1. Общие сведения по проектированию
1.1. Классификация обогатительных фабрик
Обогатительными фабриками называют промышленные предприятия, предназначенные для обработки полезных ископаемых методами обогащения с целью выделения из них одного или нескольких продуктов с повышенным содержанием полезных компонентов или с пониженным содержанием вредных примесей. 
Обогатительные фабрики можно классифицировать в зависимости от применяемых на фабрике обогатительных процессов или в зависимости от рода перерабатываемого полезного ископаемого.
При изучении методов проектирования обогатительных фабрик общепринята классификация по признаку применяемых обогатительных процессов. По этому признаку различают обогатительные фабрики: флотационные, гравитационные, промывочные, магнитообогатительные, дробильно-сортировочные и с комбинированными методами обогащения. Эта классификация, в основном, совпадает с классификаций по признаку перерабатываемого полезного ископаемого.
Обогатительные фабрики бывают стационарные и модульные. 
Флотационные обогатительные фабрики – предназначены главным образом для обогащения руд цветных и редких металлов, а также неметаллических полезных ископаемых.
Гравитационные – для обогащения руд редких металлов, углей; оловянных, вольфрамовых, танталовых, ниобиевых, железных, марганцевых и др. руд. 
Промывочные – для руд черных металлов – железных, марганцевых и россыпных руд благородных металлов.
Магнитообогатительные – для железных магнетитовых руд. 
Дробильно-сортировочные – для богатых железных руд и известняков, для приготовления строительного щебня, для сортировки горючих сланцев и углей.  
Фабрики с комбинированными методами обогащения – для переработки различных многоминеральных руд полезных ископаемых. Например, оловянные и вольфрамовые руды обогащают с применением гравитации, флотации и магнитной сепарации, железные руды – с применением гравитации и магнитных методов, или магнитных и флотационных методов. Комбинированные методы применяют  для обогащения руд с различной вкрапленностью, при этом крупновкрапленные частицы извлекают гравитацией, а мелкие – флотацией. На угольных обогатительных фабриках применяют гравитацию и флотацию. Очень часто в голове процесса пустую породу удаляют обогащением в  тяжелых средах.
К обогатительным фабрикам с комбинированными методами обогащения относят также предприятия с обогатительными, гидро- и пирометаллургическими процессами.
Общей классификации обогатительных фабрик по производительности нет. Примерно фабрики подразделяют на: предприятия малой производительности – до 1500 т/с, средней –        1500…9000 т/с, большой – 9000…27000 т/с, весьма большой – свыше 27000 т/с.
В зарубежных странах обогатительные фабрики классифицируют на 5 групп: А, В, С, Д и Е с производительностью по руде соответственно более  3; 1..3; 0,5…1; 0,3…0,5;15…0,3 млн. т/год.

1.2. Требования, предъявляемые к проектам обогатительных фабрик      
Проектирование обогатительных фабрик – это комплекс мероприятий, завершающих перевод полезного ископаемого из категории потенциальной ценности в реальную – в товарную продукцию.
Проектом обогатительной фабрики называют комплекс технических документов, необходимых для осуществления строительства, монтажа и эксплуатации будущей фабрики.
Проектирование объектов капитального строительства как производственного так и не производственного назначения осуществляется в виде  “проектной документации” и “рабочей документации” вместо ранее присутствовавших стадий “проект”, “рабочий проект”, “рабочая документация”.
Проектная документация состоит из текстовой части, оформленной отдельными томами (разделами) и графической части.
Текстовая часть содержит сведения об объекте капитального строительства, описание принятых технических и иных решений, пояснений, ссылки на нормативные и (или) технические документы, используемые при подготовке проектной документации, и  результаты расчетов, обосновывающие принятые решения.
Графическая часть отображает принятые технические и иные решения и выполняется в виде чертежей, схем, планов и других документов в графической форме.
В целях реализации в процессе строительства архитектурных, технических и технологических решений, содержащихся в проектной документации на объект капитального строительства, разрабатывается проектная документация, состоящая из документов в текстовой форме,  рабочих чертежей, спецификации оборудования и изделий.  
Основные требования, предъявляемые к проектам обогатительной фабрики.
1. Рациональное и  комплексное использование минеральных ресурсов с применением безотходной технологии.
2. Обеспечение высокой производительности труда за счет интенсификации технологических процессов, применение высокопроизводительного оборудования, комплексной механизации и автоматизации производственных процессов.
3. Использование типового оборудования и строительных конструкций, типовых проектов отдельных компоновочных узлов, а при переработке однотипного сырья – типовых проектов обогатительной фабрики в целом.
4. Использование возможности кооперирования обогатительной фабрики с другими предприятиями при решении вопросов электроснабжения, водоснабжения, канализации, устройства жилых посёлков, организации транспорта, ремонта и т.д.
5. Изыскание наиболее экономичного решения генерального плана обогатительной фабрики путем компактного размещения цехов.
6. Эффективные способы защиты окружающей среды от загрязнений. Применение оборотного водоснабжения, бессточная технология, рекультивация хвостовых и породных отвалов. Эффективная система очистки газов и другие.
7. Обеспечение безопасных условий труда на обогатительной фабрике.
8. Проект обогатительной фабрики должен быть увязан с проектом рудника и металлургического завода по производительности, кондициям на сырьё и концентраты и т.д., так как это промежуточный цех между рудником и заводом.
9. Рациональное использование земли.
10. Исключение излишеств в объемах, площадях различных производственных и бытовых помещениях.  
Методы проектирования обогатительных фабрик.  
1. Метод вариантов – наиболее сложный и дорогостоящий, когда применяются и сравниваются несколько проектных вариантов.
2. Аналитический (расчетный) – применяют расчёт прогнозируемых технологических показателей с последующим выбором технологической схемы (метод Тихонова О.Н.).
3. Графический – с применением ЭВМ.
4. Графоаналитический -  комбинированный метод.
5. Макетный метод -  с изготовлением модели и компоновкой полного технологического процесса на специальном стенде.
6. Модульное проектирование -  проектирование отдельных компоновочных узлов различных технологических операций, связанных между собой транспортирующими средствами.

1.3. Общие положения о порядке разработки, согласования и утверждения проектной документации
	Проектирование регламентируется инструкцией о порядке разработки, утверждения и составе проектной документации на строительство предприятий, зданий и сооружений, разработанной Министерством строительства (Минстрой РФ) и Государственным предприятием – Центром научно-технического обеспечения инженерного сопровождения инвестиций в строительстве (ГП ЦЕНТРИНВЕСТпроект), (М., 1995,СНиП 11-01-95).
	Основные положения и инструкции заключаются в следующем:
1. При проектировании обогатительных фабрик существуют два периода:
а) период предпроектных работ по организации научных исследований для составления технологического регламента. 
В этот период готовится обоснование инвестиций в строительство обогатительной фабрики, выбирается место строительства, проводятся инженерные изыскания. Параллельно с этим осуществляется подготовка исходных данных для проектирования обогатительной фабрики;
 б) период непосредственного проектирования.
При разработке проектной документации необходимо руководствоваться следующими документами:
- законодательными актами РФ;
- указами президента РФ;
- решениями правительства РФ;
- нормативными актами и документами по проектированию и строительству, в т.ч. государственными стандартами по проектированию и строительству (СПДС), нормами  технологического и строительного проектирования, каталогами оборудования, приборов и др., строительными нормами и правилами (СНиП), территориальными и отраслевыми документами, разработанными на основе «СНиП 11-01-95», с учетом региональных особенностей и отраслевой специфики проектируемых объектов. 
В настоящее время насчитывается более 200 нормативных документов в т.ч. более 40 СНиП [12]. 
2. Проектирование осуществляют в одну, или две стадии.
При  одностадийном проектировании основным проектным документом является, как правило, технико-экономическое обоснование (проект) строительства. Под понятием строительства сейчас понимают новое строительство, расширение, реконструкцию и техническое перевооружение
Двойное обозначение стадии, единой по составу и содержанию, принято в целях преемственности действующей законодательной и нормативной базы и совместимости с терминологией, применяемой за рубежом.
При двухстадийном проектировании – на основании утвержденного в установленном порядке ТЭО (проекта) строительства разрабатывается рабочая документация.
3. Для технически и экологически сложных объектов и при особых природных условиях строительства по решению заказчика (инвестора) или заключению государственной экспертизы по рассмотренному проекту одновременно с разработкой рабочей документации и осуществлении строительства могут выполняться дополнительные детальные проработки проектных решений по отдельным объектам, разделам, вопросам.
4. Для объектов, строящихся по проектам массового и повторного применения, а также др. технически несложных объектов на основе утверждённых (одобренных) обоснований инвестиций в строительство или градостроительной документации, может разрабатываться рабочая документация.
5. Основным документом, регулирующим правовые и финансовые отношения, взаимные обязательства и ответственность сторон, является договор (контракт), заключаемый заказчиком с привлекаемыми им для разработки проектной документации проектными, проектно-строительными организациями и др. юридическими и физическими лицами. Неотъемлемой частью договора (контракта) должно быть задание на проектирование.
6. Проектирование объектов строительства должно осуществляться юридическими и физическими лицами, получившими в установленном порядке право на этот вид деятельности, т.е. имеющими лицензию.
7. Разработка проектной документации на строительство объектов осуществляется на основе утверждённых (одобренных) обоснований инвестиций в строительство предприятий зданий и сооружений. Проектной документацией детализируются принятые в обосновании решения и уточняются основные технико-экономические показатели.
8. Проектная документация разрабатывается преимущественно на конкурсной основе, в т.ч. через тендер.
9. Проектирование ведется строго в соответствии с нормативными документами. Обоснованные отступления от требований нормативных документов допускаются только при наличии разрешений органов, которые их утвердили и (или) ввели в действие эти документы.
10. Проекты на строительство объектов, независимо от источников финансирования, форм собственности и принадлежности подлежат государственной экспертизе.
11. При проектировании предприятий зданий и сооружений производственного назначения, следует учитывать решения, принятые в схемах и проектах рабочей планировки генеральных планов городов, поселков и сельских поселений, проектах планировки жилых, промышленных и других функциональных зон.
Проектирование объектов жилищно-гражданского назначения осуществляется в соответствии с утверждёнными в установленном порядке генеральными планами городов, посёлков и сельских поселений, схемами и проектами районной планировки и разработанными на их основе проектами застройки.
12. Утверждение проектов на строительство объектов производится в зависимости от источников их финансирования:
- при строительстве за счёт государственных кап. вложений, финансируемых из республиканского бюджета РФ -  в порядке, установленном Минстроем РФ совместно с заинтересованными министерствами и ведомствами;
- при строительстве за счёт капвложений, финансируемых из соответствующих бюджетов республик в составе РФ, краев, областей, автономных образований, городов Санкт-Петербурга и Москвы -  соответствующими органами государственного правления или в установленном ими порядке;
- при строительстве за счет собственных финансовых ресурсов заёмных и привлеченных средств инвесторов (включая иностранных инвесторов) -  непосредственно заказчиками (инвесторами).

1.4. Технологический регламент для обогатительных предприятий
Технологический регламент наряду с заданием на проектирование является обязательным документом для разработки ТЭО (проекта).
Технологический регламент (ТР) – разрабатывается соответствующим по профилю НИИ с привлечением по необходимости организаций – соисполнителей. К выполнению работы могут привлекаться институты-проектировщики и предприятие-заказчик. Допускается выполнение ТР и непосредственно заказчиком.
Для разработки проектов несложных объектов, а также для предприятий, зданий и сооружений, строительство которых осуществляется по типовым и повторно применяемым проектам, возможность разработки и состав ТР определяются совместным решением заказчика и проектной организации, которой поручается разработка проекта.
ТР может разрабатываться на один технологический процесс или на несколько взаимосвязанных технологических процессов, необходимых для разработки проекта строительства объекта в целом.   
При разработке ТР учитываются: 
1) результаты законченных НИР, опытно-конструкторских и опытно-промышленных работ по обогащению сырья, для которого разрабатывается ТР, прошедших промышленное испытание;
2) последние достижения науки и техники в области технологии и оборудования для переработки данного типа сырья с учётом опыта действующих передовых предприятий как в отечественной, так и в зарубежной практике.
Предлагаемые в ТР решения должны обеспечить:
1) внедрение новейших достижений науки и техники в области технологии и оборудования на уровне мировых достижений; 
2) механизацию и автоматизацию основных и вспомогательных процессов. Автоматизацию управления производством;
3) качество продукции в соответствии с требованиями заказчика;
4) снижение сроков и стоимости строительства;
5) комплексное и рациональное использование минеральных ресурсов;
6) снижение трудоёмкости, материало- и энергоёмкости, рациональное использование вторичных энергоресурсов и отходов;
7) нормальные санитарно-гигиенические и безопасные условия труда;
8) охрану окружающей среды от загрязнения и утилизацию отходов производства;
9) повышение технико-экономического уровня производства по сравнению с аналогами.
Примерное содержание ТР
1. Вводная часть  -  основание для разработки ТР; исходные данные для разработки ТР; объём и номенклатура выпускаемой продукции (по каким ГОСТам); наличие утверждённых запасов месторождения или разрешение правительства на проектирование по оперативным запасам; условия поставки сырья из вспомогательных материалов; рекомендуемые проектные решения  (если объём выпускаемой продукции является секретом, то весь материальный расчёт в ТР следует вести на 100 т сырья).
2. Характеристика и технические требования к конечной продукции.
3. Описание рекомендуемой технологии, включая подготовительные и вспомогательные технологические операции, основные принципы управления технологическими процессами, рекомендации по системе контроля, параметры и показатели рекомендуемого технологического и измерительного оборудования в сравнении с лучшими отечественными зарубежными аналогами. 
4. Исходные данные для проектирования, полученные в результате проведённых исследований,  вспомогательных расчетов, анализов действующих производств, учитывающих специфику производства и требований техники безопасности и охраны окружающей среды.  
Перечень исходных данных уточняется в зависимости от характера проектируемого объекта.
Пример исходных данных:
- минералогический, химический и рациональный анализы, промышленные технологические типы и технологические сорта руд;
- физико-механические свойства промышленных технологических типов руд и технологических сортов руд;
- данные дробимости, измельчаемости и промывистости исходной руды, склонность к переизмельчению и ошламованию, объёмная плотность продуктов дробления, угол естественного откоса, слёживаемость и др.;
- физико-химические свойства шламов и пыли, рекомендации по их переработке;
- допустимые колебания показателей качества руды между суточными, сменными и внутрисменными партиями, влияние колебания качества руды на показатели технологического процесса, возможные колебания выхода и качества концентратов, промпродуктов и хвостов; целесообразность валовой или раздельной переработки выделенных сортов руд; величина партий, в которых требуется усреднение, допустимые колебания в этих партиях (глубина и степень усреднения);
- характеристика вкрапленности минералов, крупность измельчения;
- возможность и целесообразность предварительного обогащения кусковой руды;
- рекомендуемая технологическая схема с учетом комплексного использования сырья и отходов, технологические показатели, режимные параметры;
- реагентный режим, точки подачи реагентов, время флотации;
- рекомендации по выбору оборудования, коэффициенты и удельная производительность оборудования по всем операциям;
- абразивность перерабатываемого сырья, рН пульпы, рекомендации по защите оборудования и технологических коммуникаций;
- данные по обесшламливанию, сгущению и фильтруемости всех продуктов;
- данные по балансу водопотребления и  водоотведения по водношламовой схеме. Требования к качеству оборотной воды и технологии кондиционирования, уровню водооборота;
- баланс металлов;
- химический, минералогический и гранулометрический составы продуктов обогащения с указанием соответствия готовой продукции ГОСТам и ТУ; 
- технология очистки сточных вод (схема и качество очистки);
- мероприятия по охране природы;
- мероприятия по предупреждению аварийных ситуаций;
- рекомендации по системам контроля за качеством продукции и др.;
- рекомендации на разработку основного технологического и нестандартного оборудования;
- вопросы метрологического обеспечения;
- рекомендации по снижению расхода топливо-энергетических ресурсов;
- рекомендации по механизации ручного труда и автоматизации производственных процессов;
- требования безопасности к предлагаемому технологическому процессу;
- удельные нормы расхода технологических материалов;
- рекомендуемые мероприятия по использованию отходов переработки полезных ископаемых, требования к их размещению, складированию и сохранению;
- мероприятия по охране природы и устранению факторов, оказывающих отрицательное воздействие на окружающую среду (загрязнение водных объектов и подземных вод в результате воздействия атмосферных осадков на хвостохранилище, изъятие из хозяйственного использования земель и акваторий под хвостохранилище и санитарные зоны к ним и др.). Технология очистки газовых выбросов, охрана подземных вод, способы контроля, эффективность работы воздухоохранных сооружений и выбросов загрязняющих веществ. Определение величины вредных выбросов и образований на единицу мощности производства;
- основные принципы управления технологическими процессами и рекомендации по системам контроля количества и качества продуктов и условий протекания процессов.
Разработанный ТР должен быть рассмотрен и утверждён научно-технической секцией НИИ также, как и отчёт по законченной НИР. Утверждается ТР министерством или заказчиком после рассмотрения на техсовете проектного института.
Срок действия регламента 3 года. При разработке проектов сверх указанного срока ТР или пересматривается НИИ. или срок его действия продляется. 
Заказчик ТР имеет право привлекать на договорных началах разработчика регламента и проектный институт к участию в пуско-наладочных работах, освоении оборудования и технологии для достижения проектных показателей.
За правильность и полноту разработки ТР, достоверность исходных данных для проектирования несет ответственность НИИ – разработчик ТР.
За правильное соблюдение в проекте ТР и приведенных в нём исходных данных отвечает институт – проектировщик.
К ТР должны быть приложены:
1)	результаты патентных исследований; 
2)	копия заявки на разработку ТР;
3)	перечень использованных авторских свидетельств и патентов, научно-исследовательских разработок, лабораторных и промышленных испытаний, поданные заявки на изобретения.

    
1.5. Исходные документы для проектирования
Документы необходимые для разработки проекта обогатительной фабрики 
1.	Технологический регламент.
2.	Договор на проектирование.
3. Задание на проектирование – в соответствии со СНиП 11-01-95 должно содержать перечень следующих вопросов:
3.1. Основание для проектирования.
3.2. Вид строительства.
3.3. Стадийность проектирования.
3.4. Требования по вариантной и конкурсной разработке.
3.5. Особые условия строительства.
3.6. Основные технико-экономические показатели, в т.ч. производительность, производственная программа.
3.7. Требования к качеству, конкурентоспособности и экологическим параметрам продукции.
3.8. Требования к технологии, режиму предприятия.
3.9.Требования к архитектурно-строительным, объёмно-планировочным и конструктивным решениям.
3.10. Выделение очередей и пусковых комплексов, требования по перспективному расширению предприятия.
3.11. Требования и условия к разработке природоохранных мер и мероприятий.
3.12. Требования к режиму безопасности и гигиене труда.
3.13. Требования по ассимиляции производства.
3.14. Требования по разработке инженерно-технических мероприятий ГО и мероприятий по предупреждению чрезвычайных ситуаций.
3.15. Требования по выполнению опытно-конструкторских и научно-исследовательских работ.
3.16. Состав демонстрационных материалов.
4. Вместе с заданием на проектирование заказчик выдает проектной организации исходные материалы (номенклатура, порядок и сроки представления материалов оговариваются в договоре (контракте) на выполнение проектных работ).
Примерный перечень исходных материалов
1.Данные о геологической изученности месторождения. Основным исходным документом здесь является отчёт о детальной разведке месторождения с подсчетом запасов, утверждённых ГКЗ РФ.
Запасы твёрдых полезных ископаемых, как известно, по степени их разведанности и  изученности подразделяются на категории: разведанные - категории А, В и С, предварительно оценённые – категории С2 и прогнозные запасы категории Р1, Р2  и Р3.
По народнохозяйственному значению запасы подразделяются на 2 группы.
Балансовые – их использование согласно утверждённым кондициям целесообразно при существующей технологии с соблюдением требований по рациональному использованию недр и охране окружающей среды.
Забалансовые – их использование согласно утверждённым кондициям в настоящее время экономически нецелесообразно или  технически и технологически невозможно, но которые могут быть в дальнейшем переведены в балансовые.
2. Данные технологического изучения месторождения.
По передаваемым для промышленного освоения месторождениям на основе геолого-технологического картирования и технологического опробования должно быть охарактеризовано качество руды в запасах, выявлена пространственная закономерность его изменчивости в пределах месторождения, определены типы руд (как природные геологические, так и промышленные технологические) и сорта руд; произведён необходимый объём технологического опробования, определены основные технологические параметры обогащения с учетом  комплексного извлечения содержащихся в рудах и имеющих промышленное значение компонентов; приведены полные данные о сопутствующих полезных компонентах и вредных примесях, а также выяснены формы  нахождения и баланс их распределения в продуктах обогащения и концентратах.
Вскрышные и вмещающие породы должны быть разведаны и изучены в степени, достаточной для определения их промышленного использования.
Технологические исследования должны быть проведены на представительных пробах, причём нужно учитывать, что степень надёжности исследовательских работ зависит от масштаба испытаний. Для разработки проекта небольшой обогатительной фабрики при простой и хорошо освоенной технологии обогащения достаточен лабораторный масштаб исследований при условии, что они по своему содержанию и объёму удовлетворяют требованиям и технологическому регламенту. При проектировании крупных обогатительных фабрик, а также фабрик со сложной или новой технологией, либо фабрик, предназначенных для переработки полезных ископаемых нового типа, необходима проверка результатов лабораторных исследований в полупромышленных или промышленных масштабах в условиях непрерывного процесса обогащения. Лучше, если для всех обогатительных фабрик проводят последнее.
3.  Данные по горной части проекта должны содержать следующие сведения: производительность рудника и календарный план его развития с указанием качественных параметров руды по годам и периодам эксплуатации; способы отработки месторождения, число дней работы в году, число смен в сутки и др.; содержание полезных компонентов и вредных примесей в отдельных сортах полезного ископаемого, возможные колебания качества его за период эксплуатации; сведения о системе усреднения руд и управления качеством; характеристики физических свойств руды (крупность, влажность, содержание глины, плотность, насыпной вес и.д.); график поступления руды на обогатительную фабрику в течение года, суток и вид транспорта и др.
4. Обоснование инвестиций в строительство данного объекта.
5. Решение местного органа исполнительной власти о предварительном согласовании места размещения объекта.
6. Акт выбора земельного участка (трассы) для строительства и прилагаемые к нему материалы.
7. Архитектурно-планировочное задание, составленное в установленном порядке.
8. Технические условия на присоединение проектируемого объекта к источникам водо-, тепло-, газо-, электроснабжения, инженерным сетям и коммуникациям.
9. Сведения о проведённых с общественностью обсуждениях решений о строительстве объектов.
10. Исходные данные по оборудованию, в т.ч. индивидуального изготовления.
11.Необходимые данные по выполненным научно-исследовательским и опытно-конструкторским работам, связанным с созданием технологических процессов и оборудования.
12. Материалы инвентаризации, оценочные акты и решения органов местной администрации о сносе и характере компенсации за сносимые здания и сооружения.
13. Материалы, полученные от местной администрации и органов государственного надзора, в т.ч. характеристика социально - экономической обстановки, сведения о природных условиях и состоянии  окружающей среды, данные о существовании источников загрязнения и др. сведения в соответствии с требованиями природоохранных  органов, санитарно-эпидемиологические условия в районе строительства.
14. Имеющиеся материалы инженерных изысканий и обследований, обмерочные чертежи существующих на участке строительства зданий и сооружений, подземных и наземных сетей и коммуникаций.    
15. Технические характеристики продукции предприятия.
16. Задание на разработку тендерной документации на строительство (при необходимости).
17. Заключения и материалы, выполненные по результатам обследования действующих производств, конструкций зданий и сооружений.
18. Технологические планировки действующих цехов, участков со спецификацией оборудования и сведениями о его состоянии, данные об условиях труда на рабочих местах.
19. Условия на размещение временных зданий и сооружений, подъёмно-транспортных машин и механизмов, мест складирования строительных материалов и др. 

1.6. Состав и содержание проектной документации на
строительство предприятий, зданий и сооружений по СНиП 11-01-95
Проект на строительство предприятий, зданий и сооружений состоит из следующих разделов.
1.	Общая пояснительная записка.
2.	Генеральный план и транспорт.
3.	Технологические решения.
4.	Организация и условия труда работников.
5.	Управление производством и предприятием.
6.	Архитектурно-строительные решения.
7.	Инженерное оборудование, сети и системы.
8.	Организация строительства.
9.	Охрана окружающей среды.
10.	Инженерно-технические мероприятия ГО. Мероприятия по предупреждению чрезвычайных ситуаций.
11.	Сметная  документация.
12. Эффективность инвестиций (кап.вложений).

Краткое содержание перечисленных документов
1.6.1. Общая пояснительная записка
Основание для разработки проекта, исходные данные для проектирования, краткая характеристика предприятия и входящих в его состав производств; данные о проектной мощности и номенклатуре, качестве, конкурентоспособности, техническом уровне продукции, сырьевой базе, потребности в топливе, воде, тепловой и электрической энергии; комплексное использование сырья, отходов производства, вторичных энергоресурсов; сведения о социально-экономических и экологических условиях района строительства.
Основные показатели по генеральному плану, инженерным сетям и коммуникациям, мероприятия по инженерной защите территории.
Общие сведения, характеризующие условия и охрану труда работающих, санитарно-эпидемиологические мероприятия; основные решения, обеспечивающие безопасность труда и условия жизнедеятельности маломобильных слоев населения.
Сведения об использованных в проекте изобретениях. 
Технико-экономические показатели проекта, их сопоставление с показателями утверждённого (одобренного) обоснования инвестиций в строительство объекта и установленным заданием на проектирование, выводы и предложения по реализации проекта.
Сведения о проведённых согласованиях проектных решений; подтверждение соответствия разработанной проектной документации государственным нормам, правилам, стандартам, исходным данным, а также техническим условиям и требованиям, выданным органами государственного надзора (контроля) и заинтересованными организациями при согласовании места размещения объекта. Оформленные в установленном порядке согласования об отступлениях от действующих нормативных документов
Пример содержания общей пояснительной записки
Введение.
1. Общие сведения.
2. Климатически условия. 
3. Геологическая часть.                                                                                                                                         
3.1. Общие сведения о месторождении.
3.2. Краткие сведения о геологическом строении месторождения.
3.2.1. Характеристика интрузивов.
3.2.2. Морфология и внутреннее строение рудных тел.
3.2.3. Вещественный состав.
3.2.4. Группы месторождений по сложности геологического строения.
3.3.	 Горнотехнические условия разработки участка месторождения.
3.3.1. Гидрогеологическая характеристика участка месторождения.
3.3.2. Мерзлотно-геотермическая характеристика участка.
3.3.3. Распространение и мощность многолетнемерзлых пород.
3.3.4. Горнотехнические условия эксплуатации.
3.4.	 Разведка месторождения, кондиции, запасы.
3.5.	 Прогнозные запасы.
4. Технологические решения.
4.1. Горные работы.
4.2.	 Переработка руды.
4.3.	 Генплан и транспорт.
4.4.	 Электроснабжение.
4.5.	 Теплоснабжение.
4.6.	 Водоснабжение и водоотведение.
4.7.	 Ремонтно-складское хозяйство
4.8.	 Строительные решения
4.9.	 Жилищно-гражданское строительство.
   4.10.Орана окружающей среды.
   4.11. Предупреждения и ликвидация последствий чрезвычайных ситуаций.
5. Технико-экономическая часть (численность трудящихся, производительность труда, кап.вложения, годовые издержки производства, товарная продукция и результаты деятельности, эффективность производства, основные технико-экономические показатели).
1.6.2. Генеральный план и транспорт
Генеральным планом обогатительной фабрики называют план взаимного расположения зданий, цехов, сооружений, складов, железнодорожных путей, безрельсовых дорог и др. коммуникаций.    
 Главную часть генплана составляет схема сооружений, фиксирующая взаимное расположение в плане и по высоте основных производственных корпусов фабрики, жёстко связанных межцеховыми ленточными конвейерами, а также транспортных сооружений (железнодорожных или автомобильных путей, линий канатных дорог и др.)  для подачи исходной руды и отгрузки концентрата.
Краткая характеристика района и площадки строительства, решения и показатели по генплану с учётом зонирования территории, внутриплощадочному и внешнему транспорту, выбор вида транспорта, основные планировочные решения, мероприятия по благоустройству территории, решения по расположению инженерных сетей и коммуникаций организация охраны предприятия.
Основные чертежи
Ситуационный план размещения предприятия, зданий, сооружений с указанием на нём существующих и проектируемых внешних коммуникаций, инженерных сетей и селитебных территорий, границы санитарно-защитной зоны, особо охраняемые территории. Для линейных сооружений приводится план трассы (внеплощадочных и внутриплощадочных), а при необходимости – продольный профиль трассы.
Картограмма земляных масс – для крупных предприятий и сооружений. 
Генеральный план, на котором наносятся существующие и проектируемые (реконструируемые) и подлежащие сносу здания и сооружения, объекты охраны окружающей среды и благоустройства, озеленение территории и принципиальное решение по расположению внутриплощадочных инженерных сетей и транспортных коммуникаций, планировочные отметки территории. Выделяются объекты, сети и транспортные коммуникации, входящие пусковые комплексы.
Пример содержания раздела 
1.	Генеральный план.
1.1.	Общие сведения. 
1.2.	 Природно-климатические условия строительства.
1.3.	Выбор строительной площадки.
1.4.	Генеральный план.
1.5.	Организация рельефа. 
2.	Транспорт. 
2.1. Общая часть.
2.2. Подъездные железнодорожные пути.
2.2.1.	Назначение путей.
2.2.2.	План и продольный профиль.
2.2.3.	Верхние строительные пути.
2.3.	Межплощадочные автодороги.
2.3.1.	Назначение дорог.
2.3.2.	Технические нормативы.
2.3.3.	План и продольные профили.
2.3.4.	Земляное полотно.
2.3.5.	Дорожная одежда.
2.3.6.	Искусственные сооружения.
2.3.7.	Пересечения и примыкания.
2.3.8.	Обустройство дорог. Организация безопасности движения.
1.6.3. Технологические решения
 Данные о производственной программе, краткая характеристика и обоснование решений по технологии производства. Характеристика сырья и его вещественный состав, физико-химические свойства исходного сырья. Анализ результатов исследований по обогащению и материалов работы действующих обогатительных фабрик перерабатывающих аналогичное сырьё. Выбор качественной схемы обогащения с обоснованием запроектированных технологических показателей. Количественная и водно-шламовая схемы и балансы по полезным компонентам и воде. Выбор типа,  размеров и количество основного оборудования; сравнение и выбор вариантов размещения основного оборудования. Сравнение и выбор вариантов внутрицехового транспорта, определение емкости бункеров, складов, выбор транспортного оборудования, производственный дренаж. Механизация и автоматизация производственных процессов. Решения по применению малоотходных и безотходных технологических процессов и производств. Характеристики межцеховых и цеховых коммуникаций.
Опробование и контроль технологических процессов.
Реагентное хозяйство (для флотофабрик). 
Выбор схемы электроснабжения и электрооборудования.
Решения по организации ремонтного хозяйства, включая выбор подъёмно-транспортного оборудования.
Компрессорная, воздуходувная и вакуумная станции. Потребность в топливе, реагентах и материалах.
Данные о количестве и составе вредных выбросов в атмосферу и сбросов в водные источники (по отдельным цехам, производствам, сооружениям).
Технические решения по предотвращению (сокращению) выбросов и сбросов вредных веществ в окружающую среду, оценка возможности возникновения аварийных ситуаций и решения по их предотвращению. Вид, состав и объем отходов производства, подлежащих  утилизации и захоронению.
Потребность в основных видах ресурсов для технологических нужд.
Основные чертежи
Принципиальная схема технологических процессов. Качественно-количественная и водно-шламовая схемы. Схемы цепи аппаратов. 
Технологические компоновки или планировки по корпусам (цехам) с указанием размещения оборудования и транспортных средств (планы и разрезы).
Схемы грузопотоков (для крупных предприятий).
Принципиальные схемы электроснабжения предприятия, сооружений.
Схемы трасс магистральных и распределительных тепловых сетей.
1.6.4.	Организация и условия труда работников
Санитарно-гигиенические условия труда работающих. Мероприятия по охране труда и технике безопасности, в т.ч. решения по снижению производственных шумов и вибраций, загазованности помещений, избытку тепла, повышению комфортности условий труда и т.д.
1.6.5. Управление производством и предприятием
Организационная структура управления предприятием и отдельными производствами, автоматизированная система управления и её информационное, функциональное, организационное и техническое обеспечения; автоматизация и механизация труда работников управления; результаты расчёта численного и профессионально-квалификационного состава работающих; число и оснащённость рабочих мест.
1.6.6.	 Архитектурно-строительные решения
Сведения об инженерно-геологических, гидрогеологических условиях площадки строительства. Краткое описание и обоснование архитектурно-строительных решений по основным зданиям и сооружениям.
Планы и разрезы основных зданий и сооружений. Характеристика основных зданий и сооружений, строящихся по типовым проектам. Описание решений по бытовому обслуживанию трудящихся фабрики. 
Выбор источников водоснабжения. Выбор площадки для хвостохранилища и метода укладки хвостов. Выбор способа очистки сточных вод. Система оборотного водоснабжения. 
Основные чертежи
Планы, разрезы и фасады основных зданий и сооружений со схематическим изображением основных несущих и ограждающих конструкций. 
1.6.7.	 Инженерное оборудование, сети и системы
Решения по водоснабжению, канализации, тепло-, газо-, электроснабжению, отоплению, вентиляции и кондиционированию воздуха.
Инженерное оборудование зданий и сооружений, в т.ч. электрооборудование, электроосвещение, связь и сигнализация, радиофикация и телевидение, противопожарные устройства и молниезащита и др.
Диспетчеризация и автоматизация управления инженерными системами.
Основные чертежи
Принципиальные схемы тепло-, электро-, газо-, водоснабжения и канализации и др.
Планы и профили инженерных сетей.
Чертежи основных сооружений.
Планы и схемы внутрицеховых отопительно-вентиляционных устройств, электроснабжения и электрооборудования, радиофикации, сигнализации, автоматизации управления инженерными сетями и др.
1.6.8. Организация строительства
Настоящий раздел разрабатывается в соответствии со СНиП «Организация строительного производства» и с учётом условий и требований, изложенных в договоре на выполнение проектных работ. 
1.6.9.	Охрана окружающей среды
Настоящий раздел выполняется в соответствии с государственным стандартом, СНиП, нормативными документами Госкомэкологии  РФ и др. нормативными актами, регулирующими природоохранную деятельность.
Сведения, которые должны содержаться в разделе
По охране окружающей среды – краткая характеристика физико-географических и климатических условий района строительства, сведения о существующих фоновых концентраций вредных веществ в атмосферном воздухе (по данным органов Госкомгидромета и Минздрава РФ); перечень источников выбросов; наименование выбрасываемых загрязняющих веществ; количественные характеристики выбросов загрязняющих веществ, в т.ч. возможных аварийных выбросов; результаты расчёта приземных концентраций, анализ и предложения по предельно допустимым и временно согласованным выбросам; обоснование решений по предотвращению (уменьшению) образования и выделения загрязняющих веществ в атмосферу и выбору оборудования, аппаратуры для очистки и выбросов в атмосферу и др.
Основные чертежи
Ситуационная схема-карта района размещения предприятия, зданий и сооружений с указанием на ней границ санитарно-защитной зоны, селитебной территории, зон отдыха, санаториев и местоположения расчетных точек.
Генеральный план, на котором показано расположение источников выбросов в атмосферу загрязняющих веществ и устройств по очистке этих выбросов.
Карты-схемы (сводные таблицы) с результатами расчетов загрязнения атмосферы при неблагоприятных условиях и выбросов по веществам и комбинациям веществ с суммирующимися вредными воздействиями.
По охране водоёмов от загрязнения сточными водами – исходные данные, выдаваемые местными органами администрации, санитарно-эпидемиологической службой, органами водного надзора и др. и характеризующие естественное состояние водоёмов. Решения по очистке потребляемых природных вод. Обоснование решений по оборотному водоснабжению, сведения об объёме сточных вод. Баланс водопотребления и водоотведения по предприятию в целом и по основным производственным процессам. Характеристика сточных вод. Обоснование решений по очистке сточных вод и утилизации обезвреженных элементов. Оценка эффективности намеченных проектных мероприятий по рациональному использованию и охране вод и рыбных запасов.
По восстановлению (рекультивации) земельного участка, охране недр и животного мира – обоснование способов снятия и хранения плодородного слоя почв, транспортирования его к месту укладки (или временного хранения) и нанесения плодородного слоя почвы на восстанавливаемый земельный участок. Данные об объёмах твердых отходов производства, перечень мероприятий по их переработке и утилизации для получения полезной продукции. Сведения о намечаемых мероприятиях по охране недр и сохранению среды обитания животных и путей их миграции. Данные о капитальных затратах, связанных с восстановлением земельного участка, охраной недр и животного мира. Оценка эффективности предусмотренных мероприятий.
Чертежи должны содержать план рекультивируемого земельного участка с планировочными данными и нанесенными на нём проектируемыми сооружениями, коммуникациями и др., чертежи, позволяющие определить объёмы строительных монтажных работ и сметную стоимость.
Пример содержания  раздела
   Введение
1.	Общие сведения о районе строительства. 
1.1. Краткая характеристика природного комплекса района.
1.1.1.	Климатические условия.
1.1.2.	Ландшафтная характеристика района.
1.1.3.	Инженерно-геологические условия.
1.1.4.	Гидрогеологические условия.
1.1.5.	Селевые условия.
1.1.6.	Сейсмика и лавинообразование.
1.1.7.	Многолетняя мерзлота.
1.1.8.	Почвенно-растительные условия.
1.1.9.	Животный мир.
1.1.10. Ихтиофауна.
1.1.11.	Рекреационные условия, памятники природы.
2. Характеристика планируемой деятельности.
2.1.	Состав предприятия.
2.2.	Горные работы.
2.3.	Технологии переработки руды.
2.4.	Электроснабжение.
2.5.	Теплоснабжение.
2.6.	Ремонтное и складское хозяйство.
3.	Охрана атмосферного воздуха от загрязнений.
3.1.	Характеристика источников выделения загрязняющих веществ.
3.2.	Параметры выбросов загрязняющих веществ.
3.3.	Расчет и анализ приземных концентраций.
3.4.	Обоснование принятого размера санитарно-защитной зоны.
3.5.	Прогнозирование возникновения аварийных ситуаций и залповых выбросов в атмосферу.
3.6.	Предложения по установлению предельно-допустимых выбросов.
3.7.	Плата за выбросы загрязняющих веществ в атмосферу.
3.8.	Организация контроля за выбросами загрязняющих веществ на предприятии.
4.	Мероприятия по охране водоёмов от загрязнения сточными водами.
4.1.	Гидрографическая характеристика территории.
4.2.	Использование водных ресурсов.
4.3.	Водопотребление и водоотведение предприятия.
4.4.	Карьерный водоотлив.
4.5.	Обоснование проектных решений по очистке сточных вод.
4.6.	Количество и характеристика сточных вод.
4.7.	Обработка, складирование и использование осадков сточных вод.
4.8.	Баланс водопотребления и водоотведения.
4.9.	Показатели использования водных ресурсов.
4.10.	Предложения по предупреждению аварийных сбросов сточных вод.
4.11.	Контроль водопотребления и водоотведения.
4.12.	Зона санитарной охраны источников водоснабжения и водозаборных сооружений.
4.13.	Обоснование принятых размеров водоохранных зон.
4.14.	Мероприятия по охране и рациональному использованию водных ресурсов.
4.15.	Мероприятия, направленные на предотвращение ущерба рыбным запасам и восстановление мест обитания рыб.
4.15.1.	Определение ущерба рыбным запасам.
5.	Охрана недр.
5.1.	Рекультивация нарушенных земель.
6.	Охрана лесов.
7.	Отходы производства.
7.1.	Расчёт нормативных объёмов образования отходов.
8. Оценка экономического ущерба, наносимого окружающей природной среде.
8.1. Определение экономического ущерба от годовых выбросов загрязнений в атмосферу воздуха.
8.2. Определение экономического ущерба от нарушения и загрязнения земельных ресурсов.
9.	Мониторинг проекта намечаемой деятельности
9.1.	Геокриологический мониторинг.
9.2.	Мониторинг состояния природных вод
9.3.	Мониторинг состояния воздушного бассейна.
Выводы
Список литературы, приложения.
1.6.10.	Инженерно-технические мероприятия ГО и мероприятия по предупреждению чрезвычайных ситуаций
Настоящий раздел выполняется в соответствии с нормами и правилами в области ГО, защиты населения и территории от чрезвычайных ситуаций природного техногенного характера.
1.6.11.Сметная документация
Для определения сметной стоимости строительства предприятий, зданий и сооружений (или их очередей) составляется сметная документация в соответствии с положениями, формами, приводимыми в нормативных документах Минстроя РФ (СНиП 11-01-95). Состав документации, разработанный на стадии проекта должен содержать: сводные сметные расчёты стоимости строительства, объектные и локальные сметные расчеты, сметные расчеты на отдельные виды затрат, в т. ч. на проектные и изыскательские работы.
Стоимость строительства в сметной документации заказчика рекомендуется приводить в двух уровнях цен: 
1. В базисном (постоянном) уровне, определяемом на основе действующих сметных норм и цен.
2. В текущем или прогнозном уровне, определяемом на основе цен, сложившихся ко времени составления сметы или прогнозируемых к периоду осуществления строительства.
На основе текущего (прогнозного) уровня стоимости, определённого в составе сметной документации, заказчик и подрядчики формируют свободные (договорные) цены на строительную продукцию. Эти цены могут быть открытыми, т.е. уточняемыми в соответствии с условиями договора (контракта) в ходе строительства, или твёрдыми (окончательными).
В результате совместного решения заказчика и подрядной строительно-монтажной организации оформляется протокол (ведомость) свободной (договорной) цены на строительную продукцию по соответствующей форме.
При составлении сметной документации, как правило, используется ресурсный (ресурсно-индексный) метод, при котором сметная стоимость строительства определяется на основе данных проектных материалов о потребных ресурсах (рабочей силе, строительных машинах, материалах и конструкциях) и текущих (прогнозных) ценах на эти ресурсы.
В сводном сметном расчете отдельной строкой предусматривается резерв средств на непредвиденные работы и затраты (для строек, осуществляемых за счет капвложений из республиканского бюджета – не более 3 % по объектам производственного значения и не более 2 % - по объектам социальной сферы), начисляемый от общей сметной стоимости в текущем уровне цен.
1.6.12. Эффективность инвестиций
Настоящий раздел выполняется в соответствии с «Методическими рекомендациями по оценке эффективности инвестиционных проектов и их отбору для финансирования», утверждёнными Госстроем РФ, Минэкономики РФ, Минфином и Госкомпромом РФ (№ 7-12/47 от 31.03.94 г.).
На основе количественных и качественных показателей, полученных при разработке соответствующих разделов проекта, выполняются расчеты эффективности инвестиций.
Производится сопоставление обобщённых данных и результатов расчетов с основными технико-экономическими показателями, определёнными в составе обоснований инвестиций в строительство данного объекта, заданием на проектирование и на его основе принимается окончательное решение об инвестировании и реализации проекта.
Пример содержания раздела
Введение.
1.	Основные технико-экономические показатели.
2.	Численность трудящихся и производительность труда.
3.	Капитальные вложения.
4.	Годовые издержки производства (эксплуатационные расходы).
5.	Товарная продукция.
6.	Эффективноcть производства.
7.	Выводы и предложения.
1.6.13. Примерный перечень технико-экономических показателей для объектов производственного назначения

