Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Иванов, В. А. Интенсификация производства на горнорудных предприятиях

.pdf
Скачиваний:
11
Добавлен:
19.10.2023
Размер:
6.95 Mб
Скачать

Полупромышленные испытания обогатимости некондицион­ ных руд подземного способа добычи и даже пород шахтных от­ валов в условиях обжига и обогащения, максимально прибли­ женных к действующей схеме ЦГОКа, дали хорошие результаты

(табл. 36).

Таблица 36

 

 

Содержание ж елеза,

%

•L o '*

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

О ►

М есто взятия пробы

в исход­

в обож ­

в кон­

 

*13

 

женной

в отходах

ч ®

 

ной руде

центрате

 

 

руде

 

 

а 5

 

 

 

 

 

га

Извлечение ж елеза в кон­ центрат нз руДы. %

Шахта

«Гигант» . . .

46,7

47,1

64,6

13,4

65,8

90,3

Шахта

«Саксагаиь»

34,1

35,8

63,7

11,4

46,7

83

Отвалы рудника им.

 

 

 

 

 

 

Орджоникидзе . . .

38,4

40,5

67,9

13,1

50

83,8

Карьер ЦГОКа . . .

32—34

34—37

60—62

16—19

40

70

Хранение отвалов и хвостов обогатительных фабрик являет­ ся трудной технико-экономической и социальной задачей, реше­ нию которой теперь уделяют все большее внимание.

Только на железорудных предприятиях Криворожского бас­ сейна в конце 1971 г. было занято под отвалы 4056 га и хвосто­ хранилища 4000 га, а всего 8056,5 га, в то время как промпло­ щадки занимали 2650 га, карьеры 2705 га и зоны обрушения под­ ъемных рудников 2613 га.

На ЮГОКе, например, в шламовое хозяйство вложено почти 11% основных промышленно-производственных фондов. Затраты на складирование в себестоимости 1 т концентрата составляют 36,51 коп/т, или 8,7%, а на укладку 1 м3 сухих хвостов 53,33 коп.

Одним из вариантов складирования хвостов в Кривбассе мо­ жет быть вариант с их сгущением до возможно меньшей влаж­ ности после разделения на крупную и мелкую фракции и вывоз :крупнозернистых хвостов в отработанное (обрушенное) простран­ ство шахтных полей. Мелкую, сгущенную до содержания 50— 60% твердого, фракцию целесообразно перекачивать в вырабо­ танное пространство отдельных участков карьера или в подзем­ ные выработанные камеры после выемки руды.

Для ограничения роста площадей, занимаемых хвостохрани-

.лищами, и увеличения емкости хранилищ разумно было бы наращивать их высоту путем строительства дамб. В качестве строительного материала для возведения дамб можно использо­ вать крупные хвосты, выделяемые на фабриках в первой стадии измельчения, и текущую карьерную скальную и рыхлую вскры­ шу. Попутное использование вскрышных пород для строительст­ ва дамб вокруг хвостохранилища позволит удешевить себестои­ мость добычи руды и смягчить проблему хранения отходов фабрик.

141

На железорудных фабриках Советского Союза начато при­ менение внутрифабричного, более совершенного цикла водообо­ рота, которое приведет к весьма большой экономии воды и уде­ шевлению процесса складирования хвостов по сравнению с фактическими показателями. На Лебединском ГОКе осветленная оборотная вода, получаемая после сгущения хвостов в гидроциклонах и на радиальных сгустителях диаметром 50 м, а также во­ да сброса хвостов пульпы в хвостохранилище возвращается в: процесс обогащения. Проведенные исследования и технико-эко­ номические расчеты подтвердили, что наиболее рациональным и надежным вариантом организации хвостового хозяйства Лебе­ динского ГОКа следует считать вариант со сгущением хвостов в гидроциклонах и радиальных сгустителях. Укрупненные испыта­ ния обогащения Лебединских смешанных кварцитов с примене­ нием 70% оборотной воды без предварительного ее осветления показали отрицательное влияние шламов на технологический процесс обогащения; наличие 3,2—8,4 г/л воды шламов приво­ дит к снижению содержания железа в концентрате на 2—3%. Для интенсивности осветления шламовых вод предложено до­ бавлять в сгустители коагулянт — 0,1%-ный раствор полиакри­ ламида в количестве 0,5 г/м3.

