступает на охлаждение в аппарат кипящего слоя. Здесь осуществляется охлаждение гранулята до температуры 60 °С. После чего гранулят поступает на склад.
3 Факторы влияющие на процесс гранулирования
Процесс гранулирования является одной из важнейших операций в производстве минеральных удобрений. Процесс прессования и качество получаемого готового продукта зависит от факторов влияющих на этот процесс.Качество исходного материала во многом зависит от сыпучести мате-риала. На сыпучесть материала влияет коэффициент внутреннего трения. А ко-эффициент внутреннего трения в свою очередь зависит от следующих свойств
Температура – максимальный выход плитки и высокая прочность достигается при температуре хлористого калия в шахте валкового пресса 110-120 °С. При температуре исходного материала выше 120 °С происходит при-горание его к валкам валкового пресса.
Влажность – влажность хлористого калия должна быть 02-03 %. На-личие влаги в таком количестве способствует снижению коэффициента внут-реннего трения частиц и частицы друг с другом хорошо контактируют. При по-вышении содержания влаги в исходном продукте происходит прилипание его к стенкам оборудования что затрудняет процесс прессования.
Содержание остаточных аминов в исходнем материале – присутствие в зернах концентрата собированного при флотации собирателя а также некоторых нефтепродуктов гидрофобизирует частицы хлористого калия что снижает прочность прессота а соответственно итогово продукта.
Гранулометрический состав – гранулометрический состав также оказывает большое влияние на процесс прессования. Преобладание тонкодис-персных частиц в перерабатываемом сырье способствует образованию связей между частицами при прессовании но одновременно с этим затрудняет пред-варительное уплотнение. Тонкодисперсные частицы хорошо адсорбируют на себе значительное количество амина поэтому оптимальное содержание фракции 01 мм должно находиться в пределах 15-20 %. При более высоком содержании мелкой фракции (менее 01 мм) растут энергетические затраты на выпуск готовой продукции.
Давление – в зависимости от вида гранулированного удобрения сущес-твенно изменяется давление прессования необходимое для получения прочных гранул. Это объясняется различием физико-химических свойств минеральных удобрений. В то же время изменение удельного усилия ведет к изменению прочности гранул и их качественных показателей. На практике эта зависимость используется для получения удобрений с заданными свойствами и высокой агрохимической эффективностью. Для хлористого калия гидравлическое давление в гидросистеме составляет (90 ± 10) кгсм².
Поверхность валков бывает: гладкая ячеистая вафельная валки с наплавкой валки с проточкой. Поверхность валков позволяет улучшить систему воздухоудаления.[3]
Воздухоудаление – на качество продукции также влияет то как удаля-ется воздух поступающий в зону прессования с исходным материалом. Наличие подпресовщиков и различная поверхность валков позволяет в целом улучшить воздухоудаление из прессуемого материала. Удаление воздуха происходит как через верх так и через низ. При удалении воздуха через верхнюю часть пресса над валками обра-зуется кипящий слой который имеет более низкую плотность чем насыпной слой исходной соли в итоге на прессование поступает меньшее количество пе-рерабатываемых компонентов и выделяется больше воздуха. При этом обра-зуется плитка состоящая из чередующихся горизонтальных полос высокой и низкой прочности. При измельчении спрессованной плитки в дробилках полосы низкой прочности разрушаются в результате чего выход товарной фракции получается невысокий. Как показала практика преимущество имеет удалением воздуха через низ так как это позволяет при большем удельном давлении иметь спокойный ход пресса повысить выход товарной фракции и снизить выход не спрессованного материала. Удаление воздуха через низ достигается путем под-держания над валками достаточно высокого слоя прессуемого удобрения или его подачи с помощью шнека. В прессах с гладкой поверхностью валков воздух удаляется через верх с помощью сегментов. А в прессах с рифлеными валками воздух удаляется через низ с помощью шнеков. Применение прессования в вакууме также решает проблему воздухоудаления.
Частота вращения – при уменьшении частоты вращения валков произ-водительность прессов значительно снижается и наоборот при увеличении – сокращается время прохождения материала между валками и возрастает производительность. При эффективной работе загрузочного устройства обес-печивается предварительное уплотнение исходных компонентов. В случае быстрого прохождения прессуемого материала через валки происходит растя-жение спрессованных листов материала что приводит к разрушению спрессованных плиток. Таким образом с одной стороны увеличение числа обо-ротов вращения валков приводит к увеличению производительности пресса по питанию и по выходу прессата с другой стороны – увеличение числа оборотов вращения валков приводит к уменьшению толщины и значительному снижению прочности плитки на излом. Опытным путем доказано что оптимальная окружная скорость валков находится в пределах 018-032 мс.
Величина зазора между валками – толщина прессуемой плитки регули-руется величиной зазора между валками. Уменьшение этого зазора ведет к снижению производительности прессов. При прессовании разница между давле-нием по краям прессуемой плитки и давлением в середине плитки особенно
заметна при получении плиток большой толщины так как в этом случае наруша-ется механизм связи между частицами прессуемых исходных компонентов. Стабильность связи в спрессованных плитках достигается регулированием удельного давления валков на прессуемый материал.[3]
4 Расчет материального баланса отделения грануляции
Рассчитываем питание грануляции
1 В смеситель ТЛГ поступают:
а) Влажный кек концентрата после центрифуг (50%):
Рвл.= Р тв.конц. · 50% + Мконц.· 50% = 36268 · 05+36 · 05= 19934 тч
б) Сухой кек концентрата после сушки влажного кека концентрата (50%):
Рсух.= Р тв.конц.· 50% = 36268 · 05= 18134 тч
Часть сухого (70%) кека поступает в смеситель а 30% поступает на склад №2.
Рсмесит.сух.= Рсух.· 70% = 18134 · 07= 12694 тч
в) Пыль от сушки влажного кека (составляет 1% от веса сухого кека концентрата)
Рпыли = Рсух. · 1% =18134 · 001= 181 тч
Следовательно вес продукта поступающего в смеситель составит:
Рпрод= Рвл.+Рсмесит.сух.+Рпыли = 19934+12694+181= 32809 тч
2 Для обработки питания грнуляции используют раствор соды
а) Расход соды на 32809 тч кека концентрата учитывая что расход сухой соды составляет 15 кгт продукта:
Fсух.соды = (15 · 32809) 1 = 49214кгч = 049 тч
б) Так как на 32809 тч кека концентрата используется 12-% раствор соды следовательно воды 88%. Рассчитываем вес воды поступающей с рабочим раствором соды:
FН2О= (048· 88) 12= 359 тч
в) Рассчитываем общее количество воды поступающей в процесса так же вес 12 %-ого раствора соды:
Рр-р соды = 359+049 = 408 тч
Н2О = Рр-р соды + Wконц. = 408 + 2513· 05= 1665 тч
г) Вес продукта в смесителе ТЛГ (учитывая раствор соды) составит:
Р прод.смесит. = 32809+408 = 33217 тч
д) Таким образом с учетом вводимого раствора соды и влажности кека
после фильтров влажность поступающего продукта на грануляцию составит:
W= (1665 33217) · 100% = 501%
Рассчитываем эффективность грохочения просеивающей машины.
Результаты ситового анализа представлены в таблице 10.