№ п/п	Наименование показателя	Ед. измерения	
1	2	3	
1	Мощность предприятия, годовой выпуск продукции:		
	в стоимостном выражении    	млн т.	
	в натуральном выражении	в соотв. ед.	
2	Общая площадь участка	га	
3	Коэффициент застройки	коэф.	
4	Удельный расход на единицу мощности:		
	электроэнергии	кВт.час	
	воды	м3	
	природного газа	тыс.куб м.	
	мазута	т	
	угля	т	
	реагентов	т	
5	Общая численность работающих	чел.	
6	Годовой выпуск продукции на работающего:		
	в стоимостном выражении	тыс. руб/чел	
	в натуральном выражении	ед/чел	
7	Общая стоимость строительства	млн руб.	
8 	Удельные капитальные вложения	руб/ед.мощ.	
9	Продолжительность строительства	мес.	
10	Стоимость основных производственных фондов	млн руб.	
11	Себестоимость продукции	тыс.руб/ед.	
12	Балансовая (валовая) прибыль	тыс.руб.	
13	Чистая прибыль	тыс.руб.	
14	Уровень рентабельности производства	%	
15	Внутренняя норма доходности	%	
16	Срок окупаемости	лет	
17	Срок погашения кредита и др. заемных средств	лет	

Расчеты и анализ основных экономических и финансовых показателей рекомендуется приводить в виде таблиц (СНиП 11-01-95).
Перечень образцов расчетных и аналитических таблиц
1.	Производственная программа – табл. 1.
2.	Расчет выручки от реализации продукции – табл.2.
3.	Сводная ведомость инвестиционных издержек – табл. 3.
4.	Состав инвесторов и предполагаемые источники финансирования в предпроизводственный и производственный период – табл. 4
5.	Сроки и объемы погашения банковских кредитов – табл.5.
6.	Сводная ведомость накладных расходов –табл.6.
7.	Сводная ведомость производственных издержек – табл. 7
8.	Структура себестоимости продукции (по экономическим элементам) – табл. 8
9.	Расчет чистой прибыли и налога на прибыль – табл. 9.
10. Движение потоков наличностей (проектно-балансовая ведомость доходов и расходов) в период строительства и эксплуатации предприятия – табл. 10.
11. Обобщённые данные об эффективности инвестиций в создание (развитие) предприятия –табл. 11.
Таблица 1
Производственная программа
Наименование продукции	Единица
измерения	Объём производства по годам	
		1-ый год	2-ой год	3-ий год	
		%  от проектной мощности	кол-во	%  от проектной мощности	кол-во	%  от проектной мощности	кол-во	
1
2
3								

Таблица 2
Расчет выручки от реализации продукции
Наименование продукции	Единица измерения	Цена ед.	1-ый год	N-ый год	
			Объем	Выручка	Объем 	Выручка	
1
2
3							
Всего							

Примечание. Объём продаж (реализации) приводится в натуральных единицах, выручка (доход) от реализации в денежном выражении. 

Таблица 3
Сводная ведомость инвестиционных издержек
№
п/п	Статьи  затрат	Издержки*	Примечание	
		НВ, млн…	ИВ, тыс…		
1	2	3	4	5	
1	Земельный участок				
2	Машины и оборудование				
3	Производственные здания и сооружения				
4	Нематериальные активы (лицензии, патенты, ноу-хау и т.п.)				
5	Прочие основные производственные фонды				
6	Итого затрат на основные производственные фонды				
7	Объекты жилищно-гражданского назначения				
8	Всего				

Примечание. В таблице приняты обозначения: НВ – национальная валюта; 
       ИВ - иностранная валюта.
       * по годам инвестиционного периода – строительство, освоение производства,   эксплуатация на полную мощность.

Таблица 4
Состав инвесторов и предполагаемые источники финансирования в предпроизводственный и производственный период
Источники финансирования	Предпроизводственный период	Производственный период	
	Годы  1 2 ….t	Годы 1 2 ….t	
Общая сумма финансовых средств, в т.ч.:			
Собственные финансовые средства и внутрихозяйственные резервы предприятия 			
Акционерный капитал			
Ассигнования из республиканских и местных бюджетов, внебюджетные фонды			
Кредиты банков			
Государственные займы и кредиты			
Иностранный капитал (в долл.)			
Привлеченные финансовые средства			
Состав инвесторов и их долевое участие			
1
2			

Таблица 5
Сроки и объёмы погашения банковских кредитов
 (в соответствующих денежных единицах)

Сроки погашения кредита	
Объёмы кредитования	Из них	
		Выплаты в счет погашения основного долга (ссуды)	Выплаты % за кредит	
				
Итого:				
Примечание. Расчёт выполняется повариантно и по периодам погашения банковских    кредитов.
Таблица 6
Сводная ведомость накладных расходов
№
п/п	

Статьи расходов	Категории издержек	
		по обслуживанию производства	административные	финансовые	
1	2	3	4	5	
1	Затраты на оплату труда (включая отчисления на социальные нужды) работников, не занятых непосредственно в производстве	+	+		
2	Обязательное страхование имущества и отдельных работников	+	-	+	
3	Ежегодные платежи за земельный участок (земельный налог, земельная плата и т.д.) 	-	-	+	
4	Налог на имущество предприятия	-	-	+	
5	Платежи за пользование недрами и отчисления на воспроизводство минерально-сырьевой базы	-	-	+	
6	Выплаты ссудного процента в пределах установленной ставки	-	-	+	
7	Малоценные и быстроизнашивающиеся предметы	+	+	-	
8	Ремонт и обслуживание зданий и оборудования	+	+	-	
9	Платежи за предельно допустимые выбросы (сбросы) загрязняющих веществ	-	-	+	
10	Расходы по утилизации отходов	+	-	-	
11	Отчисления в ремонтный фонд предприятия	+	-	-	
12	Амортизация основных фондов, в т.ч. зданий и сооружений, оборудования	+	-	-	
13	Износ нематериальных активов	+	-	-	
14	Прочие расходы				
Примечания. 1. Расходы, связанные с административной и финансовой деятельностью, могут быть объединены в одну категорию «административно-финансовые издержки».
2.Таблица составляется с расшифровкой накладных расходов по статьям затрат для каждого варианта организационной структуры управления предприятием, схемы финансирования и др. решений, оказывающих влияние на уровень накладных расходов. 

Таблица 7
Сводная ведомость производственных издержек (млн руб.)
Статьи затрат	Годы	
	1  2 …. T	
……………………
	……………………	
Всего:	……………………

Таблица 8
Структура себестоимости продукции (по экономическим элементам)
№
п/п	Экономические элементы	Сумма (тыс. руб.)	Уд. вес элемента, %	
1	Материальные затраты в т.ч. по основным видам сырья и материалов			
2	Затраты на оплату труда			
3	Налоги от фонда оплаты труда			
4	Отчисления на социальные нужды			
5	Накладные расходы			
6	Амортизация основных фондов			
7	Налоги на имущество предприятия			
8	Прочие затраты			
Итого:

Таблица 9
Расчет чистой прибыли и налогов на прибыль,  млн руб.
№
п/п	Показатели	Годы	
		1  2….	
1	Выручка (валовый доход) от реализации продукции, в т.ч. налог на добавленную стоимость (НДС)		
2	Выручка от реализации продукции без НДС		
3	Затраты на производство реализованной продукции		
4	Прибыль (+) убытки (-) от внереализационных операций		
5	Балансовая прибыль		
6	Налоги		
7	Чистая прибыль (нарастающим итогом)		
8	Чистая дисконтированная прибыль		
9	Дисконтированная рентабельность		

Таблица 10
Движение потока наличностей (проектно-балансовая ведомость доходов и расходов) в период строительства и эксплуатации предприятия
Стадия инвестиционного периода	Строительство	Освоение производства, %	Эксплуатация на полную мощность, %	
Годы	1       2        3	4      5      6	 7       8       9…	
Производственная программа	0       0        0	55    75    80	100  100  100	
А. Приток наличностей				
1. Источники финансирования				
1.1. Ассигнования из республиканского и местных бюджетов				
1.2. Внебюджетные фонды				
1.3. Собственные ресурсы и внутрихозяйственные резервы				
1.4. Заёмные средства				
1.5…				
2. Выручка от реализации продукции				
3. Прочие поступления				
В. Отток наличностей				
1. Капитальные вложения				
2. Себестоимость реализованной продукции				
3. Выплаты по обязательствам				
4. Погашение задолженности по ссуде				
5. Выплата ссудного процента 				
6. Налог на прибыль				
7. Дивиденды, выплачиваемые владельцам акций				
8. Прочие расходы				
Превышение доходов над расходами
 (+), дефицит (-)	

Таблица 11
Обобщенные данные об эффективности инвестиций в создание (развитие) предприятия
№
п/п	Показатели	Варианты	
		А  Б  В  Г  …	
1	2	3	
1	Показатели эффективности с точки зрения интересов предпринимателя		
1.1.	Чистая прибыль (доход)		
1.2.	Годовая производительность КВ		
1.3.	Среднегодовая рентабельность КВ		
1.4.	Срок окупаемости КВ		
1.5.	Интегральный эффект		
1.6.	Внутренняя норма рентабельности затрат на создание и эксплуатацию предприятия		
1.7.	…		

Окончание таблицы 11
1	2	3	
2.	Показатели эффективности с позиций национальной экономики		
2.1.	Улучшение использования природных ресурсов		
2.2.	Прирост количества рабочих мест		
2.3.	Экономия валютных затрат на импортных товарах		
2.4.	Другие экономические и социальные выгоды		

Выводы
Основные выводы (преимущества) вариантов решений по инвестициям.…………………………………………………………………
Основные недостатки вариантов решений по инвестициям ……...
Общий вывод …………………………………………………………

1.7. Состав рабочей документации
Состав рабочей документации на строительство предприятий, зданий и сооружений определяется соответствующими государственными стандартами СПДС и уточняется заказчиком и проектировщиком в договоре (контракте) на проектирование. 
Государственные, отраслевые и республиканские стандарты, а также чертежи типовых конструкций, изделий и узлов, на которые имеются ссылки в рабочих чертежах, не входят в состав рабочей документации и могут передаваться проектировщиком заказчику, если это оговорено в договоре.
Пример состава рабочей документации
-	рабочие чертежи, разрабатываемые в соответствии с государственными стандартами СПДС. В состав рабочих чертежей входят: чертежи установки технологического, транспортного, энергетического и др. оборудования и связанных с этим оборудованием коммуникаций; чертежи сетей и устройств электроснабжения, освещения, автоматизации, сигнализации, водоснабжения, отопления, вентиляции, канализации и др. сетей; архитектурно-строительные чертежи – планы по этажам, разрезы и фасады зданий, монтажные чертежи строительных конструкций; общие виды и детальные чертежи нетиповых элементов и конструкций – чертежи фундаментов оборудования и зданий в соответствии с уточнёнными инженерно-геологическими данными; чертежи нестандартного оборудования; чертежи сооружений и устройств, связанных с охраной природы, труда и техники безопасности;
-	сметная документация;
-	ведомости объёмов строительных и монтажных работ;
-	ведомости и сводные ведомости потребности в материалах;
-	сборники спецификации оборудования;
-	опросные листы и габаритные чертежи на соответствующие виды оборудования и изделий; 
-	проектно-сметная документация на строительство зданий и сооружений, входящих в пусковой комплекс;
-	исходные данные к разработке конструкторской документации на оборудование индивидуального изготовления и др. 

1.8. Организация и порядок проектирования
1. Технологическому проектному институту, который будет проектировать обогатительную фабрику поручается выполнить изыскательские работы и НИР по обогащению. Может быть и иной вариант. 
2. Решается вопрос о  составлении технологического регламента (заключается договор).
3.Одновременно по инициативе заказчика и проектной организации создается комиссия по выбору площадки для строительства предприятия.
4. Готовится обоснования инвестиций в строительство обогатительной фабрики.
5. Заказчиком готовятся договор на проектирование и исходные данные, рассмотренные выше.
6. Выполненный проект согласовывается с нижеследующими организациями (на примере Забайкальского края): 
-	государственный санитарно - эпидемиологический надзор (ГСЕН);
-	комитет по природным ресурсам;
-	управление Читинского округа Госгортехнадзора РФ;
-	администрация местного района;
-	федеральная служба  по гидрометеорологии и мониторингу окружающей среды;
-	читагоскомэкология;
-	ТГК-14;
-	комитет по земельным ресурсам и землеустройству Забайкальского края;
-	Забайкаллесхоз;
-	Байкалрыбвод;
-	управление по охране , контролю и регулированию использования охотничьих животных Забайкальского края;
-	комитет по водному хозяйству
-	пожарная техническая инспекция
-	при необходимости – штаб СИБВО и пограничная федеральная служба;
-	штаб ГО и чрезвычайных ситуаций;
-	Забайкальский отдел инспекции радиационной безопасности (Госатомнадзор).
-	комитет культуры
-	представляется протокол общественных обсуждений проекта и др.
7. После окончания проектирования и согласования проект подлежит обязательной государственной экологической экспертизе, которая осуществляется комиссией из представителей ведущих специалистов по профилю проекта.
Экспертная комиссия составляет своё заключение по всем вопросам, разработанным в проекте, т.е. анализирует все составные его части.
При положительном экспертном заключении проект направляется на утверждение, при отрицательном – возвращается на доработку.

1.9. Терминология и условные обозначения при проектировании обогатительных фабрик
Полезные ископаемые – минеральные образования земной коры, химический состав и физические свойства которых позволяют экономически эффективно использовать их в сфере материального производства.
Руда – природное минеральное образование, содержащее какой-либо компонент или несколько компонентов в концентрациях, при которых экономически целесообразно их извлечение.
Полезный компонент – составная часть полезного ископаемого, имеющая промышленное значение и используемая в общественном производстве.
Концентрат – продукт переработки полезных ископаемых, в котором содержание извлекаемых полезных компонентов выше, чем в исходном минеральном сырье.
Технологически обусловленными (базовыми) потерями – называют ту часть количества компонента, которая не может быть извлечена из данного вида сырья прогрессивными экономически целесообразными технологиями.   
Технологический баланс – баланс полезных компонентов, составленный по данным аналитического контроля. 
Товарный баланс – баланс полезных компонентов, составленный по данным весового учета массы перерабатываемого сырья, отгруженных товарных продуктов с учетом оставшихся в незавершенном производстве, а также отходов и потерь в процессе обогащения (переработки).
Переработка (обогащение) – совокупность технологических операций, которым подвергается то или иное полезное ископаемое после его добычи из недр земли (механические, физические, химические, физико-химические или их сочетания) до поступления на металлургический завод, химическое производство или в непосредственное использование.
Технологические операции - операции обработки полезного ископаемого, производимые для изменения его качества или разделения на продукты различного состава.
Технологические операции разделяют на подготовительные, обогатительные, доводочные и вспомогательные.
Подготовительные операции – дробление, измельчение, при помощи которых уменьшается крупность кусков и руда приводится в разрыхлённое состояние. Кроме того, сюда относят грохочение, классификацию и промывку.  
Обогатительные – все операции, в результате  которых достигается разделение руды по минеральному составу (гравитация, флотация и др.).
Доводочные – операции доработки концентратов и хвостов – обезвоживание, очистка, повышение качества за счет дополнительных операций обогащения и др.  
Вспомогательные – операции, тесно связанные с технологическими – все виды внутрифабричного транспорта, загрузка, разгрузка и распределение руды и продуктов обогащения, операции снабжения электроэнергией, водой, воздухом, паром; контроль, опробование и учет исходного сырья и продуктов обогащения.
Схема обогащения – графическое изображение совокупности технологических операций, которым подвергается полезное ископаемое и  последовательность их проведения на обогатительной фабрике. 
 Схема обогащения, содержащая данные о качественных изменениях обрабатываемого полезного ископаемого и продуктов обогащения (состав влажность, крупность), называется качественной. Если в схеме указывают количество руды и продуктов, получаемых в отдельных операциях, то ее называют количественной. На таких схемах количественные данные указываются  в т/сутки, т/час или в процентах от исходной руды, принимаемой за 100 %. Обе схемы часто совмещают в одну – качественно-количественную.
Схема, содержащая данные о количестве воды в отдельных операциях и  продуктах обогащения, называется водно-шламовой. На таких схемах указывается количество воды в операциях и продуктах обогащения в  виде весового отношения жидкого к твердому (Ж:Т), которое численно равно количеству кубических метров воды, приходящихся на 1 т твёрдого (м3/т), или в процентах твердого (весовых). Указывается также количество воды, добавляемой в операцию или к продукту в м3/час или м3/сутки.
Все три схемы – качественную, количественную и водно-шламовую обычно совмещают в одну технологическую схему обогащения. 
Схема обогащения, отражающая только главные особенности качественной  схем, называется принципиальной.
Схема цепи аппаратов – это графическое изображение пути следования полезного ископаемого и продуктов его обработки на обогатительной фабрике через аппараты. На схеме указывают тип, число и размеры аппаратов. Схему изображают в виде линий, в узловых точках которой показывают аппараты при помощи условных изображений, напоминающих их внешний вид.
Стадия обогащения – совокупность операций измельчения, классификации и обогащения, в результате которых получают один или несколько конечных продуктов обогащения.
Цикл обогащения – группа операций обогащения, обладающих общими признаками, относящимися к качеству полезного ископаемого, к цели обогащения или к самому процессу обогащения и его режиму.  
В формулах при проектировании приняты следующие обозначения и правила написания:
- абсолютные показатели – в тоннах в единицу времени;
- относительные показатели – в долях единицы или процентах;
- номера продуктов обозначают арабскими, а номера операций – римскими цифрами;
- нижний индекс показывает номер продукта или операции в схеме;
- верхний индекс указывает характерную для данного класса крупность зерен (максимальную, минимальную, среднюю) или является обозначением какого-либо компонента, содержащегося в продукте;
- Qп – масса сухого продукта с номером (п) (например, Q1 – вес сухого исходного питания обогатительной фабрики);
-  = Qп/Q1 – выход продукта по отношению к исходному питанию обогатительной фабрики;
- 1п = Qп – вес продукта поступающего в операцию – выход продукта по отношению к питанию операции (частный выход);
- п – содержание в продукте расчетного компонента (металла, минерала,  расчетного класса крупности и т.п.);
- dп – содержание (приращение) в продукте узкой по  крупности фракции со средней крупностью d;
- -dп – содержание в продукте класса крупностью от 0 до d;
- +dп  - содержание в продукте класса крупнее d;
- -а+dп – содержание в продукте класса крупностью –а+d;
- Рп=Qпп=Q1пп – вес расчётного компонента в продукте (соответственно Р1 = Q11 – вес расчетного компонента в исходном питании обогатительной фабрики);
- п  = Рп/Р1  = Qпп/Q11 = пп/1 – извлечение компонента в продукте п по отношению к исходному питанию (общее извлечение);
- 1п  (или Еп) – извлечение компонента в продукте п по отношению к питанию операции (частное извлечение) или, если этот показатель относится к операциям грохочения, общая эффективность грохочения в операции  по классу зёрен размером, меньшим отверстий грохота;
- а – размер отверстий сита грохота, мм;
- d – крупность зерна, мм; 
- i – ширина выпускной щели дробилки, мм;
- S –степень дробления (измельчения).

1.10. Технологические требования к проектированию обогатительных фабрик
1.10.1. Перечень документации, которая должна быть предусмотрена в проектах на обогатительные фабрики
1.	Лицензия на право пользования недрами с обязательным указанием извлекаемых компонентов, а также уровня добычи минерального сырья в случаях, когда предприятие принадлежит пользователю недр.
2.	Утвержденный проект на строительство и реконструкцию предприятия.
3.	Утвержденная технологическая инструкция (регламент) по переработке минерального сырья.
4.	Инструкция по составлению товарного и технологического баланса по всем извлекаемым компонентам согласно технологическому регламенту, разрабатываемая и утверждаемая на предприятии на основании типовой инструкции.
5.	Инструкция по контролю технологического процесса со схемой опробования и указанием контролируемых параметров по каждой точке опробования, разрабатываемой и утверждаемой на основании технологического регламента.
6.	Инструкция о мерах безопасности и порядке применения токсичных реагентов и источников ионизирующих излучений, утверждённая в установленном порядке.
1.10.2. Требования к минеральному сырью, предназначенному к обогащению 
Минеральное сырье, поступающее на обогащение, должно отвечать требованиям, принятым в технологической  части проекта или в технологическом регламенте.
1.	Каждая партия минерального сырья, поступающая на обогатительную фабрику, должна иметь сертификат (паспорт) горного цеха с указанием количества сырья, содержания в нём основных и попутных компонентов, а также лимитируемых примесей.
2.	Порядок и ритмичность поставок минерального сырья обогатительной фабрике должны предусматривать создание необходимого запаса для проведения предварительного усреднения или шихтовки.
3.	Контроль (входной контроль) за фактическим качеством и количеством минерального сырья осуществляется службой ОТК.
4.	Запрещается переработка минерального сырья с нарушениями технических и технологических требований, приводящих к снижению извлечения полезных компонентов или ухудшающих качество конечной продукции.
5.	Определение количества исходного сырья, поступающего на обогатительную фабрику, должно осуществляться только взвешиванием.
При переработке песков россыпных месторождений допускается вести учёт переработанного сырья по маркшейдерским замерам.
7. Временно неиспользуемое сырьё должно учитываться, складироваться и сохраняться для дальнейшей переработки. При складировании и хранении должны приниматься меры по предотвращению потерь и порчи минерального сырья от воздействия атмосферных явлений, самовозгорания и др. причин. 
1.10.3. Требования к составлению балансов металлов
1.	Баланс продуктов обогащения должен составляться за смену, сутки, месяц, квартал, год и является техническим отчётом, содержащим качественные и количественные данные о работе обогатительной фабрике.
2.	Предусматривается составление двух балансов – технологического и товарного.
3.	Критерием правильности составления товарного баланса является малая величина (2…3 %) его расхождения с технологическим или разностью между массами полезного компонента, поступившего и вышедшего за пределы обогатительной фабрики в учтённых продуктах.
4.	Существует правило: в пределах расхождения (невязки), в зависимости от знака, полезный компонент распределяется между продуктами: избыток относится на повышение содержания в исходной руде, а недостаток  корректируется пропорциональным изменением содержания его в исходной руде (снижением) и в отвальных хвостах (повышением). 
Это правило распространяется только на месячные балансы.
1.10.4. Требования к выбору и расчету технологических схем обогащения минерального сырья
1. Технологические схемы должны разрабатываться в нескольких вариантах с целью их сопоставления, технико-экономической оценки и выбора оптимального решения.
2.	Должно предусматриваться оптимальное извлечение основных ценных компонентов, обеспечивающих минимальные потери с отвальными продуктами.
3.	 Необходимо определять оптимальное содержание ценных компонентов в концентратах, обеспечивающее наиболее высокое сквозное извлечение.
4.	Предусмотреть выделение сопутствующих компонентов в самостоятельные виды продукции.
5.	Решить вопросы улавливания ценных компонентов из сточных  вод, оборотных вод и продуктов газоочистки.
6.	Запроектировать возможность использования твердых отходов производства для закладки горных выработок, в качестве стройматериалов, сырья для производства стройматериалов и т.д.
7.	Предусмотреть раздельное складирование некондиционных продуктов обогащения и отходов производства с целью их дальнейшего использования.
1.10.5. Требования к графическому изображению и расчету технологических схем
1.Указать все стадии и операции дробления, измельчения, классификации, обогащения и обезвоживания продуктов обогащения.
2.	Технологическая схема должна совмещать качественную, количественную и водно-шламовую схемы.
3.	На схеме указываются: выхода всех продуктов, извлечение в каждую операцию, содержание ценных компонентов, процентное содержание твёрдого в пульпе по операциям,   также объём твердого, воды и пульпы по операциям.
4.	Показываются в виде таблицы конечные показатели переработки и режим работы основных процессов и переделов.
5.	Показывается время флотации (если она есть), температурный режим флотации, наименование, расход  и точки подачи реагентов.     
1.10.6. Требования к проектированию усреднения качества  руды
1.Усреднение руды на обогатительных  фабриках в сменных и внутрисменных партиях необходимо проектировать во все случаях, когда колебания показателей качества от среднепланового (или другого базового уровня) в этих объёмах  превышают допустимый по технологическому регламенту уровень.
2.	Усреднение качества руды на обогатительных фабриках необходимо предусматривать в дополнение к мероприятиям по усреднению качества руды на руднике. Оба мероприятия (на руднике и обогатительной фабрике) должны дополнять друг друга.
Виды усреднения на обогатительных фабриках:
а) многослойные усреднительные двухштабельные склады, которые в зависимости от схемы рудоподготовки, принятой на обогатительной фабрике, размещаются после операции крупного дробления (для схем полусамоизмельчения руды);
б) склады (многослойные) или бункера после мелкого дробления (для схем стандартного измельчения).
3.	При селективной выемке и обогащении разных технологических сортов производится раздельное внутрисортовое усреднение, при валовой добыче и переработке – усреднение  общего потока руды.
4.	Усреднение проектируется в две или три стадии (первая – в горном цехе). Во второй стадии предусматривается рудничный слоевой склад (реже сортовой или обменный) вместимостью на 6-9 смен), в третьей – фабричный многослойный усреднительный склад вместимостью до 21 смены или более.
5.	При выборе и расчёте усреднения производится определение глубины усреднения, степени усреднения и продолжительности периода стабилизации.
6.	Для расчётов используют данные по качеству руды в недрах (в потоке с рудника) в сменных и суточных партиях, или данные интервальных проб геологической разведки 10…15 м. При проектах для действующих обогатительных фабрик используют данные опробования буровзрывных скважин и руды при подаче на обогатительную фабрику.
7.	Усреднение пульпообразных продуктов проектируют следующими способами:
-  объединение  и смешивание нескольких потоков пульпы;
- применение механических смесителей или технологического оборудования, выполняющего функции смесителей, например, сгустителей;
-	компенсационное усреднение пульпы путём ее накопления в различных ёмкостях и последующего смешивания;
-	сдвиг фазы путем отсечения и задержки части пульпы.
Контрольные вопросы:
1.	По каким признакам классифицируются обогатительные фабрики 
2.	Какие требования предъявляются к проектам обогатительных фабрик 
3.	Чем отличаются стадии предпроектных работ и непосредственного проектирования 
4.	В чём принципиальное различие между одно- и двухстадийным проектированием 
5.	Что понимается под технологическим регламентом для обогатительных предприятий  
6.	Порядок разработки и утверждения технологического регламента. 
          7.Перечень исходной документации для проектирования.
8.	Какие исходные материалы требуются для проектирования обогатительных фабрик 
9.Состав и содержание разделов проектов обогатительных фабрик.
10.	Что понимается под проектированием обогатительных фабрик и проектом 
11.	Что входит в состав рабочей документации  
12. Общий порядок проектирования в Российской Федерации.
13. Виды технологических операций. 
14. Понятие  о схемах обогащения и их виды. В чём различия между стадией и циклом обогащения 
15. В чём заключаются технологические требования при проектировании обогатительных фабрик к минеральному сырью, составлению балансов металлов, выбору и расчёту технологических схем обогащения минерального сырья, графическому изображению  и расчёту технологических схем и проектированию усреднения  качества руды  

2. Генеральный план обогатительной фабрики
2.1. Выбор площадки для строительства фабрики

Выбор площадки для строительства промышленного предприятия – одна из первых задач проектирования.
Для выбора площадки строительства создается комиссия из представителей заказчика проекта, проектного института,   а также других заинтересованных организаций. 
Комиссия составляет акт о выборе площадки для строительства, являющийся документом о согласовании принятых решений на подключение предприятий, зданий и сооружений к источникам электроснабжения, инженерным сетям и коммуникациям, а также намеченных мероприятий по охране окружающей среды.
При выборе площадки необходимо иметь и учитывать данные: сведения о ближайших населённых пунктах, перспективы развития ближайших населённых пунктов и предприятий, наличие свободных трудовых ресурсов, транспортные условия, расстояние до ближайших железнодорожных станций и крупных автомобильных магистралей, сведения о предполагаемых источниках тепло- и энергоснабжения, условия промышленного и питьевого водоснабжения, топографический план местности в горизонталях с указанием существующих зданий и сооружений, сведения о растительном покрове, составе и свойствах грунтов и допустимые на них нагрузки, характер местных строительных материалов, климатические условия для строительства, уровень и состав грунтовых вод, глубина промерзания грунта, колебания температуры и т.д.  
Решающими факторами при выборе конкретной площадки строительства являются: транспорт руды, концентратов и хвостов, источники водоснабжения, инженерно-геологические условия, размещение хвостохранилища и жилого поселка, охрана окружающей среды.     
Обычно очень часто рассматривается вариантность площадки, т.е. рекомендуется для окончательного выбора несколько площадок и оптимальный выбор обосновывается технико-экономическими расчётами.
Может быть несколько вариантов расположения обогатительной фабрики: при месторождении, при заводе и между месторождением и заводом.
1. Обогатительные фабрики, как правило, размещают в районе рудной базы – вблизи месторождения полезного ископаемого. 
Преимущества такого расположения:
- сокращение транспортных расходов на перевозку большого количества бедной по содержанию ценного компонента рудной массы, особенно при небольшом выходе концентрата;
- выделение в процессе обогащения и складирование на месте добычи пустой породы и отвальных хвостов (до 95…96 % от исходной массы);
- использование хвостов для гидравлической закладки выработанного пространства при подземном способе добычи полезного ископаемого;
- объединение рудника и обогатительной фабрики в единый производственно-технологический комплекс позволяет сократить расходы на объединении комплекса вспомогательных производств – ремонтного, энергетического, складского и др.;
- создание общих инженерных коммуникаций и объектов коммунального и культурно-бытового назначения предприятия.
2. При выпуске большого количества концентратов обогатительную  фабрику иногда выгоднее разместить в районе металлургического завода и  за счет этого сократить потери концентратов при их транспортировке.
3. При невозможности размещения обогатительной фабрики в районе месторождения или завода ее располагают на небольшом от них расстоянии. Такой вариант может возникнуть и при неблагоприятных инженерно-геологических и сейсмических условиях строительства в районе месторождения, по санитарным требованиям охраны окружающей среды, экологическим и другим причинам.
4. На крупных месторождениях горный цех, обогатительную фабрику и металлургический завод размещают непосредственно на самом месторождении.
5. При наличии многих мелких месторождений строят районную обогатительную фабрику, перерабатывающую руды всех мелких месторождений.
На стадии выбора площадки составляют предложения по оптимальному варианту на основе технико-экономических расчетов. Площадку также выбирают на основании инженерных изысканий и тектонических особенностей района строительства.