Снижение влажности концентратов — одно из условий повы­ шения рентабельности горно-обогатительных комбинатов.

Снижению влажности кроме технических мер должны со­ действовать приплаты или штрафы к отпускной цене за отступ­ ления от норм по этому показателю. Между тем, согласно прей­ скуранту оптовых цен на руды и флюсы, во всех случаях при­ платы (скиды) за влажность установлены в размере 1%. оптовой цены. Таким образом, в условиях Коршуновского, Оле­ негорского или Ковдорского комбинатов, чтобы снизить на 1% влагу, надо удалить из 1 т концентрата 50—60 кг воды при; затратах примерно 10 коп. Даже в условиях криворожских ком­ бинатов приплаты не окупают дополнительных затрат на сни­ жение влажности. Среди технических мер, направленных на снижение влажности, можно назвать повторную фильтрацию, тонкоизмельченных концентратов на ленточных вакуум-фильт­ рах. Эффективным средством показало себя фильтрование с об­ работкой кека паром. Например, на фабрике СевГОКа исполь­ зуются 28 дисковых фильтров ДУ-68-2,5/8, оборудованных уст­ ройствами для обработки кека паром. В результате достигнутоснижение влажности концентрата с 10,1—12,4 до 7,5—9,5% в: зависимости от содержания в концентрате класса— 50 мюѵц Расход пара составляет 30—60 кг/т кека. Температура подво­ димого пара 130—150° С.

Исследования НИИКМА показали, что добавка к влажному (12,6%) магнетитовому концентрату сухой (1,8% влаги) агло­

мерационной

мартитовой

и гидрогетито-гематито-мартитовоіѴ

руды крупностью 8—0 мм,

добытой иа Михайловском руднике,.,

142

является эффективным средством снижения влажности окуско­ вываемой шихты до оптимального уровня. В ряде случаев дли+ тельное дренирование концентрата на открытых складах обес­ печивает снижение влажности до 6—7% без особых затрат,. Уменьшению влажности может содействовать введение цен на отгруженный концентрат франко-потребитель, когда поставщи­ ки будут заинтересованы в снижении стоимости перевозок. Иног­ да концентрат в виде пульпы целесообразно перекачивать потрубопроводам к месту его агломерации и окомкованию и здесь обезвоживать до необходимой степени. При этом будут сниже­ ны не только затраты на транспортирование концентрата, но и уменьшены его потери в пути. По расчетам НИИКМА замена, железнодорожных перевозок тремя гидросистемами от криво­

рожских

ГОКов и КМА даст экономический эффект

более

20 млн.

руб. в год. Капитальные затраты окупятся в

течение-

2—4 лет.

 

 

..

Опыт работы зарубежных фабрик

 

На зарубежных обогатительных фабриках при получении высококачест­ венных концентратов особое внимание уделяют классифицирующему обору­ дованию, применяют различные сочетания гидравлических классификаторов, (сепараторов) и магнитных сепараторов. На комплексах, где применяют су­ хое рудное самонзыельчемие, наряду с рассевом измельчаемого продукта на вибрационных грохотах и воздушной классификацией его подвергают такжесухой магнитной сепарации на барабанных сепараторах. Такую схему ис­ пользуют для снижения переизмельчения рудных зерен на первой стадии су­ хого рудного самоизмельчения. Магнитный продукт направляют на доизмельчение в шаровые мельницы, которые работают в замкнутом цикле с обычными гндроцпклоиамп. Слив гндроцнклонов обрабатывают в гидросепараторах,, нижний продукт которых (пески) подвергают чистовой магнитной сепарации.