Таблица 10 – Результаты ситового анализа
Надрешетного продукта верхнего сита
Подрешетного продукта верхнего сита
1 Находим содержание подрешетного продукта (класс 0 – 4 мм) в исходном продукте:
2 Находим содержание подрешетного продукта (класс 0 – 4 мм) в надрешетном продукте верхнего сита:
3 Определяем КПД верхнего сита:
4 Определяем выход класса 0 – 4мм (от исходного продукта) посту-пающего на нижнее сито:
5 Определяем выход надрешетного продукта верхнего сита:
γ1=100 – γ2= 100-5155=4845%
6 Определяем содержание подрешетного продукте в концентрате поступающем на нижнее сито (класс – 2+0 мм) из уравнения баланса класса – 2+0 мм:
γ1 · в4 + γ2 · в4 = 100·в3 (3.1)
где в2 – содержание класса –2+0 мм в продукте поступающем на нижнее сито%
в3 – содержание класса –2+0 мм в исходном продукте% в3=354%
в4 – содержание класса –2+0 мм в надрешетном продукте верхнего сита% в4 =10%
Из уравнения : в2 = =
7 По таблице находим содержание класса –2+0 мм в подрешетном припуске:
8 Определяем КПД нижнего сита:
9 Рассчитываем выход подрешетного продукта нижнего сита (ретура):
Определяем выход гранулята:
γгр = 100 – 3614 – 4845= 1541%
10 Рассчитываем массы получаемых продукта
а) вес подрешетного продукта нижнего сита (–2+0 мм):
Q-2+0= (3614 · 7887)1541= 18497 тч
б) вес надрешетного продукта верхнего сита ( класс +4мм):
в) вес продукта поступающего на классификацию:
Qкл = 18497+7887+24797=51181 тч
г) вес просыпи (принимаем 17%):
Qпр = (17·26384)830 = 5404 тч
11 Рассчитываем циркуляционную нагрузку:
Qц.н. = Qпр +Qретура= 5404+18497= 23901 тч
12 Из смесителя подготовленная шихта подается на подсушку подсу-шивается до влажности 001 – 003. Принимаем что вся вода поступающая с продуктом испаряется тогда вес продукта составит:
Qсух.прод. = 33217 – 1665 = 31552 тч 31548 тч
Так как в отделении грануляции работают 4 линии (аналогично) то наг-рузка на одну линию составит:
Qлин сух.пр = 315454 = 7887 тч
Так как на одной линии используется 3 вальц-пресса то нагрузка на один пресс составит:
Q пресссух.пр.= 78873 = 2629 тч
Расчет узла облагораживания
1 На облагораживание гранул в двухвальный смеситель поступает гранулят с двух грануляционных линий:
Qгрансмес= 7887 · 2 = 15774 тч
2 В смесителе увлажнение гранулята осуществляется водой через форсунки в количестве 12 – 13% от исходного продукта:
WН2О = (15774 · 13) 100% = 205 тч
3 Вес продукта в смесителе:
Рпродсмес = 15774+205=15979 тч
Выбор и расчет основного и вспомогательного оборудования
Исходя из задания дипломного проекта принимаем следующие данные для расчета:
Производительность фабрики по руде – 10 000000 тгод;
Выход сухого концентрата – 2485 %;
Обогатительная фабрика работает по непрерывной рабочей неделе в 2 смены по 12 часов. Годовой календарный фонд времени работы обогатительной фабрики составит 324 дня.
Производительность СОФ по сухому концентрату составит:
(10 000000 02485) : (324 24) = 3196 тчас.
60% сухого концентрата будет направляться на гранулирование и сос-тавит:
96 60 100 = 19176 тчас.
Количество грануляционных установок (если производительность по готовому продукту 5112 тчас) равно:
Принимаем 2 комплектные грануляционные установки производитель-ностью :
К основному оборудованию одной комплексной грануляционной уста-новки входит:
– Дробилка ударно-отражательного действия типа АР-SMA1013 фирмы
– Просеивающая машина «RHEWUM» .
Прессование хлористого калия осуществляется следующим образом: при помощи подпрессовщиков (3-х шнековых валков) материал подается в межвал-ковую зону компактора. Компактирующие валки имеют волнистую поверхность. Глубина рельефа составляет 7 мм а деление – 349 мм (длина). Компактирую-щие валки установлены друг относительно друга так что «гребень» волны од-ного валка совпадает с «гребнем» второго валка.
При прессовании происходят следующие процессы:
– вытеснение содержащегося в концентрате воздуха;
– уплотнение калия хлористого и деформация его отдельных зерен;
– прессование отдельных зерен до прочной связи между ними.
На валковых прессах мелкий хлористый калий подвергается сжатию при давлении 160-200 атм. В результате образуется плитка толщиной 15-20 мм пос-тупающая в подпрессовую дробилку типа РС-Р1000 валки которой снабжены шипами для предварительного крупного дробления. Размер частиц после дро-билки – 0-20мм. Выход плитки составляет 83 % от всего материала посту-пающего на прессование.
Техническая характеристика валкового пресса представлена в таблице 11.
Таблица 11 –Техническая характеристика валкового пресса ПВП 1000×650
Производительность по плитке тч
Плотность плитки гсм3
Температура материала в шахте 0С
Усилие прессования кНсм
Общее усилие прессования кН
Число подпрессовщиков (шнеков) шт
Скорость вращения валков обмин
Установленная мощность двигателя кВт
Мощность электродвигателя кВт
Дробилка ударно-отражательного действия типа АР-SMA 1013 фирмы «HAZEMAG» предназначена для измельчения спрессованной плитки.
Принцип действия: материал для измельчения загружаемый через входное отверстие попадает к ротору оснащенному билами. И ударяется по переднему ударному механизму. Оттуда он снова отбрасывается к ротору.
Этот процесс выполняется до тех пор пока не буде достигнута соответствующая степень размельчения которая определяется величиной зазо-ра переднего ударного механизма. Здесь осуществляется основная работа из-мельчения.
После этого материал попадает к заднему ударному механизму в ко-тором процесс измельчения осуществляется таким же образом. Величина фрак-ции определяется здесь величиной зазора заднего ударного механизма.
В связи с тем что между вторичным ротором и отбойной плитой мате-риал «катится» за счет этого дополнительно достигается улучшенная куби-ческая форма готового материала.
Величина зазора ударных механизмов отбойной плиты и скорость ротора определяют степень измельчения и гранулометрию готового материала.
Техническая характеристика дробилки ударно-отражательного действия представлена в таблице 12.
Таблица 12 – Техническая характеристика дробилки АР-SMA 1013 фир-мы «HAZEMAG»
Частота вращения двигателя Гц
Скорость вращения двигателя обмин
Скорость вращения ротора обмин
Производительность по питанию тч
Величина загрузочных зазоров мм
На рисунке 1 представлена дробилка ударно-отражательного действия типа АР-SMA 1013 фирмы «HAZEMAG».
Просеивающая машина фирмы «Ревум» предназначена для классифи-кации (просева) продукта после цикла дробления.
Принцип работы машины «Ревум» основывается на применении двух двигателей с неуравновешанным ротором вращающимися с разными скоростя-ми вращения и с разными устанавливаемыми дебалансами.
Рисунок 1 – Дробилки ударно-отражательного действия типа АР-SMA 1013 фирмы «HAZEMAG».
Двигатели с неуравновешанным ротором смонтированы на просеиваю-щем агрегате на обеих сторонах – на стороне впуска и на стороне выпуска.
На просеивающей машине образуются три продукта с гранулометри-ческим составом (массовая доля фракций): более 4 мм (надрешетный) от 2 до 4 мм (кондиционный по фракции продукт) и менее 2 мм (подрешетный).
Особыми характеристиками этого типа машин являются: высокая мощ-ность подачи; низкая электрическая мощность привода; незначительная потреб-ность в техобслуживании; быстрая замена ситовой ткани; низкий уровень шума; оптимальная настройка характеристики вибраций к просеивающему материалу посредством меняющихся амплитуд колебаний и направлений вращения.
Техническая характеристика просеивающей машины фирмы «RHE-WUM» представлена в таблице 13.
Производительность подачи тч
Насыпная плотность материала тм3
Температура материала 0С
Разделение по классам мм
Потребность в воздухе м3ч
Таблица 13 – Техническая характеристика просеивающей машины
К вспомогательному оборудованию отделения грануляции относятся:
– система аспирации;
– ковшовые элеваторы;
– ленточные конвейеры;
– скребковые конвейеры.
На производстве приходится перемещать различные твердые материалы являющиеся сырьем полупродуктами или готовыми продуктами. Для этих це-лей применяются конвейера и элеваторы. В отделении грануляции применяются скребковые и ленточные конвейера. Они обладают высокой производи-тельностью надежностью в эксплуатации возможностью установки как в горизонтальных так и наклонных направлениях а также возможностью полной автоматизации и блокировки.
Скребковый конвейер состоит из неподвижного желоба в котором движется бесконечная цепь с прикрепленными к ней скребками. Цепь приво-дится в движение при помощи приводной звездочки. На шарнирах цепи укреп-лены ролики которые катятся по направляющим. Скребки при движении цепи захватывают и перемещают по дну желоба поступающий материал который разгружается с другого конца желоба или через разгрузочное отверстие.
Загрузка конвейера осуществляется при помощи лотка.
Схема скребкового конвейера представлена на рисунке 2.
Рисунок 2 – Схема скребкового конвейера
Скребковый конвейер состоит из цепи (цепей) 2 огибающей приводные 1 и хвостовые 4 звездочки. На цепях укреплены скребки 3 которые при своем движении перемещают материал засыпанный в желоб 5. Рабочей ветвью конвейера в зависимости от присоединения скребков к цепи может быть как нижняя так и верхняя.
При нижней рабочей ветви конвейер загружают около натяжного уст-ройства а разгружать можно в любом месте желоба в том числе в конце его. При верхней рабочей ветви загружают конвейер сверху в любой его точке а разгружают через отверстие в боковой стенке желоба или в конце его.