2.2. Требования, предъявляемые к выбранной площадке
1.	Площадка не должна размещаться в зоне оруденения и над подземными выработками.
2.	Площадка не должна размещаться в зонах оползней, селевых потоков, снежных лавин и паводковых вод, на участках тектонических нарушений.
3.	Площадка должна размещаться с подветренной стороны для ветров преобладающего направления по отношению к жилой застройке, т.к. при работе обогатительной фабрики возможно выделение производственных вредных веществ – пыли, дыма, газов и др.
4.	Границы санитарно-защитной зоны (СЗЗ) зависят от категории опасности предприятия по общему годовому количеству выбрасываемых загрязняющих веществ и определяются следующими размерами:
	1 категория – при выбросе более 106 т/год – ширина СЗЗ – 1000 м
2 категория – при выбросе 104 до 106   т/год – ширина СЗЗ –500 м
	3 категория – при выбросе от 103 до 104  т/год – ширина СЗЗ – 300 м
	4 категория – при выбросе 102 до 103  – ширина СЗЗ – 100 м
	5 категория – при выбросе менее 102 т/год – ширина СЗЗ – 50 м.
5.	Площадка не должна размещаться в зонах санитарной охраны питьевого водоснабжения; на территориях лесопарковых зон, выполняющих санитарно-гигиенические функции; на землях заповедников и их охранных зон, а также на участках, загрязнённых радиоактивными отходами
6.	Размеры площадки и её рельеф должны отвечать условиям требуемой компоновки технологической схемы и иметь уклон 10-150 с прямолинейными горизонталями в пределах проектируемой застройки.
Иногда встречается вариант, кода крупное дробление размещают на бортах карьеров, в карьерах или в подземных выработках.
При расположении обогатительной фабрики на наклонной площадке возможно в большей мере использовать самотечный транспорт и тем самым уменьшить капитальные затраты и эксплуатационные расходы, однако стоимость фабричных зданий при этом несколько возрастает. 
Обогатительные фабрики с самотечным транспортом продуктов обогащения наиболее экономично располагать на площадке, допускающей дешёвую доставку руды  в верхнюю первичную операцию и самотечное движение продуктов через все последующие операции обработки. Оптимальный уклон фабричной площадки при замкнутых схемах обработки должен обеспечить самотечное движение продуктов через операции обработки для главных потоков, несущих основную массу материала. При большом количестве оборотов продуктов преимущества площадок с крутым уклоном невелики.
7. Площадка должна удобно присоединяться к ближайшей железнодорожной станции или к близлежащему подъездному пути, либо автомобильной дороге.
8. Хвостохранилище следует располагать по отношению к посёлку и обогатительной фабрике с подветренной стороны.   

2.3	Основные схемы размещения оборудования
Применяют три основные схемы размещения оборудования – многоэтажную, уступчато-одноэтажную и комбинированную.
Многоэтажная схема – применима для любого уклона площадки обогатительной фабрики. при крутом уклоне площадки исходное сырьё доставляется в приемные устройства , располагаемые на верхних этажах. При горизонтальной или слабонаклонной площадке руда подается на верхний этаж обогатительной фабрики наклонными ленточными транспортерами или элеваторами. Если обогатительная фабрика располагается при шахте, то увеличивают высоту копра и поднимают руду на 50…60 м, а дробильное отделение размещают при копре шахты.
Уступчато-одноэтажная – предусматривает размещение аппаратов на отдельных уступах. Аппараты смещаются в вертикальном и горизонтальном направлениях по линии падения местности. Вся аппаратура устанавливается на низких фундаментах или перекрытиях. Здания получаются одноэтажными, но с разными отметками полов.
Комбинированная схема – предусматривает размещение оборудования частично по первой, частично – по второй схеме.  
При любой схеме размещения оборудования цепь аппаратов подразделяется на отдельные компоновочные узлы, т.е. группы аппаратов, располагаемых близко один к другому и связанных самотечным транспортом или короткими конвейерами. Каждый компоновочный узел характеризуется определенной разностью отметок начальной и конечной точек узла и его можно перемещать в плане и по высоте как единое целое. Отдельные компоновочные узлы связываются ленточными конвейерами, элеваторами, насосами или желобами. (Например: узел – бункер, пластинчатый питатель, щековая дробилка; узел – транспортер, конусная дробилка, транспортер и др.).
При небольших уклонах площадки часто оказывается выгодным применение двухмаршевых или трехмаршевых систем конвейеров, вынесенных в направлении, перпендикулярном падению местности.
При обработке по замкнутым схемам мелких, разбавленных водой продуктов, многоэтажная схема становится невыгодной из-за высоких затрат на внутрицеховый транспорт.
Общие  правила размещения оборудования на обогатительных фабриках по любой схеме.       
1.	 Тяжелое оборудование – крупные дробилки, мельницы -  следует устанавливать на низких фундаментах, как правило, не связанных со стенами здания.
2.	Цехи с большими пролетами, обслуживаемые мостовыми кранами, следует строить в один этаж.
3.	Однотипные аппараты, устанавливаемые в большом количестве на значительной площади, следует размещать в одноэтажном здании, т.к. установка таких аппаратов на разных этажах менее удобна для обслуживания и требует при замкнутых схемах обработки подъёма промпродуктов на некоторую высоту.

2.4.	Характеристика компоновочных решений на различных обогатительных фабриках
Флотационные обогатительные фабрики большой и средней производительности компонуют по уступчато-одноэтажной схеме, т.к. для этих фабрик характерны большие площади цехов измельчения, флотации и сгущения, малые уклоны транспортирующих желобов и большие количества оборотных продуктов. В отдельных пролетах корпусов возможна двухэтажная компоновка.
Гравитационные обогатительные фабрики, предназначенные для обогащения каменных улей и марганцевых руд, а также промывочно-гравитационные обогатительные фабрики для марганцевых руд характеризуются применением легкого дробильного оборудования (зубчатых валков, молотковых дробилок и д.р.), сравнительно небольшими площадями цехов дробления, грохочения и отсадки, крутыми уклонами транспортирующих желобов и небольшими выходами оборотных продуктов. При этих условиях обычно рациональна многоэтажная схема размещения оборудования.
Магнитообогатительные фабрики с мокрой сепарацией тонковкрапленных руд компонуются, как флотационные обогатительные фабрики. Фабрики, перерабатывающие крупновкрапленные магнетитовые руды сухой магнитной сепарацией, сравнимы с гравитационными обогатительными фабриками, т.е. обычно компонуются по многоэтажной схеме.
Для промывочных обогатительных фабрик применимы обе схемы компоновки. При горизонтальной или слабонаклонной площадках чаще всего применяется многоэтажная схема, а при крутопадающей площадке – одноэтажная. 
Гравитационные обогатительные фабрики для мелковкрапленных руд редких металлов обычно компонуются по уступчато-одноэтажной схеме. При крупном материале может оказаться более выгодной комбинированная схема компоновки.
Многоэтажную схему применяют в условиях стеснённой площадки для уплотнения генерального плана, а также когда под фабричными зданиями оставляют целики полезного ископаемого (углеообогатительные фабрики на шахтах).

2.5.	Принципы проектирования ситуационного плана промышленного комплекса
1. В практике проектирования и строительства рудоперерабатывающих предприятий получило распространение размещение обогатительных фабрик в составе горнообогатительного комбината (ГОКа). 
2. Ситуационный план – основа проекта генплана обогатительной фабрики и промплощадок, входящих в состав ГОКа объектов. В нем координируются планировочные решения объектов основного технологического комплекса, вспомогательных производств и транспортных коммуникаций, селитебной территории и строительной индустрии.
3.	Ситуационный план разрабатывается в соответствии с размещением объектов, предусмотренных актом выбора площадок.
4.	Геодезической основой для составления ситуационного плана являются государственные картографические планы в масштабах 1:10000, 1:25000.
5.	Как правило, схемы ситуационных планов ГОКов характеризуют многообразие планировочных решений горно-обогатительного комплекса в зависимости от технологии переработки руды, видов карьерного транспорта, природных условий района месторождения, рельефа местности, инженерно-геологической структуры, сейсмичности и др. факторов.

2.6. Состав обогатительных фабрик и принципы проектирования генпланов
Обогатительные фабрики имеют в своем составе производственные и вспомогательные цеха.
К производственным цехам обогатительных фабрик, непосредственно связанным с обработкой исходного сырья, относят: отделение приема сырья, цех крупного дробления, дозировочно-аккумулирующие бункера, склады сырья; цехи среднего и мелкого дробления, измельчения, обогащения, обезвоживания, сушки; склады готовой продукции, отделения упаковки и погрузки готовой продукции, цех удаления и складирования хвостов, шламовые отстойники.
Вспомогательные цехи, отделы и службы обогатительных фабрик – водоснабжение, электроснабжение, реагентное отделение, ремонтный цех; склады запасных частей, материалов и топлива, котельная, отдел технического контроля, научно-исследовательская и химическая лаборатории, управление обогатительной фабрикой и административно-хозяйственная служба.
В отдельных случаях некоторые цехи и службы могут оказаться ненужными или же они включаются в состав других цехов. Например, иногда нет необходимости в аварийных складах сырья; на обогатительных фабриках, находящихся в районе металлургического завода, отсутствует сушка концентрата, а вспомогательные цехи являются общими с другими предприятиями.  
При малой производительности все аппараты устанавливаются в одном здании и фабрику на цехи не подразделяют.
Разработка генерального плана начинается с составления схемы сооружений и вся дальнейшая детализация его в отношении размещения обогатительных цехов и служб, транспортных путей, инженерных сетей и благоустройства подчинена основным решениям схемы сооружений.
Основа планировочных решений генплана обогатительной фабрики – технологическая схема переработки руды, применяемые процессы обогащения. 
По структуре компоновочных решений в схемах сооружений основного технологического комплекса обогатительной фабрики следует выделить характерные циклы процесса в зависимости от применяемого вида межцехового транспорта – ленточных конвейеров и трубопроводов гидравлического транспорта.
В отделении рудоподготовки, в состав которого входят корпус крупного дробления, склад крупнодробленой руды, корпус среднего и мелкого дробления, корпус грохочения, склад мелкодробленой руды – межцеховая транспортная связь осуществляется ленточными конвейерами. Расстояние между корпусами в этом случае определяется углами наклона ленточных конвейеров в зависимости от крупности материала, а также уклона рельефа площадки. Оптимальные углы наклона ленточных конвейеров  принимают: при крупности дроблёного материала 350…0 мм  - 14…16 0, при крупности 100…0 мм - 16…18 0, при крупности 35…0 мм - 20 0.
Расстояния между корпусами отделений флотации, обезвоживания и фильтрации, межцеховые технологические связи которых осуществляются трубопроводным гидравлическим транспортом, определяются требованиями санитарных и противопожарных норм проектирования промышленных предприятий. Санитарные разрывы между зданиями  с естественным освещением должны быть не менее наибольшей высоты до карниза противостоящих зданий. Санитарные разрывы от открытых складов угля и других пылящих материалов до вспомогательных зданий должны быть не менее 20 м, а до административно-конторских зданий – 50 м. Противопожарные разрывы между зданиями обогатительной фабрики в зависимости от огнестойкости должны быть в пределах 15…20 м, а между зданиями и складами горючих реагентов и жидкого топлива устанавливаются в зависимости от категории и вместимости склада 30…50 м. К зданиям должен быть обеспечен подъезд не менее, чем с двух сторон.

2.7. Общие правила проектирования генерального плана
1.	Схема сооружений производственных корпусов обогатительных фабрик должна быть простой и компактной и их расположение должно соответствовать требованиям технологического процесса. Потоки руды и продуктов обогащения должны  направляться по кратчайшим путям при наиболее рациональном использовании рельефа местности.
2.	По возможности следует соблюдать принципы зонирования, т.е. объединения на отдельных участках территорий цехов и сооружений, связанных однородностью технологического процесса или общностью условий энергопотребления, грузопотоков, пожарной безопасности, санитарно-гигиенических и других. В особые зоны обычно выделяются энергетические устройства – ТЭЦ, общая котельная, а также здания административно-хозяйственного назначения и бытового обслуживания.
3.	Приёмные устройства для руды, погрузочные бункера для готовых продуктов, слады топлива и материалов должны располагаться таким образом, чтобы протяженность железнодорожных путей и необходимый для проведения путей объем земельных работ были минимальными.
Железнодорожный внутрифабричный транспорт разрабатывается в соответствии с ГОСТами и нормами проектирования. Наиболее часто на обогатительных фабриках применяют тупиковые схемы железнодорожных путей, позволяющие подводить пути к цехам на разных уровнях, что особенно важно при расположении обогатительной фабрики на наклонных площадках. Уклоны железнодорожных путей не должны превышать 10…20 %, а в трудных условиях – до 40 %.   
Внутрифабричные дороги разрабатываются в соответствии с нормами проектирования. Сеть автодорог должна обеспечивать объезды кварталов со всех сторон и удобную связь между производственными цехами и складами. Проезды, въезды в цехи, устраиваемые по производственным условиям, должны использоваться и для противопожарных целей. При автотранспорте не желательны уклоны, превышающие 30…60 %. Взаимные пересечения дорог между собой, а также пересечения с железнодорожными путями и примыкания дорог следует устраивать под углом 90 0. Число пересечений автодорог с железнодорожными путями должно быть сведено к минимуму.
Разрывы между зданиями для главных фабричных улиц, определяемые из условия размещения коммуникаций, зон озеленения и тротуаров, принимаются равными 20…30 м. Ширина тротуаров -  1,5 м.
4.	При размещении сооружений необходимо учитывать санитарно-гигиенические требования в отношении освещённости, вентиляции и т.д. Пыле- и газообразующие цехи должны размещаться на границе фабричной площадки и с подветренной ее стороны.
5.	Генеральный план должен иметь четкое планировочное решение в отношении прямолинейности дорог и проездов. Корпуса рекомендуется размещать рядами, параллельно большой или малой оси фабричной площадки. Обычно длинная ось площадки ориентируется параллельно горизонталям естественного ее рельефа, т.к. при этом достигаются лучшие условия связи между отдельными зданиями, уменьшается объем земельных работ и т.д.
6.	Вспомогательные помещения и устройства, подстанции, распределительные пункты, вентиляционные установки, насосные, расходные склады и др. не следует проектировать отдельно стоящими, а по возможности встраивать в производственные здания.
7.	Проезды и разрывы между зданиями, сооружениями и транспортом должны удовлетворять санитарным, пожарным нормам и размещению инженерных сетей. Коммуникационные сети должны быть по возможности прямолинейными. Недопустимо располагать трубопроводы под дорогами, железнодорожными путями и вплотную к ним.
Противопожарные требования
Разрывы между зданиями и сооружениями обогатительных фабрик по противопожарным требованиям в большинстве случаев не нормируются вследствие высокой степени огнестойкости зданий (железобетонный или стальной каркас и несгораемые стены и перекрытия). Для зданий-складов, приготовления флотореагентов, трансформаторных подстанций, а также основных обогатительных корпусов – разрывы, как отмечено ранее, составляют 12…20 м.
Санитарные нормы
Цехи и отделения обогатительных фабрик с повышенными выделениями вредностей (пыли, дыма) должны располагаться с подветренной стороны по отношению к другим их объектам.  Подветренная сторона определяется по графику розы ветров теплого периода года, исходя из господствующего (преобладающего) направления ветров (рис. 2.1). 

Рис. 2.1. Пример изображения розы ветров

На рисунке направление ветра определяется линией, направленной к центру пересечения линий СЮ и ВЗ, а процент повторяемости или скорости ветра – длиной этой линии.
Здания, однородные по санитарно-гигиеническим признакам, следует располагать группами, расположение зданий и сооружений относительно стран света в направлении господствующих ветров должно создавать наиболее благоприятные условия для естественного освещения и проветривания помещений.
8.	Следует стремиться к наиболее компактному размещению зданий и сооружений, избегать строительства большого количества мелких зданий, объединяя их в один блок. 
9.	Инженерные сети должны прокладываться в общих коллекторах, траншеях, каналах или на эстакадах и в галереях с соблюдением соответствующих санитарных и противопожарных требований  и правил техники безопасности.
10.	При расположении корпусов следует учитывать инженерно-геологические и гидрогеологические условия площадки обогатительной фабрики, особенно при размещении производственных корпусов с тяжелым оборудованием с динамическими воздействиями или со значительным заглублением  ниже естественной поверхности площадки (например, корпуса крупного дробления, склады руды, отделение измельчения и др.).
11.	Следует стремиться к максимальному использованию фабричной площадки при минимальных затратах на освоение площадки. 
12.	По проекту генплана составляются технико-экономические показатели, характеризующие размеры зданий и сооружений, объёмы работ, капитальные затраты и эксплуатационные расходы. Использование территории фабричной площадки оценивается коэффициентом застройки и использования оборудования. 
Коэффициент застройки (плотность застройки) -  это отношение площади застройки (цехов, складов и др.) к общей площади территории обогатительной фабрики в процентах. 
Площадь застройки определяется как сумма площадей, занятых зданиями и сооружениями всех видов, включая открытые и закрытые склады, галереи эстакады, подземные туннели, проходные каналы инженерных коммуникаций и др.
Максимальная плотность застройки для обогатительных фабрик: при производительности млн т/год от 5 до 15…27 %; боле 15…30 %. Для железорудных обогатительных фабрик при производительности        5…20 млн т/год – 22 %, более 20…27 %. Для угольных центральных обогатительных фабрик – 23 %. 

Контрольные вопросы
1. Какие факторы влияют на выбор площадки для строительства обогатительной фабрики
2. Какие существуют варианты расположения обогатительных фабрик
3. Требования, предъявляемые к выбранной площадке для строительства обогатительной фабрики
4. В каких случаях применяют многоэтажные и уступчато-одноэтажные схемы размещения оборудования
5. Из каких производственных и вспомогательных цехов, отделений и служб состоит обогатительная фабрика
6.	В чём различия между ситуационным и генеральным планами
7.	Как проектируются генеральные планы

3. Выбор и расчет технологических схем
3.1.Общие принципы выбора схемы обогащения 
полезных ископаемых
Все схемы обогащения обычно сложны и классифицируются, исходя из следующих признаков:
1)	число используемых методов
2)	число используемых в каждом методе процессов
3)	число используемых в каждом процессе операций
4)	число используемых стадий изменения крупности полезного ископаемого.
 Основанием для выбора того или иного метода обогащения является достаточное различие в разделительных признаках минералов   экономичность использования того или иного метода по данным практики работы обогатительных фабрик.
Выбор обогатительного процесса определяется характером вкрапленности разделяемых минералов, различиями в разделительных признаках минералов, технико-экономическими расчетными  данными для каждого конкурирующего процесса.
Выбор числа операций для осуществления каждого процесса определяется требованиями к конечным продуктам по содержанию и извлечению ценного компонента и техническими возможностями обогатительных аппаратов.
Первый признак – число используемых методов.
Применяются монометодные (флотационные, гравитационные, магнитные и т.д.), диметодные (гравитационно-магнитные, флотационно-гравитационные и т.д.)  и полиметодные  (гравитационно-флотационно-магнитные и т.д.) схемы обогащения. Например, руды цветных металлов чаще всего обогащаются по флотационным схемам. При различной и неравномерной вкрапленности ценных компонентов часто применяются гравитационно-флотационные схемы. Магнитные свойства железных и некоторых других минералов служат основанием для использования магнитного метода. При наличии в сульфидных рудах магнетита применяются флотационно-магнитные или гравитационно-флотационно-магнитные схемы.
Второй признак – число используемых в каждом методе процессов.
Каждый из используемых методов может применяться в виде нескольких процессов.
Так, флотационный метод представлен в схемах процессами пенной масляной, вибрационной, агломерационной, пленочной флотации, электрофлотацией и др.
Гравитационный метод чаще всего используется в виде процессов тяжелосредного обогащения, отсадки, концентрации на столах, обогащения на винтовых сепараторах, шлюзах, наклонных плоскостях и т.д. 
Магнитный метод осуществляется процессами сухой и мокрой сепарации в полях низкой и высокой напряженности. Вид процесса определяется конструкцией используемого аппарата.
Схемы состоят из циклов, в которых выделяются минералы с близкими по значению разделительными признаками. Так, например, при обогащении полиметаллических баритосодержащих руд схемы флотационного обогащения состоят из циклов сульфидной и баритовой флотации. Могут здесь выделяться также циклы коллективной, селективной, свинцовой, медной, цинковой флотации и др.
При гравитационном обогащении оловянных руд выделяют циклы отсадки, концентрации на столах, обогащения на шлюзах, В этом случае разделительным признаком, используемым в различных процессах, является помимо плотности и крупность. 
Выделяют циклы получения черновых концентратов и их доводки, промпродуктовые циклы.
Третий признак – число используемых в каждом процессе операций.
В каждом процессе чаще всего используется несколько операций. Могут быть основные, контрольные и перечистные операции.
В основных операциях (основной флотации. основной концентрации, основной магнитной сепарации и т.д.) производится выделение основной массы ценных минералов в обогащенный продукт с получением чернового концентрата основной операции и промпродукта (хвостов) основной операции. Для окончательного выделения ценных минералов из хвостов применяют операции контрольного обогащения, а для повышения качества обогащённого продукта – перечистки чернового концентрата. Число перечисток и контрольной операций зависит от свойств обогащаемых минералов, требований к качеству концентратов и ценности минералов, содержащихся в полезных ископаемых.
Для большинства процессов применение более двух перечисток без введения операций изменения величины разделительных признаков минералов нерационально. Указанные изменения могут достигаться при доизмельчении, оттирке, температурной обработке, обработкой реагентами, пропаркой и т.д. Простое увеличение числа перечисток ведёт к  росту циркуляции  промпродуктов, имеющих величину разделительного признака среднюю между концентратом и хвостами.
Четвертый признак – число стадий изменения крупности полезного ископаемого.
Схемы обогащения состоят и нескольких стадий. Число стадий связано с крупностью ценных компонентов и размерами вкрапленности ценных компонентов в пустую породу. Обычно многостадиальные н схемы применяются к тонковкрапленным  или с неравномерной (агрегатной) вкрапленностью  рудам при высоких требованиях по качеству к концентратам.
В целом выбор схемы обогащения для проектирования осуществляется обычно  технологами на основании исследовательских работ по обогащению полезных ископаемых. Только в простых схемах исследования обогатимости ограничиваются уровнем лабораторных исследований. Обычно рекомендуемая при проектировании обогатительных фабрик схема проверяется на опытно-промышленных установках либо на опытных секциях промышленного предприятия.
 
3.2.	Факторы, влияющие на выбор схемы рудоподготовки и обогащения
Для выбора и расчета схемы обогащения необходимо минимально знать: производственную мощность обогатительной фабрики по исходной руде и крупность максимального куска по условиям ведения горных работ; способ доставки руды на обогатительную фабрику; гранулометрический состав добытой горной массы; влажность, крепость, насыпную и объемную плотность руды; содержание глинистых материалов и сведения о промывистости руды (для глинистых руд); схему обогащения и показатели, полученные при испытаниях обогатимости или при работе действующего промышленного аналога; требования к конечным продуктам по качеству и влажности.
1.	Производственная мощность обогатительной фабрики определяется исходя из мощности рудника, потребности народного хозяйства в данном виде продукции и обеспеченности запасами руды на достаточный срок существования предприятия. Срок существования обогатительной фабрики считают по формуле
Т= Qм/Qп,
где Т – число лет существования обогатительной фабрики;
 Qм – запасы полезного ископаемого на месторождении;
Qп – годовая производительность предприятия (рудника, обогатительной фабрики). 
При проектировании обогатительной фабрики и рудника обычно выбирается такая производительность, чтобы срок существования предприятия был не менее 30…50 лет. Для малых предприятий он может быть снижен до 10…15 лет.
Производственная мощность    определяется обычно по массе сухой руды, перерабатываемой  за год, и она влияет на крупность руды, поступающей на обогатительную фабрику (табл. 3.1).
Таблица 3.1
Связь между производственной мощностью обогатительной
 фабрики и крупностью руды, поступающей в обработку
Производственная мощность ОФ, тыс.т/год	Максимальная крупность куска для рудных ОФ (по данным Механобра), мм 	
	Открытые горные работы	Подземные	
До 500	500-600	250-300	
500-3000	700-1000	300-400	
3000-9000	900-1000	600-700	
Свыше 9000	1200-2500	-	

Однако в последнее время стараются осуществить первую стадию дробления на руднике и транспортировать на обогатительную фабрику крупнодроблёную руду крупностью 300…350 мм. 
Под производительностью обогатительной фабрики понимают производительность ее главного цеха, т.е. цеха обогащения.
При определении суточной производительности обогатительной фабрики могут встречаться случаи:
а) обогатительная фабрика строится  на руднике или шахте, производительность которых известна.
При одинаковом числе дней работы в неделю рудника и обогатительной фабрики суточная производительность фабрики и рудника принимается равной или производительность обогатительной фабрики  должна быть несколько ниже, т.к. для рудника часто характерна неравномерная выдача руды. Увеличение производительности рудника еще зависит и от ёмкости аккумулирующих бункеров на обогатительной фабрике.
Производительность обогатительных фабрик, сооружаемых на шахтах, принимается равной производительности шахты.
Производительность групповых или центральных обогатительных принимается по сумме производительностей цехов.
При добыче рудником разных сортов руд, требующих раздельного обогащения, обогатительная фабрика должна быть секционной. Число секций и их производительность устанавливаются в зависимости от плана добычи отдельных сортов руд;
б) обогатительная фабрика должна обеспечить годовую производительность по готовой продукции металлургического завода или другого предприятия, перерабатывающего фабричные концентраты. 
Годовая производительность обогатительной фабрики в этом случае определяется по формуле
Qф = Qз/фз,
где  Qф – годовая производительность обогатительной фабрики по исходному сырью, т.;
Qз – годовая производительность металлургического завода по готовому продукту; т; 
 - содержание полезного компонента в готовом продукте металлургического завода;
- содержание полезного компонента в исходном сырье, поступающем на обогатительную фабрику;  
ф  - извлечение полезного компонента в концентрат на обогатительной фабрике;
з -  извлечение полезного компонента при переработке концентрата на металлургическом заводе. 
Значения , ,  в формуле даны в долях единиц по отношению к сухому веществу. Если концентрат является готовой продукцией и дальнейшей переработке не подлежит, то значение з следует принимать равным 1.
2.	Режим работы обогатительной фабрики и ее цехов характеризуется следующими показателями:
Производительность отдельных цехов обогатительной фабрики зависит от режима их работы, а производительность оборудования в цехах – от коэффициента его  использования.
Коэффициент использования оборудования по времени (в долях единиц) Ки  - есть отношение машинного времени к календарному, т.е  
Ки = tм/tr. 
Машинное время tм – расчетное время работы оборудования при полной производительности (под полной нагрузкой), часов в год. Иногда его называют чистым временем работы оборудования.
Календарное время tк – полное число часов в данном отрезке времени, например, в году 365×34 = 8760 часов.
С учетом режима работы обогатительной фабрики производительность цеха т/час фабрики рассчитывается по формуле
Qц = Q/mп,
где  Qц – производительность цеха, т/час;
Q – годовая производительность, т/год;
 - число рабочих дней в году;
m – число рабочих смен в сутки;
п – число рабочих часов в смене.
Часовая производительность цеха отличается от часовой производительности оборудования.
Производительность оборудования (т/час)

Qо = Q/tм  = QКп/36524Ки,
где  Qо – производительность оборудования, т/час;
Q – производительность данного цеха;
tм –машинное время, час;
Ки – коэффициент использования оборудования главного корпуса;
Кп – поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность тех свойств руды, которые влияют на производительность оборудования данного цеха. Для углеобогатительных фабрик Кп = 1,15, для обогатительных фабрик других полезных ископаемых Кп = 1,0…1,1.
Работа цеха (отделения) крупного дробления принимается, как правило, по режиму подачи руды на обогатительную фабрику. Цех проектируется на одно- или двухсменную работу при времени соответственно равном 7 или 14 час/сутки.
Если цех дробления строится при карьере, то режим его работы проектируется таким же, как для карьера, если с шахтой – то по режиму шахты.
Для промывочных обогатительных фабрик дроблёная руда поступает непосредственно в мойку и время работы дробильно-сортировочного отделения совпадает со временем работы цеха обогащения.
Для цехов измельчения, флотации, гравитации, мокрого магнитного обогащения и др. расчетное время работы принимается  - 24 часа в сутки.
Цехи обезвоживания работают, как правило, синхронно с главным корпусом. При малых выходах концентрата возможно его накопление в сгустителях, а работа фильтровального отделения может проектироваться в одну смену.   
3.	Способ доставки руды на обогатительную фабрику определяет до некоторой степени схему рудоподготовки.
Руда может подаваться на обогатительную фабрику железнодорожным, автомобильным, конвейерным способом или канатной дорогой. Выбор способа определяется технико-экономическим сравнением вариантов и зависит от расстояния до рудника, крупности руды, производственной мощности обогатительной фабрики и рельефа местности.  
При доставке руды железнодорожным транспортом предпочтительно дробление в первой стадии в крупных конусных дробилках.
При использовании конвейерного транспорта для доставки из карьера крупнодробленой руды ее целесообразно складировать с последующей подачей в дробилки среднего дробления.
4. Гранулометрический состав добытой горной массы зависит от способа разработки полезных ископаемых. 
При наличии данных о характеристике крупности исходной руды ими следует воспользоваться. 
В случае отсутствия данных можно пользоваться усреднёнными гранулометрическими характеристиками крупности взорванной горной массы, составленными по данным работы предприятий горной и цветной металлургии  (Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы. М.: Недра, 1982).
Для руд с максимальным номинальным размером куска dн 1200 - 300 мм выходы классов крупностью, оцениваемой в долях единиц dн примерно одинаковы (табл. 3.2). 
5. Физические свойства руды (влажность, содержание глины, дробимость, измельчаемость и др.).

Таблица 3.2 
Гранулометрическая характеристика взорванной горной массы
Размер класса, доли единиц от dн	Суммарный выход класса по плюсу, %	
+1,0	5	
-1,0+0,75	14	
-0,75+0,5	27	
-0,5+0,25	50	
-0,25+0,12	70	
-0,12+0	100	

Влажность руд зависит от типа руд, способа добычи и климатических условий. Принимается по исследовательским данным. Если таких данных нет то по справочной литературе (например, для руд цветных металлов 5 %, железных окисленных до 10 %, марганцевых 20-30 %, фосфатных 20 %, флюоритовых 2-4 % и т.д.).
Коэффициент крепости руд принимается по исследовательским данным на основе шкалы Протодьяконова по всем рудам, кроме железных. Для них принимается предел прочности при одноосном сжатии. Если нет никаких данных, то значение коэффициента принимается по усреднённым данным в справочниках по проектированию (табл. 3.3).
Насыпная и объёмная плотность руд зависят от их минерального состава и пористости, особенно важной для марганцевых руд.
Таблица 3.3
Характеристика коэффициента крепости для различных типов руд
Категория прочности	Коэффициент крепости руд по шкале Протодьяконова	Предел прочности при одноосном сжатии, МПА	
	цв. металлы	черные металлы		
Мягкие 	 10	 12	 90	
Средней твёрдости	10-14	12-18	90-150	
Твёрдые	14-18	18-22	150-230	
Весьма твёрдые	18	22	230	

Объёмная плотность характеризуется массой единицы объема материала в целике, а насыпная – массой единицы объёма материала в разрыхлённом состоянии (табл. 3.4).
Содержание глинистых минералов – определяет тип оборудования, применяемого при дроблении, влияет на выбор схем дробления и измельчения. При высоком содержании глины материал перед обогащением промывают с выводом в отвал шламов или раздельным обогащением тонкой и зернистой частей.
Таблица 3.4
Средние данные плотности руд различного состава , т/м3
Руды	Объемная плотность	Насыпная плотность	
Цветных металлов:			
сплошные 	3,7-4,4	2,2-2,7	
Вкрапленные	2,7-3,2	1,6-1,9	
Железные:			
неокисленные кварциты	2,8-3,6	2,2-2,5	
окисленные кварциты	3,1-3,2	2,2-2,4	
Скарновые магнетитовые:	2,8-4,3	1,7-2,8	
Титаномагнититовые	3,1-3,6	2,3-2,6	
Бурожелезняковые	1,9-2,1	1,9-2,1	
Марганцевые	1,9-3,8	1,8-2,4	
Калийные	1,98-2,2	1,2-1,3	
Асбестовые (до дробления)	2,6-2,7	1,6-1,7	

Наиболее часто промывают марганцевые и окисленные железные руды, а также нерудные строительные материалы, для которых предложена следующая классификация по промывистости по классу минус 0,005 мм:

Категория материала по промывистости	Содержание класса минус 0,005 мм	
Легкопромывистый	35	
Среднепромывистый	25-50	
Труднопромывистый	50	

6. Граничная крупность исходных рудных частиц (табл. 3.5)
Таблица 3.5
Граничная крупность рудных частиц, обогащаемых различными процессами
Процесс	Крупность частиц, мм	
	Максимальная	Минимальная	
1	2	3	
Пенная флотация	0,2-0,25	0,0	
Пенная сепарация	3	0.2-0,5	
Тяжелосредная сепарация в сепараторах	199-150	3-5	
То же в циклонах	12=25	0,25	
Отсадка	30-40	0,1	
Концентрация на столах	2-3	0,04	
Обогащение на винтовых сепараторах и шлюзах	3-4	0,04	
Промывка	150-300	1-2	
Обогащение на конусных сепараторах	1-2	0,07	
Обогащение в центробежных концентраторах	1-2	0,05	
Обогащение на орбитальных шлюзах	0,1	0,01	
Магнитная сепарация в слабом поле:			
Сухая	40-50	2-3	
Мокрая	6	0,0	
Магнитная сепарация в сильном поле:			
Сухая	2-3	0,02-0,04	
Мокрая	2-3	0,0	
Радиометрическая сепарация, в т.ч. фотометрическая	100-300	2,8	

7. Требования к качеству концентратов определяются ГОСТами
8. Показатели обогащения принимаются:
- если выполнялись исследования, то на их основании или по технологическому регламенту;
- для получения проектных показателей исследования выполняются в лабораторных условиях в замкнутом цикле по укрупнённым данным и проверяются в полупромышленных и промышленных условиях;
- если исследования не проводились, то можно составить или рассчитать по Тихонову  примерный прогноз. Для ориентировочных расчетов исходные данные рассматриваются по опыту работы родственных предприятий и по справочной литературе (Справочник по обогащению руд. Основные процессы. М.: Недра, 1983).
Выбирается метод обогащения и определяется необходимая крупность рудоподготовки для ведения процесса обогащения. Сравниваются конкурирующие методы обогащения и выбирается наиболее надёжный и экономически целесообразный.