На фабриках

устанавливают гидравлические классификаторы диаметромз

9— 12 м.

совершенный гидравлический классификатор-сгуститель уста­

Наиболее

новлен на фабрике рудника «Гровленд» (США) для доводки в основном гематитового флотационного концентрата.

Лабораторные п полупромышленные испытания доводки доизмельченногоконцентрата в гидравлическом классификаторе подтвердили возможность от­ казаться от доводки концентрата флотацией. На фабрике перерабатывают руду сложного состава (магнетит, гематит, железистый сланец, джеспилит, железистые силикаты), расходуя на 1 т концентрата 2,1 т сырой руды. На; винтовых сепараторах получают 22%; первичного концентрата, путем флота­ ции хвостов винтовых сепараторов 75% и магнитной сепарацией менее 3%. Средняя крупность этих концентратов 50% класса — 44 мкм. Первичный кон­ центрат содержит 59,6% железа и 10,68% кремнезема. Этот концентрат затем; доизмельчают до крупности 83% класса — 44 мкм и направляют на гидрав­ лическую классификацию. . Применение гидравлического классификатора-сгу­ стителя позволило снизить в доизмельченном концентрате содержание крем­ незема почти на 30% (до 8%). Доизмельченный концентрат посутпает в классификатор; в него же по разветвленной трубопроводной системе подает­ ся напорная воды. Пески классификатора (концентрат) содержат 60% твер­ дого, слив 1,8%. Обезвоженный на фильтрах концентрат поступает на окомкование. Общая производительность классификатора-сгустителя 26,1 м3/мин пульпы. На обогатительной фабрике комплекса Эри майнинг (США) внедрен другой вид гравитационной доводки концентрата — на щелевых встряхиваю­ щих грохотах. Доводку концентрата, содержащего 8% кремнезема н нзмель-

i 4 S

Рис. 12. С овременная схем а обогатительной ф абрики предприятия Эри майнннг (СШ А)

•ценного до крупности 90% класса —44 мкм ведут на основных а и доводочлых б секциях, которые были построены в процессе реконструкции и расши­

рения фабрики (рис. 12).

Из бункера 1 дробленая руда впбропнтателем 2 подается в стержневую мельницу 3. С внброгрохота 4 нижний продукт поступает па магнитные се­ параторы 5. С гндроциклопов 6 пески поступают вместе с магнитным про­ дуктом сепараторов 5 в шаровую мельницу 7, разгрузка которой поступает на однобарабаниые сепараторы 8. С них магнитный продукт насосом 9 по­ дается на дальнейшую пераработку. Пульподелитель 10 распределяет питание

по отдельным сепараторам. Для обезвоживания (сгущения) слива гидроцик­ лонов 6 применены магнитные сепараторы 11. С щелевых грохотов 12 промпродукт подается на трехбарабанные сепараторы 13 доводочной секции. В мельнице 14 концентрат доизмельчается, проходит через серию щелевых грохотов, магнитные сепараторы 15 и гидравлические классификаторы 16 с

сифонной разгрузкой. В результате такой обработки концентрата на доводоч­ ной секции содержание кремнезема снижается более чем на 2% (с 8 до ■6%). Процесс измельчения автоматически регулируется с помощью датчика гамма-излучения, контролирующего заданную плотность питания гидроциклонов и регулирующего нагрузку стержневой мельницы.

Исследования показали, что из 8% кремнезема в концентрате более половины содержится в классе +44 мкм. Поэтому при разделении на гро­ хотах с щелью 0,1 мм большая часть кремнезема переходит в надрешетный продукт. При этом на грохотах кремнезем отделяется от магнетита даже более полно и точно, чем при раздельной флотации концентрата. Классифи­ кация концентрата на щелевых грохотах позволила повысить производитель­ ность мельниц на 11% при увеличении расхода электроэнергии на измель­ чение только на 5,5% или получить концентрат с более низким содержанием

кремнезема.