Преимуществом скребковых конвейеров является герметичность конст-рукции что исключает пылеобразование; возможность загрузки и разгрузки во многих точках.
Ленточный конвейер (рисунок 7) состоит из замкнутой ленты огибаю-щей приводной и хвостовой барабаны. Приводной барабан получает вращение от электродвигателя через редуктор. Движущее усилие от барабана ленте сообщается трением. Отклоняющий барабан позволяет увеличить сцепление между приводным барабаном и лентой. Для натяжения ленты используется натяжное устройство. Роликоопоры установленные на раме поддерживают лен-ту и придают ей желобчатую форму. Материал на ленту подается загрузочным желобом. Разгрузка материала может производиться с концевого барабана или специальными разгрузочными устройствами в любой точке конвейера.
Сыпучий материал подается на движущуюся ленту через загрузочное уст-ройство разгружается (или перегружается) через разгрузочное устройство.
Схема ленточного конвейера представлена на рисунке 3.
Рисунок 3 – Схема ленточного конвейера
Ветвь конвейерной ленты на которой размещен транспортируемый материал называют рабочей груженой или несущей а ветвь свободную от материала—порожней. В поперечном сечении несущая ветвь имеет желобчатую (или плоскую) форму порожняя—плоскую. Желобчатая форма придается ленте роликовой опорой например трехроликовой.
Достоинства ленточных конвейеров – высокая производительность прос-тота обслуживания небольшие эксплуатационные затраты.
Для перемещения материалов по вертикальному или крутонаклонному направлениям применяют ковшовые элеваторы.
Элеватор состоит из замкнутого тягового органа с жестко укрепленными на нем ковшами. Тяговый орган огибающий приводной и натяжной барабаны размещается в металлическом кожухе. На нижней части кожуха монтируется натяжное устройство. В нижней части кожуха имеется воронка через которую загружается перемещаемый материал. Далее материал захватывается ковшами и поднимается наверх; при переходе через верхний барабан ковши опрокиды-ваются и материал высыпается в приемный желоб.
Загрузка ковшей произво-дится зачерпыванием груза из загрузочного башмака или засыпанием его в ков-ши.
Достоинства ковшовых элеваторов – малые габаритные размеры; возмож-ность подачи груза на значительную высоту; высокая производительность.
Для снижения содержания загрязняющих веществ на основных источни-ках загрязнения предусмотрена очистка отходящих газов в пылегазоулав-ливающих установках (ПГУ) состоящих из циклонов труб «Вентури» коагуля-ционных мокрых пылеуловителей.
В таблице 14 приведены виды основного оборудования устанавливаемо-го в отделении грануляции.
Таблица 14 – Виды основного оборудования
Подогрев питания грануляции
Аппарат «кипящего» слоя - печь КС
Ударно-отражательная мельница HAZEMAG
Просеивающая машина «RHEWUM»
Аналитический и приборный контроль технологического процесса
Современная обогатительная фабрика представляет собой сложное производство технологический процесс которой необходимо систематически контролировать. С этой целью осуществляется ряд мер способствующих ведению технологического процесса в оптимальном режиме и позволяющих оценивать результаты производственной деятельности обогатительных фабрик.
Для этого на обогатительных фабриках определяется состав сырья и продуктов обогащении; организуется учет исходного сырья и продуктов обогащения; ведется наблюдение за правильным ведением технологического процесса; осуществляется регулирование обогатительного оборудования и аппаратуры; контролируется состав жидкой и газовой среды; составляются технологические и товарные балансы ценных компонентов и осуществляется ряд других операций контроля.
Целью автоматизации технологических процессов является увеличение производительности оборудования повышения качества концентратов снижение потерь полезных компонентов уменьшения численности обслуживающего персонала улучшение условий и повышение безопасности труда.
Контроль параметров технологического процесса осуществляется для обеспечения условий получения наиболее высоких технологических показателей обогащения (извлечения выход и качество конечных продуктов).
Целью контроля технологических процессов является также повышение экономичности работы обогатительной фабрики и создание предпосылок для максимальной автоматизации процессов обогащения.Основные контролируемые параметры влияющие на ход технологических операций обогащения: вещественный состав исходного материала содержание массовой доли воды химический минеральный фракционный составы плотность и щелочность пульпы степень аэрации и реагентный режим флотации учет массы исходного сырья и продуктов обогащения.
Одним из необходимых условий повышения эффективности работы обогатительной фабрики является совершенствование техники и технологии широкое внедрение механизации и автоматизации производственных процессов.
Одним из методов ускорения научно-технического прогресса является автоматизация обогатительных фабрик что позволит уменьшить численность обслуживающего персонала повысить коэффициент использования механизмов за счет сокращения времени их пуска и остановки снизить расход электроэнергии обеспечить поддержание наиболее экономичных режимов работы фабрики снизить аварийность и травматизм на производстве.
Для управления технологическими процессами на обогатительной фабрике широко применяются средства микропроцессорной техники. При их использовании повышается точность контроля технологических параметров точность их регулирования а управление технологическими процессами становится более гибким легко поддающимся перенастройке. В настоящее время на фабрике применяются два вида микропроцессорных контроллеров: регулирующий микропроцессорный контроллер – Ремиконт и логический МПК – Ломиконт.
По целевому назначению контроль на обогатительной фабрике можно разбить на следующие виды:
контроль технологических параметров: осуществляется с целью своевременного обнаружения и немедленного исправления нарушений возникающих в технологическом процессе. Это такие виды параметров: гранулометрический состав руды содержание ценного компонента и вредных примесей в исходной руде промпродуктах хвостах и концентрате; щелочность или кислотность пульпы; концентрация флотационных реагентов в пульпе и др.
контроль работы обогатительных агрегатов – осуществляется в целях обеспечения их работы в нормальных условиях и предупреждения случайных поломок. Это контроль за состоянием смазок дробилок мельниц и т.д.
контроль количества и качества переработанной руды концентратов и других продуктов обогащения контроль энергии воды и вспомогательных материалов – осуществляется с целью определения технико-экономических показателей работы обогатительной фабрики.
Контроль производства и управление технологическим процессом на обогатительной фабрике можно проследить с помощью следующих видов контроля:
приборный контроль производства;
аналитический контроль производства.
При гранулировании мелкого хлористого калия используются разнообразные приборы для контроля производства.
Массовый расходомер “PROMAG” контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют массовый расход мазута тч в трубопроводе мазута на печи “СКС-63”. Нормой данного параметра является 0200-0800 тч а при ±0010 тч срабатывает сигнализация или блокировка.
Диафрагма ДКС-06-50 преобразователь «FISHER ROSEMOUNT» контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют массовый расход перегретого пара тч в трубопроводе технологического пара. Нормой этих параметров является 0-1000 тч а при ±0020 тч срабатывает сигнализация или блокировка.
Диафрагма ДК-06-600 преобразователь «Deltabar» контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют объемный расход первичного воздуха м³ч в трубопроводе первичного воздуха поз. “СКС-63”. Нормой этих параметров является 6000-16000 м³ч а при ±400 м³ч срабатывает сигнализация или блокировка.
Тензовесы «MSI» и контроллер SLC-500 контролируют массовый расход калия хлористого тч на ленточном конвейере . Его нормой является 100-300 тч.
Тензовесы «MSI» и контроллер SLC-500 контролируют массовый расход калия хлористого тч на ленточном конвейере поз.56. Технические показатели 100-250 тч.
Прибор релейный радиоизотопный РРПЗ контроллер SLC-500 контролируют верхний средний и нижний уровень калия хлористого в бункерах концентрата печи КС. Нельзя допускать переполнения бункера. Релейный приборы работает позиционно и автоматически. Производится отображение и регистрация его значений в операторной ЦУГ.
Преобразователь ТХАУ контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют температуру кладки температуру под решеткой температуру в кипящем слое С° в печи “СКС-63”.
Ультразвуковой уровнемер «PROSONIC» контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют массовый расход тч на питателе “СКС-63”ленточного конвейера. Технические показатели 50-100 тч.
Пьезотрубка прибор Метран-100 контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют уровень оборотной воды м в баке слива оборотной воды Г 1 Г 2. Нельзя допускать перелив из бака.
Преобразователь ТСМУ-205 контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют температуру подшипников°С в подшипниках вальц-прессов. Технические показатели 145±5 °С.
Весы тензометрические «MSI» контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют массовый расход гранулированного калия хлористого тч Технические показатели 0-60 тч.