3.3.	Выбор и расчет схем рудоподготовки 
3.3.1.	Выбор схемы дробления (рудоподготовки) 
Схема рудоподготовки включает в себя операции дробления, грохочения, измельчения и классификации.  На выбор схемы рудоподготовки влияют: вещественный состав руды, определяемый на основе исследований обогатимости; физические свойства полезного ископаемого; крупность материала, принятая в схеме обогащения; технологические характеристики оборудования.
При наличии в руде полезных ископаемых крупновкрапленного размера схема может размыкаться с включением операций предконцентрации, позволяющей выделить часть обогащённого материала, отвальные хвосты, либо разделить полезные ископаемые на продукты, в дальнейшем обрабатываемые по разным схемам. Такими операциями являются обычно: обогащение в тяжелых средах, радиометрическая сепарация, сухая магнитная сепарация, гравитация.
При обогащении нерудных полезных ископаемых, марганцевых и хромовых руд, в которых ценные и породные минералы раскрываются при крупном дроблении, схемы рудоподготовки могут ограничиваться крупным (средним) дроблением и грохочением.
Принципиальные схемы рудоподготовки (рис.3.1):
а) тонко и средневкрапленных руд;
б) руд с крупной и агрегатной вкрапленностью и доработкой промпродуктов после мелкого дробления;
в)  руд с крупными породными включениями, средней и мелкой вкрапленностью рудных минералов.

крупное, среднее
дробление, и
грохочение

Руда

к-т

хв.

к-т

хв.

п/п

обогащение

обогащение

мелкое
дробление

б)

дробление и
грохочение

измельчение и
классификация

обогащение

Руда

к-т

хв.

а)

Руда

п/п

хв.

к-т

хв.

среднее
дробление

крупное 
дробление

предконцентрация

обогащение

мелкое 
дробление и 
грохочение

измельчение
и классификация

в)

Операции дробления применяются для подготовки полезного ископаемого к измельчению или непосредственно к операциям обогащения.

                                                                

Рис. 3.1. Принципиальные схемы рудоподготовки
В схемы дробления обычно включают операции предварительного и поверочного грохочения. Их принято относить к той операции дробления, в которую поступает верхний продукт грохота.
Стадия дробления – это операция дробления вместе с относящимися к ней операциями грохочения.
 Схема дробления определяется совокупностью стадий дробления.
Стадии дробления имеют 4 разновидности (рис. 3.2).   

Дробление

Г)

Предварительное
грохочение

+

-

+

-

Дробление

Поверочное грохочение

А)

-

Дробление

Поверочное грохочение

В)

+

-

Дробление

Б)

+

-

Предварительное
грохочение

                                                                  

Рис. 3.2. Стадии дробления:
а – операции предварительного грохочения, дробления и поверочного грохочения; б – операции предварительного грохочения и дробления; в -  опрации дробления и поверочного грохочения; г – операции дробления

Схема а имеет разновидность  - вариант с совмещенными операциями предварительного и поверочного грохочения (рис. 3.3.).
Схемы дробления включают одну, две, три и более стадий дробления. Число одностадиальных схем равно числу разновидностей стадий дробления, т.е. четырем. Число возможных вариантов двухстадиальных схем дробления значительно больше. 

+

-

Дробление

Предварительное и поверочное грохочение

Рис. 3.3. Разновидность схемы а.
Каждый вариант одностадиальной схемы дробления может быть развит в двухстадиальную схему путем дополнения его любой из четырех разновидностей стадии дробления (общее число 42 = 16). Число возможных вариантов трехстадиальных схем дробления 43 = 64, и т.д. 

3.3.2.	Выбор схемы дробления при подготовке руды к измельчению в стержневых и шаровых мельницах
Задачи, решаемые при выборе схемы дробления
1.	Необходимо определить число стадий дробления.
2.	Определить необходимость операций предварительного и поверочного грохочений, т.е. определить вид стадий дробления.
Определение числа стадий дробления
Число стадий дробления определяется начальной и конечной крупностью дробления, т.е. известны Dисх., определяемая крупностью руды, полученной из горного цеха, и dк – определяемая крупностью для последующего измельчения или обогащения.
По условиям экономичности рудоподготовки крупность конечного продукта дробления dк питания мельницы при шаровом измельчении не должна превышать 10…13 мм, а при стержневом 15…20 мм (эта крупность определяется нормами технологического проектирования флотационных обогатительных фабрик для руд цветных металлов).
Общая степень дробления
Sобщ = Dисх/dк
Крайние пределы Sобщ:
Sjобщ, mаx = 1200/10 = 120; или Sобщ, mаx = 2500/10 = 250;
Smiп = 250/20 = 12,5.
Общая степень дробления равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях.
Дробилки крупного, среднего и мелкого дробления имеют за один прием следующие степени дробления: дробилка крупного  дробления – до 5; дробилка среднего дробления без поверочного грохочения – до 6; дробилка среднего дробления с поверочным грохочением – до 8…10; дробилка (конусная) мелкого дробления без поверочного грохочения – до 3…5; дробилка  (конусная) мелкого дробления с поверочным грохочением – до 8.     
Минимальная степень дробления 12,5, следовательно, не может быть достигнута в одну стадию, поэтому число стадий перед измельчением должно быть не менее двух. Например, максимальная степень дробления без грохочения Smаx  = 565 = 150, с грохочением Smаx = 5108 = 400.
 Отсюда первое правило выбора схем дробления – число стадий дробления при подготовке руд к измельчению должно равняться двум или трем.
Двухстадиальные схемы дробления применяются, как правило, на мелких рудах шахтной добычи  (Dmаx = 250…350  мм), четырехстадиальные – на обогатительных фабриках, перерабатывающих железные руды плитнякового строения, одностадиальные с применением только крупного дробления (до 300 мм) применяются при подготовке руды к самоизмельчению. На обогатительных фабриках очень малой производительности применяются  также одностадиальные схемы с установкой дробилок со сложным качанием щеки. Для малых обогатительных фабрик во избежание усложнения схемы допускается увеличение крупности дроблёной руды.  
Определение вида стадий дробления
Схемы дробления обычно состоят из операций дробления и грохочения. Операции грохочения могут использоваться для выделения мелочи из питания дробилки или контроля крупности дроблёного материала. В первом случае грохочение называют предварительным, во втором – контрольным или поверочным.
Предварительное грохочение применяется при достаточно высоком содержании отсеваемого класса в исходном материале или при высокой влажности этого класса, когда значительно понижается производительность дробилок.
В стадии крупного дробления предварительное грохочение, как правило, не применяется, т.к. это очень сильно увеличивает капитальные затраты. Предварительное грохочение в этой стадии целесообразно применять при наличии во влажных рудах повышенного содержания глинистой мелочи (или при отсутствии достаточного запаса в производительности дробилки, выбираемой по размеру максимального куска.
Во второй стадии предварительное грохочение применяется в большинстве случаев. Но, если дробилки среднего дробления, связанные с дробилками мелкого дробления, имеют большой запас производительности по сравнению с дробилками мелкого дробления и обеспечивают производительность без отсева мелочи, то предварительное грохочение не предусматривается.
В третьей стадии предварительное грохочение применяется во всех случаях.
Введение предварительного грохочения экономически оправдано, если содержание мелочи в руде, поступающей на грохочение, превышает  15 %.
Второе правило выбора схемы: предварительное грохочение перед операцией крупного дробления не применяется и в случае применения требует специального обоснования. Каждой операции мелкого и среднего дробления должна предшествовать операция предварительного грохочения.    
   Поверочное (контрольное) грохочение применяют для замыкания стадии дробления с возвращением крупного продукта в ту же стадию дробления и, как правило, используют в последней стадии дробления. Крупность дроблёного продукта 10…20 мм, оптимальная для измельчения в шаровых и стержневых мельницах может быть получена на конусных дробилках мелкого дробления только в замкнутом цикле с грохочением, т.к. выход избыточного продукта достигает 65 %, а максимальная условная крупность дроблёного продукта превышает в 4,5 –5 раз ширину выходной щели. При твёрдых рудах выход избыточного продукта увеличивается до 85 %. 
Замкнутый цикл дробления с грохочением сложнее открытого с предварительным грохочением. Включение поверочного грохочения вызывает необходимость большого числа грохотов, конвейеров и питателей. В цехе происходят перегрузки продуктов, вызывающие пылеобразование. Все это приводит к увеличению затрат и усложняет в конструктивном решении цех дробления и его эксплуатацию, но отказаться от замкнутого цикла возможно лишь при условии увеличения крупности питания мельниц, а это приведёт к увеличению общей себестоимости дробления и измельчения на обогатительной фабрике.
Третье правило выбора схемы: операция поверочного грохочения может применяться только в последней стадии дробления.   
В соответствии с правилами выбора схем рациональными считают две группы схем – одну для получения продукта крупностью не более 25 мм и другую – для получения продукта мельче 10…20 мм. 
Двухстадиальная схема  ББ применима для кусков малой крупности исходной руды, а трехстадиальная БББ – для крупных кусков. Обе схемы обеспечат получение продукта мельче 25 мм.
Область применения схем с замкнутым циклом  в последней стадии – для получения продукта 10…20 мм, двухстадиальных схем БА – для мелкого исходного материала и ББА – для крупного (до 2500 мм) исходного материала.
Применение склада крупнодроблёной руды рекомендуется, т.к. обычно горный цех работает в режиме, отличающемся от режима работы обогатительной фабрики.    

3.3.3 Выбор схемы дробления при подготовке руды к самоизмельчению
Самоизмельчением называют процесс измельчения в барабанных  мельницах, в которых измельчающей средой являются куски измельчаемого ископаемого.
Самоизмельчение может быть четырех видов. 
1.	Рудное самоизмельчение – когда в мельницы подаётся руда с кусками максимальной крупности 200…250 мм (иногда 500…700 мм). Применяется в мельницах сухого измельчения (типа Аэрофол) или мокрого измельчения (типа Каскад). Иногда используются барабанные мельницы с длиной больше диаметра.    
2.	Полусамоизмельчение – когда в мельницу рудного самоизмельчения добавляются крупные стальные шары в количестве 5…10 % от объема мельницы.
3.	Грубое рудногалечное измельчение – когда в мельницы подается руда крупностью 15-25 мм и одновременно дробящая среда, состоящая из кусков руды большой крупности. 
4.	Рудногалечное самоизмельчение – когда мельницы устанавливаются во второй стадии измельчения. В этом случае первая стадия измельчения производится в стержневых или шаровых мельницах, или же в мельницах рудного или грубого  рудногалечного измельчения. Максимальная крупность руды в этом случае не  превышает 3…5 мм.
Выбор схемы дробления зависит от применяемого варианта самоизмельчения. При рудном самоизмельчении руда подвергается лишь крупному дроблению, а в отдельных случаях может подаваться непосредственно в мельницы. При грубом и просто рудногалечном измельчении применяются в основном такие же схемы дробления, как при подготовке руды к измельчению в стержневых и шаровых мельницах. Отличие только в том, что из продуктов дробления необходимо выделять грохочением определённые классы крупности, используемые в качестве дробящей среды в мельницах рудногалечного самоизмельчения.
Типовые характеристики крупности продуктов дробления (рис. 3.4) необходимы для расчета схем дробления и выбора дробилок и грохотов.
Здесь по оси абсцисс отложена относительная, т.е. безразмерная крупность зерен Z, равная отношению размера зерен к ширине разгрузочной щели дробилки  z = d : i, а на оси ординат содержание класса крупнее  z – слева и мельче z – справа. Графики составлены для условий, когда в дробление поступает материал, не содержащий зерен размером менее ширины разгрузочной щели дробилки, т.е. когда размер отверстия сита предварительного грохота соответствует ширине разгрузочной щели дробилки а = i, а эффективность грохочения                Е = 100 %.

Г

Б

В

А

Рис. 3.4. Типовые характеристики крупности дроблёных продуктов: конусных дробилок крупного дробления (А), щековых дробилок крупного дробления (Б), конусных дробилок среднего дробления (В), конусных дробилок мелкого дробления (Г)

При режимах, в которых работают дробилки на обогатительных фабриках (а  I, Е  100 %) характеристика крупности дробленого продукта зависит не только от эффективности работы самой дробилки, но и от эффективности работы грохота.
Для обозначения содержания классов в продукте, разгружаемом из дробилки, работающей в режиме а = i и Е = 100 %, принят символ b, а для всех прочих режимов та же величина обозначается символом .
Номинальной крупностью дроблёного продукта dн  кусков  принято считать размер отверстий сита, через которое проходит 95 % материала. Соответственно условная относительная максимальная крупность кусков в дробленом продукте zн = dн : I (или zg  = dп/I).
Горизонтали на характеристиках крупности соответствуют содержанию отсеваемого класса 95 %. Точки пересечения горизонталей с кривыми определяют условную относительную максимальную крупность дроблёного продукта zн. 

3.3.4. Расчет схем дробления
3.3.4.1. Исходные данные для расчета схемы дробления
Для расчета схемы дробления необходимо знать:
1) производительность обогатительной фабрик;
2)	гранулометрический состав сырья;
3) максимальную крупность дроблёного продукта;
4)	гранулометрический состав дроблёного продукта; 
5)	показатели эффективности грохочения в отдельных стадиях дробления.
Характеристика крупности сырья и дроблёных продуктов берутся из отчетов по НИР или технологических регламентов, если они есть, а также по практическим данным работы обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырьё.
Если приведенные в отчете характеристики крупности дроблёных продуктов получены при разгрузочных щелях дробилок, отличающихся от запроектированных щелей дробилок, то характеристики крупности подлежат перерасчетам (табл.3.6). Перерасчеты производят на основании допущения тождественности типовых характеристик дроблёных продуктов, получаемых при дроблении одного и того же сырья в дробилках одинакового типа.

Таблица 3.6
Пример перерасчета типовых характеристик крупности
Фактически полученная характеристика крупности при разгрузочной щели 10 мм	Расчетная характеристика крупности при разгрузочной щели 12 мм	
Крупность классов	Содержание классов, %	Крупность классов	Содержание классов, %	
в долях ширины щели дробилки	мм		в долях ширины щели дробилки	мм		
2	20	5	2	24	5	
1-2	12-20	30	1-2	12-24	30	
0,5-1	5-10	25	0,5-1	6-12	25	
0,25-0,5	2,5-5	15	0,25-0,5	3-6	15	
0,25-0	2,5-0	15	0,25-0	3-0	25	
Всего 		100			100	

При наличии графического изображения характеристики крупности для приведения этого графика в соответствие с заданной шириной разгрузочной щели дробилки изменяют на графике соответственно масштаб крупности по оси абсцисс.
Если опытных характеристик дроблёных продуктов нет, то для приближённого расчета схемы дробления можно пользоваться типовыми характеристиками по Разумову (рис.3.4). В этом случае нужно знать категорию дробимости руды и тип дробилок, устанавливаемых в данной стадии дробления.
Если нет отчетных данных по характеристикам крупности или фабричных, то характеристика крупности исходной руды принимается прямолинейной.
Как известно, крупность дроблёного продукта dн при работе дробилок в открытом цикле значительно отличается  от ширины и  i выходной щели дробилки. Закрупнение продукта Z95 зависит от типоразмеров дробилки и крепости руды. Усреднённые данные  Z95 на стадии предварительного расчета могут быть приняты по табл.3.7.

Таблица 3.7
Максимальная относительная крупность дроблёного продукта Z95 в зависимости от категории крепости руды (значения Z  даны при ширине выходной щели дробилок близкой к минимальной)

Категория крепости руды	Дробилки крупного дробления	Конусные дробилки	
	Щековые и конусные	Среднего дробления (КСД)	Мелкого дробления (КМД)	
Весьма твердые	1,7	3,2	3,8	
Твердые	1,55	3,0	3,5	
Средние	1,4	2,5	3,2	
Мягкие	1,15	2,1	2,9	

Для руд разной крепости выходы продуктов, поступающих в отделение дробления, могут быть определены с достаточной погрешностью для предварительного расчета, если принять размер отверстий сит в грохотах каждой стадии дробления в границах от i до dн (табл. 3.8).
Таблица 3.8
Ориентировочные выходы (%) продуктов, поступающих в операции дробления, в зависимости от крепости руд и схемы дробления
Дробление	Схема стадии дробления	Мягкие руды	Руды средней твердости 	Твердые руды	
Крупное Г	Открытый цикл без грохочения	100	100	100	
Крупное Б	Открытый цикл, предварительное грохочение	65-75	70-80	80-90	
Среднее Б	То же	65-75	70-80	80-85	
Мелкое Б 	То же	50-65	65-75	75-80	
Мелкое А	Замкнутый цикл, предварительное и поверочное грохочения совмещены 	90-120	120-150	150-190	
 
3.3.4.2. Порядок предварительного расчета схем дробления
На схеме дробления все продукты нумеруются арабскими, а операции – римскими цифрами. В общем случае номер продукта обозначается символом п, а номер операции m. 
Схема дробления рассчитывается в следующем порядке:
1.Определяют часовую производительность оборудования цеха дробления по формуле

где Q0 – производительность оборудования, т/час;
      Q – годовая производительность, т/год;
       tм – машинное время, час;
       Ки – коэффициент использования оборудования;
       Кп – коэффициент неравномерности (Кп = 1,01,1 или можно делить на 0,95…0,98).
2. Определяют общую степень дробления
.
3.	Определяют среднюю степень дробления по отдельным стадиям
         .
4. Назначают степени дробления в стадиях крупного и среднего дробления, округляя среднее значение до ближайших меньших целых чисел или принимая его на 0,2 – 0,5 меньше   Sср. 
5.  Подсчитывают степень дробления в стадии мелкого дробления:
для двухстадиальной схемы SII = Sобщ /SI;
для трёхстадиальной схемы SIII  = Sобщ /SISII;
для четырёхстадиальной схемы SIV = Sобщ / SISIISIII. 
6.Рассчитывают условную максимальную крупность дроблёных продуктов (или иначе – номинальную крупность продуктов):
первой стадии: d1п = D1 /S1; 
второй: d2п = D1 /S1S2  (или d2п  =:d1/S2); 
третьей: d3п  = D1 /S1S2S3  (или d3 = d2/S3).
7.Подсчитывают для каждой стадии дробления максимальную ширину приёмной щели

Вm = Dнm/Кз,
где Кз –коэффициент, учитывающий закрупнение куска максимального диаметра.
Dmаx по сравнению с номинальным Dн
Dн = 0,8 0,85 Dmаx
Кз = 0,8 – для стадий крупного и среднего дробления;
Кз = 0,85 – для стадии мелкого дробления.
8. Подсчитывают для каждой стадии дробления ширину разгрузочной щели дробилки:
Im = dнm/Z95н
Z95н – принимается по данным испытаний дробимости  руды, типовым характеристикам (рис. 3.4) или по табл. 3.7.         .
Для трехстадиальной схемы дробления с открытым циклом:
i3 = dн1/Z95I;  III = dнII;  IIII = dнIII/Z95III;
Для третьей стадии дробления замкнутого цикла чаще принимают:
IIII = (1,3  1,5) imiп
где Imiп – минимальная ширина выходной щели дробилки мелкого дробления, принятой к установке. 
9. Выбирают варианты схем для сравнения и определяют ориентировочно выходы продуктов, поступающих в дробилки каждой стадии (табл. 3.8).
10. Подсчитывают объемную производительность дробилки каждой стадии:
Q0 = Qm/п,
где п – насыпная плотность, т/м3  ( табл. 3.4.).
11. Устанавливают размеры отверстий сит грохотов и эффективность грохочения для каждой стадии дробления.
В операциях предварительного грохочения размеры отверстий сита грохотов  а принимают в пределах zпi   а   I, а в операциях поверочного грохочения и совмещённых операциях предварительного и поверочного грохочения размеры отверстий сита принимают немного большими условий максимальной крупности дроблёного продукта. Практические значения а и I приведены в табл. 3.9.
Значения эффективности грохочения принимают в зависимости от типа грохотов – для колосниковых Е-а  = 60…70 %, для вибрационных – Е-а = 65…85 .
Таблица 3.9
Размеры  выпускных щелей дробилок и отверстий грохотов в отдельных стадиях дробления руд
Операция дробления	Производительность фабрики, т/сутки	Ширина выпускной щели дробилки, мм	Размеры отверстий грохота, мм	
		пределы	средняя	пределы	Средние	
Крупное 	10000	150-300	200	Предварительное грохочение 
140-150	200	
Крупное	10000	100-150	120	Предварительное грохочение
100-150	120	
Среднее	Любая	25-40	30	Предварительное грохочение
30-60	45	
Мелкое	Любая	6-8	7	Предварительное и поверочное грохочение
12-25	20	

12. Производится ориентировочный расчет схемы дробления и выбор дробилок.
Нужно учитывать следующее: для дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле на обогатительных фабриках, установлено, что их производительность нужно определять по формуле:
Qз.ц. = Кц  Qi,
где Qi – производительность дробилки в открытом цикле, м3/час;
 Кц – коэффициент, учитывающий прирост производительности за счет уменьшения крупности питания дробилки, работающей в замкнутом цикле. Ориентировочно Кц = 1,3 – 1,4. На крупных дробилках такой прирост не обнаружен.
Выбранные дробилки должны отвечать требованиям:
- ширина загрузочной пасти должна быть на 10…20 % больше размера поступающих в неё кусков;
- запроектированная ширина разгрузочной щели должна находиться в пределах, допустимых для данного типа дробилок, коэффициенты загрузки дробилок должен быть по возможности близкими.
Если эти требования не выполняются, то следует изменить степени дробления в отдельных стадиях. Например, если окажется, что дробилки третьей стадии перегружены, а во второй – недогружены, то следует увеличить степень дробления во второй стадии и соответственно уменьшить в третьей. Может возникнуть переход от двух- к трехстадиальной схеме.
13.	Производят окончательный расчёт схемы дробления и проверку правильности выбора оборудования и сравнивают варианты.
14. Производят выбор оборудования для измельчения и технико-экономическое сравнение вариантов схемы дробления.
Порядок окончательного расчета
1.	Уточняют ширину выходных щелей дробилок, исходя из типоразмера дробилок, выбранных в предварительном расчете, и степени их загруженности с учетом необходимости получения в предыдущей стадии кусков, пригодных для загрузки в дробилки следующей стадии.
2. Выбирают грохоты для каждой стадии дробления, назначают эффективность грохочения на них и определяют фактическую производительность дробилки в каждой стадии.
3. Рассчитывают номинальную крупность дроблёных продуктов по стадиям и гранулометрический состав продуктов в различных узлах схемы с целью определения поправочных коэффициентов для расчета грохотов и дробилок.
4.	Определяют уточнённую производительность грохотов и дробилок данного типоразмера и число единиц устанавливаемого оборудования.
3.3.4.3. Пример расчета схемы ББА
Исходные данные
Схема расчёта для рис. 3.5. 
Производительность по исходной руде 1200 т/с.
Общие эффективности грохочения: первой стадии – 0,6; второй – 0,6; третьей – 0,85. 
Крупность исходной руды 500 мм;
Характеристики крупности исходной руды и продуктов в разгрузке дробилок, установленных в  отдельных стадиях (по практическим данным или типовым).
Определить:
- веса и выхода всех продуктов;
- характеристики крупности продуктов 5, 9, 10, 11.
1. Принимаем ширину разгрузочных щелей дробилок: в первой стадии 120 мм, во второй 30 мм, в третьей 10 мм; размеры отверстий грохотов 10, 35, 120 мм. Суммарные выходы классов в продуктах дробления принимаем по типовым характеристикам крупности (табл. 3.4).
2. Из схемы: Q1 = Q5 = Q9 =Q11; Q3 = Q4; Q7 = Q8; Q12 = Q13;
Определяем Q2 , Q3, Q4, 2, 3, 4.
3. Q2 = Q1 1120-0 Е1 = 1200 0,24 0,6 = 172,5 т/с; 
Q3 = Q4 = Q1 – Q2 =1200 – 172,5 = 1027,5 т/с.
2 = Q2/Q1 = 172,5/1200 = 0,148;
3 = 4 = 1 - 2 = 1 – 0,148 = 0,852.
4. Определяем характеристику крупности продукта 5:
5d-0  Q5 = 1d-0  Q1  Е1 + 4d-0 Q4
β5d-0 = (ß1d-0×Q1×Е1 + β4d-0×Q4)/Q5 = β1d-0×Е1 + β4d-0 × Q4/Q1 = β1d-0×Е1 + β4d-0 × γ4;  

1

Предварительное     грохочение

Предварительное     грохочение

Предварительное и поверочное грохочение

Дробление

Дробление

Дробление

2

3

4

8

7

6

5

12

11

10

9

13

Рис.3.5. Схема трёхстадиального дробления с замкнутым циклом в третьей стадии

dmаx = 120 × 1,5 = 180 мм.
β5120-0 = β1120-0 × Е1 + β4120-0 × γ4 = 0,24 ×0,6 + 0,75 × 0,852 = 0.783
β4120-0 – принимается по типовой характеристике = 0,75.
β530-0 = β130-0× Е1 +  β430-0  × γ4  = 0,07 × 0,6 + 0,21× 0,852 = 0,221 и т.д.
Строится характеристика крупности продукта 5.
5.  Определяем Q6, Q7,  γ6 , γ7 ,  γ8 .
Q6 = Q1  × β5 35-0 × Е2   =  1200 ×  0,24 × 0,6 = 173 т/с; Q7  = Q8 = Q1 – Q6 .
Q7  = Q8 = 1200 – 173 = 1027 т/с.
γ6  = Q6/Q1 = 173/1200 = 0,144.
γ7 = γ8 = 1- γ6 = 1- 0,144 = 0,856.
6.  Определяем характеристику крупности продукта 9
β9d-0 = β5d-0× E11 + γ8 × β8d-0 ;
Расчёт ведётся для классов крупности 30-0, 15-0
β930-0 = β530-0 × Е11 + γ830-0 × β830-0  = 0.221 × 0,6 + 0,856 × 0,67 = 0,706.
β530-0 – определяется из характеристики крупности продукта 5, β830-0 – из типовой характеристики.
β915-0 = β515-0 × Е11  + γ8 × β815-0 = 0,15 × 0,6 + 0,856 × 0,36 = 0, 4366.
Максимальная крупность кусков в разгрузке нормальной конусной дробилки: d = 30 × 1,8 = 54 мм.
Строится характеристика крупности продукта 9.
7. Определяем Q13, Q12, γ13, γ12.
(Q9 × β910-0 + Q13 × β1310-0)Е111 = Q11;  Q9 = Q11 = Q1;
Q9 × β910-0 ×Е111 + Q13 × β13`10-0 × Е111 = Q11; 
Q13 × β1310-0 × Е111 = Q1(1 – β910-0 Е111);
Q13  = Q1(1 – β910-0 × Е111)/β1310-0 × Е111 = 1200(1 – 0,335 × 0,85)/0,55 × 0,85 = 1830 т/с.
β1310-0 – принимается из типовой характеристики.    
γ13 = Q13/Q1 = 1830/1200 = 1,55;  γ12 = γ13;
8.  Определяем Q10 ,γ10  и характеристику крупности продукта 10.
Q10 = Q9 + Q13 = 1200 + 1830 = 3030 т/с; γ10 = Q10/Q1 = 3030/1200 = 2,53;
(Q9 + Q13) × β10d-0 = Q9 × β9d-0 + Q13 × β13d-0; 
β10d-0=(Q9×β9d-0+Q13×β13d-0)/(Q9+Q13);
β1015-0 = (Q9 × β915-0 + Q13 × β1315-0)/(Q9  + Q13 ) = (1200 × 0,4366 + 1830 × 0,82)/3030 = 0,676.
β106-0 = (Q9  × β96-0 + Q13 × β136-0)/Q10 = (1200 × 0,18 + 1830 × 0,3)/3030 = 0,289.
Строится характеристика крупности продукта 10.
9.  Определяем характеристику крупности продукта 11.
Принимаем, что фракционная эффективность грохочения равна общей эффективности грохота – 0,85.
Вес любого класса в нижнем продукте грохота равен весу этого класса в питании грохота, помноженному на эффективность грохочения по этому классу. Деля вес класса, прошедшего через грохот, на вес всего нижнего продукта, находим содержание этого класса: 
β11d-0 = (Q10  × β10d-0 × Е)/(Q10 × β10а-0×Е).
                         β115-0 /β1010-0 = 0,28/0,45 = 0,622.
                         β112-0 = β102-0 /β1010-0 = 0,12/0,45 = 0,242.
Строится характеристика крупности.

3.4.  Выбор и расчет схем измельчения
3.4.1. Операции классификации в схемах измельчения
Схемы измельчения могут включать следующие операции классификации
1)	предварительную классификацию;
2)	поверочную классификацию в полностью замкнутом цикле измельчения;
3) классификацию в частично замкнутом цикле измельчения;
4) контрольную классификацию слива;
5)	контрольную классификацию песков.
Операции классификации применяются для вывода готового по крупности материала из питания или  разгрузки мельницы. Для классификации питания используется предварительная классификация, а для продукта, выгружаемого из мельниц – поверочная и контрольная. 
Контрольной классификацией принято называть повторную классификацию продуктов поверочной классификации с целью более полного выделения из них разделяемых по крупности классов.
Операции классификации могут совмещаться в одном аппарате и тогда она носит двойное название – предварительная и поверочная классификация.
Использование классификация в схемах измельчения повышает содержание средних по крупности классов в питании мельницы, что в большинстве случаев способствует повышению их производительности.
Предварительная классификация применяется для увеличения производительности мельницы, уменьшения щламоообразования, выделения в отдельный продукт первичных шламов и легко измельчаемых компонентов руды (если их необходимо обогащать в отдельном продукте).
Производительность мельницы по вновь образуемому готовому продукту ∆Р приблизительно прямо пропорциональна среднему содержанию в мельнице класса Rср, превышающего по своей крупности готовый продукт:
∆Р = К× Rср,
где К – коэффициент пропорциональности.
Выделение в операции предварительной классификации готового продукта повышает содержание Rcр и вследствие этого увеличивает ∆Р, а также уменьшает ошламование продукта, вредно влияющее на все процессы обогащения, однако, следует иметь ввиду, что небольшое количество шламов в пульпе при измельчении кристаллических руд в некоторых случаях полезно. Шламы, увеличивая вязкость пульпы , способствуют более равномерному и полному покрытию поверхности шаров, при этом уменьшая число холостых ударов шаров.   
Возможность и целесообразность включения в схему измельчения операций предварительной классификации зависит, в основном, от максимальной крупности зерен руды в питании и содержания в ней готового продукта. Руду, содержащую слишком крупные зёрна, нельзя загружать ни в механические классификаторы, ни в гидроциклоны, а руду, содержащую  слишком малое количество готового продукта, нецелесообразно подвергать предварительной классификации.
Обычно предварительная классификация перед первой стадией измельчения применяется при  крупности руды не более 6…8 мм и содержании в ней готового продукта не менее  15 %.
Поверочная классификация в замкнутом цикле применяется для контроля крупности измельченного продукта, повышения производительности мельницы, уменьшения ошламования продукта при измельчении.
При наличии поверочной классификации некондиционный по крупности продукт возвращается обратно в мельницу (циркулирующая нагрузка), в питании мельницы увеличивается содержание крупного класса и вследствие этого возрастает ее производительность по готовому продукту.
Между величиной циркулирующей нагрузки (С) и относительной производительностью мельницы существует определённая зависимость. Увеличение С от 0 до 200% увеличивает производительность мельницы на 50   (от 0,67 до 1,0), а увеличение С от 400 до 500 % повышает производительность мельницы всего лишь на 2 % (от 1,2 до 1,22). Для эффективной работы мельницы в замкнутом цикле С должна быть не менее 150…200 %. Вследствие этого для эффективной работы мельницы первой стадии в открытом цикле при двухстадиальных схемах измельчения отношение объема мельниц второй стадии к объему мельницы первой стадии должно быть не менее 1,5…2,0.
Классификация в частично замкнутом цикле встречается только в схемах с несколькими стадиями измельчения (рис. 3.6).

Классификация

Измельчение

Поверочная классификация

Измельчение

Слив

Слив

Рис. 3.6. Схемы классификации в двухстадиальных схемах измельчения

На рисунке операция классификации в первой стадии измельчения является одновременно поверочной по отношению к первой стадии и предварительной по отношению ко второй стадии.
Контрольная классификация песков имеет целью понижение содержания в них готового по крупности продукта. Эта операция применяется редко.  	
Контрольная классификация слива применяется в тех случаях, когда при измельчении в одну стадию необходимо получить тонкий конечный продукт или осуществить стадиальное обогащение руды, а также когда при установке для классификации гидроциклона наиболее крупные пески предварительно выделяются в механическом классификаторе.
Недостатком схемы с контрольной классификацией слива являются увеличенный фронт классификации и неустойчивая работа первого классификатора.  
3.4.2  Схемы измельчения в стержневых и шаровых   мельницах
Схемы измельчения, подобно схемам дробления, состоят из отдельных стадий.
Наиболее часто встречающиеся схемы
А – измельчение с предварительной и поверочной классификацией.
Б – измельчение с предварительной классификацией.
В – измельчение в замкнутом цикле с поверочной классификацией.
Г – измельчение в открытом цикле.
Д – измельчение  замкнутом цикле с поверочной и контрольной классификацией.
Е – измельчение в замкнутом цикле с предварительной, поверочной и контрольной классификацией.
Классификация схем измельчения производится по следующим признакам:
- числу стадий измельчения в схеме;      
- виду цикла измельчения в первой стадии;
- месту загрузки исходной руды (в мельницу, классификатор);
- наличию или отсутствию совмещённых операций предварительной и поверочной классификации;
- наличию лил отсутствию в схеме контрольной классификации.