Щелевые грохоты в качестве дополнительных классифицирующих аппа­ ратов установлены и после магнитной сепарации второй стадии. При этом крупные фракции (верхний продукт), выделенные на щелевых грохотах, по­

ступают в гидроциклоны

и на магнитные

сепараторы

(только для сгущения)

и затем возвращаются на измельчение в

шаровую мельницу

второй стадии.

Опыт применения щелевых грохотов был перенесен на

австралийскую

обогатительную фабрику

«Севпдж Ривер» годовой

мощностью 2,25 млн. т

.14 4

 

 

 

 

окатышей с содержанием 67,5% железа н 1,5% кремнезема. Окатыши полу­ чают из магнетитовой руды, содержащей 38-—40% железа и добываемой от­ крытым способом в количестве 4,6 млн. т/год. Руда подается в мельницу мокрого самонзмельченпя размером 9,6X3,6 м производительностью 300 т/ч по классу —6 мм. Мельница снабжена сдвоенным приводом с двигателями общей мощностью 4475 кВт. С внброгрохота насосом нижний продукт по­ дается на магнитные сепараторы, а верхний конвейером на доизмельчение После сепараторов магнитный, продукт поступает на щелевые грохоты. Ниж­ ний продукт щелевых грохотов поступает в шаровую мельницу, а с нее в гидроцнклоиы, затем на гидросепаратор, а затем на магнитные сепараторы. Окончательная доводка концентрата производится на щелевых грохотах. После сгущения концентрат плунжерными насосами перекачивается по тру­ бопроводу длиной 85 км на окомковательную фабрику.

На отдельных предприятиях для доводки магнетитового концентрата при­

меняют флотацию. Так, в Канаде на

горно-обогатительном

предприятии

Гриффит,

на

двух мельницах мокрого

рудного

самонзмельченпя размером

9 ,7 5 x 3 ,6

м с

приводами мощностью 2 X 2 5 8 0 кВт

измельчают

611 т/ч сырой

руды в замкнутом цикле с двухдечными

грохотами (по одному на мельницу)

размером

2,4X 6,0 . м до

крупности — 6,68

мм. Вторая стадия измельчения до

крупности 90%

класса

—44

мкм ведется

в рудиогалечных мельницах разме­

ром 4,3 X 8 ,5

м.

Разгрузка

мельниц рудного самонзмельченпя

поступает на

трехбарабанные магнитные сепараторы. Магнитный промпродукт направляет­ ся в гндроцнклоны. Пески гидроцпклонов возвращаются в мельницы рудного самонзмельченпя, а слив — в рудногалечные мельницы. Измельченный в руд­ ногалечных мельницах классифицированный продукт поступает в гидросепа­ раторы, пески которых (промпродукт) перечищаются на магнитных трехбара­ банных сепараторах. Доводку концентрата ведут путем флотации в замкну­ том цикле в т,рн приема.

На фабрике горно-обогатительного предприятия Адамс (Канада), где расход магнетптовой руды на 1 т концентрата составляет 3,3 т, слив гидроциклонов с содержанием 55% железа обогащается в сифонном гидравличе­ ском классификаторе. Пески гидрокласснфикатора перечищаются на магнит­ ных сепараторах н затем подвергаются доводке методом обратной флотации. В результате доводки содержание железа в концентрате повышается с 63— 64 до 66,7%. Для снижения потерь в хвостах применяют магнитные сепара­ торы с повышенной напряженностью магнитного поля. Так, продукт, измель­ ченный на стержневой мельнице, обрабатывают на сепараторах с напряжен­ ностью магнитного поля 1000 Гс, извлекая 95,5% железа по операции. Пром­ продукт, доизмельченный в шаровой мельнице, разделяется на магнитном сепараторе с полем 750 Гс. Последняя стадия магнитной сепарации произво­ дится на сепараторах с полем 500 Гс с получением концентрата, содержа­ щего 63,9% железа. После катионной флотации с применением аминового коллектора и нефтяного пенообразователя концентрат содержит 67% железа. Для повышения выхода концентрата хвосты флотации доизмельчают в шаро­ вой мельнице и повторно флотируют. Общий выход концентрата составляет 30,1%, извлечение магнетитового железа 91 %■ В качестве классифицирующих аппаратов по классу 44 мкм применяют гндроцнклоны и гидроклассифи­ каторы.