Расходомер “PROMAG” контроллер SLC-500 и ПЭВМ контролируют объемный расход оборотной воды м³ч трубопровода оборотной воды на трубу “Вентури” и на аспирационные установки А1 А2А4.
Данные приборы работают непрерывно и автоматически. Производится аналоговая и цифровая регистрация показателей приборов в операторной ЦУГ. В случае аварийной ситуации срабатывает сигнализация и блокировка.
Для контроля массового расхода мазута применяются индукционные расходомеры. Они предназначены для измерения расхода электропроводящих жидкостей в данном случае мазута. Принцип действия их основан на зависимости ЭДС индуктирующейся в потоке жидкости под действием внешнего магнитного поля от расхода этой жидкости.
Массовый расход перегретого пара и объемный расход перегретого воздуха контролируется расходомером переменного перепада давления. Суть измерения расхода по этому методу заключается в следующем: в трубопроводе по которому протекает контролируемое вещество устанавливается сужающее устройство. Перепад давления до и после сужающего устройства будет тем больше чем больше расход вещества то есть он является мерой расхода и с помощью преобразователя преобразуется в электрический сигнал.
Температуру кладки температуру под решеткой температуру отходящих газов контролируют термопарами. Термопара состоит из разнородных проводников сваренных на одном конце в рабочий спай. Термопара устанавливается так чтобы рабочий спай находился в контролируемой среде а свободные концы с помощью проводов подключались к измерительному прибору. Если температура проводников отличается то в цепи возникает термоЭДС пропорциональная разности этих температур.
Массовый расход калия хлористого контролируется тензовесами которые применяются для преобразования силы тяжести в электрические силы.
Аналитический контроль в отделении грануляции производится методом отбора и исследования проб на конвейерах транспортирующих калий хлористый мелкий и гранулированный калий хлористый.
Массовая доля калия хлористого. Составляет не менее 950%. Отбор осуществляется механическим пробоотборником один раз в час. Также проводится контроль отобранной пробы и лабораторный анализ. Анализ проводится радиометрическим методом. Контроль проводит - контролер продукции обогащения ОТК.
Массовая доля воды. Составляет не более 050 %. Проводится отбор проб и лабораторный анализ. Анализ проводится весовым методом. Контроль проводит - контролер продукции обогащения ОТК.
Гранулометрический состав. Массовая доля фракций: более 4 мм – не более 50 %; от 1 до 4 мм – не менее 90 %; менее 1мм – не более 50%. Проводится контроль отобранной пробы и ситовой анализ. Контроль проводит - контролер продукции обогащения ОТК.
Динамическая прочность%. Контроль отобранной пробы 1 раз в смену лабораторный анализ не менее 850. Контроль проводит – контролер продукции
обогащения и переработки ОТК
Статическая прочность %. Контроль отобранной пробы лабораторный анализ не более 250. Контроль проводит - контролер продукции обогащения и переработки ОТК.
Автоматизация и контроль технологических процессов позволяют вести процесс обогащения на оптимальных уровнях обеспечивающих максимальный выход продуктов заданного содержания [7].
Промышленная безопасность и охрана труда
1 Производственная санитария
Санитарно-защитная зона шириной 300м и территория всего предприятия должны быть озеленены и содержаться в чистоте. Производственные здания сооружения оборудование и технологические процессы должны отвечать требованиям обеспечивающим здоровые и безопасные условия труда. На СОФ для обслуживания рабочих и служащих предусматривают санитарно-бытовые помещения пункты общепита здравпункты и др. В зданиях бытовых помещений размещают гардеробные для раздельного хранения домашней и спецодежды душевые уборные помещения для личной гигиены женщин помещения для сушки и обеспыливания стирки ремонта одежды обуви помещения для приготовления газированной воды и др. Душевые помещения устанавливают из расчёта один душевой рожок на пять человек по числу работающих в самой многочисленной смене. Уборные оборудованы унитазом из расчёта один унитаз на 15 женщин и один унитаз на 30 мужчин. В помещении для личной гигиены предусматривается одна кабина 100 человек. При количестве работающих на фабрике в наиболее многочисленной смене 250 человек и более устраивают столовые из расчёта одно посадочное место на 4 человека. А при числе менее 250 человек – буфет. При столовой оборудуют пункты для умывания 1 умывальник на 10 посадочных мест. Температура питьевой воды должна быть не ниже 8º и не выше 20º при расчёте 1 устройство на 100 человек. На фабриках с числом рабочих 500-1200 человек должен быть фельдшерский здравпункт а выше – врачебный.
В отделении флотации для создания нормальных санитарно-гигиенических условий труда установлены вентиляционные и аспирационные устройства в соответствии с санитарными нормами проектирования промышленных предприятий. Для возмещения воздуха удаляемого аспирационными установками в отделении установлены приточные установки обеспечивающие искусственный приток по объёму равный или превышающий объём удаляемого воздуха. Приточный воздух в зимнее время подогревается калориферами. Большое внимание уделяется освещенности рабочих мест. Во всех отделениях фабрики в т.ч. в отделении флотации имеется аптечка с медикаментами и перевязочным материалом для оказания первой медицинской помощи.
2 Промышленная безопасность
К работе допускаются лица не моложе 18 лет прошедшие медицинское освидетельствование получившие все виды инструктажа по технике безопасности предусмотренные в ПО; прошедшие теоретическое и практическое обучение по профессии; приобретшие практические навыки безопасным методам работы; сдавшие экзамен в квалифицированной комиссии СОФ на право допуска к самостоятельной работе и получившие удостоверение по технике безопасности подтверждающие это право.
В случае неудовлетворительной оценки знаний в квалификационной комиссии СОФ работник не допускается к самостоятельной работе продолжая выполнять свои обязанности в качестве стажера до повторной сдачи экзамена (через 2 недели). В случае неудовлетворительной оценки знаний при повторной сдаче экзамена администрация вправе отстранить работника от работы по профессии и предложить ему другое место работы. При несогласии работника с решением администрации работник может быть уволен в соответствии с КЗоТ РБ.
Один раз в два года работник должен сдать повторный экзамен на право допуска к самостоятельной работе по технике безопасности квалифицированной комиссии СОФ и один раз в год - на группу по электробезопасности.
Работник не допускается к самостоятельной работе в случае:
- болезненного состояния или появления на работе в нетрезвом состоянии;
- отсутствия специальной одежды спецобуви каски и других средств защиты;
- непрохождении периодического медицинского осмотра.
Уход с рабочего места осуществляется только с разрешения мастера смены.
Основные правила техники безопасности:
- работник должен выполнять работу только согласно сменного задания выданного мастером смены;
- к работе можно приступать в спецодежде установленной нормами спецодежда должна быть исправной исключающей возможность захвата ее движущимися и вращающимися частями оборудования. Женщины должны убирать волосы под косынку а концы косынки завязывать на затылке;
- рабочее место должно быть освещено в соответствии с действующими нормами освещённости;
- рабочее место и проходы должны содержаться в чистоте и порядке.
Хранение деталей машин и других предметов на рабочем месте площадках и проходах не допускается;
- пуск в работу оборудования после ремонта производится только после проверки отсутствия людей и посторонних предметов. Перед пуском дать сигнал или предупредить голосом вблизи нахождения людей;
- при эксплуатации оборудования руководствоваться требованиями инструкций по ТБ по данной профессии;
- пищу принимать только в специально отведенном месте;
- в случае возникновения пожара пользоваться пожарным инвентарем отделения который находится в операторной главного корпуса;
- обо всех нарушениях ТБ и неисправностях докладывать мастеру смены;
- при получении травмы рабочий должен поставить в известность мастера смены обратиться в медпункт;
- при невыполнении предыдущего пункта травма может быть признана непроизводственной.
3 Электробезопасность
Электрический ток при несоблюдении соответствующих требований безопасности может явиться источником травмы. Одним из видов поражения
человека электрическим током является поражение под действием шагового напряжения. Оно возникает если ноги человека оказываются на поверхности
с различными потенциалами.
При значительной разности потенциалов ток идущий через тело человека может вызвать тяжелейшие электрические травмы ожоги. Шаговое напряжение возникает в местах пробоя изоляции подземного кабеля или падения на землю провода находящегося под напряжением. Значение шагового напряжения зависит от источника тока состояния грунта и длины шага человека. Для защиты от поражения шаговым напряжением применяют диэлектрические материалы диэлектрическую обувь. Опасную зону ограждают до устранения источника шагового напряжения.