Предварительная и
 поверочная классификация

Слив

Измельчение

Измельчение

А

1

2

3

4

5

Предварительная  классификация

Б

1

2

3

4

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Г

1

2

В

1

2

3

4

5

Измельчение

Измельчение

Поверочная  классификация

Д

1

2

3

4

5

6

7

8

Поверочная  классификация

Контрольная  классификация

Измельчение

Измельчение

Е

1

2

6

4

5

7

8

3

Предв. и повер.  классификация

Контрольная  классификация

Измельчение

Измельчение

 

                                                                       

Рис.3.7. Схемы одностадиального измельчения

Двухстадиальные схемы в зависимости от вида цикла измельчения в первой стадии подразделяются на три группы:
1. Двухстадиальные с открытым циклом измельчения в первой стадии.
2. Двухстадиальные с полностью замкнутым циклом в первой стадии.
3. Двухстадиальные с частично замкнутым циклом в первой стадии.
Эти группы двухстадиальных схем измельчения отличаются не только по виду цикла измельчения в первой стадии, но и по способу передачи нагрузки из первой стадии во вторую: в схемах первой группы нагрузка передается через слив мельницы, во второй – через слив классификатора, в третьей – через пески классификатора. В зависимости от последних трех признаков классификации схемы измельчения внутри группы и классов подразделяются на отдельные разновидности. 
Многостадиальные схемы применяются редко, число встречающихся на практике разновидностей этих схем мало, поэтому нет необходимости в подразделении их на отдельные группы.
3.4.3. Выбор схемы измельчения
Выбор схемы измельчения производится путём проверки вариантов схем на опытной обогатительной фабрике. При отсутствии такой проверки выбирают наиболее рациональные варианты схем измельчения в зависимости от главных условий, влияющих на их выбор, т.е. от крупности исходного и конечного продуктов измельчения, производительности  обогатительной фабрики, необходимости раздельной обработки песков и шламов, необходимости стадиального  обогащения, физических свойств руды.
Например, в случае агрегатной или неравномерной вкрапленности необходимо применение стадиального обогащения, а это требует применения двухстадиальных и многостадиальных схем измельчения. Такие же схемы требуются для руд с очень тонкой вкрапленностью.
Для увеличения извлечения при самоизмельчении применяются схемы рудного самоизмельчения (например. очень часто на золотоизвлекательных и медно-молибденовых обогатительных фабриках).
При наличии в руде первичных шламов применяются схемы с предварительной классификаций и т.д.
Одностадиальные схемы измельчения (рис. 3.7) применяются без контрольной классификации слива только при одностадиальных схемах обогащения и сравнительно небольшой степени измельчения или же при малой производительности обогатительной фабрики.              
Одностадиальные схемы применяются при измельчении до     55…60 % класса минус 0,074 мм.
Преимущества одностадиальных схем по сравнению с двухстадиальными:
- требуется меньшее количество классификаторов, поэтому меньше капитальные затраты на оборудование;        
- схемы просты для регулировки и обслуживания;
- схемы просты для компоновки – все мельницы располагаются на одной отметке;
- меньше простои оборудования, т.к. остановка одной мельницы и классификатора не отражается на работе других агрегатов;
- схема позволяет установить мельницы крупных диаметров на обогатительных фабриках малой производительности.
Недостатки:
- трудно регулировать помол при материале широкого диапазона крупности;
- трудность получения очень тонкого материала в сливе классификатора;
- при схемах А, Б, В и Г нельзя осуществлять стадиальное обогащение.
Из одностадиальных схем чаще всего применяется схема В. Одностадиальные схемы Б и Г не применяются, т.к. работа мельниц в открытом цикле при одностадиальном измельчении не эффективна. Эти разновидности применяются только в двух- и многостадиальных схемах.

1

Первая стадия измельчения при этих схемах применяется, как правило, в стержневых мельницах.

Пред. и повер. классификация

Измельчение

Измельчение

ГВ

2

3

4

6

Поверочная  классификация

5

Измельчение

Измельчение

ГА

1

2

3

4

6

5

ГЕ

4

3

6

5

7

8

Предв. и повер.  классификация

Контрольная  классификация

Измельчение

Измельчение

1

2

9

Рис.3.8. Двухстадиальные схемы с открытым циклом в первой стадии измельчения (первая группа)

Достоинства схем:
- небольшой фронт классификации;
- простая регулировка схемы, т.к. нагрузка на мельницы второй стадии производится через слив мельницы;
- установка стержневых мельниц позволяет увеличить крупность питания мельниц до 25-30 мм, что упрощает схему дробления;
- возможность получения как мелких, так и крупных продуктов измельчения.
Недостатки:
- для эффективной работы первой стадии в открытом цикле необходимо, чтобы объем мельниц второй стадии был в 1,5…2 раза больше объема мельниц первой стадии;
- компоновка оборудования менее удобна, т.к. для осуществления самотечного сопряжения продуктов мельницы нужно размещать на разных отметках;
- по схемам ГА и ГВ трудно получить очень тонкий продукт, т.к. нет повторной классификации.
Схема ГА применяется на обогатительных фабриках большой производительности при крупности измельчения 55…80 % класс минус 0,074 мм и одностадиальной схеме обогащения руды.      
Схема ГВ применяется на магнитообогатительных фабриках и флотационных. Вместо классификаторов применяются гидроциклоны, что значительно снижает капитальные затраты. Схема не эффективна при излишнем ошламовании измельчённой руды.
Схема ГЕ применяется при необходимости тонкого измельчения до 80…95 % класса минус 0,074 мм, а также при необходимости осуществления двухстадиального флотационного обогащения. 

Измельчение

Измельчение

ВА

Поверочная  классификация

Пред. и повер. классификация

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

ВВ

Поверочная  классификация

Поверочная  классификация

ВЕ

Поверочная  классификация

Пред. и повер.  классификация

Измельчение

Измельчение

Контрольная  классификация

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

. 

Рис. 3.9. Двухстадиальные схемы с полностью замкнутым циклом измельчения в первой стадии (вторая группа)
		
Схемы применяются при тонком помоле или при двухстадиальной схеме обогащения.
Преимущества схем:
- возможность получения тонкого конечного продукта измельчения;     
- возможность осуществления стадиальных схем обогащения;
- удобная самотечная компоновка оборудования.
Недостатки схем:
- трудная регулировка процесса измельчения (трудно равномерно загрузить вторую стадию);
- большое количество классификаторов.

ЖД

Поверочная  классификация

Контрольная  классификация

 Классификация

ЖВ

Поверочная  классификация

 Классификация

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Измельчение

Рис.3.10. Двухстадиальные схемы с частично замкнутым циклом в первой стадии (третья группа)

Достоинства:
- простота регулировки;
- возможность регулирования измельчения шарами различных размеров;
- возможность применения при крупном конечном продукте измельчения;
- отсутствие аккумуляции самородных металлов в цикле измельчения, т.е. они накапливаются в песках классификатора;
- постоянство веса продукта, передаваемого во вторую стадию измельчения, независимо от того, в каком соотношении делятся пески в точке их разделения;
- первичные шламы и наиболее легко измельчаемые компоненты руды удаляются в слив классификатора первой стадии.
Недостатки:
- транспорт песков из первой во вторую стадию измельчения требует желобов с крутым уклоном или применения транспортных механизмов;

1)

Измельчение

Измельчение

Грохочение

-

+

2)

Грохочение

Измельчение

Измельчение

-

+

Грохочение

+

-

4)

Классификация

Измельчение

Измельчение

Классификация

3)

Грохочение

Измельчение

Измельчение

-

+

Грохочение

+

-

А

Рис. 3.11. Схемы самоизмельчения
При рудном самоизмельчении до 5-0,8 мм поверочная классификация применяется на грохотах, а при более тонком измельчении – в гидроциклонах.
Схема 1 применяется только при грубом измельчении (быстрый износ сит).
Схема 2 работает более устойчиво, чем первая.
Схема 3 применяется при необходимости удаления из руды кусков критической крупности А или получения гальки, используемой в качестве дробящей среды в мельницах рудно-галечного самоизмельчения.
Схема 4 применяется при необходимости тонкого измельчения. В первой операции устанавливают гидроциклоны большого диаметра, а во второй – малого диаметра для получения тонкого слива.   
3.4.4. Расчет схем измельчения
Оценка крупности продуктов измельчения
Крупность продуктов измельчения оценивают по их гранулометрическому составу. На практике часто пользуются приближенной оценкой крупности, для чего достаточно знать условную максимальную крупность продукта и содержание в продукте расчетного класса.
Максимальная крупность продукта определяется размером отверстий сита, чрез которые проходит  95…97 % продукта.
Обычно за расчётный принимают класс минус 0,074 мм. При очень тонком измельчении материала расчётными являются классы минус 0,044 мм и минус 0,020 мм, а при грубом измельчении - минус 0,2 и 0,15 мм. Приближённые зависимости между содержанием классов различной крупности для руд средней измельчаемости плотностью 2,7…3,0 т/м3 приведены в таблице 3.10 и 3.11. 

Расчет выходов продуктов классификации
Основную сложность при расчете схем измельчения представляет определение выходов продуктов классификации.
Таблица 3.10
Зависимость между содержанием классов различной крупности в сливе мельниц и классификаторов
Расчетный класс крупности, мм	Условная максимальная крупность измельчённого продукта, мм	
	2,1	1,0	0,62	0,43	0,32	0,24	0,18	0,14	0,094	0,074	
-0,2	25	46	62	75	85	92	96	-	-	-	
-0,074	10	20	30	40	50	60	70	80	90	95	
-0,040	5,6	11,3	17,3	24	31,5	39,5	48	58	71,5	80,5	
-0,020	-	-	9	13	17	22	26	35	46	55	

Таблица 3.11
Среднее содержание класса минус 0,074 мм в исходных и конечных продуктах измельчения в зависимости от их крупности 
(для порфировых медных руд)
Крупность, мм	Исходного	Измельченного	
	-40	-20	-10	-5	-3	-0,4	-0,3	-0,2	-0,15	-0,1	-0,074	
Содержание класса –0,074 мм, %	3	6	10	20	23	40	48	60	72	85	95	

Если в результате какой-либо операции разделения из продукта 1 (рис. 3.7, схема Б) получаются продукты 2 и 3, то частный выход их от операции можно рассчитать по формулам:
2/ = ;  3/ = =  ,     					(3.1.)
где  1, 2, 3  -  содержание расчётного компонента в исходном продукте и в продуктах разделения.
Выхода продуктов классификации могут быть подсчитаны на основе следующей закономерности: распределение тонких классов по продуктам классификации пропорционально распределению воды (это в большей степени справедливо к распределению тонких классов – 0,040; 0,02 и 0,015 мм). Уравнения для расчётов в этом случае применяют следующие:
			(3.2)
где,  -  частное извлечение расчётного класса в слив;
       - извлечение в слив воды;
        c/  и n/ - частные выходы твердого в слив и  пески;    
        и/ и c/  -  содержание тонкого класса в исходном продукте и в сливе                           (в твердой фазе);
Rc и Rn – весовые отношения в сливе и  песках. Значение Rn для спи-   ральных классификаторов обычно лежат в пределах 0,2…0,25    (80…83 % твёрдого), а для гидроциклонов – в пределах 0,4…0,5 (67…71 % твёрдого). 
c/  + n/ = 1
Решая эти уравнения относительно    c/  и n/  , получим формулы:
	c/ =                            (3.3)
	n/ = 1 - с/ =                (3.4)
При известном разжижении Rи исходного продукта, поступающего на классификацию, разжижение слива определяют по формуле
Rc = Rn c///и .
Разжижение слива гидроциклона или классификатора, работающих в открытом цикле, принимают по данным практики с учетом крупности слива.
Для классификаторов и гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле, разжижение слива назначают по данным практики, либо определяют по эмпирической формуле, учитывающей выход и крупность слива:
                          Rc = (1- Тс)/Тс;			(3.5)
                      Тс= Тn с/(КТn + c – 1),                    (3.6)
где  Тс и Тn – содержание твердого соответственно в сливе и песках по массе, доли ед.;
К – коэффициент, учитывающий крупность слива:
К = 1 – 0,7(2,7/δт)0,25 ,                     (3.7)
где  - содержание класса минус 0, 074 мм в сливе в долях ед.;
δт – объемная плотность руды.
Значения Тn и К в зависимости от содержания в сливе класса минус 0,074 мм для руды плотностью δт = 2,7 т/м3 принимают по табл. 3.12.
 Таблица 3.12
Значения Тn и К для песков гидроциклонов в зависимости от крупности слива 
Параметр, характеризующий плотность песков	Содержание класса минус 0,074 мм, доли ед.	
	0,4-0,5 	0,5-0,6	0,6-0,7	0,7-0,8	0,8-0,9	0,9-0,95	
Тn , доли ед.	0,8	0,77	0,75	0,72	0,7	0,67	
К	1,46	1,62	1,83	2,1	2,47	2,83	

Разжижение в песках классификатора принимают равным              Rn=0,25…0,43 (меньшие значения относятся к рудам высокой плотности).
Разжижение в песках гидроциклона Rn вычисляют по формуле
Rn = (1- Тn)/Тn,
где Тn – содержание твердого в песках (принимают  по табл. 3.12).
Конечная крупность измельчения характеризуется верхним и нижним пределами, в соответствии с которыми условно различаются: крупное, среднее и тонкое измельчение (табл. 3.13). 
Значение циркулирующей нагрузки С необходимо знать для выбора гидроциклонов и насосов при работе мельниц в замкнутом цикле, а также при проверке производительности выбранных мельниц по общему питанию.
Таблица 3.13
Виды измельчения 
Предел крупности	Измельчение	
	Крупное 	Среднее	Тонкое	
				
Нижний, содержание класса минус 0,074 мм, % 	50 – 60	60 – 85	85	

При проектировании значение С в зависимости от условий работы рекомендуется принимать по табл. 3.14. 
Таблица 3.14
Оптимальная циркулирующая нагрузка в зависимости от условий измельчения (при одностадиальных схемах)
№ п/п	Условия измельчения 	Значение С опт., %	
1	Тонкое измельчение до минус 0,2 мм крепких руд при самотечном сопряжении мельницы и класси-фикатора.	500 – 700	
2	То же при измельчении до 0,2 – 0,4 мм при средней твердости. 	250 – 500	
3	Механизированный транспорт продуктов между мельницей и классификатором с помощью улитковых подъемников и шнеков.	150 – 300	
4	Грубое измельчение (до 50 % минус 0,074 мм ) на мягких рудах.	150 – 200	
5	То же на рудах средней твердости и твердых. 	200 – 300	
6	При классификации в гидроциклонах.	200 – 600	

Примеры расчета некоторых типовых схем измельчения
Схема измельчения в замкнутом цикле с поверочной классификацией (рис. 3.7, схема В)
Даны: производительность Q! по исходному питанию, содержание расчётного класса крупности в исходном продукте β1-d и в сливе классифицирующего аппарата β4-d.
Необходимо определить производительность по всем продуктам и их плотности.
Оптимальную циркулирующую нагрузку Сопт назначаем, исходя из условий измельчения, по таблице 3.14. Затем определяем производительность по формулам:
Q5 = Q1Cопт;  Q2 = Q3 = Q1 + Q5;  Q4 = Q1;  γn= Qn/Q1;
Плотность слива задаем по данным промышленных аналогов или определяем по формуле 3,6 с учетом того, что γс = 1/1 + Сопт.
Схема измельчения в  замкнутом цикле с совмещенными операциями предварительной и поверочной классификации 
(рис. 3.7, схема А)
Даны: производительность Q1 по исходному продукту, содержания расчетного класса крупности в исходном β1-d и конечном β3-d продуктах. Необходимо определить производительность по всем продуктам и их плотности.
Для выполнения необходимых расчетов представим схему (рис. 3.7., схема А) в развернутом виде (рис. 3.12). При этом примем одинаковыми крупность продуктов 3', 3'' и 3;  β3′-d =  β3′′-d = β3-d.

1

Предварительная
классификация

4′

4′′

3′′

Измельчение

Поверочная классификация

4

5

3′

Рис. 3.12. Одностадиальная схема измельчения с предварительной и поверочной классификацией

Очевидно, что Q3  = Q1;  Q3′ + Q3′′ = Q3;  Q4′+ Q4′′ = Q4 + Q5.
Для определения Q3′ принимаем R3′ = Rс  и задаёмся значениями Rn′, выбирая Тn .по табл. 3.12.
Зная 1-d и 3-d, определяем содержания классов, распределяющихся как вода и находим по формулам 3.3. и 3.4. Определяем Q3 и Q4. 
При проведении дальнейших расчётов может быть два варианта
1. Задаёмся разжижением слива поверочной классификации таким же, как для поверочной классификации R3 = R3. Выход слива от операции определяем из формулы 3.6    с = Тс ( К Тп - 1)/( Тп - Тс )
Зная крупность слива, по таблице 3.12 находим необходимые для расчётов значения Тп и К, после чего определяем производительность по различным продуктам  Q4 = Q4 (1 - c) / c;  Q4 = Q5 = Q4 + Q4.
2. Задаемся величиной циркулирующей нагрузки Сопт в цикле измельчения. Определяем частный выход продукта 3 3 = 1/(1 + Сопт). Находим производительность по продуктам Q4 = Q4  Cопт; Q4 = Q4 (1 + Cопт). По формуле 3.6 рассчитываем плотность слива Т3 и общую плотность Т3.
Схема измельчения в замкнутом цикле с контрольной классификацией слива поверочной классификации (рис. 3.7. схема Д)
Даны: производительность Q, по исходному питанию, содержания расчетного класса в исходном продукте 1-d и в сливах классифицирующих аппаратов 4-d и 6-d. Необходимо определить производительность по всем продуктам и их плотности.
Назначаем значения R6 продукта 6 классификации, исходя из требования технологического процесса к необходимой крупности слива.
Определяем содержания расчётных мелких классов 4 и 6, распределяющихся как вода. Находим разжижение R4 для продукта 4 по формуле R4 = R6 6/4. Определяем разжижение R7 для продукта 7 по формуле 3.8.
Определяем частный выход продукта 6 от операции контрольной классификации по формуле 3.3.
Назначаем Сопт в цикле измельчения и находим производительность по всем продуктам: Q8 = Q1 Сопт;  Q2 = Q3 – Q1 (1 + Сопт);  Q6 = Q;  Q4 = Q6/6;  Q7 = Q4 – Q6;  Q5 = Q6 – Q7

Расчёт схем измельчения с предварительной классификацией (рис. 3.7, схема Б) и измельчением в открытом цикле (рис. 3.7, схемаГ)
Исходные данные для расчёта схемы Б: Q1, 1, 2, R1 и R3. По формуле 3.4
31 = 3 =;
Q3 = Q4 = Q1 3;  Q2 = Q1 – Q3.
Для схемы Г при установившемся процессе Q2 = Q1.

Схемы двухстадиального измельчения со стержневой мельницей и открытым циклом в первой стадии (рис. 3.8, схема ГА)
Даны: производительность Q1 по исходному продукту, содержание расчётного класса крупности в исходном продукте -d классифицирующего аппарата к-d, Rс и Rn- отношение Ж : Т в сливе и песках классификатора. При расчёте необходимо найти производительности по всем продуктам.
При  выполнении расчётов вводим отношение объёма мельницы второй стадии к приведённому объёму мельниц первой стадии измельчения (приведённый объём  - это объём, приведённый к определённому типу и диаметру мельниц) – m = V11 : V1. Объёмы V11 и V1 подбираем по каталогам в нескольких вариантах с учётом производственной мощности фабрики так, чтобы отношение мощности приводов мельниц N11 : N1 = 1,5-2,0.
Соотношение удельных производительностей    q11-d : q1-d = К принимаем по данным практики. Эта величина вводится в связи с тем, что при двухстадиальном измельчении мельницы второй стадии обычно дают меньшую удельную производительность по расчётному классу. Это объясняется неоднородностью исходного сырья, состоящего из компонентов различной измельчаемости, В первой стадии избирательно измельчаются наиболее мягкие и хрупкие компоненты, а трудноизмельчаемые компоненты поступают во вторую стадию измельчения.
При отсутствии практических данных значение коэффициента К принимается в пределах от 0,8 до 0, 85.
Для установившегося процесса Q1 = Q2 = Qк , где Qк – вес конечного продукта измельчения.
В качестве первого этапа расчета определяем значение 2 – содержание расчетного класса в сливе мельницы первой стадии измельчения.  Обозначим через Р1 и Р2 веса вновь образованного расчётного класса в первой и второй стадиях измельчения, тогда
                 (3.9.)

,
Очевидно, что  - общее приращение вновь образованного расчётного класса равно  
откуда                           
и в соответствии с формулой 3.9
                                (3.10)
Дальнейший расчёт ведется аналогично расчёту одностадиальной схемы с совмещением операций предварительной и поверочной классификации (рис. 3.7, схема А).
Расчёты других видов двух- и многостадиального измельчения с замкнутым циклом в каждой стадии осуществляется как две или несколько последовательных одностадиальных схем, для каждой из которых методика расчёта принимается в зависимости от конфигурации схемы.

3.5. Расчёт схем обогащения полезных ископаемых
Расчёты схем любых процессов обогащения осуществляются по единой методике.
При расчёте количественных схем обогащения определяют для всех продуктов схемы численные значения основных технологических показателей: Q, , , .  Расчёты рекомендуется проводить сначала в относительных показателях , , , а затем вычислить абсолютные показатели по формулам Qn = Q1n;  Рn = Р1n.
Исходные показатели  по содержанию ценных компонентов в исходном питании и всех продуктах обогащения устанавливаются на основании результатов научно-исследовательских работ по обогатимости данного вида сырья или практики работы обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичные руды. Для действующих предприятий исходные показатели для расчёта схем принимаются по результатам опробования.
Рассчитываемые показатели определяются из баланса металлов по схеме в целом, по каждому  циклу или отдельной операции.
После расчёта общего баланса металлов рассчитываются отдельные 
циклы. В циклах расчет ведется по главному для рассчитываемого цикла компоненту, т.е., например, в цикле свинцовой флотации – по свинцу, цикле цинковой флотации – по цинку  и т.д.
При расчёте схемы обогащения с предварительной коллективной флотацией сначала рассчитывается схема коллективной флотации, а затем – схема селективной флотации коллективного концентрата.
Расчёты схем проводятся двумя способами:
1. По методике К. А. Разумова. Последовательность действий в этом случае определяется следующим образом.
Вводятся обозначения в формулах расчёта: N – число исходных показателей для расчёта схемы; Nn – число исходных показателей, относящихся к продуктам операций разделения; N, N, N - число показателей соответственно по извлечению, содержанию и выходу, относящихся к продуктам разделения; ар – число операций разделения; nр – число продуктов разделения; с – число расчётных компонентов (включая твердую фазу); е- число определяемых элементов, по которым рассчитывается схема (металлов, неметаллов, золы и т.д.).
Порядок расчёта:
- по формуле N = C(1 + nр - ар) – 1 определяется необходимое и достаточное количество исходных показателей для расчёта схемы (включая и показатель , относящийся к исходной руде); 
- по формуле Nn = C(nр - ар) определяется число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки;
- по формуле Nизвл  max  = nр - ар  определяется максимальное число показателей извлечения, которое может быть принято для расчёта схемы;
- по формуле Nn  = N + N + N определяется число исходных показателей содержания, принимая при этом, что N = 0 и N = Nизвл. max;
- по данным отчетов о НИР, практики работы фабрик, перерабатывающих аналогичные руды, или по результатам опробования технологической схемы принимают численные значения для конечных продуктов обогащения и для всех операций;
- определяют извлечения для продуктов всех операций;
- по формуле  n = n/n  определяют выходы продуктов.
2. Метод расчёта технологических схем на основании составления баланса металлов.
Расчёт схем рекомендуется начинать с составления и решения общего технологического баланса металлов.
Рассмотрим два случая:
а) при обогащении Q тонн руды получают два продукта: к тонн концентрата и хв тонн хвостов.
Пусть:  - содержание металла в руде, %;  - содержание металла в концентрате, %;  - содержание металла в хвостах, %. Тогда:
	
Т.к Q, α, β и θ обычно известны, то, решая уравнение относительно γк, получим:
                           (3.11)
Если γк  выразить в процентах, то Q = 100 % и
γк  =                            (3.12)
γхв = 100 – γк                                (3.13)
Извлечение металла в концентрат:
             (3.14)
б) при обогащении получают  три продукта: два концентрата и хвосты.
Пусть:
к- выход первого концентрата, %;
к- выход второго концентрата, %;
хв – выход хвостов, %;
1 – содержание первого металла в руде, %;
2 – содержание второго металла в руде, %;
1и 2 - содержание первого и второго металлов в первом                       концентрате, %;
1и 2- содержание первого и второго металлов во втором        концентрате, %;
1 и 2- содержание первого и второго металлов в хвостах, .
Тогда:
 
Решая уравнения при известных 1, 2 , 11, 1, 2, 2, 1 и 2 относительно  к и к получим
 к =  ,    	(3.15)
		
к =  .		(3.16)
Если 1 - извлечение одного металла в первый концентрат, а 2- извлечение другого металла во второй концентрат, то:
                            1 = ;				(3.17)
                                      2 = ;	    			        (3.18)
 Рассчитав показатели, проверяем баланс выходов, металлов, извлечения по уравнениям:
100 = к + к + хв					(3.19)	
100 1 = к1+ к1 + хв1  					(3.20)
100 2 = к2+ к2 + хв2 					(3.21)
100 = 1 + 1+  1 хв; 					(3.22) 
100 = 2 + 2+  2 хв. 					(3.23) 
Результаты расчётов сводятся в табл. 3.15.
После решения основного технологического баланса металлов приступают к решению частного баланса по всем отдельным технологическим операциям. Расчёт ведется по схеме снизу вверх и начинается с операции, в которой есть один из конечных продуктов обогащения. Для удобства расчётов все продукты нумеруются.
                                                                                              Таблица 3.15
Форма записи расчётов основного баланса металла качественно-количественной схемы для монометальной руды
Номера продуктов	Продукты	Выход
, %	Производительность
, т/с	Содержание
металла
, %	Извлечение
металла
, %
	
1	Исходная руда					
23	Концентрат					
16	Хвосты					
	Итого: 
и т.д.					

По каждой операции составляются два уравнения:  выходов и баланса металлов, на основе решения которых определяют выхода продуктов обогащения и извлечение в них ценных компонентов. Расчеты аналогичны предыдущим.  
Результаты расчётов частного баланса металлов сводят в таблицу.  Форма записи показана в табл. 3.16.
Таблица 3.16
Форма записи расчетов частного баланса металлов качественно-количественной схемы для руды, содержащей два ценных компонента
№ опера
ции и
продуктов	Наименование
операций и
продуктов
обогащения	Выход
, %	Производитель
ность,
т/с	Содержание, ,  %	Извлечение,
 %	
				первого
металла	второго
металла	первого
металла	первого
металла	
1	2	3	4	5	6	7	8	
1

1
5
10

   	Основная флотация первого металла
Поступает: 
Слив классификатора
Хвосты 1 перечистки
Концентрат 
контрольной 
флотации
Итого:							

2

3	Выходит:
Концентрат основной флотации
Хвосты основ-
ной флотации 
Итого:
и т.д.							

3.6. Расчет водно-шламовой схемы, баланс водопотребления и водоотведения
Целью проектирования шламовой схемы является обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж:Т в продуктах схемы; определение объёмов пульпы для всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса водопотребления и водоотведения. 
Примем следующие обозначения: 
n – номер продукта в схеме (арабскими цифрами):
Rn – весовое отношение жидкого к твёрдому по массе, численно  равное массе воды на одну тонну твёрдого (или м3/т твёрдого);
Wn – количество воды в операции или в продукте, м3  в единицу времени; 
Ln – количество воды, добавляемой в операцию или к продукту, м3 в единицу времени; 
Sn – влажность продукта, %;
Т – содержание твёрдого, %; 
n – плотность твёрдого в продукте, т/м3;
Vn – объем пульпы в продукте, м3 в единицу времени; 
n – удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные операции, м3/т твёрдого.
Основные расчётные формулы:
Wn = QnRn ;					(3.24)
Rn  = Wn/Qn;					(3.25)
Rn = 100 – Tn/Tn ;  или Rn  = Sn/(100 – Sn);				(3.26)
Sn = 100 - Tn;					(3.27)
Sn = Rn/(1 + Rn) = Wn/(Qn + Wn);					(3.28)
Vn = Wn + Qn/Rn = Qn(Rn + 1/n);					(3.29)
Для операций соотношения сохраняются с изменением индекса n    на m. 
Исходные показатели для расчета водно-щламовой схемы принято разделять на три группы.
1. Оптимальные значения R в отдельных операциях и продуктах обогащения, получаемые в процессе регулировки. 
2. Показатели, характеризующие влажность продуктов, величина которой не зависит от исполнителя и практически не регулируется (влажность руды, песковых продуктов, концентратов и т.д.).
3. Норма расходов дополнительной воды, необходимой для ведения технологического процесса (например, для промывки, грохочения с промывкой, транспортировки концентратов и т. д.).
 Значения исходных показателей принимаются на основании результатов выполненных научно-исследовательских работ или, исходя из опыта работы действующих обогатительных фабрик. Ориентировочно для расчётов водно-шламовой схемы можно принимать данные табл. 3.17. и 3.18.
   Таблица 3.17
Ориентировочное содержание (%) твёрдого (по массе) в некоторых операциях и продуктах обогащения
Операции и продукты	В питании
операции	В продуктах	
1	2	3	
Измельчение в шаровых и стержневых мельницах 
Измельчение в мельницах самоизмельчения
Слив классификаторов при измельчении до крупности, мм:
0,3
0,2 
0,15
0,1
Пески спиральных классификаторов
Пески гидроциклонов
Основная флотация первой стадии при двухстадиальных схемах
Основная флотация при одностадиальных схемах и основная флотация второй стадии 
Перечистка концентратов флотации 
Концентраты флотации:
основной
контрольной
перечистных 
Отсадка руд
Продукты отсадки, выдаваемые через краны, насадки и ловушки
Концентрация на столах
Тяжелые продукты со столов
Промежуточные продукты со столов	65 – 80
60 – 70

30 – 50

20 – 35
15 – 30

40 –50

25 – 35

28 – 50
25 – 45
20 – 35
15 – 30
80 – 85
60 – 80

25 – 45
25 – 35
30 – 50

30 – 50

40 –60
30 – 45	
Окончание табл. 3.17
1	2	3	
Концентрация на винтовых сепараторах
Концентрация на струйных и конусных сепараторах
Гидравлическая классификация
Песковые фракции гидравлической классификации
Мытые продукты наклонных корытных моек
Сгущенные продукты сгустителей при сгущении рудных концентратов перед фильтрованием 
Фильтрование сгущённых рудных флотационных концентратов
Сушка осадков, полученных при фильтрации
Тяжёлые продукты тяжелосредной сепарации (после грохочения для отмывки суспензии)
Легкие продукты тяжелосредной сепарации ( после грохочения для отмывки суспензии)
Обогащение на шлюзах
Обогащение на орбитальных шлюзах
Магнитная дешламация
Мокрая магнитная сепарация при измельчении до крупности, мм:
0,3 
0,15
0,1
0,05 
Магнитные продукты мокрой магнитной сепарации:
крупнее 0,15 мм
мельче 0,15 мм	15 – 40
45 – 60
30 – 50

50 – 70
85 – 90

12 –25
9 – 11
10 – 30

50 –55
40 – 50
30 – 40
20 –30

65 – 68
60 – 65	

20 – 50
80 -85

50 –70

85 – 90
95 – 98

93 –95

90 – 93

	Таблица 3.18
Ориентировочные нормы добавки воды в некоторых операциях    обработки (дополнительно к воде, поступающей с питанием)

Наименование операций 	Расход воды на 
1 т твердого, м3	
1	2	
Отсадка руд:
в отсадочных машинах с подвижным решетом
в диафрагмовых отсадочных машинах
в воздушно-пульсационных машинах
Концентрация руд на столах 
Промывка руд:
в наклонных корытных мойках
в скрубберах
в горизонтальных корытных мойках
Гидравлическая классификация с получением четырех песковых продуктов
Мокрое грохочение и обесшламливание на грохотах
Смывка флотационных концентратов по желобам
Промывка шламов перед обогащением руд в тяжелых суспензиях 	
3,0 – 4,0
3,0 – 4,5
2,0 – 3,5
1,5 – 2,5

3,0 – 6,0
1,0 – 2,0
1,0 – 2,0

0,6 – 2,0
1,0 – 2,5
0,5 – 1,5

0,5 – 1,2	
Окончание табл. 3.18
1	2	
Отмывка суспензии от рудных продуктов
Обогащение:
на винтовых сепараторах
на винтовых шлюзах
Смыв магнитных продуктов при мокрой магнитной сепарации в слабом поле 
Общий расход воды:
флотационные и мокрые магнитообогатительные фабрики
углеобогатительные фабрики, применяющие отсадку
углеобогатительные фабрики с обогащением в тяжелых суспензиях
промывочные фабрики	1,0 – 1,2

0,1 – 0,35
0,1 – 1,8

0,3 – 0,8

3,0 – 6,0
6,0 – 8,0
1,2 – 2,0
4,0 – 8,0	

Порядок расчета шламовой схемы:
1. Устанавливают численные значения исходных показателей.
2. По формуле 3,24 определяют количество воды в тех продуктах и операциях, для которых известно разбавление R (производительность по твердому принимают из качественно-количественной схемы).
3. По уравнению баланса определяют количество воды, добавляемое в другие операции и продукты и подсчитывают расход дополнительной воды во всех операциях, где он неизвестен. 
4. По формуле 3.25 подсчитывают R для всех продуктов и операций. 
5. По формуле 3.29 подсчитывают производительность по объёму пульпы для всех продуктов и операций.
Результаты расчётов оформляют в виде таблицы (табл. 3.19) и графика.		                                  
В заключительной части расчётов составляют баланс водопотребления и водоотведения воды по обогатительной фабрике (табл. 3.20).
Суммарное количество воды, поступающее в процесс, должно равняться суммарному количеству воды, уходящему из процесса с конечными продуктами.

                  Таблица 3.19
Пример записи водно-шламовой схемы
Номер продукта и операции	
Наименование операций и
продуктов	Кол-во
твердого,
т/с	Разбавление
R	Кол-во
воды,
м3/с	Объем
пульпы,
м3/с	
1	2	3	4	5	6	
V

10
14	Третья перечистная флотация
Поступает: 
Концентрат второй перечистки
Промпродукт  4 перечистки
Свежая вода					

11
12	Итого:
Выходит:
Концентрат
Промпродукт					
	Итого:
и т.д.					