На ряде зарубежных фабрик хвосты основного обогатительного процесса дорабатываются различными способами. Например на комбинате Бонг рендж

(Либерия) в основном из

гематитовых

кварцитов с примесями магнетита и

мартпта

магнитными

сепараторами

с

напряженностью

магнитного поля

1000 Гс

улавливают

зерна

мартпта,

ранее уходившего в

хвосты. Основную

часть (85%) концентрата получают на винтовых сепараторах, из хвостов которых извлекают магнетитовый и мартитовый концентраты, составляющие 15% общего количества.

На комбинате Кэрол (Канада) из хвостов винтовых сепараторов извле­ кают около 10% всего концентрата в виде магнетитового железа. На фаб­ рике комбината Уобуш (Канада) носле измельчения в мельницах рудного мокрого самонзмельченпя руду обогащают на винтовых сепараторах, кон­

1 0 — 41

14 5

центрат сушат и затем подвергают электростатической сепарации. Попутно из хвостов винтовых сепараторов извлекают магнетнтовыіі концентрат. Обо­ гатительную фабрику годовой мощностью по руде 17 млн. т обслуживают40 технологов и несколько лаборантов и вспомогательных рабочих в смену. Всего в сутки занято 147 рабочих. Ремонтная бригада из 60 человек работа­ ет только в дневную смену. Обычно одна мельница находится в ремонте от 32 до 48 ч в неделю. В 1971 г. на доработке хвостов гравитационной сепа­ рации испытан сепаратор ДР-317 типа Джонса с высоконнтенсивным маг­ нитным полем. На сепараторе Джонса в течение года переработали около. 1 млн. т хвостов. Площадь сепаратора 6,3X4 м, высота 4,3 м, помещение для. размещения сепаратора 10X7X20 м=1400 м3.

Мокрый магнитный сепаратор с сильным полем ДР-317 уже применяется, в Бразилии, Финляндии, Либерии и Австралии. Например, с его помощью в. Бразилии обогащают нтабирптовую руду, содержащую 48—53% гематитового. железа и 23—25% кремнезема.

Производительность сепаратора 125 т/ч по сухой массе и плюс 10— 15 т/ч возвращаемый промпродукт. Сепарации подвергают пульпу плотно­ стью 1420 г/л. Концентраты содержат 67% железа.

Сепаратор не требует обслуживающего персонала и обеспечивает извле­ чение 95% железа в концентрат.

В некоторых случаях после получения первичного концентрата методом1 сепарации в сильном магнитном поле последующую доводку концентрата ве­ дут с помощью флотации, электрической сепарации, восстановительным об­ жигом и последующей обычной магнитной сепарацией и т. д.