Ток по своему действию на организм человека делиться на:
Пороговый ощутимый – наименьшее значение силы тока вызывающее при прохождении через организм человека ощутимые раздражения (переменный ток величиной 1.5 mA постоянный – 57 mA);
Пороговый не отпускающий - наименьшее значение силы тока вызывающее судорожные сокращения мышц руки (переменный 10 – 15 mA постоянный 50-80 mA);
Пороговый фибрилляционный – наименьшее значение силы тока вызывающее при прохождении через тело человека фибрилляцию сердца (переменный 100 мА постоянный 300 мА)
Причины влияющие на электротравматизм подразделяются на технические организационно-технические организационные организационно социальные.
Наиболее распространённым техническими причинами электротравм являются: дефекты устройства электроустановок и защитных средств (брак при их изготовлении монтаже и ремонте); неисправности электроустановок и защитных средств возникшие в процессе эксплуатации; несоответствие типа электроустановки и защитных средств условиям применения; использование электроустановок не принятых в эксплуатацию; использование защитных средств с истекшим сроком периодических испытаний.
Для обеспечения защиты от поражения электрическим током при прикосновении к металлическим нетоковедущим частям которые могут оказаться под напряжением в результате повреждения изоляции используют следующие способы:
защитное заземление;
защитное отключение;
выравнивание потенциалов;
электрическое разделение сети;
система защитных проводов;
изоляция токоведущих частей;
безопасные (малые) напряжения;
компенсация токов замыкания на землю;
средства индивидуальной защиты и другие.
Защитное заземление – это преднамеренное электрическое соединение с землей или ее эквивалентом металлических нетоковедущих частей которые могут оказаться под напряжением. Принцип действия защитного заземления основан на снижении до безопасных значений напряжений прикосновения и шага обусловленных замыканием одной из фаз на корпус электрооборудования и соответствен проходящего через тело человека тока. Заземление состоит из заземлителя (стальной стержень или труба обеспечивающие надежный контакт с землей) и заземляющих проводников.
Защитное зануление представляет собой преднамеренное электрическое соединение с нулевым защитным проводником металлических нетоковедущих частей которые могут оказаться под напряжением а нулевой защитный проводник – это проводник соединяющий зануляемые части с глухо-заземлённой нейтральной точкой обмотки источника тока или ее эквивалентом. Принцип действия защитного зануления заключается в превращении случайного замыкания фазы на корпус в однофазное короткое замыкание (т.е. замыкание между фазным и нулевым проводами) с целью вызвать большой ток способный обеспечить срабатывание защиты и тем самым отключить повреждённую электроустановку от источника питания. Занулению подлежат те же металлические нетоковедущие части электрооборудования что и заземлению.
Защитное отключение вид защиты от поражения током в электроустановках обеспечивающей автоматическое отключение всех фаз аварийного участка сети. Сущность работы защитного отключения заключается в том что повреждение электроустановки приводит к изменению в сети.
Выравнивание потенциалов снижение разности потенциалов (шагового напряжения) на поверхности земли или пола при помощи защитных проводников проложенных в земле в полу (или на поверхности) и присоединенных к заземляющему устройству либо путем применения специальных покрытий.
К организационно-техническим причинам относят: ошибки в производстве отключений электроустановки (отключение другой установки отключение не со всех сторон и т. д.); ошибочная подача напряжения на электроустановку где работают люди; отсутствие ограждений и предупредительных плакатов у места работы; допуск к работе на отключенные токоведущие части без проверки отсутствия напряжения на них; нарушение порядка наложения снятия учёта переносных заземлений; несвоевременную замену неисправного или устаревшего оборудования и др.
К организационным относят: несоблюдение или неправильное выполнение организационных мероприятий безопасности; недостаточную обученность персонала (лиц электротехнического или не электротехнического персонала); неправильное оформление работы; несоответствие работы заданию; нарушение порядка допуска бригады к работе; некачественный надзор во время работы и др.
К организационно-социальным причинам относят: допуск к работе в электроустановки лиц моложе 18 лет; привлечение к работе лиц не оформленных приказом о приёме на работу в организацию; не соответствие выполняемой работы специальности; выполнение работы в сверхурочное время; нарушение производственной дисциплины; игнорирование правил техники безопасности квалифицированным персоналом.
Прикосновение к находящимся под напряжением частям электрооборудования опасно т.к. при этом через тело человека начинает протекать электрический ток который вызывает электрические травмы.
Местные электротравмы характеризуются такими поражениями как металлизация кожи появление электрических знаков механические повреждения и электроофтальмия (воспаление наружных оболочек глаз в результате воздействия ультрафиолетовых лучей от дуговой электросварки).
Общие электротравмы представляют собой результат электрического удара возбуждающие живые ткани до состояния судорожных сокращений. Общие электротравмы разделяют на:
вызывающие сокращение мышц без потери сознания;
приводящие к судорожному сокращению мышц с потерей сознания но работающем сердце и системе дыхания;
с потерей сознания и нарушением сердечной деятельности и дыхания;
электрические удары вызывающие клиническую смерть пострадавшего.
Категории помещений по степени опасности поражения электрическим током:
Помещения с повышенной опасностью характеризующиеся наличием в них одного из следующих условий создающих повышенную опасность: сырости (относительная влажность воздуха длительно превышает 75% или токопроводящей пыли (угольной металлической и т. п.); металлическим элементам технологического оборудования или металлоконструкциям здания и металлическим корпусам электрооборудования.
Особо опасные помещения характеризующиеся наличием высокой относительной влажность воздуха (близкой к 100%) или химической активной среды разрушающе действующие на изоляцию электрооборудования или одновременным наличием двух или более условий соответствующих помещениям с повышенной опасностью.
Помещения без повышенной опасности в которых отсутствует все указанные выше условия. Опасность поражения электрическим током существует всюду где используются электроустановки поэтому помещения без повышенной опасности нельзя называть безопасными.
Территория размещения наружных электроустановок. По степени опасности электроустановки вне помещений приравнивают к электроустановкам эксплуатирующимся в особо опасных помещениях.
4 Пожарная безопасность
На наружной стороне дверей производственных и складских помещений необходимо размещать указатель категории по взрывопожарной опасности и класса зоны по ПУЭ в соответствии с приложением № 4.
Оборудование должно устанавливаться и использоваться в соответствии с требованиями норм и правил пожарной безопасности стандартов технических условие и технологической схемой.
Для обеспечения пожарной безопасности при эксплуатации технологического оборудования необходимо выполнять следующие требования:
- расстановка оборудования должна обеспечивать свободные проходы и подходы к нему.
- технологическое оборудование должно находиться в исправном состоянии работать без рывков заеданий или повышенного трения движущихся частей. Эксплуатация оборудования с неисправной или отключенной автоматикой обеспечивающей пожарную безопасность технологического процесса запрещается.
Технологическое оборудование должно проходить текущий и капитальный ремонт в соответствии с техническими условиями и сроками определенным графиком утвержденным руководством рудоуправления.
Пожарная безопасность при эксплуатации электроустановок обеспечивается:
-правильным выбором степени защиты электрооборудования;
-защитой электрических аппаратов и проводников от токов короткого замыкания и перегрузок;
-заземлением электроприёмников;
-выбором сечения проводников по безопасному нагреву;
-организационно-техническими мероприятиями (профилактические ремонты испытания обслуживание и т.п.) при эксплуатации электроустановок.
Огневые работы на обогатительной фабрике должны выполняться соответствии с "Правилами пожарной безопасности и техники безопасности при проведении огневых работ на предприятиях Республики Беларусь" утвержденными ГУПО МВД РБ 31.07.92г.
Технические средства противопожарной защиты обогатительной фабрики (внутреннее и наружное противопожарное водоснабжение установки пожарной сигнализации и др.) должны содержаться в соответствии с "Правилами пожарном безопасности Республики Беларусь при эксплуатации технических средств противопожарной защиты" утвержденными Главным Государственным инспектором Республики Беларусь по пожарному надзору 30.01.94 года.
На случай возникновения пожаров здания сооружения и помещения обогатительной фабрики должны быть обеспечены первичными средствами пожаротушения.
Виды количество и порядок размещения первичных средств пожаротушения в соответствии с "Нормами обеспечения первичными средствами пожаротушения" (ПЩ РБ 1.01.94 Приложение 6) определяют табели оснащенности отделений обогатительной фабрики первичными средствами пожаротушения согласованные с пожарной охраной.
Ко всем зданиям и сооружениям обогатительной фабрики должен быть обеспечен свободный доступ. Не допускается загромождение проездов и подъездов к зданиям и пожарным водоисточникам. В противопожарных разрывах между зданиями и сооружениями нельзя хранить горючие материалы оборудование и инвентарь а также использовать их под стоянку автотранспорта.
Запрещается на территории фабрики беспорядочное хранение материалов оборудования и пр. Хранение допускается на специализированных площадках с учетом противопожарных разрывов от зданий и сооружений.