				Таблица 3.20
Баланс водопотребления и водоотведения по фабрике
Поступает воды в процесс	м3/с	Уходит воды из процесса	м3/с	
С исходной рудой, W1
В измельчение, L1
В классификацию, L2
В первую перечистку, L3
 и т.д.		C хвостами, W21
С концентратом, W19
В сливе сгустителя, W30
и т.д.		
Всего поступает  W1 + 		Всего уходит 		

Все приведённые расчеты относятся к воде, потребляемой для технологических целей. Обычно при проектировании общий расчёт увеличивают на 10…15 % для учета расхода воды на нетехнологические нужды (смыв полов, промывку аппаратов и т.д.).
Если на фабрике проектируется оборотное водоснабжение, то расход свежей воды будет равен разности между расходом общей воды и количеством оборотной воды.
По результатам расчётов подсчитывают расход воды на 1 т твёрдого.  
Контрольные вопросы
1.	Какие существуют общие принципы выбора схем обогащения полезных ископаемых 
2. Какие факторы влияют на выбор схем рудоподготовки и обогащения 
2.	Перечислите принципиальные варианты схем рудоподготовки.
4. Понятие о стадии и степени дробления.
5. Общие правила выбора схем рудоподготовки.
6.Как пользоваться типовыми характеристиками крупности дробления продуктов различных дробильных машин 
7.Как производится выбор и расчёт схем дробления  
8.	В чём заключается предварительный и окончательный расчёт схем дробления 
9.	Виды одно- и двухстадиальных схем измельчения и классификации.
10.	Как производится выбор и расчёт схем измельчения и классификации 
11. Методы расчётов основного и частного балансов металлов схем обогащения.
12.Как производятся расчёты водно-шламовой схемы и баланса водопотребления и водоотведения на обогатительных фабриках 

4. Выбор и расчет основного технологического оборудования
4.1. Общие принципы выбора и технологического расчёта оборудования
При выборе оборудования решают следующие основные задачи:
Выбор схемы аппарата и его типоразмера.
Расчёт производительности для заданных условий.
Определение потребного числа аппаратов.
1. Тип выбираемого аппарата зависит от крупности кусков обогащаемого материала и его физических свойств. Если возможно использование аппаратов нескольких типов, то выбор может быть сделан на основе технико-экономического сравнения отдельных аппаратов. Решающую роль в вопросе о выборе типа играет учёт накопленных практических данных по эксплуатации подобных обогатительных фабрик.
Выбор типоразмера аппарата связан с распределением  потока обогащаемого материала на параллельные секции. Общая тенденция в этом  направлении – максимальное укрупнение потоков и применение аппаратов с максимально возможной единичной производительностью.
Установленную и потребляемую мощность, число оборотов и др. показатели при выборе оборудования обычно не рассчитывают, т.к. эти данные берутся из каталогов заводов-изготовителей. Исключением являются мельницы и дробилки, для которых заводская установленная мощность не всегда может быть реализована при работе, и транспортное оборудование, где расход мощности может меняться в широких пределах в зависимости от производительности, высоты подъема, длины транспортирования и др. условий. 
2. Производительность отдельных аппаратов обычно колеблется в широких пределах и зависит от многих причин, поэтому производительность должна приводиться к конкретным условиям.
Методы расчета производительности обогатительного оборудования:
1. Определение производительности по теоретическим формулам.
Теоретические формулы обычно исходят из идеализированных условий работы оборудования и учитывают только главнейшие причины, влияющие на конечный результат, поэтому теоретические формулы являются приближёнными, а полученные по этим формулам результаты могут расходиться с данными практики.
Из этого не следует делать вывод о бесполезности теоретических формул. Большая их ценность заключается в тоя. что они указывают, от каких условий зависит конечный результат и как влияют отдельные условия на их работу. Теоретические формулы позволяют также вводить обоснованные поправки при определении производительности  аппаратов, работающих в разных условиях.
 К числу аппаратов, производительность которых приближённо может быть определена по теоретическим формулам, относятся: дробилки щековые и конусные, гладкие валки, гидравлические классификаторы, сгустители и отстойники, гидросепараторы, гидроциклоны, осадительные центрифуги, циклоны.  
Применяемые аппараты подразделяются на две группы:
- дробильные машины, для которых объём и масса дроблёного продукта поддаются теоретическому определению;
- классифицирующие машины с упорядоченным движением пульпы, расчёт которых основан на теории движения твердых тел в воде или воздухе под действием силы тяжести и силы инерции.
2. Определение производительности по эмпирическим формулам – производится для гирационных, инерционных и колосниковых грохотов, спиральных классификаторов и некоторых других аппаратов.
Эмпирические формулы, также как и теоретические, показывают зависимость производительности от наиболее важных свойств обрабатываемого материала и условий работы аппарата. В отличие от теоретических эмпирические формулы можно применять лишь в диапазоне тех условий, для которых справедливость этих формул проверена опытным путём.
3. Определение производительности по нормам удельной нагрузки на единицу объема, площади или длины аппарата.
Допустимая норма удельной нагрузки устанавливается при предварительных испытаниях. Чаще всего в процессе испытаний определяется не абсолютная норма удельной нагрузки. а относительный коэффициент производительности, показывающий, во сколько раз производительность аппарата при обработке исследуемого материала больше или меньше производительности того же аппарата при обработке эталонного материала. В качестве эталонного материала может быть выбран любой материал, для которого нормы удельной производительности известны по данным практики. Относительный коэффициент производительности можно определить лабораторными испытаниями исследуемого и эталонного материалов.
4. Определение производительности по нормам удельного расхода энергии.
Сущность этого метода заключается в том. что предварительно устанавливается норма удельного расхода энергии на единицу массы или объёма обрабатываемого материала. Частное от деления потребляемой аппаратом мощности на норму удельного расхода энергии будет равно производительности аппарата.
Для определения нормы удельного расхода энергии применяют такой же способ, что и для определения удельной нагрузки, т.е. за основу принимают известный из практики удельный расход энергии для эталонного аппарата, который умножают на относительный коэффициент расхода энергии, устанавливаемый сравнительными испытаниями эталонного и исследуемого материала.
5. Определение производительности по времени пребывания обрабатываемого материала в аппарате.
Для успешного протекания некоторых процессов требуется определённая продолжительность обработки материала. Полезный объём аппаратов этой группы определяют умножением требуемой в единицу времени объёмной производительности (по питанию) на необходимую продолжительность обработки. Продолжительность обработки материала для отдельных операций устанавливается предварительными исследовательскими работами.
6. Определение производительности аппарата как транспортирующего средства.
При непрерывном процессе производительность оборудования должна рассматриваться с двух точек зрения: как аппаратов, осуществляющих определенный технологический процесс, и как транспортирующих устройств. 
Например, при дроблении в щековой дробилке крупнокусковой, очень прочной руды, производительность будет лимитироваться мощностью установленного электродвигателя, а при дроблении  мелкокусковой, хрупкой или мягкой руды производительность будет лимитироваться транспортирующей способностью дробилки, т.е. количеством материала, которое может разгружаться из рабочей зоны за периоды холостого хода щеки. Из двух значений производительности следует выбрать наименьшее.   
7. Определение производительности по данным каталогов и справочников.
Производительность некоторых аппаратов, например, зубчатых дробильных валков, концентрационных столов берется по каталогам заводов изготовителей или по справочникам. Производительность щековых и конусных дробилок также обычно берётся по каталогам с введением поправок на плотность дробимого материала и ширину разгрузочной щели дробилки.
Вывод: Производительность чаще всего рассчитывают по удельной производительности, по эмпирическим формулам или подбирают по данным каталогов и справочников.
8. Определение потребности устанавливаемого оборудования.
Число устанавливаемых аппаратов зависит от выбранного размера оборудования. 
Применение аппаратов малого размера требует увеличенной площади здания, затрудняет их обслуживание и ремонт.
Установка аппаратов больших размеров вызывает увеличение высоты помещений, увеличение грузоподъемности кранов и приводит к относительно большим потерям производительности при остановке одного аппарата.
Поэтому для каждой проектируемой обогатительной фабрики необходимо определить оптимальный размер устанавливаемого оборудования.
В некоторых случаях выбор размера аппарата определяется лишь техническими условиями. Например, если выбранная по размеру куска щековая дробилка имеет избыточную производительность, то все другие варианты отпадают т.к. установка дробилок меньшего размера невозможна.

Общие положения при выборе оборудования:
1. Если расчётное число однотипных аппаратов для какой-либо операции получается больше 4-6, то переход на увеличенный размер аппарата будет выгодным (из этого положения нельзя сделать обратного вывода).
2. Число запасных дробилок и грохотов зависит от продолжительности работы цеха дробления в сутки, ёмкости приёмных и промежуточных бункеров.
Для первого приёма дробления обычно запасные дробилки не устанавливаются.
Во втором и третьем приёмах дробления на 2-3 работающие дробилки устанавливается одна запасная и на 3-4 работающих грохота – один запасной. 
3. Запасные аппараты для операций измельчения, обогащения и сгущения не устанавливаются. Необходимое время для ремонта оборудования в этом случае предусматривается уменьшением числа рабочих дней  по сравнению с календарным.
4. Оборудование для фильтрования и сушки концентратов должно проектироваться с запасом производительности.
На обогатительных фабриках средней и большой производительности цех фильтрования и сушки работает обычно синхронно с цехом обогащения. В этом случае, чтобы не лимитировать работу главного цеха, в цехе фильтрования и сушки на 3-4 работающих аппарата устанавливается один запасной.
На обогатительных фабриках малой производительности, а также на фабриках большой производительности, но с малым выходом концентрата, (например, на молибденовых) возможно накапливание концентрата в сгустителях и буферных чанах. Тогда цех фильтрования и сушки обычно проектируется на односменную работу, но без запасного оборудования.
Накапливание пульповых продуктов оказывается необходимым. например, при мокрой шихтовке продуктов на доводочных обогатительных фабриках. 
5. Насосы для перекачивания пульпы или дублируются, или на два работающих насоса устанавливают один запасной.

4.2. Дробилки
Конусные дробилки выпускают следующих типов: ККД – конусные крупного дробления в двух исполнениях – с одним и двумя электродвигателями на приводе; КРД – конусные редукционного дробления для вторичного дробления при трех- и четырёхстадиальных схемах дробления; КСД – конусные среднего дробления в двух исполнениях – грубого (Гр) и тонкого (Т) дробления; КМД – конусные мелкого дробления в двух исполнениях – грубого (Гр) и тонкого (Т1 и Т2) дробления. Дробилки КСД и КМД изготавливают в следующих дополнительных исполнениях: В – с  виброизолирующими опорами; Д – с дистанционным управлением; П – с распределителем питания. Условное обозначение дробилок ККД и КРД включает ширину приёмного отверстия, номинальную ширину выходной щели, особенности исполнения (только с двумя электродвигателями) и климатическое исполнение (только в тропическом исполнении).
Условные обозначения дробилок типа КСД и КМД включают диаметр основания дробящего конуса (в мм), вид исполнения (ГР или Т1 и Т2), дополнительные и климатическое исполнения.
Щековые дробилки выпускают следующих типов: ЩДП – щековые дробилки с простым движением щеки; ЩДС – щековые дробилки со сложным движением щеки и с отношением длины приёмного отверстия к его ширине более 1,6; ЩДС-11 – щековые дробилки со сложным движением щеки и с отношением длины приёмного отверстия к его ширине до 1,6 включительно.
Производительность дробилок Q крупного дробления определяют по их техническим характеристикам с учетом поправочных коэффициентов на условия работы по формуле 
Q = Qк  К КŴ Ккр,                                (4.1)
где Q – производительность дробилки, т/час;
Qк – производительность дробилки при заданной разгрузочной щели, м3/час;
γ -  насыпная плотность, т/м3;
КΨ, Кw и Ккр – поправочные коэффициенты на условия работы – принимаются по табл. 4.1.

Таблица 4.1
Значения поправочных коэффициентов при различных условиях работы  
Коэффициент	Руда	
	Крепость по шкале Протодьяконова, ед. 	
	мягкая	ср.твёрдости	твёрдая	весьма твёдая	
	5-10	10-15	15-18	18-20	
Поправочный на крепость, КΨ	1,2	1,0	0,95	0,90	

Поправочный на влажность, Кw	Влажность руды, %	
	4	5	6	7	8	9	10	11	
	1	1	0,95	0,9	0,85	0,8	0,75	0,65	

Поправочный на крупность, Ккр 	Содержание крупных классов (крупнее половины приёмного отверстия дробилки) в питании, %	
	5	10	20	30	40	50	70	80	
	1,1	1,08	1,05	1,03	1,0	0,97	0,95	0,89	

При расчёте производительности дробилок учитывают неравномерность их питания (табл. 4.2).

Таблица 4.2
Влияние условий загрузки оборудования на значение коэффициента неравномерности питания
Наименование оборудования и условия его загрузки (питания)	Коэффициент неравномерности питания, Кн	
Дробилки всех стадий дробления; стержневые, шаровые, рудно-галечные мельницы самоизмельчения при непосредственной загрузке из бункеров и автоматическом регулировании загрузки, флотомашины.                                                                                                   	0,98	
Дробилки крупного дробления при их загрузке “в             завал” непосредственно из автомашин или из                                                                                    железнодорожных вагонов, а также питателями из безъёмкостных воронок.	0,95	
Дробилки среднего и мелкого дробления при каскадном их расположении и загрузке непосредственно надрешётным продуктом грохота, при отсутствии склада или ёмких бункеров между корпусом крупного дробления и корпусами среднего и мелкого дробления.	0,95	
Мельницы доизмельчения промежуточных продуктов при отсутствии буферных емкостей (сгустителей) и автоматического регулирования загрузки.	0,95	

Производительность конусных дробилок Q среднего и мелкого дробления принимают по их техническим характеристикам с учётом поправочных коэффициентов на условия работы (табл. 4.3) по формуле
Q = Qк γ КΨ Ккр;                                               (4.2)
где Q – производительность дробилки, т/час;
Qк – производительность дробилки при заданной загрузочной щели,   м3/час;
γ – насыпная плотность, т/м3;
КΨ и Ккр – поправочные коэффициенты на условия работы. Принимаются по табл. 4.3.

Таблица 4.3
Влияние условий работы дробилок среднего и мелкого дробления на величину поправочных коэффициентов
Коэффициент	Руда	
	Крепость по шкале Протодьяконова, ед.	
	мягкая	средней твёрдости	твёрдая	весьма твёрдая	
	6-10	10-15	15-18	18-20	
Поправочный на крепость, КΨ	
1.1	
1.0	
0.75	
0.65
	
	Дробление с предварительным грохочением. Номинальная крупность питания в долях ширины приемного отверстия дробилки	Дробление без предварительного грохочения. Номинальная крупность питания в долях ширины отверстия дробилки.	
Поправочный на крупность, Ккр	
0.8	
0.6	
0.3	
0.8	
0.65	
0.55	
0.45	
0.35	
Для КСД и КМД (в открытом цикле)	
1.0	
1.05	
1.1	
1.0	
1.1	
1.2	
1.3	
1.4	
	Отношение размера ячейки сит грохота к номинальной крупности продукта в разгрузке дробилки	
	0.3	0.5	0.7	0.9	
Поправка  на замкнутый цикл дробления(для КМД)	
1.4	
1.3	
1.2	
1.1	

4.3. Грохоты
Для предварительного грохочения руды перед первой стадией дробления устанавливают колосниковые грохоты.
Для операций предварительного и контрольного грохочения в схемах дробления применяют инерционные грохоты тяжелого типа.
При переработке руд с повышенной влажностью и глинистостью в операциях предварительного грохочения перед средним дроблением для выделения готового по крупности продукта используют двухситные грохоты или каскад односитных грохотов типа ГИТ.
Горизонтальные инерционные грохоты с самобалансным вибратором устанавливают для классификации в замкнутом цикле с мельницами рудного самоизмельчения, с мельницами со стальной дробящей средой при измельчении руд, содержащих легкошламующиеся полезные минералы, для промывки глинистых руд при их подготовке к процессу разделения в тяжёлых суспензиях, а также для отмывки утяжелителя.
Для мокрого грохочения тонкоизмельчённых руд редких металлов, (например, оловянных) применяют дуговые сита и грохоты тонкого грохочения.
4.3.1. Неподвижные колосниковые грохоты
Грохоты проектируются к установке перед первой стадией дробления и могут применяться при наличии в исходной руде не менее 15 % готового по крупности продукта или отсутствии достаточного запаса производительности у дробилки крупного дробления. В любом случае установка грохота должна быть обоснована, т.к. она связана с потерей высоты и значительным заглублением корпуса крупного дробления.
Размеры грохота определяют конструктивно.
Ширину грохота определяют о формуле В = 3Дmax, а при незначительном содержании крупных кусков по формуле В = 2Дmax + 100, где В и Д – соответственно ширина грохота и диаметр максимальных кусков руды питания, мм.
Необходимую площадь грохота определяют по формуле
                     F = Q/(qо а ρн К),                               (4.3)
где F – площадь грохота, м2;
Q – требуемая производительность, т/час;
qо – удельная объемная производительность, м3/(м2 ч) на 1 мм щели;
а - размер щели, мм;
ρн – насыпная плотность руды, т/м3;
К - коэффициент, учитывающий эффективность грохочения Е: при Е =  50…60 % К = 2,0, при Е = 65…70 % К  1,0.
Значения qо принимают в зависимости от размера щели а:
а, мм……………………………………..50   75    100    125    150  200  
qо, м3/(м2  ч) на 1 мм щели…..…………3   0,28   0,25   0,22   0,20 0,18  
Длину грохота обычно принимают в 2 раза больше ширины и для руды с исходной крупностью кусков 800…1200 мм она составляет      4…6 м. Угол наклона грохота принимают равным 38…45 о, при грохочении влажных и слипающихся руд – 40..55 о.
4.3.2. Инерционные грохоты
Инерционные грохоты в зависимости от насыпной плотности подразделяют на три типа: Л –лёгкий, С – средний, Т – тяжёлый и применяются для грохочения сыпучих материалов с насыпной плотностью соответственно до 1,4; 1,8 и 2,8 т/м3.
С учётом траектории колебания грохоты имеют следующие исполнения: И – инерционные с круговыми или близкими к ним колебаниями (ГИЛ, ГИС, ГИТ); С – самобалансные с прямолинейными колебаниями (ГСЛ, ГСС, ГСТ); ИС – инерционные с близкими к прямолинейным колебаниями и самосинхронизирующимися вибровозбудителями (ГИСЛ).
В условное обозначение входят слова «грохот инерционный», сокращённое наименование грохота – Г; обозначение траектории колебаний – И, С или ИС; обозначение типа грохота – Л, С или Т; цифровое обозначение ширины просеивающей поверхности – 2 –1000 мм, 3 – 1250 мм, 4 – 1500 мм, 5 – 1750 мм, 6 – 2000 мм, 7 – 2500 мм, 8 – 3000 мм, 9 – 3500 мм, 10 – 4000 мм; число ярусов сит и индекс модификации (буквенный или цифровой); обозначение вида климатического исполнения.
Производительность инерционных грохотов по исходному материалу (Q) определяют по формуле
Q1 = F qбаз γ К1 К2 К3 К4 К5 К6,                       (4.4)
где Q1 –производительность грохота, т/час;
F – полезная площадь сита, м2;
qбаз – базовая удельная объёмная производительность на 1 м2 поверхности сита, м3/(м2 ч);
γ – насыпная плотность, т/м3;
К1..К2 – поправочные коэффициенты на  условия работы.
qбаз – определяется по графику в зависимости от размера отверстий сетки а, мм:
а, мм            3,2     4     5     8     10    12    20    25    40    50    60    80    100
qбаз, м3(м2 ч)7,0  8,5   9,8  14,2  17   20    29    31    38   42     46     55     64   

К1 – поправочный коэффициент на эффективность грохочения Е (%):
Е, %……    65    70     75      80      85     90      92      94     95     96     98     
К1………  2,25  2,0    1,75   1,5    1,25   1,0     0,9    0.8   0,75    0,7    0.6  
К2 – поправочный коэффициент на вид просеивающей поверхности: (для проволочных сит: квадратных – 1,0, прямоугольных (щелевидных) – 1,2; для перфорированных (штампованных) листовых решёт: квадратных – 0,85, круглых – 0,7; для сит из резины и полиуретана: квадратных – 0,9, щелевидных – 1,2);
К3 – поправочный коэффициент на несовершенство параметров механического режима грохота, зависящего от амплитуды колебания грохота r (мм) и частоты вращения вала вибровозбудителя  n (мин-1):

2 r n………………………………6000        8000        10000       12000      
К3………………………………0,65-0,7    0,75-0,8     0,85-0,9   0,95-1,0
К4 – поправочный коэффициент на форму зерен и кусков: (многогранная (дробленая) руда – 1,0; округлая (песчано-гравийная смесь) – 1,2; плитняковая – 0,8);
К5 –поправочный коэффициент на положение сетки в двухситном грохоте (верхнее сито – 1,0, нижнее – 0,7);
К6 – поправочный коэффициент на способ грохочения (сухое – 1,0, грохочение с орошением – 1,25…1,4).
4.3.3. Дуговые грохоты
Дуговые грохоты применяют для мокрого грохочения мелкого материала в схемах обогащения легкошламующихся малоабразивных руд и в операциях предварительного обезвоживания.
Объёмная производительность дугового грохота определяется по формуле
Q = 160 F V,                                             (4.5)
где Q – производительность грохота, м3/час;
F – площадь живого сечения, м2;
V – скорость подачи пульпы на сито.
4.3.4  Барабанные грохоты
Барабанные грохоты применяют: для промывки легко- и среднепромывистых руд; промывки и сортировки щебня, гравия и песка; рассева на сорта графитовых концентратов; улавливания скрапа и крупных кусков руды в сливе мельниц и др.
Объёмную производительность барабанного грохота определяют по формуле
Q = q а F,                                  (4.6)
где – Q – производительность грохота, м3/час;
q – удельная объёмная производительность на 1 мм ширины отверстия, м3/(м2  ч);
а – размер отверстий сита, мм;
F – площадь сита, м2.
По данным каталогов для промышленного грохота при размере отверстий 50 мм q = 0,06…0,1 м3/(м2 ч), для более мелких отверстий q = 0,935…0,05 м3/(м2 ч). Расход воды при мокром грохочении составляет 2,5…1,5 м3  на 1 м3 загружаемого материала (с уменьшением крупности расход воды возрастает).     

4.4. Мельницы
4.4.1. Общие правила выбора мельниц
1. Для  измельчения руд применяют главным образом барабанные цилиндрические мельницы следующих типов: МСЦ – стержневые с центральной разгрузкой, МШР -шаровые с разгрузкой через решетку, МШЦ -  шаровые с центральной разгрузкой, ММС – мокрого самоизмельчения с разгрузкой через решётку; МРГ – рудногалечного измельчения с центральной разгрузкой.
Условные обозначения мельниц включают применяемые мелющие тела, способ разгрузки, внутренний диаметр барабана (без футеровки), длину барабана, климатическое исполнение. Мельницы могут изготавливаться в климатическом исполнении: У – для районов с умеренным климатом и Т – для районов с жарким климатом. 
Стержневые применяют в первой стадии измельчения при обработке руд, содержащих легкошламующиеся полезные ископаемые (полиметаллические, свинцово-цинковые руды), а также при измельчении руд, обогащаемых гравитационными или магнитными методами (руды редких металлов, иногда черных металлов). Крупность измельчения – не мельче 1…3 мм. Более мелкую крупность получают в шаровых мельницах. Стержневые мельницы широко применяют при грубом измельчении  (0,5…3 мм) тонковкрапленных руд.  
Мельницы с разгрузкой через решётку применяют при одностадиальном измельчении мелкодроблёной руды до крупности 55…60 % минус 0,074 мм. Могут при этом применяться и мельницы с центральной разгрузкой. Всё зависит от требований, предъявляемых к гранулометрическому составу продукта измельчения, крупности исходного питания и схемы классификации. Мельницы с разгрузкой через решётку применяются в тех случаях, когда вредно переизмельчение.
Эти мельницы более производительны: удельная производительность у них на 10…15 % выше, чем у мельниц с центральной разгрузкой.
Недостатки: сравнительно более сложная конструкция и поэтому более высокая стоимость на единицу веса и единицу полезного объёма.
Мельницы с центральной разгрузкой применяют при необходимости тонкого измельчения – во второй и третьей стадиях рудного измельчения стальной средой и для доизмельчения промпродуктов.
2. Для обогатительных фабрик большой производительности при одностадиальном измельчении мелкодроблёной руды (не крупнее 13 мм) в аппаратах большой мощности рекомендуется применять шаровые мельницы с центральной разгрузкой, оборудованные бутарами, обеспечивающими надежную работу насосов, сопряжённых с гидроциклонами.
3. Расчет стержневых и шаровых мельниц в соответствии с нормами технологического проектирования рекомендуется производить по удельной производительности и эффективности измельчения. 
Удельная производительность определяется по исходной руде или по вновь образованному расчётному классу на единицу рабочего объёма барабана мельницы.
Эффективность измельчения определятся в тоннах вновь образованного расчётного класса на 1 квт-час затраченной энергии.
Удельная производительность и эффективность измельчения принимаются по результатам исследований измельчаемости, исходя из удельной производительности по вновь образованному классу эталонной мельницы, если известно значение коэффициента измельчаемости руды намечаемой к переработке на проектируемой обогатительной фабрике, по отношению к руде, измельчаемой на действующей эталонной обогатительной фабрике.
На производительность мельниц помимо измельчаемости руды влияет эффективность классификации, а также выход хвостов, если в замкнутом цикле измельчения производятся и операции обогащения.
4. Расчет мельниц производят раздельно перед каждой стадией измельчения.
4.4.2. Расчет мельниц по удельной производительности
1. Выбирают эталонную мельницу (или принимают к расчёту мельницу на действующей обогатительной фабрике). Определяют для нее удельную производительность по вновь образованному классу минус 0,074 мм.
                                  (4.7)
где q1 – удельная производительность, т/м3 час;
Q – производительность цеха, т/час;
βк и βи – содержание расчётного класса соответственно в конечном и исходном продуктах, доли единиц. βк – задается по технологии, βи – принимают по табл.3.10 и 3.11;
Д – диаметр мельницы, м;
L – длина мельницы, м.
2. Формула для определения удельной производительности мельницы по расчётному  классу с учетом поправочных коэффициентов для проектируемых мельниц

qпр = qэт Ки Кк Кд Кт Кl КΨ Кφ,                                 (4.8)
где qпр – удельная производительность проектируемой мельницы, т/м3/час;
Ки – коэффициент, учитывающий  различия в измельчаемости проектируемой и эталонной мельниц – определятся опытным путем (можно в лабораторных условиях) как отношение производительности мельницы по вновь образованному расчетному классу при измельчении исследуемой исходной руды к производительности той же мельницы по тому же классу при измельчении принятой для сравнения эталонной мельницы. В обоих случаях крупность руды, содержание расчётного класса в измельченном продукте и режимы измельчения должны быть одинаковы; 
Кк – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения для проектируемой и эталонной мельниц. Определяется по формуле Кк = m/mэ, где m – относительная производительность проектируемой мельницы при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов - принимается по табл. 4.4, mэ – то же для эталонной мельницы, работающей в промышленных условиях;
Кд – коэффициент, учитывающий различия в диаметрах проектируемой и эталонной мельниц. Рассчитывается по формуле:
,                                 (4.9)
где Д  и Дэ – соответственно диаметры барабанов проектируемой и эталонной мельниц;
Таблица 4.4
Относительная производительность проектируемой мельницы
 Крупность исходного продукта, мм	Значение коэффициента m при содержании класса минус 0,074 мм в конечном продукте	
	30	40	48	69	72	85	95	
40-0	0,68	0,77	0,81	0,83	0,81	0,8	0,78	
20-0	0,81	0,89	0,92	0,92	0,88	0,86	0,82	
10-0	0,95	1,02	1,03	1,0	0,93	0,9	0,85	
6-0	1,11	1,15	1,13	1,05	0,95	0,91	0,85	
3-0	1,17	1,19	1,16	1,-6	0,95	0,91	0,85	
Примечание. эталонные условия – крупность исходного материала – 10 мм, содержание в измельченном продукте 60  класса минус 0,074 мм.

Кт– коэффициент, учитывающий различие в типах мельниц (табл.4.5);
Таблица 4.5
№ п/п	Тип мельницы	Кт	
1	Мельница с решёткой по отношению к мельнице с центральной разгрузкой	1,1	
2	Мельница с центральной разгрузкой по отношению к мельнице с решёткой	0,9	

Кl – коэффициент, учитывающий различие в длинах проектируемой и эталонной мельниц. Рассчитывается по формуле
Кl = (Lэ/L)0.15,                                            (4.10)
где L и Lэ – соответственно длина проектируемой и эталонной мельниц, мм;
КΨ – коэффициент, учитывающий различие скорости вращения проектируемой к установке мельницы Ψ и эталонной Ψэ. Определяется по формуле 
КΨ = Ψ/Ψэ,                                        (4.11)
где Ψ и Ψэ – соответственно скорости вращения в процентах от критической проектируемой и эталонной мельниц. По практическим данным скорость вращения отечественных мельниц составляет для стержневых мельниц – 60-65 %, для шаровых – 79-81 %;      
Кφ – коэффициент, учитывающий различие объёмного заполнения измельчающей средой проектируемой к установке мельницы φ и эталонной φэ. Определяется по формуле
Кφ = φ/φэ,                                           (4.12)
где φ и φэ соответственно степень заполнения измельчающей средой проектируемой и эталонной мельниц. Максимальная степень заполнения мельниц измельчающей средой составляет для мельниц МСЦ – 35 %, МШР – 45 %;
3. Подбирают  3 ближайшие по размерам к эталонной мельницы и рассчитывают для них с учетом поправочных коэффициентов:
q1 = qэт Ки Кк Кд Кт Кl Кψ Кφ, т/м3 час;
q2 = qэт Ки Кк Кд Кт Кl Кψ Кφ, т/м3 час;
q3 = q’n Ки Кк Кд Кт Кl Кψ Кφ, т/м3 час.
4. Определяют производительность мельниц по руде ( т/час), обозначив через V1, V2 и V3 соответственно объёмы сравниваемых мельниц:
Q1 = q1 V1/(βк – βи);            Q2 = q2 V2/(βк – βи);        Q3 = q3 V3/(βк –βи);
5. Определяют число мельниц:
            n1 = Q/Q1;                       n2 = Q/Q2;                    n3 = Q/Q3;
6. Производят сравнение вариантов установки и принимают оптимальный вариант мельницы (табл. 4.6).

Таблица 4.6
Сравнение вариантов установки мельниц
Вариант	Размеры барабанов мельниц, мм	Число мельниц	Масса мельниц	Установленная мощность, квт	Коэффициент запаса	
			одной	всех	одной	всех		

7. Проверяют пропускную способность выбранной мельницы (Q0  ≤ 12 т/м3 час, где Q0 – производительность мельницы по общему питанию (исходное питание плюс пески классификатора), V – объём мельницы, м3.

4.4.3. Расчёт мельниц по эффективности измельчения
Эффективность измельчения определяют по формуле
е = еэт Ки Кк ,                                      (4.13)
где е - эффективность измельчения проектируемой мельницы по вновь образованному расчетному классу, т/квт-час;
еэт – эффективность измельчения эталонной или действующей на обогатительной фабрике мельницы по вновь образованному расчетно3му классу, т/квт-час;
Ки и Кк – коэффициенты измельчаемости и крупности. Определяются таким же образом, как при расчете мельниц по удельной производительности.   
Остальные коэффициенты можно не учитывать, т.к. они оказывают малое влияние на величину эффективности.
Производительность мельницы по исходной руде определяют по формуле

Q = N е/(βк – βи) = Nу η е/(βк –βи),                 (4.14)
где Q – производительность мельницы, т/час;
N – потребляемая мельницей мощность, квт;  
Nу – установочная мощность, квт;
η – отношение потребляемой мощности к установочной (η = 0,85-0,9).
Порядок расчёта:
1. Определяют эффективность измельчения эталонной (действующей) мельницы по вновь образованному расчетному классу:
еэт = Q(βк – βи)/N
2. Определяют эффективность измельчения проектируемых мельниц по формуле, приведенной выше: 
еn = еэт Ки Кк
3. Определяют производительность мельниц по выше приведенной формуле (4.14):
Q1 = N1 η еэт/(βк – βи);    Q2 = N2 η еэт/(βк – βи);   Q3 = N3 η еэт/(βк – βи),т/час;
4. Определяют число мельниц:
           n1 = Q/Q1;                   n2 = Q/Q2;                 n3 = Q/Q3; 
Эта методика используется при расчете мельниц самоизмельчения.
4.4.4. Расчёт мельниц самоизмельчения
Расчет производится по результатам полупромышленных или промышленных испытаний в мельницах диаметром не менее 1,8 м по формуле
Qпр/Qэт = (Дпр/Дэт)n (Lпр/Lэт)m,                    (4.15)
где Qпр, Q эт – производительность проектируемой и эталонной мельниц, т/час;
Дпр, Дэт – внутренние диаметры проектируемой и эталонной мельниц, мм;                                         
Lпр, Lэт – длины проектируемой и эталонной мельниц, мм;
m = 0,85;
n = 2,6 – для крепких кристаллических руд;
n = 2,5 – для руд средней крепости с наличием разрушенных вмещающих пород; 
n = 2.3-2.4 – для весьма глинистых разрушенных пород.