Флотация окисленных железных руд как основной метод применяется на ряде фабрик. Наиболее крупное предприятие, которое пущено в эксплуа­ тацию в 1973 г., это фабрика в Севен-Айлендс (Канада). Годовая мощность комплекса по сырой гематитовой руде 8—9,5 млн. т и по окатышам 6 млн. т.. Строительство комплекса позволило удвоить запасы руды на рудниках в Шеффервнле за счет снижения бортового содержания железа до 40%. С руд­ ников, удаленных от фабрики на расстояние более 575 км, сырье со среднимсодержанием 52% железа поступает в дробленном до —50 мм виде. Руда измельчается в двух мельницах мокрого самоизмельчения диаметром по 9 м.. Разгрузка мельниц классифицируется в две стадии — на грохотах для тонкоизмельченных продуктов и в гидроциклонах. Измельченный и классифицирован­ ный продукт подвергают катионной флотации в три приема в камерах объ­ емом по 18 м3. Флотоконцентрат насосами подают в сгуститель на окомковательную фабрику, где его обезвоживают на 18 стандартных дисковых фильт­ рах. Кек подсушивают в двух вращающихся сушилках. После добавки из­ вестняка и бентонита смесь окомковывается на чашевых окомкователях диа­ метром 7,5 м. Комки обжигают в двух комбинированных агрегатах: решет­ ка— трубчатая печь. Каждый агрегат состоит из ленточной машины шири­ ной 5,6 м и длиной 55 м и вращающейся печи диаметром 6,8 м длиной 45 м. Обожженные окатыши охлаждают в кольцевом охладителе диаметром 16,2 м;: они содержат 65% железа, менее 5% кремнезема и марганец.

В Португалии обогащают итабнритовую руду с содержанием 40—42% железа путем флотации с получением концентрата с 65% железа и 6% крем­ незема. После мокрого самоизмельчения руды, обесшламливання и класси­ фикации по классу —44 мкм в гидроциклонах измельченный продукт флоти­ руют. На 1 т концентрата расходуют 2 т руды.

Гравитационное обогащение окисленных железных руд на винтовых се-- параторах получило широкое распространение в Канаде, Либерии, Норвегии,. Сьерра-Леоне.

Гравитационно-магнитное обогащение нтабпритов внедрено на комплексе-

Бонг рендж (Либерия).

Магнитоэлектрическая схема обогащения применена в опытном порядке1 на комплексе Марампа в Сьерра-Леоне. Здесь обогащение фракций размером менее 0,5 мм ведется с использованием магнитных сепараторов с сильным полем и двухвалковых электрических сепараторов фирмы «Лургн». Измель­ чение руды происходит на мельнице сухого рудного самоизмельчения с пиев-

146

матнческоіі классификацией измельченного продукта. Материал крупностью более 0,5 мм обогащают на винтовых сепараторах, бедные железом пылевые фракции выводят из процесса.

На канадском горно-обогатительном комплексе Кэрол лейк перерабаты­ вают 26 млн. т гематитовой руды с содержанием 37,5—38% железа, вклю­ чая 14% магнетитового. В 1971 г. было извлечено 12,2 млн. т концентрата с содержанием 66% железа и 4,5% кремнезема. Магнетнтовый концентрат со­ держит 69% железа п 2,5% кремнезема. Выход концентрата составил 47,2% по массе; извлечение железа в концентрат колеблется в пределах 78—80%. Выработано 10,5 млн. т окатышей, которые содержали 64,7% железа и 5— 5,2% кремнезема. На фабрике работали 8 мельниц диаметром по 6,4 м для сухого самоизмельчения руды в одну стадию. Строительство двух секций на фабрике позволит увеличить ее годовую мощность по концентрату на 10 млн. т. Первая секция пущена в работу в конце 1972 г. Новая секция

включает

мельницу диаметром 10,5 м

для сухого

самоизмельчения

руды и

допускает максимальную циркуляционную нагрузку

2000 т/ч.