Фабрика должна иметь прямую телефонную связь с пожарной службой обслуживающей предприятие.
Охрана окружающей среды на калийных предприятиях
Окружающая среда - внешняя среда в которой функционирует организация включая воздух воду землю природные ресурсы флору фауну человека и их взаимодействие.
Воздействие на окружающую среду - любое отрицательное или положительное изменение окружающей среды полностью или частично являющееся результатом деятельности организации ее продукции или услуг.
- использование природных ресурсов;
- оседание земной поверхности в результате ведения горных работ;
- образование значительного количества жидких и твердых отходов
-обогащения с отчуждением земель для их хранения в виде шламохранилищ и солеотвалов;
- выбросы и сбросы загрязняющих веществ в окружающую среду.
В настоящее время на солеотвалах и шламохранилищах количество отходов переработки превышает 700 млн. тонн ежегодно их количество увеличивается на 18-22 млн. тонн.
Основными отходами производства KCl при флотационном методе обогащения сильвинитовых руд являются складируемый в отвалах кек хвостов (галитовые отходы) обезвоженный до массовой доли воды 85 % с выходом 6486 % от исходной руды содержащий KCl – 280% н.о. – 276 % и жидкие глинисто-солевые шламы (при соотношении жидкого к твердому 2:1) в количестве 95 % от исходной руды содержащие в своем составе KCl – 2003 % н.о. – 4731 % и транспортируемые для складирования на шламохранилище.
Кек хвостов системой конвейеров транспортируется на солеотвал где под складирование солеотходов отводится земельный участок в основании которого сооружен защитный экран. Периметр солеотвала оконтурен рассолосборной канавой. Рассолы образованные в результате отжима или просачивания жидкости из массы свежеотсыпанных хвостов при складировании и растворении отвальных хвостов атмосферными осадками по мере накопления откачиваются на шламохранилища.
Жидкие глино-солевые шламы по трубопроводам в виде пульпы транспортируются для хранения в шламохранилища. Под шламохранилища отведены земельные площади обнесенные дамбой обвалования. Основание ложа и верховые откосы дамб защищены противофильтрационным экраном из полиэтиленовой пленки. За состоянием дамб ведется постоянное наблюдение и по необходимости они укрепляются. Осветленный рассол из шламохранилища через перепускные устройства поступает в приямки шламонасосных станций к насосам и возвращаются в производство.
Основными источниками загрязнения атмосферного воздуха являются дымовые трубы и трубы аспирации отделений сушки грануляции измельчения дробления погрузки котельного цеха. Кроме того происходит загрязнение атмосферы вентиляционными и неорганизованными выбросами.
Загрязняющие вещества в составе дымовых газов отходящих в атмосферу представлены концентратной пылью хлористого калия хлористым водородом оксидами азота оксидом углерода и диоксидом серы.
Состав отходящих газов образующихся в топках печей отделения сушки и отделения грануляции при сжигании жидкого топлива – мазута обусловлен:
- соблюдением норм технологического режима сушки и параметров работы пылегазоочистного оборудования;
- эффективностью работы пылегазоочистного оборудования.
Для снижения содержания загрязняющих веществ на основных источниках загрязнения предусмотрена очистка отходящих газов в пылегазоулавливающих (ПГУ) и аспирационных (АУ) установках.
Количество загрязняющих веществ выбрасываемых в атмосферный воздух регламентируется нормами предельно-допустимых выбросов (ПДВ). Соблюдение норм ПДВ обеспечивает содержание загрязняющих веществ не превышающее предельно-допустимых концентраций (ПДК) в атмосферном воздухе на границе санитарно-защитной зоны:
-по пыли KCL - ОБУВ 010 мгм3;
-по хлористому водороду ПДК 020 мгм3;
-по диоксиду серы - ПДК 050 мгм3;
-по оксиду азота - ПДК 025 мгм3.
Контроль за выбросами загрязняющих веществ в атмосферу и за состоянием воздушной среды в санитарно-защитной зоне осуществляет Санитарная лаборатория.
Вся работа по безопасной организации производства ведется в соответствии с «Системой управления охраной труда и окружающей среды в ПО Беларуськалий» а также Правил охраны и безопасности труда при переработке руд соляных месторождений» и других нормативно-технических документов.
Источником образования сточных вод являются производственные подразделения административно-бытовые помещения пункты общественного питания работающих. Хозяйственно-бытовые сточные воды с промплощадки рудоуправления транспортируются на биологические очистные сооружения КУП «Солигорскводоканал».
Ливневые стоки от производственных и административно-бытовых корпусов и дождеприемников промплощадки которые отводятся в подземную самотечную сеть ливневой канализации поступают на очистные сооружения. Все стоки по сборному коллектору поступают в пруд - нефтесборник где происходит очистка от плавающего мусора нефтепродуктов и взвешенных веществ. Из пруда - нефтесборника стоки поступают в пруд- отстойник где происходит дальнейшее оседание взвешенных веществ на дно пруда. Степень очистки в пруду согласно проекту принята:
-по взвешенным веществам – 95%;
-по нефтепродуктам – 90 %;
-по плавающему мусору – 100 %.
После отстаивания очищенные воды забираются насосами и подаются в резервуары чистой воды. Чистая вода из резервуаров используется взамен свежей технической воды в системах мокрой стадии очистки пылегазоулавливающих установок СОФ и в технологии.
На очистных сооружениях ведется технологический и лабораторный контроль.
1 Cоставление графика планово - предупредительных ремонтов
На предприятиях минеральных удобрений и химической промыш-ленности проводится эксплуатация техническое обслуживание и ремонт оборудования на основе системы планово-предупредительных ремонтов ППР.
В основе составления графика планово – предупредительных ремонтов (ППР) лежат утвержденные ремонтные нормативы отраженные в справочнике «Система технического обслуживания и ремонта оборудования» и структура ремонтного цикла.
Ремонтный цикл – это время работы оборудования между двумя капитальными ремонтами.
Структура ремонтного цикла – это количество и последовательность входящих в ремонтный цикл ремонтов и осмотров.
Для составления структуры ремонтного цикла необходимо определить:
Количество текущих ремонтов по формуле:
где Дк – продолжительность работы в часах между капитальными ремонтами;
Дт – продолжительность работы в часах между текущими ремонтами;
К – количество капитальных ремонтов К =1.
Длительность ремонтного цикла определяется по формуле:
где Дк – общее число рабочих часов оборудования в год.
Время простоя оборудования во всех видах ремонтов определяется по формулам:
где Пк и Пт – время простоя оборудования в капитальном и текущем ремонтах соответственно в часах;
Ргод.к. и Ргод.т – количество капитальных и текущих ремонтов соответственно.
Эффективный фонд времени работы оборудования определяется по
где 8760 – календарный годовой фонд времени в часах;
Пп – время простоя оборудования во всех видах ремонтов в часах.
Таблица 13 – Годовой график ППР
Наименование оборудования
Норма времени непрерывной работы между ремонтами и время простоя в ремонте часы
Условные обозначения ремонта
Годовой простой в ремонтах часы (Пп)
Эффективный фонд времени работы оборудования часы (Фэф)
Просеивающая машина фирмы “RHEWUM”
Аппарат кипящего слоя КС-63
Приведем пример расчета:
= 11 текущих ремонтов;
490 + 550 = 1040 часов;
8760 –1040 = 7720 часов.
2 Расчет затрат на вспомогательные материалы
Материалы – различные вещественные элементы используемые преимущественно в качестве предмета труда для изготовления продукции и обслуживания производства.
Предметы труда – целиком потребляются в течение одного производственного цикла изменяют свою натуральную форму образуя готовый продукт целиком переносят на него свою стоимость и возмещаются (окупаются) после каждого производственного цикла.
Материалы подразделяются на основные из которых непосредственно изготавливается продукция (в натуральной форме входят в ее состав) и вспомогательные используемые для производственно-эксплуатационных нужд предприятия и не образующие вещественного содержания изготавливаемой продукции. Одни и те же материалы в зависимости от их использования могут быть основными или вспомогательными.
Расчет затрат по статье «Основные и вспомогательные материалы» ведут исходя из норм расхода материала и действующей цены на него.
Годовой расход материалов рассчитывается по формуле:
где Нр – норма расхода материала;
А – годовая производительность фабрики по исходной руде млн.тгод.
Затраты на материалы определяются по формуле:
где Рм – годовой расход материалов;
Ц – цена за единицу материала рубли.
Рм = 15 2 000000 = 3615 000 кг.
Зм = 3 000000 007 = 253050 рублей.