4.5. Спиральные классификаторы
Механические классификаторы по сравнению с гидроциклонами меньше расходуют электроэнергии, могут классифицировать более крупный материал и имеют более длительные межремонтные периоды.
Недостатки классификаторов: высокая стоимость и большие габаритные размеры. Это увеличивает капитальные затраты на оборудование и на строительство зданий обогатительных фабрик, однако при сочетании ряда условий установка механических классификаторов может оказаться более экономичной. К таким условиям относятся: необходимость классификации крупного и абразивного материала; высокая стоимость электроэнергии; невозможность применять износоустойчивые материалы для сменных частей центробежных насосов и гидроциклонов.
Роль механических классификаторов может сводиться к выделению из питания гидроциклонов крупных песков, направляемых непосредственно в шаровую мельницу. Чтобы уменьшить размеры механических классификаторов, слив следует получать по возможности грубым (-0,6; -0,8 мм) при плотности, соответствующей максимальной производительности классификатора.
Классификаторы выпускают двух типов: КСП - классификаторы с погруженной спиралью и КСН – классификаторы с непогруженной спиралью. В обозначение типоразмера классификатора входят: число спиралей (1 или 2); местонахождение опорного подшипника вала спирали относительно зеркала пульпы (с непогруженной или погруженной спиралью) и диаметр спирали (в дм). Классификаторы с погруженной спиралью на новых обогатительных фабриках, как правило. не устанавливаются.
Производительность классификаторов (т/час) определяют с использованием эмпирических формул:
По сливу:            Qс = 4,56 m Кβ Кρ КсКα Д1,765;                         (4.16)
По пескам:          Qп  = 5,45 m Кρ Кα Д3 n,                                   (4.17)
где m – число спиралей;
Кβ, Кρ, Кс, Кα – коэффициенты, учитывающие соответственно крупность слива, плотность руды, разжижение и угол наклона ванны классификатора;
Д – диаметр спирали, м;
n  - частота вращения спирали, мин-1.
Если принять производительность по сливу односпирального классификатора с диаметром    Д, работающего на руде плотностью 2,7 т/м3 при заданной крупности за базисную Qбаз, то производительность проектируемого классификатора рассчитывают по формуле
Qc = Q,баз m Кρ Кα Кс,                        (4.18)
где Qбаз = 4,56 Кβ Д. Значение Qбаз принимают по табл. 4.7.
Кρ –коэффициент плотности руды определяют по формуле
Кρ = ρ/2,7,                                  (4.19)
где ρ – объемная плотность руд, т/м3.
Таблица 4.7
Базисная производительность Qбаз по сливу (т/час) односпиральных классификаторов с непогруженной спиралью (для руды ρ = 2,7 т/м3 при α = 18 0)
Диаметр спирали, мм	Крупность слива dн, мм	
	1,5	1.25	1,0	0,8	0,6	0,4	0,3,	0,2	0,15	0,1	0,074	
1000	11,8	11,5	11,2	10,7	10,0	8,8	7,8	6,2	4,6	3,1	2,1	
1200	16,3	15.9	15,4	14,8	13,8	12,1	10.7	8,6	6,3	4,2	2,9	
1500	24,2	23,5	22,9	21,9	20,5	18,0	15,9	12,7	9,3	6,2	4,3	
2000	40,1	39,0	38,0	36,4	34,1	29.9	26,3	21,1	15,5	10,4	7,1	
2400	55,4	53,9	52,4	50,2	47,0	41,3	36,3	29,1	21,4	14,3	9.8	
3000	82,1	79,9	77,7	74,4	69,7	61,1	53,9	43,1	31,7	21,2	14,6	

Таблица 4.8
Ж : Т и  крупность слива спирального классификатора
Макс.крупн. слива, мм (dн)	1,5	1,15	1,0	0,8	0,6	0,4	0,3	0,2	0,15	0,1	0,074	0,053	0,044	
Весовое объемн. разбавл. 
Ж:Т для руды 2,7 т/м3 (R2.7)	1,15	1,25	1,4	1,5	1,6	1,8	2,0	2,4	4.0	4.5	5,7	6,0	6,75	

Таблица 4.9
Коэффициент разжижения слива Кс для руды разной плотности
Плотность руды, т/м3	Отношение Rт : R2,7	
	0,4	0,6	0,8	1,0	1,2	1,5	2,0	
2,7	0,6	0,73	0,86	1,0	1,13	1,33	1,67	
3,0	0.63	0,77	0,93	1,07	1,23	1,44	1,82	
3,3	0,66	0,82	0,98	1,15	1,31	1,55	1,97	
3,5	0,68	0,85	1,02	1,2	1,37	1,63	2,07	
4,0	0,73	0,92	1,12	1,32	1,52	1,81	2,32	
4,5	0,78	1,0	1,22	1,45	1,66	1,99	2,56	
5,0	0,83	1,07	1,32	1,57	1,81	2,18	2,81	

4.6. Гидроциклоны
На обогатительных фабриках используют, в основном, цилиндроконические гидроциклоны с углом конусности 200 и малых типоразмеров с углом конусности 100.
В условное обозначение входит слово “гидроциклон”, угол конусности (если он отличается от 200), буквенные обозначения материала и обозначение климатического исполнения (для стран с жарким климатом -Т).
Установлены следующие буквенные обозначения материалов для футеровки гидроциклонов: К – каменное литье; М- металлокерамика; Ч – легированный или отбелённый чугун; С – легированная сталь; Р – резина; П –полиуретан.
Объёмная производительность гидроциклона с углом конусности 200 определяется по формуле  
W = 0,93 · 104 Кд dэ dс,                        (4.20)
где W – объёмная производительность по питанию гидроциклона пульпой с учетом циркулирующих песков (при работе гидроциклона в замкнутом цикле),  м3/час;
Кд – поправочный коэффициент и диаметр гидроциклона:
Дм………………0,15      0,25      0,36     0,5      0,71      1,0      1,4      2,0
Кд ………………1,28      1,14      1,06     1,0      0,95     0,91    0.88    0,86
dэ – размер эквивалентного питающего патрубка, м. Определяется из  выражения dэ = , где в и h - размеры питающего отверстия, мм. Численные значения dэ принимаются по данным технической характеристики гидроциклонов;
dс – диаметр сливного патрубка гидроциклона, м.
 Р – давление на входе в гидроциклон, МПа.
Для гидроциклонов со стандартными размерами эквивалентного и сливного патрубков (ГОСТ 10718-81) указанная формула преобразуется в зависимость
W = А Д2 ,                                     (4.21)
где А - коэффициент, определяемый по значению в зависимости от диаметра гидроциклона:
Д, м …………….0,15       0,26       0,36       0,5       0,71       1,0       1,4
А………………..3180      2790     2490     2290     2660      1410   1510
При выборе гидроциклона определяют его типоразмер, исходя из требуемой производительности по питанию, с учетом крупности получаемого слива.          
Номинальную крупность частиц слива dн (мкм) определяют по формуле
,                         (4.22)
где Д –диаметр гидроциклона, м;
dс – диаметр сливного патрубка гидроциклона, м;
dп – диаметр пескового патрубка гидроциклона, м;
β – содержание твёрдого в питании гидроциклона, %;
ρ – объёмная плотность твёрдой фазы, т/м3;
Проверка гидроциклона по пескам проводится по формуле:
qп = Qg/(0,785 dп2),                               (4.23)
где qп – удельная производительность гидроциклона по пескам, т/час;
Q -  производительность по пескам, т/час;
dп – диаметр песковой насадки, м.
Нормируемая удельная производительность гидроциклона составляет 5·103… 2,5 · 104 т/(м2 час). Если удельная производительность не входит в указанный интервал значений, следует принять новую насадку и проверить номинальную крупность слива при новом диаметре насадки dн.
При выборе насоса определяется общее давление, развиваемое насосом, по формуле
Рн = Р + 0,01Н∆с,                       (4.24)
где Рн – общее давление, развиваемое насосом , МПа;
Р – давление на входе в гидроциклон, МПа;
Н – высота установки ввода питания в гидроциклон относительно оси насоса, м;
∆с – плотность суспензии, т/м3.

4.7.  Флотомашины
На фабриках нашли применение следующие типы машин: ФМ – механические, ФПМ – пневмомеханические, ФП – пневматические, ФКМ – флотомашины с кипящим слоем, ФПС – машины пенной сепарации.
Порядок расчёта:
1. Определяют поток пульпы, поступающий в каждую операцию по формуле:
,                               (4.25)
где Vп – объём пульпы, поступающей в  операцию, м3/мин;
Qп – суточная производительность по твёрдому  в данной операции, т/сутки;
R – весовое отношение Ж : Т в пульпе в данной операции;
δ – плотность твёрдой фазы, т/м3.
2. Определяют оптимальный объём флотомашины для основной и контрольной флотаций, исходя из времени пребывания пульпы в одной камере не более 0,5 мин. К перечистным операциям это условие не относится.
3. Рассчитывают промышленное время флотации на основе имеющихся лабораторных данных или по данным работы промышленных аналогов
Используя данные института  Механобр, принимают при переходе от времени флотации,  полученном на лабораторных флотомашинах, к промышленному по полиметаллическим рудам коэффициент 1,3…1,8 для операций основной и контрольной флотаций и для перечистных операций 1,3…1,5; для флотации неметаллических полезных ископаемых принимают переходный коэффициент, равный 2.
4. Рассчитывают необходимое число камер флотомашин в каждой операции по формуле
n = Vп tп/Vк К,                           (4.26)
где n –число камер флотомашины в данной операции;
Vп – объём пульпы, поступающей в операцию, м3/мин;
tп – промышленное время флотации в данной операции, мин;
Vк – объём камеры флотомашины, м3. 
К – коэффициент заполнения камеры, равный отношению полезного объёма камеры к геометрическому. К = 0,8…0,85.
При расчётах следует иметь ввиду. что количество камер для механических и пневмомеханических флотомашин в операциях основной и контрольной флотаций должно быть не менее 6…8.
5. Уточняют расчётное число камер в каждой операции, имея ввиду, что механические флотомашины малого типоразмера изготавливаются двухкамерными секциями.
Если принять решение об установке флотомашин нескольких типоразмеров, оптимальное решение необходимо обосновать технико-экономическими сравнениями рассматриваемых вариантов.

4.8. Сгустители
В зависимости от конструкции и расположения привода изготавливают сгустители с центральным и периферическим приводом. Одноярусные сгустители с центральным приводом выпускают двух типов: обычные – для химически нейтральных пульп и растворов и кислотостойкие (К) – для химически активных пульп и растворов. В условное обозначение входит слово “сгуститель”, сокращённое наименование конструкции привода (Ц центральный, П периферический), диаметр чана в метрах, исполнение (только для кислотостойкого), наименование ТУ или ГОСТа.
Производительность сгустителей определяется по удельным производительностям (табл.4.10).

Таблица 4.10
Ориентировочные удельные производительности при сгущении различных концентратов

Концентрат	Содержание,%	Удельная производи
тельность, т/м2 сутки	
	класса минус 0,074 мм в питании	твёрдого в сгущённом продукте	твёрдого в сливе, г/л		

Свинцовые	55-65
90-95
85-95% 
- 0,044 мм                        	50-60
65-75
65-75	0,1
0,15-0,28
	до 1,5
0.7-0,8,
0,5-0,6

Цинковые	75-80
85-90
85-95%
- 0,044 мм	60-70
60-75
50-60	0,15
0,15	1,0
0,7-0,9
0,3-0,4	

Медные	65-80
80-85
90-95
90-98% 
- 0,044 мм	65-70
45-65
65-70
60-70
	до 5
0,05-0,28
0,16
1-10	1,5
0,3-0.5
0,4
0,6-0,7	

Медно-никелевые	75
73-78% 
- 0,044 мм	65-70
55-70
		1,25
1,1	
Никелевый	75-80%
- 0,044 мм	60-65	до 1	1.1	
Пиритный	75-85
85-90
65-70%
- 0,044 мм	70-75
60
70-75	20-150
до 50
до 150	2,2-2,4
1,0
1,97	
Апатитовые	40-45
75	50-60
50	до 5
2,7	3,6
4,8	
Баритовый	90-95% 
- 0,044 мм	60-65	0,5	1,3-1,4	
Сурьмяный	85	50	0,002	0,5-0,6	
Флюоритовые	55-60	60-70	1	1-2	
Железные (магнетитовые)	60
80
75%
- 0,063 мм	65
60
55
	0.1-0,2
-
0,1	8
3
6,5	
Титано-магнетитовые	70-75
75-90%
-0,044 мм	45-60
45-60	0,2-0,7
0,03-0,04
	6-10
5-8,5	
Молибденовые	до 98	40-45	0,6	0,2	

Для выбранной удельной производительности производят расчёты по формулам: 
S = Q/q;                                   (4.27)
n = S/Sс,                                        (4.28)
где S – площадь сгущения, м2;
Q – производительность по твёрдому в сгущённом продукте, т/ сутки;
q – удельная производительность сгустителя, т/м2 сутки;
n – количество сгустителей;
Sс – номинальная площадь осаждения, м2.

4.9 Вакуум-фильтры
Для обезвоживания продуктов обогащения и гидрометаллургии применяются дисковые и барабанные вакуум-фильтры.
Дисковые вакуум-фильтры изготавливают двух типов: 01(Д) – общего назначения для суспензий с твёрдой фазой с плотностью до 2 т/м3; 04(Ш) – с шатровой крышей для суспензий с твёрдой фазой с плотностью от 2 до 5 т/м3, в т.ч. для суспензий с паровой сушкой осадка и суспензий, образующих пары и требующих их отсоса вентиляцией.  
Дисковые фильтры изготавливают в двух исполнениях по материалу: из углеродистой стали (У) и в коррозионностойком (К). В условное обозначение входят: сокращённое наименование типа, площадь поверхности (м2), диаметр диска, исполнение и наименование стандарта. 
Помимо указанных обозначений в ТУ предусмотрено введение условных обозначений фильтров по цифровой системе. В этом случае наименование включает сокращённое слово  “фильтр”, цифры (1) – непрерывного действия; (1) – вакуумного; (2) – дискового; 01 и 04 – тип; поверхность фильтрования (м2); материал исполнения (1 – из углеродистой стали).
Барабанные вакуум-фильтры изготавливают двух типов: с наружной 01(Б) и внутренней 09(В) фильтрующей поверхностью; 09(Б) – фильтры с наружной поверхностью выпускают следующих типов: 01(БО) – общего назначения; 02(БсхО) – со сходящим полотном общего назначения; 10(БсхЛ) – со сходящим полотном для легкофильтрующихся суспензий; 11(БЛ) – для легкофильтрующихся суспензий с крупнокристаллической твёрдой фазой; 12(БТ) - для труднофильтрующихся и малоконцентрированных суспензий; 13, 14, 15(БН, БбН, БГ) – для фильтрования с намывным слоем и с герметизацией аппарата. В зависимости от материала, из которого изготавливают основные детали (барабан и др.), соприкасающиеся с обрабатываемой средой, различают следующие исполнения вакуум-фильтров: 1(У) – детали из углеродистой стали; 3(К) – детали из коррозионностойкой стали; 8(Р) – детали из углеродистой стали гуммированные, из неметаллических материалов или из коррозионностойкой стали; 9(Х) – детали из низколегированной стали для работы при температуре до минус 700; 4(Т) – детали из титана. Фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью выпускают в двух исполнениях: (У) и (К). В уловное обозначение кроме типа входят площадь фильтрующей поверхности (м2), а для фильтров (Б) – диаметр барабана (м).
Ленточные фильтры выпускают пяти типоразмеров, отличающихся площадью фильтрования (значение площади фильтрования в м2 обозначается первой цифрой после буквы Л).
Автоматические камерные фильтр-прессы типа ФПАКМ применяют в виде пяти типоразмеров в обычном и кислотостойком исполнении.
При выбор вакуум-фильтров их производительность рассчитывают по удельным производительностям, определённым по данным практики работы обогатительных фабрик (табл.4.11).

Таблица 4.11
Удельные производительности при фильтровании различных концентратов

Концентраты	Содержание, %	Удельная производительность, т/м2 час	Влажность кека, %	
	класса – 0,074 мм в питании,  %	Твёрдого в питании, %			
1	2	3	4	5	
Свинцовые	55-65
90-95 
85-95% - 0,044 мм	50-60
65-75
65-75	0,12-0,15
0,15-0,2
0,22	9-12
10-12
10-12	
Цинковые	75-80
85-90
85-95% - 0,044 мм	65-70
45-65
50-60	0,23
01,-0,15
0,1-0,2	11-12,5
14-16
15-18	
Медные	65-80
80-85
90-95
90-98% 
- 0,044 мм	65-70
45-65
65-70
60-70	0,1-0,2
0,05-0,1
0,-0,28
0,1-0,25	12-14
10-11
12-14
14-16	
Медно-никелевые	75
73-76% 
- 0,044 мм	60-70
65-70	0,22-0,46
0,35	17-19
15	
Никелевый	75-80%
 - 0,044 мм	60-65	0,2	17	
Сурьмяный	85	50	0,05	15-25	
Баритовый	90-95% 
-0,044 мм	60-65	0,133	9-9,5	
Флюоритовые	55-60	60-70	0,125-0,2	12-14	
Железные (магнетитовый)	50-52
60
65
90
95-96
72-80% 
- 0,063 мм
97-98% 
- 0,050 мм
84-94%
- 0,044 мм	61
55
50-65
50-58
45-50
50-64
50-60
46-58	0,6
0,5-0,6
до 1,5
0,5-0,7
0,4-0,55
0,44-0,69
0,2-0.36
0,44-0,52	10,8
9
10,2-11
9-10
9,5-9,6
9,8
11-11,8
8.7-9,5	
Гематито-магнетитовый	30,2	55-60	1,9-2,0	8	
Обжиг-магнитный	35-45	92-94	0,4-0,5	9,5-11	

Окончание  таблицы 4.11
1	2	3	4	5	
Титано-магнетитовый	70-75
75-90% 
- 0.044 мм	45-60
45-60	0,35
0,35	9.5-10,0
9,5-10,0	
Пиритные	75-80
85-90
65-70%
 - 0,044мм	70-75
60
70-75	0,3-0,5
0,35
0,3	12-14
12-15
11-13	
Молибденовые	до 98
85-90
75-80	20-25
52-54
20	0,06
0,08-0,1
0,2-0,3	16-18
20-24
12-14	

По производительности вакуум-фильтров определяют общую площадь фильтрования и их число по формулам:
S = Q/q;                                         (4.29)
n = S/Sф,                                         (4.30)
где S – общая площадь фильтрования, м2.
Q – производительность по твёрдому, т/час;
q – удельная производительность, т/(м2 час);
S a – площадь фильтра, м2.

4.10. Сушильное оборудование
Для сушки концентратов применяют барабанные прямоточные и противоточные сушилки. Чаще используют прямоточные сушилки, в которых направление движения газа совпадает с направлением движения продукта.
Расчёт сушильных барабанов заключается в определении необходимого суммарного объёма сушильного пространства. Объём сушилок следует посчитывать по допустимой напряжённости по испаряемой влаге (табл. 4.12), которая зависит от свойств материала, подвергаемого сушке, его начальной и конечной влажности, температуры газов на входе в сушилку и  выходе из неё, типа сушилок, скорости потока газа в качестве топлива. Конечную влажность принимают в соответствии с требованиями технологии последующей обработки или требованиями ГОСТа или ТУ.
По нормам института Механобр для сульфидных концентратов рекомендуемое напряжение объёма по испаряемой влаге 60-70 кг/(м3 час) (при влажности материала исходной 12, а после сушки 3 %; температуре газа, поступающего в сушилку, 500…600 и выходящего из сушилки 100 0С и крупности материала 0,1…0 мм), для окисленных медных концентратов 90…100 кг/м3 час (при влажности материала исходной 30, а после сушки 4 %; температуре газа, поступающего в сушилку, 800, а выходящего из сушилки 100 0С и крупности материала 0.1…10 мм).
Расчёт сушилок производят по следующим формулам:

V = 103 Q (Rи – Rк)/А;                                       (4.31)

n = V/Vс,                                                           (4.32)

где V – требуемый объём сушилок, м3;
103 Q (Rи – Rк) = Wв – производительность по удалённой влаге, кг/час;
Q – производительность по сухому концентрату, т/час;
Rи и Rк – отношение Ж : Т в исходном и конечном продуктах сушки (R = S/(100 – S), где S – влажность, %);
А - напряжение объёма сушилки по испаренной влаге, кг/м3 ч; 
n – число сушилок;
V – требуемый объём сушилок, м3;
Vс – объём сушилки, м3;

Таблица 4.12
Напряжённость по испаряемой влаге для различных продуктов

Концентрат	Влажность, %	Напряжение объёма по испаренной влаге, кг/м3 ч	Удельный расход условного топлива, кг/кг влаги	
	на входе Sи	на выходе Sк			
1	2	3	4	5	
Цинковый	11-17	6-7	15-25	0,12-0,17	
Свинцовый	15-16	7-8	15-20	0,12-0,17	
Медный	10-18	0-7	20-65	0,12-0,19	
Медно-никелевый	18-20	8-10	30-40	0,12-0,16	
Пиритный	10-14	3-8	15-40	0,15-0.17	
Баритовый	14	4-5	10-11	0,175	
Флюоритовый	10-20	0-1	40-50	0,15-0,17	
Магнетитовый	8-11	0,7-2,5	30-60	0,14-0,25	
Апатитовый	11	1	64	0,19	

4.11. Тяжелосредные сепараторы
На обогатительных фабриках обогащение в тяжёлых средах проводят по классам крупности  с использованием для крупных классов – сепараторов с гравитационным полем, для мелких – с центробежным. Применяют колёсные (СК), конусные сепараторы (СКВ) и суспензионные циклоны (ГТ).
Производительность сепаратора определяют по удельным производительностям (табл. 4.13), полученным на практике при работе на аналогичных рудах, по формулам :
Qс = S q;                                              (4.33)
             n = Q/Qс,                                           (4.34)
где Qc – производительность сепаратора, т/час;                                                                                 
S – площадь зеркала, м2;
q – удельная производительность, т/(м2 час);
n – число сепараторов;
Q – требуемая производительность по руде в операции обогащения, т/час.
Таблица 4.13
Ориентировочная удельная производительность суспензионных двухпродуктовых сепараторов

Руды	Крупность питания, мм	Удельная производительность, т/м2 ч	
		по питанию	по лёгкому продукту	
Чёрных металлов	40-5	35-50	9-12	
Цветных и редких металлов:
средней обогатимости        
трудной обогатимости	
40-5(3)
40-5(3)	
13-20
5-10	
9-12
4-7	
Флюоритовые	20-3	2-3	4-5	
Алмазоносные	25-1,6	7-9	6-8	
Примечание. К труднообогатимым рудам условно отнесены руды, содержащие более 20 % фракции плотностью в диапазоне от βρ –50 до βρ + 50, где βρ – плотность разделения, кг/м3.

Расчёт  электромагнитных сепараторов для регенерации суспензии производят в следующем порядке:
- определяют массу регенерируемого утяжелителя (ферросилиция) по формуле
,                                      (4.35)
где δу и δс – плотность утяжелителя и суспензии, т/м3;
R – расход регенерируемой суспензии, м3/час – определяется по формуле:
R = (δc – 1) Q W/δc′ δc,                               (4.36)
где Q – производительность тяжелосредного сепаратора по руде, т/час;
W – влажность руды, доли единиц;
δс′ - плотность регенерированной суспензии (концентрата электромагнитных сепараторов), т/м3;
- по  известной формуле Qу и технической характеристике электромагнитного сепаратора определяют их количество.
Производительность суспензионных циклонов (м3/час) определяют по исходному питанию по формуле 4.21.
С учётом того, что соотношение руда-суспензия по объёму составляет 1: 2 – 1:3 можно определить производительность Q (т/час) суспензионных циклонов по формуле: Q = 0,33 А Д2 .

4.12 Отсадочные машины
На фабриках получили распространение беспоршневые отсадочные машины типа ОПМ и диафрагмовые типа МОД.
Машины ОПМ выпускаются в трёх исполнениях:
- для обогащения руд крупностью до 4 мм с разгрузкой тяжёлых фракций через искусственную постель и решето;
- для обогащения руд крупностью до 30 мм с разгрузкой тяжёлых фракций через решето и разгрузочное устройство;
- для обогащения руд крупностью до 100 мм с разгрузкой тяжёлых фракций через разгрузочное устройство.
В условное обозначение машины входят: слово “машина отсадочная“, тип машины (буквенное обозначение), ширина отсадочного отделения (в метрах), число камер (длиной каждая 1 м), номер исполнения, номер модели, климатическое исполнение, обозначение стандарта.
Диафрагмовые машины выпускаются с вертикальной или горизонтальной диафрагмами. В обозначение машин входят: сокращённое название машины (машина отсадочная диафрагмовая) и рабочая площадь решёт, соответствующая для большинства машин числу камер с площадью по 1 м2.
Выбор типоразмера отсадочной машины производят, исходя из требуемой производительности  с учётом крупности материала. Расчёты производят по формулам:
S = Q/q;                                                      (4.37)
n = S/Sм,                                                       (4.38)
где S – требуемая площадь отсадки, м2;
Q – производительность по твёрдому в операции отсадки, т/час;
q – удельная производительность отсадочной машины по питанию, т/(м2 час) (табл. 4.14, 4.15);
n – число требуемых отсадочных машин;
S – суммарная площадь решета в машине данного типоразмера.
Таблица 4.14
Ориентировочные удельные производительности отсадочных машин по исходному питанию

Обогащаемый материал	
Получаемые продукты	Удельная нагрузка по питанию, 
т/(м3 час)	
1	2	3	
Уголь средней обогатимости (крупность более 6-12 мм)	Концентрат, промпродукт и порода	12-18	
То же (крупность 5-10 мм) 	- ″ -	10-15	
Неклассифицированный уголь (125-0 мм)	- ″ -	19-25	
Коренные золотосодержащие руды	Черновые концентраты в цикле измельчения	20-50	
Россыпные золотосодержащие руды	Бедный концентрат и отвальные хвосты       	10-20	
Россыпные руды редких металлов	То же	5-10	
Оловянные и вольфрамовые руды при крупности питания, мм:
16-8

3-1	

Грубый концентрат и богатые хвосты
Бедный концентрат и отвальные хвосты	

7-12

4-6	
Марганцевые и железные руды при нижней крупности, мм:
20-15

4-2	

Окончательный концентрат, промпродукт и отвальные хвосты
То же 	

5-7

2-5	
Полиметаллические свинцово-цинковые, цинковые и медные монометальные руды	Окончательные концентраты, хвосты и промпродукт	1-2	

Таблица 4.15
Ориентировочная производительность отсадочных машин в зависимости от способа колебания среды
Способ создания колебания среды	Обогащаемый материал	Крупность материала, мм	Производительность, т/час	
Движением решета	Вольфрамовые руды	3/2-40	до 25	
Движением конических днищ или диафрагмами	Оловянные и вольфрамовые руды, золотосодержащие россыпи, руды редких металлов	0,5-15(30)	до 55	
Пульсирующей подачей сжатого воздуха	Оловянные и вольфрамовые руды, золотосодержащие россыпи, руды редких металлов	0,5-4(60)	до 125	

4.13. Концентрационные столы
Концентрацию на столах применяют для обогащения руд олова, вольфрама, редких и благородных металлов крупностью 0,01-3 мм. Концентрационные столы используют в циклах гравитационной доводки черновых концентратов, полученных на шлюзах, а также для обработки продуктов гидравлической классификации при комбинированной гравитационно-флотационной схеме обогащения руд.
Для получения высоких технологических результатов осуществляют обесшламливание в гидроциклонах. механических классификаторах и конусах, сгущение с оптимальным содержанием твёрдого в питании 20…25% и классификацию материала на гидравлических классификаторах с получением 4…6 классов , каждый из которых обогащается отдельно.
В зависимости от крупности обогащаемого материала и формы поверхности деки столы изготавливают следующих типов: тонкошламовые (ТШ), шламовые (Ш) и песковые (П). В зависимости от места подачи питания на деку (если смотреть на деку со стороны приводного механизма) столы изготавливают левого (Л) или правого исполнения. В условное обозначение столов включают: слово “стол”, сокращённое наименование (стол концентрационно-опорный СКО), суммарная площадь дек, исполнение (только для левого), тип и наименование стандарта. 
Выбор типа концентрационного стола производят в зависимости от крупности обрабатываемого материала: при крупности питания, мм 3…0,2; 0,2…0.04 и 0,1…0,01 принимают соответственно тип столов П, Ш или ТШ.
Для ориентировочного определения оптимальной производительности концентрационного стола любого размера при работе на рудах различной плотности пользуются формулой
Q = 0,1 δр |F (δт – 1/δл- 1) dср |0,6 К,                           (4.39)
где Q –  требуемая производительность концентрационного стола по данному классу крупности с учётом циркулирующей нагрузки, т/час;
δр, δт и δл – объёмная плотность соответственно руды, тяжёлой и лёгкой фракций, т/м3; 
F – площадь одной деки, м2;
dср – средний размер частиц обогащаемого материала, мм (d ср = (d1 + d2)/2, d1 и d2 – крупность класса по результатам рассева его на ситах;
К – число дек стола.
Число столов определяют по формуле:
n = Q/Qc,                                         (4.40)
где Q – требуемая производительность, т/час;
Qс – производительность стола, т/час (табл. 4.16).
Таблица 4.16
Ориентировочная производительность (т/час) концентрационных столов разного типа на одну деку
Тип стола	СКО-0,5	СКО-2	СКО-7,5, СКО-15, СКО-22, СКО-30, СКО-37, СКО-45	
П	0,05	0,3-1,0	1-3,5	
Ш	-	0,08-0,3	0,3-1	
ТШ	-	-	0,2-0,5	

4.14. Винтовые сепараторы
Винтовые сепараторы применяют для извлечения удельно-тяжёлых минералов из россыпных руд. На флотационных обогатительных фабриках винтовые сепараторы применяют для извлечения олова и редких металлов в голове процесса флотации,  замкнутом цикле измельчения и для дообогащения флотационных хвостов.
Применяют винтовые сепараторы и винтовые шлюзы.
В условное обозначение входят слова “сепаратор” или “шлюз”, буквы ВС или ШВ (сокращённое наименование сепаратор винтовой или шлюз винтовой), число винтовых желобов и наружный диаметр рабочей поверхности желобов (в мм).
Область применения того или иного типа сепаратора определяется крупностью ценных минералов. При крупности ценных минералов 3…0.1 мм применяют винтовые сепараторы, для более мелкого материала крупностью 0,5…0,02 мм используют винтовые шлюзы.
Производительность винтовых сепараторов определяют по формуле:
                 Q = К0 γр Д3 n ,                               (4.41)
где Q – производительность винтового сепаратора, т/час;
К0 – коэффициент, зависящий от обогатимости материала (для труднообогатимых руд К0 = 0,4, для легкообогатимых – К0 = 0,7, среднее значение К0 = 0,6);
γр, γт и γл – объёмная плотность соответственно руды, тяжёлых и лёгких минералов, т/м3. При наличии в руде нескольких тяжёлых минералов, различающихся плотностью, для расчета принимают плотность тяжелого минерала, имеющего наиболее высокое содержание в руде;
Д – диаметр сепаратора, м;
n – число желобов;
dmax – максимальный размер частиц обогащаемого материала, мм.

Таблица 4.17
Средняя производительность Qж (т/час) винтовых сепараторов и шлюзов (на один желоб) для легкообогатимых песков и руд
Тип руд	Максимальная крупность частиц тяжелых минералов,мм	Производительность (т/час) при диаметре желоба, мм 	
		1000	1500	2000	
1	2	3	4	5	
Касситеритовые
γт = 7 т/м3	3.0
2,0
1,0
0,5
0,2	5,3
4,3
3,0
2,2  
1,4	11,9
9,7
6,8
4,8
3,1	21,1
17,2
12,2
8,6
5,4	
Титано-циркониевые
γт  = 6 т/м3	3,0
2,0
1,0
0,5
0,2	4,8
3,9
2,8
2,0
1,2	10,8
8,8
6,3
4,4
2,8	19,3
15,7
11,0
7,8
5,0	
Железные
γт = 5 т/м3	3,0
2,0
1,0
0,5
0,2	5,3
4,3
3,0
2,1
1,4	11,8
9,7
6,8
4,8
3,1	21,0
17.2
12,1
8,6
5,4	

Средняя производительность сепаратора по руде ориентировочно принимается по табл. 4.17. Для подсчёта общей производительности винтового сепаратора цифру, взятую из этой таблицы, умножают на число желобов (Qс = Q;ж· m).
Число сепараторов рассчитывают путём деления требуемой производительности в операции обогащения на производительность одного сепаратора (n = Q/Qс).

Контрольные вопросы
1. Каковы общие принципы выбора и технологического расчёта обогатительного оборудования 
2. Как выбирают и рассчитывают дробильное оборудование 
3. Как выбирают и рассчитывают грохоты для сухого грохочения и обезвоживания 
4. Как выбирают тип мельниц и рассчитывают их по удельной производительности и эффективности измельчения 
5.	Как выбирают и рассчитывают спиральные классификаторы и гидроциклоны 
6. Как выбирают и рассчитывают флотомашины 
7. Как выбирают и рассчитывают оборудование для обезвоживания продуктов (сгустители, вакуум-фильтры, сушильное оборудование 
8.  Как выбирают и рассчитывают оборудование для гравитационного обогащения (тяжелосредные сепараторы, отсадочные машины, концентрационные столы, винтовые сепараторы) 

5.Общие принципы проектно-компоновочных решений

Наряду с правильно выбранной технологической схемой и применением высопроизводительного и высококачественного, безотказно действующего оборудования весьма существенно влияют на уровень технико-экономических показателей проекта и условия его эксплуатации проектно-компоновочные решения производственных и вспомогательных цехов, отделений и служб обогатительных фабрик.  
При разработке проектно-компоновочных решений преследуют две цели.
1. Создать наиболее экономичные условия эксплуатации обогатительной фабрики с максимальной степенью механизации и автоматизации всех производственных и вспомогательных процессов и операций при наименьших капитальных затратах на строительство.
2. Обеспечить наиболее здоровые условия труда для обслуживающего персонала.

5.1. Требования норм технологического проектирования
1. Принимать минимальное число отдельных машин, а также число потоков и секций, а производительность их – возможно большей. Это позволяет уменьшить: количество машин и расход электрической энергии, производственные площади и объёмы зданий, протяжённость внутрицеховых коммуникаций, количество приборов и средств автоматического контроля и регулирования, численность обслуживающего персонала и повысить в целом производительность труда.
2. Оборудование размещать так, чтобы количество транспортирующих продуктов и расстояния, на которые они перемещаются, были наименьшими.
3. Основной грузопоток продуктов обогащения должен проходить через обогатительную фабрику самотёком.
4. Для удобства ремонта и обслуживания оборудования, выполняющего одинаковые технологические операции, следует и группировать его по возможности на одних отметках или этажах (пролётах).
5. При выборе основного и вспомогательного оборудования следует стремиться к их максимальной унификации. Это обеспечивает их взаимозаменяемость.
6. Секции, параллельно работающие на одинаковом сырье, следует создавать однотипными во всех аппаратах.
7. Цехи и аппараты, выделяющие в атмосферу пыль, дым, газ, или создающие шум, вибрации и др., следует изолировать от цехов с менее вредными условиями труда.
8. Должна быть обеспечена нормальная освещённость рабочего помещения дневным и искусственным светом. Эти требования могут определять конфигурацию и габариты отдельных цехов обогатительной фабрики. В некоторых случаях экономнее строить обогатительную фабрику без окон с искусственным освещением.
9. Должно быть обеспечено удобство эксплуатационного обслуживания монтажных и ремонтных работ. Все аппараты должны обслуживаться механическими грузоподъёмными средствами.
10. Должны быть выполнены правила безопасности, установленные для цехов и отдельных аппаратов.
11. Не допускаются излишества в отношении площадей и объёмов зданий.
12, Крупногабаритное и тяжёлое оборудование по возможности следует размещать на нулевых отметках.

5.2. Требования норм общестроительного проектирования
1. В целях создания благоприятных условий для проведения реконструкции, вызываемой усовершенствованием технологии, модернизацией и укрупнением оборудования, увеличением производительности обогатительной фабрики и другими причинами, при назначении пролётов зданий следует отдавать предпочтение большему пролёту (до 36 м включительно), вместо нескольких малых.
Применение пролётов размером свыше 36 м обосновывается технико-экономическими расчётами.
Запрещается увеличивать ширину пролётов, оборудованных мостовыми кранами, для размещения оборудования небольшой массы. В этих пролётах лёгкое оборудование может быть установлено только на свободных площадях.
2. Корпуса (здания) должны иметь наиболее простую форму (квадратную или прямоугольную) без выступов, пристроек с минимальным числом типоразмеров пролётов по высоте и длине.
3. При строительстве в районах с большим количеством снеговых осадков и одновременно сильными ветрами  рекомендуется разрабатывать компоновочные решения без перепадов кровли.
4. Минимальные размеры проходов между оборудованием следует принимать в соответствии с габаритными  размерами оборудования и его эксплуатационными особенностями. Минимальные размеры проходов принимаются в соответствии с едиными правилами безопасности при дроблении, сортировке, обогащении и окомковании руд и концентратов, а при отсутствии соответствующих указаний в этих правилах – по СНиП П-М. 2-72.
5. Необходимо соблюдать требования унификации зданий и сооружений и использовать модульную систему (Единая модульная координатная система размеров – в её основу положен принцип кратности всех размеров одной величине – модулю М, равному 100 мм. В соответствии с этим размеры пролётов (ширина здания) следует назначать кратными укрупнённому модулю 60 м (6 м).
Для производственных зданий руководствуются следующими нормами проектирования:
Размеры пролётов для зданий без мостовых кранов – 12, 18, 24, 30 м. 
Размеры пролётов для зданий с мостовыми кранами – 18, 24, 30 и более, кратные 6 м. В отдельных случаях допускаются пролёты 6 и 9 м.
Шаг колонн (расстояние между осями колонн вдоль здания) принимается 6 и 12 м.
Предпочтение следует отдавать укрупнённым пролетам 24…36 м. 
При соответствующем обосновании по технологическим требованиям допускаются неунифицированные пролёты размером 9, 15, 21, 27, 33 и 42 м  с шагом колонн 6 м (применение импортного оборудования, тяжелые нагрузки и др).  