годовой

Опыт

показывает, что современное

таконитовое

предприятие

мощностью 10 млн. т окатышей имеет в обороте 500 м3/мин циркуляционной воды и требует 31 м3/мнн свежей для восполнения ее потерь. Потерн воды составляют: на выпаривание в процессе обжига окатышей 24 м3/мин, с хво­ стами 9,2 м“/мин, на бурение взрывных скважин 0,4 м3/мин, фильтрацию на шламохранилпще и испарение 19 м3/мнн. В связи с этим большое внима­ ние на всех фабриках уделяется рациональному водоснабжению п повторно­ му использованию воды, которую предприятие покупает. Так, на обогатитель­ ной фабрике предприятия Эвелет таконит (США) хвосты первой стадии маг­ нитной сепарации (после измельчения руды в стержневой мельнице) посту­ пают самотеком в два спиральных классификатора. Пески классификатора ленточным конвейером доставляются в бункер, из которого вывозятся автосамосвалами на расстояние 1 км для укладки в дамбу хвостохраннлища. Слив спиральных классификаторов поступает вместе с другими хвостами в гидросепараторы. Пески гидросепараторов поступают в радиальный сгусти­ тель диаметром 90 м. Сгущенные хвосты перекачиваются в шламохранилпще, а слив гидросепаратора и сгустителя используется в качестве оборотной воды. Расход свежей воды на 1 т перерабатываемой руды составляет 1 м3, доля свежей воды в общем водном балансе только 5%. Подобные схемы об­ работки хвостов применяются и на других фабриках.

Применение на отечественных обогатительных фабриках более крупного оборудования, особенно мельниц, гравитацион­ ных классифицирующих аппаратов для доводки концентратов, большого диаметра сгустителей хвостов и других прогрессивных аппаратов и приемов обогащения позволит увеличить производ­ ственную мощность действующих фабрик на 20—30% и повы­ сить содержание железа в концентратах.

10*

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ УПРАВЛЕНИЯ ПРОИЗВОДСТВОМ

Основные принципы хозяйственной реформы обеспечивают улуч­ шение планирования производства и расширение хозяйственной самостоятельности предприятий; усиление их экономического стимулирования и укрепление хозяйственного расчета; усиление материальной заинтересованности работников в улучшении ра­ боты предприятий; повышение роли кредита в развитии про­ мышленности; совершенствование оптовых цен на продукцию.

Использование производственных фондов

На горнорудных предприятиях СССР накоплены огромные производственные фонды, эффективное использование которых является одной из главных задач управления производством. Эта задача в железорудной промышленности становится все бо­ лее актуальной, так как фондоемкость производства I т товар­ ного железа из руды в результате различных причин увеличи­ вается. Динамика отдельных показателей в железорудном про­ изводстве Министерства черной металлургии СССР характери­ зуется данными, приведенными в табл. 37.

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 37

 

 

 

 

К

1960

г .,

%

П оказатели

 

 

1965 г.

1970

г.

1972 г.

 

 

 

 

Основные фонды.................................

 

 

226

366

 

435

Валовая продукция .........................

 

. .

192

200

 

325

Производство товарной руды .

148

192

 

197

Количество железа в товарной

ру-

156

209

 

220

д е ......................................................

производства 1

т

 

Фондоемкость

143

173

 

338

товарного железа .........................

 

 

 

Среднегодовая

производительность

 

 

 

 

труда работающего

по товарной

107

126

 

135

р у д е ..................................................

 

валовой про-

 

Фондоотдача на 1 руб.

55

49

 

45

дукцин, коп.......................................

 

 

 

 

Из данных табл. 37 можно сделать вывод, что наиболее важ­ ным и в то же время эффективным способом повышения фондо­ отдачи на горнорудных предприятиях должно быть увеличение

148

выпуска продукции на действующих мощностях за счет лучшего их использования.

Среднегодовые мощности железорудных предприятий Мини­ стерства черной металлургии СССР по времени используются на 97,5% по добыче сырой и на 98,1% по производству товар­ ной железной руды, т. е. довольно полно.

Это достигнуто благодаря тому, что плановые органы, хо­ зяйственные организации и предприятия при разработке пла­ нов стали шире использовать прогрессивные нормативы и ба­ лансовые расчеты, ежегодные балансы производственных мощ­ ностей, нормативные сроки их освоения, нормативные режимы работы и производительности оборудования и механизмов.