Наименование основных и вспомогательных материалов их годовой расход цены за единицу и затраты на каждый вид материалов приведены в таблице 14.
Таблица 14 – Затраты на вспомогательные материалы
Наименование материалов
Годовой расход материала за год
Цена за единицу материала руб. (Ц)
Совокупные затраты на материалы руб. (Зм)
Сода кальцинированная
3 Расчет затрат на электроэнергию
Расход энергии планируется отдельно по ее видам и направлениям использования.
Расход электрической энергии на двигательную силу (Эд) определяется на основании мощности оборудования и его загрузки по формуле:
где О – количество единиц оборудования данного типа;
Мд – мощность двигателя данного оборудования кВт;
Фэф – планируемый полезный фонд времени работы оборудования
Кз.о. – коэффициент загрузки оборудования (нормативное значение 09 – 096);
Км – коэффициент машинного времени работы оборудования
(нормативное значение 06 – 07);
Кд – коэффициент полезного действия (нормативное значение
Расход энергии на осветительные цели (Эосв) рассчитывается как:
где Л – количество светильников данного типа;
Мл – мощность светильника кВт;
Тосв – продолжительность осветительного периода часов.
Общий расход электроэнергии определяется как сумма ее расхода по
всем направлениям: двигательная осветительная и прочая (вентиляция телеви-
Затраты на электроэнергию определяются следующим образом:
где Ц1 – цена за каждый кВт час электроэнергии потребленной на технологические цели руб.;
Ц2 – цена за каждый кВт час электроэнергии потребленной на освещение руб.
=1656077200906508=50581440 кВт;
= 200 05 8640 = 864000 кВт;
= 818843513 012 = 982612215 руб.;
= 864000 018 = 155520 руб.;
= 982612215 + 155520 = 998164215 руб.;
= 818843513 + 864000 = 827483513 кВт.
Расчет затрат на потребляемую электроэнергию представлен в таблице 15.
Таблица 15 – Расчет потребленной электроэнергии
Наименование электрооборудования
Количество оборудования штуки
Установленная мощность двигателя данного оборудования кВт (Nуст)
Суммарная мощность кВт (Nсум)
Коэффициент загрузки оборудования (Кз.о.)
Коэффициент машинного времени работы оборудования (Км.)
Годовой эффективный фонд времени работы электродвигателей часы (Фэф)
Коэффициент полезного действия доли
Количество потребленной электроэнергии за год кВт
Двигатель Дробилки УО.
Двигатель Печи КС-63
Привод вентилятора КС-63
Двигатель ленточного конвейера
скребкового конвейера
Двигаль Ковшового элеватора
4 Расчет затрат на амортизацию оборудования
Амортизация – это постепенное перенесение стоимости основных фондов на производимую продукцию в целях накопления денежных средств для полного их возмещения (воспроизводства) в результате физического или морального износа.
Денежным выражением размера амортизации являются амортизационные отчисления которые соответствуют степени износа основных фондов.
Величина амортизационных отчислений определяется с помощью нормы
амортизации. Это установленный в плановом порядке годовой процент возмеще-
ния стоимости основных фондов.
Нормы амортизации установлены по видам основных фондов включаемых в группы по классификации.
Стоимость оборудования определяется по формуле:
где Цед – цена за единицу оборудования руб.;
n – количество единиц однотипного оборудования.
Амортизационные отчисления рассчитываются методом прямого счета:
где Соб – стоимость оборудования руб.;
На – годовая норма амортизации %.
Приведем пример расчета амортизационных отчислений:
16 235091 = 3761456 руб.;
3761456 13% 100% = 4889893 руб.
Данные расчета амортизационных отчислений представлены в таблице 16.
Таблица 16 – Затраты на амортизацию
Количество оборудования штуки (n)
Цена за единицу оборудования руб. (Сед.)
Стоимость оборудования руб. (Соб)
Норма аморти-зации %
Годовая сумма амортизационных отчислений руб. (Ао)
Просеивающая машина фирмы
5 Расчет затрат на оплату труда
Для определения затрат по статье «Заработная плата» необходимо определить численность рабочих и служащих по эксплуатации оборудования.
Для расчета списочной численности рабочих составляется баланс рабочего времени одного рабочего (таблица 17).
Таблица 17 – Баланс рабочего времени одного рабочего
Наименование показателей
По плану за год часы и дни
Календарный фонд времени (дни)
Количество нерабочих дней – всего
Номинальный фонд рабочего времени
Неявки на работу – всего
4 разрешенные законом (гособязанности)
5 разрешенные администрацией
6 дополнительные выходные женские дни
Эффективный фонд времени (дни)
Средняя продолжительность рабочего дня (часы)
Эффективный фонд рабочего времени одного рабочего (часы)
Номинальный фонд рабочего времени равен разности между календар-ным фондом рабочего времени выходными и праздничными днями:
Фном = Фкал – Вых – Празд (8.15)
Эффективный фонд рабочего времени в днях равен номинальному фон-ду рабочего времени за вычетом общей суммы неявок на работу:
Фэффект = Фном – Неявки (дни) (8.16)
Реальное число рабочих часов в год определяется произведением эффек-
тивного фонда рабочего времени (в днях) на среднюю продолжительность ра-бочего дня (часы):
ФРчас = Фэффект · Тср.часы (8.17)
Эффективный фонд рабочего времени одного рабочего в часах опре-деляется вычитанием из реального числа рабочих часов льготных часов под-росткам перерывов кормящим матерям внутрисменных простоев:
Фэффект = ФРчас – Лподрост –Пмам – Прост (часы) (8.18)
Фактическое число рабочих часов в день определяется делением эффек-
тивного фонда рабочего времени (в часах) на эффективный фонд рабочего времени (в днях):
ФФчас = Фэффект (часы) Фэффект (дни) (8.19)
На основании показателей баланса рабочего времени определяется коэф-фициент приведения явочной численности к списочной (коэффициент спи-сочного состава):
Ксп.сост = Фном Фэффект(дни) (8.20)
где Фном – номинальный фонд времени работы оборудования (при
непрерывном режиме работы равен 365 дней) в днях;
Фэффект(дни) – эффективный фонд рабочего времени одного рабочего в днях.
Расчет списочной численности основных рабочих обслуживающих обо-рудование производится по формуле:
Чосн.раб = N · Няв · Ксп.сост · С (8.21)
где N – количество оборудования обслуживаемого данной профессией;
Няв – норматив явочной численности на единицу оборудования в смену;
Ксп.сост – коэффициент приведения явочной численности к списочной (коэффициент списочного состава);
С – число смен в течение суток.
Чосн.раб = N · Няв · Ксп.сост · С = 24 023 124 2 = 14.
Для определения списочной численности основных рабочих обслужива-
ющих оборудование произведем соответствующие расчеты и результаты предс-
тавим в таблице 18 .
Таблица 18 – Списочная численность человек
Наименование профессии
Наименование обслуживаемого оборудования
Количество оборудова-ния
Норматив явочной численности
Коэффициент приведения чвочной числености к списачной
Списочная численность человек
на единицу оборудования в смену
на все оборудование в смену
Аппаратчик гранулирования
Апарат кипящего слоя
Численность служащих определяется на основе штатного расписания.
Заработная плата служащим начисляется исходя из установленных дли них окладов и рассчитывается путем умножения должностного оклада на 12 месяцев.
Для оплаты труда рабочих используются часовые тарифные ставки. Разряды рабочих и соответствующие им тарифные ставки представлены в таблице 19.
Таблица 19 – Часовые тарифные ставки
Часовая тарифная ставка руб.
Фонд заработной платы рабочих включает основную заработную плату которая выплачивается работникам за отработанное время и допол-нительную заработную плату выплаты которой производятся в соответствии с действующим законодательством:
ЗПобщ = ЗПосн + ЗПдоп (8.22)
где ЗПосн – основная заработная плата руб.;
ЗПдоп – дополнительная заработная плата руб.
Основная заработная плата для рабочих рассчитывается по формуле:
ЗПосн = ЗПт + Дн + Дв + ПР + Дпр (8.23)
где ЗПт – тарифный фонд заработной платы руб.;
Дн – доплата за работу в ночное время руб.;
Дв – доплата за работу в вечернее время руб.;
ПР – размер премии руб.;
Дпр – доплата за работу в праздничные дни руб.
Тарифный фонд заработной платы определяется по формуле:
ЗПт = Т · Фэффект(часы) · Ч (8.24)
где Т – часовая тарифная ставка руб.;
Фэффект(часы) – эффективный фонд рабочего времени одного рабочего в часах;
Ч – численность рабочих одной профессии человек.