Чтобы обеспечить лучшее использование мощностей круп­ нейших горно-обогатительных комбинатов, необходимо создать на них условия для поддержания непрерывной поточной техно­ логии, которая иногда нарушается в результате различных простоев. ‘Под поточностью производства на горнорудном пред­ приятии следует понимать непрерывную, по заданному графи­ ку, подачу руды на обогатительную фабрику. Лучшим средством достижения этого в настоящее время является создание неза­ висимости протекания процессов один от другого и создание «буферных емкостей» на стыке отдельных процессов.

Резервные мощности оборудования с помощью «буферных емкостей» позволяют поддерживать в любых условиях заданный ритм подачи руды на фабрику и, следовательно, интенсивное ведейие процесса переработки руды. Передовой опыт показы­ вает, что соблюдение этого принципа организации производства на карьере, в шахте обеспечивает ритмичное, устойчивое функ­ ционирование всего производственного цикла.

Использование производственных фондов улучшается в ре­ зультате своевременного освоения введенных мощностей. На большинстве железорудных предприятий они осваиваются в оп­ тимальные сроки, что положительно сказывается на повышении эффективности производства. Например, на горно-обогатитель­ ных комбинатах Кривбасса, Оленегорском комбинате, КМАруда и ряде других новые мощности по сырой руде и производству концентрата осваивались в течение года (или нескольких меся­ цев). ^Уровень освоения производственных мощностей на комби­ нате КМАруда по состоянию на 1 июля 1972 г. характеризуется данными, приведенными в табл. 38.

Как результат полного освоения мощностей, на комбинате КМАруда достигнута производительность труда выше проектной

(табл. 39).

Превышение уровня проектной производительности труда на комбинате было достигнуто в результате совершенствования производства. Наиболее существенными были такие меры, как внедрение шарошечного бурения скважин, машин СУЗН-5А для заряжания и забойки скважин, снегоочистительных машин, шпа-

1 4 9

лоподбоечных машин и хопперов-дозаторов, путеподъемников, освоение процесса гидровскрышн на Южно-Лебедииском карье­ ре, скоростного анализа проб железных руд, повышение содер-

Таблица 38

 

 

Год освоения

Уровень

Цех комбината

 

мощности

 

проектной

 

к проектной,

 

 

мощности

 

 

%

 

 

 

Шахта им. Губкина .............................

1:

1963

123,3

Обогатительная фабрика №

1955

181,6

по концентрату .................................

 

по агломерату ..................................

 

1955

213,2

Обогатительная фабрика № 2 по кон-

1962

103,7

центрату ..................................................

 

Лебединский рудник .............................

 

1965

115,2

Южно-Лебединский рудник .................

1972

100

Дробильно-сортировочная фабрика . .

1970

108,7

Комбинат в среднем по выпуску руды

1970

ПО

 

 

 

Таблица 39

 

 

Ф актическая

Ф актическая

 

 

численность

Цех комбината

 

производст­

производи­

 

венно-промыш­

тельность

 

 

ленного

труда, %

 

 

персонала,

к проектной

 

 

% к проектной

 

Лебединский рудник .............................

 

69,2

166,5

Южно-Лебединский рудник .................

101,5

87,9

Шахта им. Губкина..................................

1 . . . .

85,9

143,3

Обогатительная фабрика №

74,7

286,2

Обогатительная фабрика №

2 . . . .

80

129,5

Дробильно-сортировочная фабрика . .

101,4

107,1

Вспомогательные цехи .........................

 

92,6

 

В среднем по комбинату . . . .

86,6

129,5

жания железа в концентрате. На обогатительных фабриках бы­ ли заменены ленточные магнитные сепараторы барабанными, барабанные вакуумфильтры дисковыми, внедрены гидроцикло­ ны, применены рудногалечиые мельницы во второй стадии из­ мельчения, автоматизированы циклы измельчения, на конвейе­ рах отвальных хвостов установлены приборы для определения потерь магнетитового железа, применены грохоты с большей рабочей поверхностью и др.

Улучшение качества агломерационных руд и повышение их металлургической ценности было достигнуто в результате со-

150

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