Доплата за работу в ночное время производится по повышенным на 40% тарифным ставкам за каждый час ночной работы. Ночным считается время с 22 00 вечера до 6 00 утра.
Дн = ЗПт · 40% 2 (8.25)
При 8 часовом рабочем дне одна смена считается дневной одна вечерней и одна ночной тогда доплата за работу в ночное время составит:
Дн = ЗПт · 40% 2 (8.26)
Доплата за работу в вечернее время при 8 часовом рабочем дне производится по повышенным на 20% тарифным ставкам. Вечерним считается
время с 18 00 до 20 00 часов вечера.
Формула расчета доплаты за работу в вечернее время имеет вид:
Дв = ЗПт · 20% 3 (8.27)
Доплата за работу в праздничные дни при продолжительности смены 12 часов определяется по формуле:
Дпр = ЗПт Фэффект(дни) · Кпр · 24 (8.28)
где ЗПт – тарифный фонд оплаты труда руб.;
Фэффект(дни) – эффективный фонд рабочего времени одного
Кпр – количество праздничных дней в году из баланса рабочего
Доплата за работу в праздничные дни при продолжительности смены 8 часов рассчитывается по формуле:
Дпр = ЗПт Фэффект(дни) · Кпр · 34 (8.29)
Размер премии определяется рабочим положением о премировании и начисляется исходя из тарифного фонда с учетом всех видов доплат кроме доплаты за работу в праздничные дни:
ПР = (ЗПт + Дн + Дв) · %ПР 100% (8.30)
где ПР% – процент премии (определяется из положения о премировании).
Фонд дополнительной заработной платы состоит из оплаты отпусков и
оплаты дней выполнения государственных обязанностей рассчитывается по формуле:
ЗПдоп = Оо + Ого (8.31)
где Оо – размер оплаты за очередные и дополнительные отпускаруб.;
Ого – размер оплаты государственных обязанностей руб.
Размер оплаты за очередные и дополнительные отпуска определяется
Оо = ЗПосн Фэффект(дни) · Котп (8.32)
где Котп – количество дней отпуска из баланса рабочего времени.
Размер оплаты за выполнение государственных обязанностей определяется по формуле:
Ого = ЗПосн Фэффект(дни) · Кго (8.33)
где Кго – количество дней выполнения государственных обязанностей (берется из баланса рабочего времени).
Общий годовой фонд оплаты труда рабочих определяется по формуле:
ЗПобщ = ЗПосн + ЗПдоп (8.34)
где ЗПосн – основной фонд оплаты труда рабочих руб.;
ЗПдоп – дополнительный фонд оплаты труда рабочих руб.
Приведем пример расчета заработной платы для основного рабочего:
ЗПт = Т · Фэффект(часы) · Ч = 245 · 2 376 · 14 = 814968 руб.;
Дн = 3Пт 040 2 = 814968 · 040 2 = 1629936 руб.;
Дпр = 3Пт Фэфф(дни)Кпр2 4 = 814968 208· 10 · 2 4 = 195906 руб.;
ПР = (ЗПт+Дн+Дв) · %ПР 100% = (814968 + 1629936) · 60 100 =
ЗПосн=ЗПт +Дн +Дв+ Дпр + ПР =814968 + 1629936 + 195906 + 586777 =
Оо= ЗПосн Фэффект(дни) · Котп =15843292 208 · 40 = 3046787 руб.;
Ого= ЗПосн Фэффект(дни) · Кго =15843292 208·1 = 67617 руб.;
ЗПдоп = Оо + Ого =3046787 + 67617 = 3722957 руб.;
ЗПобщ = ЗПосн + ЗПдоп = 15843292 + 3722957 = 19566249 руб.
Данные расчетов представлены в таблице 20.
Таблица 20 – Расчет фонда оплаты труда
Наименование профессии
Количество человек чел
Отработано человек-часов человеко-дней
Тарифный фонд заработной платы руб.
Доплата за работу в ночное время руб.
Доплата за работу в вечернее время руб.
Доплата за работу в праздничные дни руб
ИТОГО фонд основной заработной платы руб.
Оплата отпусков руб.
Оплата гособязанностей руб.
ИТОГО фонд дополнительной заработной платы руб.
ИТОГО общий годовой фонд заработной платы руб.
ИТОГО фонд заработной платы ФЗП
Социальные отчисления рассчитываются отдельно от фонда заработной платы по следующим формулам:
Отчисления на социальное страхование составляют 34% от общего фонда заработной платы:
ОСС = ФЗП · 34% 100% (8.35)
Отчисления на страхование от несчастных случаев составляют 09% от
общего фонда заработной платы:
СНС= ФЗП · 09% 100% (8.36)
Отчисления на профессиональное страхование составляют 26% от общего фонда заработной платы:
ОПС = ФЗП · 26% 100% (8.37)
Приведем пример расчета отчислений от фонда заработной платы основных рабочих:
ОСС = ФЗП · 34% 100% = 45776166· 034 = 15563810 руб.;
СНС = ФЗП · 09% 100% = 45776166· 0009 = 411985 руб.;
ОПС = ФЗП ·26% 100% = 45776166· 0026 = 1190180 руб.
6 Составление сметы затрат
Смета затрат представляет собой сводную таблицу с помощью которой определяют общие годовые затраты на обслуживание оборудования. Смета составляется на основании приведенных выше расчетов по статьям представленным в таблице 21.
Таблица 21 – Смета годовых затрат на обслуживание оборудования
Наименование статей расходов
Удельный вес затрат в общей себестоимости %
Затраты на вспомогательные материалы
Затраты на электроэнергию
Затраты на амортизацию
Заработная плата основных рабочих
Отчисления в фонд социальной защиты
Отчисления на страхование от несчастных случаев
Отчисления на профессиональное страхование
7 Основные технико-экономические показатели
Основные технико – экономические показатели представлены в таблице 22. Порядок заполнения таблицы следующий:
Стоимость активной части основных фондов выписывается из таблицы расчета амортизационных отчислений.
Фондоотдача определяется по формуле:
Фондоемкость определяется по формуле:
Фондовооруженность определяется по формуле:
где Соб – стоимость активной части основных фондов руб.;
Ч – численность основных (обслуживающих) рабочих человек.
Количество потребляемой за год электроэнергии выписывается из пункта 8.4 (расчет затрат на электроэнергию).
Энерговооруженность определяется по формуле:
где Эпотр – количество потребленной электроэнергии за год кВт.;
Фонд заработной платы основных рабочих выписывается из таблицы 30.
Среднемесячная заработная плата основных рабочих рассчитывается по формуле:
где ЗПобщ – заработная плата основных рабочих руб.;
Ч – численность основных рабочих человек;
– число месяцев в году.
Производительность труда рабочих рассчитывается по формуле:
где Qгод – производительность отделения в натуре т год;
Ч – численность рабочих обслуживающих оборудование чел.
Таблица 22 – Основные технико-экономические показатели
Производительность отделения:
Стоимость активной части основных фондов
Фондовооруженность труда основных рабочих
Количество потребляемой за год электроэнергии
Энерговооруженность труда основных рабочих
Фонд заработной платы основных рабочих
Среднемесячная заработная плата основных рабочих
Производительность труда основных рабочих
=7 930 000 7674452= 1030 труб.;
744521 997 9300 000 = 009 рубт.;
=76744520 30 = 2558150 рубчел.;
7483513 30 = 27582784 кВтчел.;
=45776166 30 12 = 127156 руб.;
=7 930 000 30 = 26433333 тчел.
Список использованных источников
Печковский В.В. Александрович Х.М. Пинаев Г.Ф. Технология калийных удобрений. – Мн.: Выш. школа 1978. – 304с.
Справочник :Переработка природных солей и рассолов И.Д.Соко-лов А.В. Муравьев Ю.С. Сафрышн и др.; под.ред. И.Д.Соколова. – Л.: Химия 1985.-208с.
Титков С.Н. Мамедов А.И. Соловьев Е.И. Обогащение калийных руд. М.: Недра 1982 216с.
Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов: В2 - М: издательство МГГУ 2006.- Т.2. Технология обогащения полезных ископаемых. - 310с.
Вишняк Б.А. Поздеев А.А. Турко В.А. Технология обогащения и автоматизация процессов калийных флотационных фабрик. – Пермь. Изда-тельство Пермского нац. Исслед. Политехнического университета 2011. – 239с.
Инструкция №1 по охране труда для всех работников поверхностных подразделений.
Мероприятия по охране труда и безопасности жизнедеятельности в дипломных проектах: Учебно-методическое пособиеСост.Г.А. Чернушевич и др.- Мн.:БГТУ2004.