5.3. Проектирование желобов для самотечного транспорта
Правильное назначение уклонов желобов, лотков, труб и др. элементов самотечного транспорта продуктов и материалов на обогатительных фабриках имеет весьма важное значение для нормальных условий эксплуатации.
Неправильно заданные в проекте уклоны желобов уже в пусковом периоде обогатительной фабрики вызывают определённые переделки узлов и сопряжений аппаратов и машин, а в отдельных случаях при недостаточных перепадах возникает необходимость и в перекомпоновке оборудования.   
Недостаточные  уклоны приводят к забиванию течек, заиливанию труб и лотков, что вызывает необходимость частой очистки или  мероприятий по побуждению движения материала с использованием вибраций, шуровок, большого разжижения пульпы и др.
При излишне больших уклонах для транспортирования кусков абразивных материалов (в корпусах дробления и грохочения) резко повышается уровень шума и износ футеровок, а при мягких рудах и углях увеличивается переизмельчение и пылеобразование. При транспортировании пульпы излишние уклоны приводят к быстрому износу труб абразивным материалом и к вредному ошламованию мягких материалов.
Оптимальные уклоны зависят от многих факторов – плотности материала, размера и формы кусков для сухих продуктов, а для пульп – в основном, от крупности частиц и разжижения. Во всех случаях уклон зависит от шероховатости внутренней поверхности желобов и труб, от коэффициента скольжения и от формы смачиваемой поверхности, т. е. от гидравлического сечения радиуса сечения желоба или трубы.
Для сопряжения аппаратов и технологических узлов уклона желобов и труб принимают по практическим данным действующих обогатительных фабрик, обрабатывающих аналогичные полезные ископаемые. При большой длине труб или лотков (межцеховые коммуникации) оптимальные уклоны назначают по гидравлическому расчету.
Минимальные уклоны пересыпных желобов и течек для сухих продуктов дробления и грохочения крупностью от 350…0 до 5…0 мм находятся в пределах 35…45˚. Для влажных и содержащих глину продуктов уклоны следует повышать до 60…65˚, а для разгрузки осадка фильтров до 75…80˚.
Уклоны самотечных желобов и труб для продуктов обработки различных руд приведены в табл. 5.1 и 5.2.

				Таблица  5.1
Уклоны желобов
№ п/п	

Транспортируемые продукты	Максимальная длина односкатного желоба, м	Максимальный угол наклона желоба, %	
1	Коллективные сульфидные концентраты, получаемые после грубого измельчения руды, с большим количеством пирита, направляемые в десорбцию без добавления воды.	     10	40	
2	То же, с добавлением смывной воды, направляемые в перечистку.	10	15	
3	Окончательные свинцовые, медные, цинковые, пиритные концентраты, направляемые на сгущение, когда по условиям сгущения допустимы исходные разжижения смывной водой до 20 – 25% твердого. 	20	7	

				Таблица  5.2
Уклоны труб
№ п/п	Транспортируемые продукты	Содержание твёрдого в пульпе по массе, %	Уклоны самотечных труб, %	
1	Сульфидные коллективные концентраты с большим содержанием пирита, полученные после крупного измельчения руды, направляемые в десорбцию с сернистым натрием без добавления воды. 	40 - 50	15 – 25	
2	То же, с добавлением смывной воды, направляемые в перечистку	25 – 30 	7	
3	Окончательные свинцовые, медные, цинковые и др. концентраты, направляемые на сгущение, когда по условиям сгущения допустимо разжижение смывной водой.	20 – 25 	5 – 7	
4	То же, концентраты после сгущения	50 - 70	7 - 10	

5.4. Проектно-компоновочные решения приёмных устройств и узла первичного дробления
5.4.1. Общие требования норм проектирования

1. В первой стадии дробления рекомендуется принимать щековые или конусные дробилки крупного дробления.
Щековые дробилки рекомендуется применять к установке при небольшой и средней производительности, а также в случаях влажных, глинистых, вязких руд.
Конусные дробилки применяются при большой производительности и при дроблении плитняковых руд.
При количестве щековых дробилок самого большого типоразмера больше двух, рекомендуется устанавливать конусную дробилку.
2. Максимальный размер кусков в исходной руде, поступающей на обогатительную фабрику, рекомендуется организацией, проектирующей рудник. 
Ширина пасти первичной дробилки должна быть на 10…15 % больше размера наибольших кусков в питании.
3. Максимальная крупность кусков конечного продукта дробления, поступающих в измельчение не должна превышать, как правило, следующие размеры: для мельниц рудного само-  и полусамоизмельчения – 300…350 мм, для стержневых мельниц – 15…20 мм, для шаровых –    10…13 мм.
4. Получение конечных продуктов крупностью 15…20 мм и 10…13 мм достигается при работе обычных конусных дробилок (КМД) в замкнутом цикле с грохотом. Получение конечных продуктов дробления, близких к указанной крупности, возможно также и в открытом цикле при условии применения в дробилках КМД футеровок специальной конструкции (продукт порядка 20 мм) и инерционных дробилок ( продукт мельче 10…12 мм ).
5. При выборе приёмного устройства и способа подачи исходной руды в дробилку первой стадии дробления необходимо учитывать: 
- наибольшую крупность поступающих кусков руды;
- содержание глины и влаги в руде;
- производительность установки;
- систему подачи руды на дробление;
- тип и размер транспортного устройства для подачи исходной руды;
- угол наклона местности, на которой располагается приёмное устройство;
- тип дробилки.

5.4.2. Особенности проектно-компоновочных решений
1. Для руды крупностью более 400…500 мм приёмные бункера большой ёмкости не строят. Обычно в таких случаях руду в дробилку подают или непосредственно из опрокидывающихся вагонов, или через приёмную воронку – бункер небольшой ёмкости и пластинчатый питатель тяжёлого типа.
2. При установке для первой стадии дробления больших конусных дробилок с загрузочными отверстиями В = 1200, 1350, 1500 мм применяют только безбункерную загрузку дробилки («в завал», или  «под завал») при двухсторонней разгрузке. Отечественная промышленность выпускает дробилки особо тяжёлого типа с приводом от двух электродвигателей, допускающие запуск их при заваленной рудой рабочей полости.
Дробилки меньшего размера В = 500, 750, 900 мм загружаются через бункер и пластинчатый питатель. 
3. Щековые дробилки всех размеров загружаются через бункер и питатель преимущественно пластинчатый.
4. При крупнокусковой руде дробилки и приёмное устройство образуют один компоновочный узел, имеющий значительную высоту (до 30…50 м), поэтому узел крупного дробления размещается на склоне местности для уменьшения объёма земляных работ в подземной части сооружения. Вынос дробилки на некоторое расстояние от приёмного устройства вызывает применение тяжёлого и дорогостоящего пластинчатого питателя.
5. Пропускная производительность больших конусных дробилок настолько велика, что часто, чтобы уменьшить общую высоту узла первичного дробления, не предусматривают предварительного грохочения руды. 
6. На обогатительных фабриках обычно устанавливают по одной конусной дробилке большого размера даже при производительности до 40…60 тыс. т/сутки. Это объясняется эксплуатационной надёжностью дробилок, а также их высокой стоимостью и большими капитальными затратами на корпус крупного дробления в целом. Вагоны в зависимости от их типа разгружаются при помощи боковых или круговых опрокидов, опрокидывающих механизмов самих вагонов (думпкаров) или стационарных пневматических или гидравлических толкателей, устанавливаемых на разгрузочном пути и поднимающих кузов вагона. 
7. В приёмных устройствах (бункерах) перед щековой дробилкой при наличии в руде глинистой влажной мелочи следует предусматривать футеровку из материалов с низким коэффициентом трения или подогрев стенок для предупреждения налипания и примерзания руды.
8. Современные конусные дробилки для крупного дробления больших размеров (В = 1200, 1350, 1500 мм) делаются с прямой разгрузкой дроблёной руды вниз – в бункер, разгрузка руды из которого производится с применением пластинчатых или лотковых питателей для достижения минимальных перепадов, уменьшения скорости падения руды на ленту и предохранения дорогих лент от износа. На некоторых фабриках после пластинчатого питателя устанавливают короткий  конвейер – ускоритель, обеспечивающий осторожную укладку крупнодроблёной руды на ленту магистрального конвейера, что сохраняет ленту при её загрузке.
9. Разгрузку щековых дробилок практикуют без питателей непосредственно на ленточный конвейер. В этом случае для снижения износа ленты в загрузочных воронках транспортёра устанавливают колосники – отбойники для подсева мелочи и снижения скорости падения кусков, или навешивают рельсы или цепи.
10. Во избежание транспортирования крупнодроблёной руды иногда совмещают две стадии – крупного и среднего дробления – в одном корпусе при приёмных устройствах. Дробилки второй стадии устанавливают непосредственно под дробилками первой стадии дробления.
11. Корпус крупного дробления состоит из двух основных частей – подземной и надземной, представляющей собой однопролётный шатёр. 
В надземной части размещают приёмные бункера руды, загрузочные пути, ремонтную площадку, помещения для электротехнического и санитарно-технического оборудования. Эту часть выполняют из металлических конструкций вследствие больших крановых нагрузок. Стены обычно выполняют из двухслойных панелей с эффективным утеплителем.
Подземная часть может быть выполнена в виде спускного колодца или в многоярусной каркасной монолитной системе, выбор которых зависит от грунтовых вод.
12. Современная тенденция в проектировании первичного дробления при открытых горных работах – максимальное приближение корпуса крупного дробления к борту карьера и перенос его непосредственно в карьер. Иногда применяют в этом случае передвижные дробильные комплексы.

5.5. Компоновка оборудования в цехах среднего и мелкого дробления
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления зависит от схемы дробления, производительности обогатительной фабрики, определяющей число дробилок и грохотов в отдельных стадиях дробления, размера и рельефа площадки цеха дробления и общих решений схемы сооружений и подъездных путей. 
1. Компоновочные решения, как правило, предусматривают совмещение отделений среднего и мелкого дробления с одноэтажным (одноярусным) расположением дробилок на виброоснованиях.
2. Каскадное расположение применяется редко (при исключении замкнутого цикла дробления, при дроблении с промывкой, при расположении среднего и мелкого дробления непосредственно при шахте и др.).
3. Грохоты для предварительного и поверочного грохочения, как правило, располагают в совмещённом корпусе среднего и мелкого  дробления. Грохоты могут располагаться как перед дробилками, так и под дробилками. При числе грохотов, большем числа дробилок, предусматривается сооружение отдельно стоящего корпус грохочения. Проектно-компоновочное решение узла загрузки грохота должно исключать большие перепады в месте его загрузки исходным материалом и обеспечивать равномерное распределение руды по всей ширине грохота.
4. Для схемы с раздельными операциями предварительного и поверочного  грохочения в третьей стадии при применении замкнутого цикла рекомендуется рассматривать компоновку с размещением грохотов под дробилками среднего и мелкого дробления соответственно. Указанная схема имеет существенные преимущества: снижение производительности конвейеров замкнутого цикла, улучшение условий автоматического регулирования постоянства загрузки  дробилок мелкого дробления, упрощение системы аспирации.
5. При дроблении руд с высоким содержанием готового  по крупности продукта (15 % и более) и резкими сезонными изменениями влажности руды в проекте рекомендуется рассматривать вариант компоновочного решения с размещением грохотов второй и третьей стадии дробления в самостоятельном корпусе. Это позволят обеспечить необходимый фронт грохочения на влажных, комкующихся рудах, независимую работу дробилок и грохотов, повысить коэффициент использования оборудования и в процессе эксплуатации обогатительных фабрик использовать грохоты в оптимальном режиме. Окончательное решение следует принимать в проекте при сопоставлении вариантов.
6. Корпуса среднего и  мелкого дробления состоят из двух частей: бункерной и дробильной. По взаимному расположению этих частей различают три основных типа корпуса:
- одностороннее расположение бункеров; 
- центральное расположение бункеров (для обогатительных фабрик большой производственной мощности);
- с размещением ёмкостей в отдельном сооружении (напольный склад, силоса и т.п.).
В первых двух типах бункера для руды размещают в верхней части многоэтажного здания (“этажерки”) и загружают передвижной сбрасывающей тележкой. Надбункерная часть обслуживается мостовым краном грузоподъёмностью 30/5 т. В подбункерной части размещаются вспомогательные, электротехнические, сантехнические и др. помещения. Дробильные пролёты располагают с одной или по обе стороны от бункерной “этажерки”.
В третьем типе ёмкости для руды решаются в виде напольного склада или силосов, соединённых с дробильным отделением транспортными галереями. 
5.5.1. Двухстадиальное дробление в открытом цикле
На обогатительных фабриках малой и средней производительности на каждую дробилку первой стадии устанавливается одна или максимум две дробилки во второй стадии (рис. 5.1).

Рис. 5.1. Схемы размещения оборудования для двухстадиальной схемы дробления в открытом цикле: дробилки крупного дробления; 2 – конвейеры; 3 – грохоты; 4 – дробилки второй стадии.

Дробилки первой стадии при этом загружаются рудой через бункер и питатель, поэтому перед дробилками для среднего дробления промежуточный бункер можно не устраивать. Руда после первой стадии подаётся прямо на грохот перед дробилкой второй стадии.
Дроблёная руда из дробилок второй стадии дробления разгружается на общий сборный конвейер или на  отдельные для каждой дробилки короткие конвейеры с последующей перегрузкой руды на сборный конвейер.	 
На фабриках большой производительности при кусковатых и неглинистых рудах редко применяют двухстадиальные схемы дробления с открытым циклом во второй стадии.
Если на одну дробилку крупного дробления необходимо установить больше двух дробилок второй стадии, то перед последними устраиваются распределительные бункеры или склад.
5.5.2. Трёхстадиальное дробление в открытом цикле 
На обогатительных фабриках малой и средней производительности при  наличии дозирующего устройства перед первой стадией дробления могут применяться безбункерные варианты узлов среднего и мелкого дробления (рис. 5.2).

Рис. 5.2. Схема размещения оборудования для трёхстадиальных схем дробления в открытом цикле: 1 – дробилка первой стадии дробления; 2, 5, 9 – промежуточные конвейеры; 3, 5 – грохоты; 4 – дробилка второй стадии дробления; 7 – дробилка третьей стадии дробления; 8 – сборный конвейер

Для достижения большей компактности дробильной установки перед каждой дробилкой рационально устанавливать по одному грохоту (а), но в случае необходимости перед дробилками третьей стадии допустима установка и двух грохотов на одну дробилку. Обычно при дроблении в три стадии на каждую дробилку второй стадии устанавливается не более двух дробилок в третьей стадии дробления.
На обогатительных фабриках большой производительности, где во второй  и третьей стадиях дробления устанавливаются по нескольку дробилок, возможны следующие варианты компоновки:
- дробилки группируются в параллельно работающие агрегаты, в каждом из которых на одну дробилку среднего дробления приходится одна или две дробилки мелкого дробления. Транспортирование руды в каждом агрегате осуществляется ленточным конвейером;
- дробилки группируются в такие же агрегаты, но руда транспортируется по желобам самотёком. В этом случае дробилки размещаются каскадно;
- дробилки среднего дробления связываются с дробилками мелкого дробления через распределительные бункера.
5.5.3. Двух- и трёхстадиальное дробление в замкнутом цикле с поверочным грохочением в последней стадии
При небольшой производительности обогатительной фабрики, когда число грохотов в последней стадии дробления невелико, замкнутый цикл дробления можно осуществить без распределительных бункеров (рис. 5.3).  
Другой вариант размещения второй и третьей стадии дробления в замкнутом цикле на обогатительных фабриках малой и средней производительности показан на рис. 5.4.
Дробилки здесь установлены рядом, а узел грохочения находится от них на некотором расстоянии. Всё оборудование второй и третьей стадий размещяется в одном здании. Если суммарная потеря высоты очень велика, то узел грохочения выносится в самостоятельное здание или применяется маршевая система наклонных конвейеров.

Рис. 5.3. Схема размещения оборудования для двухстадиального дробления в замкнутом цикле с поверочным грохочением во второй стадии:1 – бункер; 2 – пластинчатый питатель; 3 – колосниковый грохот; 4 – конусная дробилка первой стадии дробления; 5 – конвейер ленточный; 6 – вибрационный горизонтальный грохот; 7 – дробилка мелкого дробления; 8 – конвейер оборотного продукта; 9 – конвейер готового продукта

Рис. 5.4. Схема размещения оборудования во второй и третьей стадиях дробления с замкнутым циклом в третьей стадии:
1 – грохот; 2 – дробилка второй стадии дробления; 3 – дробилка третьей стадии дробления; 4 -  конвейер ленточный; 5 – вибрационные грохоты; 6 – конвейер оборотного продукта; 7 – конвейер готового продукта

Компактное конструктивное решение корпуса дробления обогатительной фабрики средней производительности (1500…2000 т/сутки) при трёхстадиальной схеме дробления в замкнутом цикле предусматривает размещение щековой дробилки первой стадии дробления, конусных дробилок второй и третьей стадий дробления в одном здании. Дробильный корпус при такой компоновке получается весьма простым в строительном отношении и минимальной кубатуры обслуживание всех дробилок в этом случае осуществляется одним мостовым краном. Грохоты размещаются в здании перегрузочного пункта конвейеров. Таким образом, из корпуса, где размещены дробилки, выносится наиболее пылящее оборудование.
На обогатительных фабриках большой производительности для дробления руды в замкнутом цикле с поверочным грохочением  устанавливается значительное число грохотов и дробилок. В этих условиях применяют две схемы размещения оборудования:
1. Распределительные бункера, грохоты и дробилки устанавливаются в одном здании, образуя один сложный компоновочный узел, при этом подъём оборотного продукта производится двухмаршевой или трёхмаршевой системой наклонных конвейеров (рис. 5.5). 
Крупнодроблёная руда по этой схеме конвейером подаётся во вторую стадию дробления. Она может загружаться в дробилку через бункер, питатели и грохоты или же непосредственно с конвейера на грохоты. При загрузке руды чрез бункер или склад можно поставить несколько дробилок второй стадии дробления. При прямой подаче руды на грохоты одним конвейером число этих дробилок не может быть больше двух.
По этой схеме при условии достаточной производительности конвейеров можно разместить любое число дробилок, причём на каждую дробилку третьей стадии можно установить по четыре или по два грохота.

Рис. 5.5. Схема размещения оборудования для второй и третьей стадий дробления с замкнутым циклом в одном корпусе: 1 – конвейер крупнодроблёной руды; 2 – грохоты перед дробилкой среднего дробления; 3 – конвейеры в дробилки; 4 – дробилки среднего дробления;; 5 – дробилки мелкого дробления; 6 – конвейер сборный; 7 – конвейер промежуточный; 8 – перегрузочный узел; 9 – конвейер промежуточный; 10 – конвейер распределительный над бункерами; 11 – бункер; 12 – грохоты замкнутого цикла; 13 и 14 – конвейеры дроблёной руды

В отношении компактности конструктивного решения и сокращения объёма зданий данная схема имеет преимущества перед другими схемами. Главный её недостаток – концентрация многочисленных перегрузок в одном здании, что приводит к большому пылеобразованию и ухудшению санитарных  условий труда в корпусе дробления. Здесь должны быть проведены эффективные мероприятия для борьбы с пылью (увлажнение руды для уменьшения пылевыделения, герметизация мест перегрузок и усиление аспирации с надёжной  пылеочисткой отсасываемого воздуха, общая вентиляция помещения, смыв водой пыли с полов и стен корпуса и др.).  Вторым недостатком при большой производительности обогатительной фабрики (свыше 10000 т/сутки) является то, что система конвейеров оборотного продукта получается громоздкой, т.к. внутри схемы циркулирует примерно       250…300 % продукта по отношению к  весу исходной руды.
2. Распределительные (ситовые) бункера и грохоты выносятся в отдельное здание, а в корпусе среднего дробления устанавливаются одни дробилки, при этом материал между корпусом дробления и корпусом грохочения транспортируется системой встречных наклонных конвейеров (рис.5.6).
Конструктивные узлы в этом варианте проще – они разукрупнены. В обоих корпусах меньше мест пылевыделения, и здесь легко обеспечить нормальные санитарные условия труда. Кроме того, число рабочих для обслуживания оборудования можно свести до минимума.
При значительном содержании в руде мелочи с глинистыми примазками часто выявляется необходимость  дробить руду с промывкой, несмотря на существенное усложнение технологической схемы и условий труда.
Обычно промывка производится на грохотах предварительного грохочения перед средним дроблением. Промывка в крупном дроблении применяется главным образом при обработке труднопромывистых руд, например, марганцевых или железных.

Рис. 5.6. Схема размещения оборудования второй и третьей стадий дробления с замкнутым циклом грохочения в отдельном корпусе: 1 – бункер крупнодроблёной руды; 2 – пластинчатый питатель; 3 – конвейер ленточный; 4 – конусные дробилки среднего дробления; 5 – конусные дробилки мелкого дробления; 6 – конвейер сборный; 7 – конвейер на распределительные бункера; 8 – конвейер распределительный; 9 – ситовые (распределительные) бункера; 10 – питатели барабанные; 11 – грохоты вибрационные; 12 – конвейер готового продукта; 13 – сборные конвейеры верхнего продукта грохочения; 14 – конвейеры оборотного продукта; 15 – кран мостовой электрический

В компоновочном отношении среднее и мелкое дробление с промывкой наиболее удобно осуществлять при каскадном расположении дробилок с соотношением дробилок по стадиям 1 : 1. В такой компоновке наиболее полно проявляются преимущества гравитационного самотечного сопряжения аппаратов.

5.5.4. Склады и бункера дроблёной руды
1. На обогатительных фабриках большой производительности между операциями крупного и средне-мелкого дробления часто включаются промежуточный склад или бункер.
Если промежуточный склад (бункер) не служит распределительным устройством, то он может использоваться как аварийный склад. В этом случае основная масса руды после крупного дробления поступает в среднее дробление, минуя склад, и лишь некоторое количество её поступает на склад. Устройство отдельного  запасного склада руды не исключает необходимости сооружения распределительных устройств (воронок, бункеров) перед дробилками среднего и мелкого дробления.
Особенности промежуточных бункеров:
- в качестве основного  принимается бункер ящичного типа с разгрузкой крупнодроблёной руды на пластинчатый питатель с шириной полотна не менее 1500 мм; среднедроблёной руды, как правило, на ленточные питатели стационарного или откатного типа с шириной ленты не менее 1200 мм;
- форму выпускного отверстия принимают щелевой. Ширина щели  должна не менее, чем в три раза, превышать максимальную крупность кусков руды (для крупнодроблёной руды) и быть максимальной по условиям исключения просыпи материала с питателя (для среднедроблёной руды);
- длину щелевых выпускных отверстий бункеров крупнодроблёной руды и хорошо сыпучей среднедроблёной руды выбирают конструктивно. При бункеровании влажных, имеющих большое количество мелочи и глинистых среднедроблёных руд длина отверстия не должна превышать ширину в три раза;
- стенки бункер необходимо футеровать материалом с низким коэффициентом трения;
- в целях исключения пиковых (пусковых) нагрузок на пластинчатый питатель, превышающих расчётные, необходимо предусматривать следующие мероприятия:
а) не рекомендуется бункер (питатель) разгружать полностью, предусматривая в проекте для этой цели автоматическое отключение питателя от указателя низкого уровня материала;
б) при проектировании зазора между рабочим органом питателя и нижней кромкой торцевого разгрузочного отверстия бункера  необходимо обеспечивать его величину по размеру не менее 3 –5 максимальных кусков руды.
2. Склады крупнодроблёной  руды, совмещающие функции запаса и распределения руды по дробилкам среднего дробления, устраиваются довольно часто. Они допускают независимую работу отделений крупного дробления, среднего и мелкого. Главный здесь недостаток в том, что складируется крупная руда, содержащая куски размером до 300-350 мм. а это вызывает повышенный износ конвейерных лент и затруднения с разгрузкой склада и перегрузками руды.
3. Если необходим только запасный склад, то предпочтительнее устраивать его на среднедроблёной руде крупностью менее 100 мм. Такая руда не содержит много мелочи и обычно не слёживается, удобна для перемещения ленточными конвейерами, но склады среднедроблёной руды устраиваются редко, т.к. это связано с разрывом цепи среднего и мелкого дробления, которые обычно компонуются тесно связанными.
4. Включение постоянно действующего склада руды в схему дробления должно быть хорошо обосновано, т.к. это связано с дополнительными перегрузками и излишним подъёмом руды, что вызывает увеличение капитальных затрат и эксплуатационных расходов. 
5. В практике работы обогатительных фабрик в Сибири и на Севере наблюдается слёживание и смерзание руды на складах. В таких случаях предусматривается  специальная установка грохотов для выделения рудной мелочи и складируется только верхний продукт грохота, а мелочь направляется непосредственно в цех измельчения, минуя склад и бункера большой ёмкости.
6. Запасные и распределительные склады крупнодроблёной руды устраиваются обычно полубункерного типа с разгрузкой руды со склада при помощи пластинчатых или вибрационных питателей.
7. Ёмкости дроблёной руды (бункера) устраиваются и перед измельчением. В этом случае руда используется как буферный запас, необходимый вследствие разных режимов работы (по времени) цехов дробления и  измельчения и как устройство для распределения руды по мельницам. Очень часто эти бункера выполняются в виде бункерного пролёта, примыкающего непосредственно к измельчению. Практикуется иногда при использовании малого числа мельниц крупного размера и устройство напольных складов. Оптимальный вариант определяется технико-экономическими расчётами, но следует учитывать. что в эксплуатационном отношении преимущества всегда остаются за бункерами.

5.6.	Главный корпус обогатительной фабрики
Цехи (отделения) измельчения и обогащения почти всегда размещаются в одном здании, которое получило название  главного корпуса обогатительной фабрики.
Корпуса обогащения, как правило, состоят из следующих основных пролётов: бункерного, мельничного, обогатительного - для размещения флотационного, магнитного, гравитационного и др. оборудования, сгущения и фильтрования, а на малых обогатительных фабриках – сушильного и затарочного.
В главном же корпусе часто размещают отделения подачи реагентов, хвостовые насосы первого подъёма и ряд вспомогательных служб – наиболее мощные трансформаторные подстанции, ремонтно-механические мастерские, сантехнического оборудования, конторские помещения, системы контроля, экспресс-анализа и АСУ. Такое расположение в одном здании производственных отделений, вспомогательных  и подсобных служб имеет много преимуществ и считается целесообразным, но при условии обеспечения всех санитарно - гигиенических, противопожарных и др. требований норм и правил проектирования промышленных предприятий.
Характерные особенности объёмно-планировочных решений главного корпуса. 
1. Ступенчатое расположение основных пролётов с целью использования рельефа местности и создания условий самотечного транспорта основных пульповых потоков.
2. Секционное размещение параллельных процессов.
3. Павильонный тип пролётов.
4. Зонирование и централизация  электротехнического, сантехнического и др. устройств.
5.6.1. Бункерное отделение
1. Конструктивно – компоновочное решение сооружения для создания запаса руды перед процессом измельчения может быть осуществлено в виде бункеров, полубункерного или напольного складов. Оно должно в максимальной степени обеспечивать условия для равномерного питания мельниц и автоматизации процессов измельчения, т.е. обеспечивать необходимую полезную вместимость, равномерную разгрузку руды, усреднение её по качеству и гранулометрическому составу для компенсации сегрегации, возникающей при прохождении руды через бункер и склады рудоподготовительного комплекса.
2. Длина бункера или склада дроблёной руды обычно принимается равной длине цеха измельчения и бункер должен иметь необходимый запас руды при конструктивно приемлемых размерах поперечного его сечения.
3. Общий запас дроблёной руды на обогатительной фабрике в складах и бункерах должен быть:
- при семидневной неделе подачи руды на обогатительную фабрику – не менее полуторасуточной её производительности;
-  при пятидневной неделе подачи руды на обогатительную фабрику и непрерывной работе корпуса обогащения – не менее трёхсуточной производительности фабрики.
4. Выбор конструкции сооружения (бункера или склада) обосновывается с учётом всех факторов, влияющих на это решение. Основными категориями являются физико-механические свойства. требуемый запас руды, соотношение фронтов складирования и измельчения. 
5. Чаще всего распространены на обогатительных фабриках бункера прямоугольного (ящичного) сечения, бункера силосного типа и параболические. Основной тип – первый.
Прямоугольные бункера – применяются для сыпучих материалов. В них делают большое количество отверстий в днище, что облегчает разгрузку руды и уменьшает мёртвое пространство в бункере. Отверстия в днище бункера делают больших размеров и под ними подвешивают металлические разгрузочные воронки, которые можно при необходимости обогревать и  оборудовать вибраторами для облегчения разгрузки руды. Очень часто размеры выпускных отверстий – шириной 600 мм и длиной 600…1200 мм.
Для предотвращения зависания руды практикуется одновременный выпуск её по всей длине бункера с расстояниями между выпускными отверстиями не более 2 м.
Бункера силосного типа – цилиндрической формы, возводятся из железобетона с тонкими стенками. По строительной стоимости они экономичны. По условиям разгрузки они мало отличаются от бункеров прямоугольного типа. 
Бункера параболического типа, широко применявшиеся ранее, в настоящее время используются только для сухих. сыпучих руд. Влажные руды из параболических бункеров плохо разгружаются из-за малых углов наклона стенок в зоне разгрузочного отверстия.
6. Для создания необходимого запаса руды при применении мельниц объёмом 140 м3  и более целесообразно проектировать отдельно стоящий склад мелкодроблёной руды.
7. При переработке сыпучих руд ориентировочно можно считать. что при удельной вместимости свыше 250 т на 1 м пог. длины бункера или склада при насыпной плотности руды 1,7…1,8 т/м3 экономичнее применение отдельно стоящего полубункерного или напольного склада. При меньшей вместимости экономичнее бункера.
В сейсмичных районах  применяют склады. Склады также строят при наличии скальных грунтов и отсутствии грунтовых вод на площадке обогатительной фабрики. 
8. При переработке трудносыпучих (глинистых, влажных) руд целесообразно отказаться от аккумулирования руды перед процессом измельчения в складах напольного типа или в бункерах прямоугольного (ящичного) или параболического типов. В качестве компенсирующего устройства, обеспечивающего непрерывность подачи руды в мельницы, целесообразно проектировать индивидуальный для каждой мельницы цилиндрический бункер минимальной вместимости, обоснованный расчётом. 
9. Бункера склады) мелкодроблёной руды следует разгружать а сборный ленточный питатель – конвейер с регулируемой скоростью движения ленты. Количество выпускных отверстий, расположенных над одним сборным питателем – конвейером, не должно превышать 6…8, а расстояние между ними – не более 2 м. Длина щели отверстия не должна превышать его ширину в 3 раза.
10. Питатели применяют самые разные: качающиеся, вибрационные, ленточные, дисковые и др.
11. При наличии в руде глинистого материала, высоком содержании мелочи и влажности свыше 3% разгрузку бункеров следует осуществлять, как правило, на пластинчатый питатель. Форма выпускных отверстий – щелевая. В бункерах силосного типа диаметром 18 м должна быть двухщелевая разгрузка.
Подбункерная часть пространства используется для размещения подсобных и вспомогательных помещений.   
12. Бункера крупнодроблёной руды (300…400 мм) следует разгружать только на пластинчатый питатель. Форма отверстий – щелевая с шириной не менее чем в три раза превышающей крупность кусков руды.
13. Для борьбы с “зависанием” влажных, глинистых руд в приёмных устройствах, бункерах, перегрузочных узлах необходимо предусматривать их облицовку из полимерных материалов различного типа. Для защиты узлов перегрузки руды, течек и желобов от износа и шума рекомендуется применять резиновую футеровку.
14. Решение конструкции разгрузочных узлов: форма разгрузочной части, количества и размеры выпускных отверстий, типы затворов и питателей бункеров и складов полубункерного и напольного типов, имеющих бункерную разгрузку через днище или основание, должно обеспечивать равномерную разгрузку, исключение сводообразований над выпускными отверстиями, предотвращение возникновения и роста зависаний руды на внутренних поверхностях, уменьшающих расчётный полезный объём бункера (штабеля), а также не исключать возможность реконструкции узлов разгрузки в процессе эксплуатации в случае появления несоответствия размеров и количества выпускных отверстий физико-механическим свойствам руды.
5.6.2. Особенности проектирования цехов измельчения со стержневыми и шаровыми мельницами
1. Отделение измельчения компонуют, как правило, в одном пролёте размером от 12 до 36 . Размещение в двух пролётах возможно при применении схем комбинированного самоизмельчения.
В строительной части обогатительной фабрики цехи измельчения наиболее дорогие, т.к. они имеют большую высоту. а значительные нагрузки, передаваемые на конструкции зданий от бункера и мостовых кранов, должны восприниматься тяжёлыми колоннами.
2. При установке более 8…12 мельниц ремонт и снаряжение их (перефутеровка, пересортировка шаров) часто выполняются на специальных ремонтно-монтажных площадках  располагаемых в пролёте измельчения. Это позволяет в пределах цеха размещать мельницы и классифицирующие аппараты компактно, с небольшими проходами и площадками.
3. Для облегчения перекрытия здания и снижения стоимости мостовых кранов при проектировании стремятся к возможному уменьшению ширины пролёта цеха. Общая длина цеха измельчения увязывается с длиной цеха флотации с тем. чтобы получить удобное распределение пульпы по аппаратам флотации.
4.Современный этап в проектировании цехов измельчения обогатительных фабрик характеризуется применением мельниц больших размеров с объёмом более 140 м3, вытеснением из практики механических классификаторов и заменой их гидроциклонами.
5. В зависимости от схемы измельчения, типа и числа мельниц  в секции (стержневые, шаровые, рудногалечные, мокрого рудного самоизмельчения), классифицирующего оборудования, грохотов и дробилок (в отдельных случаях), требуемой площади для размещения обогатительных аппаратов (флотомашины, сепараторы и т.п.), а также в зависимости от рельефа и грунтовых условий площадки строительства обогатительных фабрик могут применяться однорядная (рис. 5.7)  или двухрядная (рис. 5.8) компоновки с поперечным, продольным или смешанным расположением мельниц.
На обогатительных фабриках большой производительности для уменьшения длины цеха измельчения мельницы располагают в два параллельных ряда при этом возможно много вариантов компоновки цеха в зависимости от схемы измельчения и применяемого оборудования.
5.6.3. Особенности компоновки отделения измельчения
1. Для снижения затрат на буферные ёмкости на некоторых обогатительных фабриках большой производительности строят полубункерный склад дроблёной руды и руду в пролёт мельниц подают по отдельным галереям (рис. 5.9). Такое решение особенно выгодно на обогатительных фабриках с мощными секциями измельчения при установке в первой секции стержневых мельниц. В этом случае получается мало точек подачи руды и галерей со склада в цех измельчения, создаётся возможность хорошо осветить пролёт мельниц, т.к. одна стена здания цеха оказывается свободной.

Рис. 5.7. Схемы размещения оборудования в цикле измельчения при расположении мельниц в один ряд 1 – сбрасывающая тележка конвейера; 2 – бункер; 3 – питатели; 4 – сборный конвейер; 5 – наклонный конвейер; 6 – конвейерные весы; 7 – мельницы; 8 – классификаторы; 9 – гидроциклоны

2. Размещение оборудования в цехе измельчения в плане и по высоте должно допускать удобную установку опробовательной и контрольно-измерительной аппаратуры.
3. Классификаторы в замкнутом цикле с мельницами применяют только в первой стадии измельчения на обогатительных фабриках малой и средней производительности. 

Рис. 5.8. Схемы размещения оборудования при расположении мельниц в два ряда: 1 – конвейер руды в мельницу; 2 – стержневая (на схеме а может быть шаровая) мельница; 3 – шаровая мельница; 4 – гидроциклон; 5 -  классификатор

Рис. 5.9. Пример размещения полубункерного склада дроблёной руды
На больших обогатительных фабриках, где устанавливается много мельниц, для экономии площади пролёта измельчения, снижения капзатрат во всех операциях классификации ставят гидроциклоны.
4. В промышленных условиях проверены разные схемы размещения оборудования в пролёте мельниц. Для обогатительных фабрик с одной секцией измельчения признана лучшей Т-образная компоновка. Для многосекционных обогатительных фабрик лучше схема, при которой получается достаточная по размерам рабочая площадка перед стержневой мельницей без расширения пролёта. При установке гидроциклонов по такой схеме можно все мельницы расположить на одном уровне.
5. Конструктивные показатели для каждого типа мельниц  отделения измельчения с шаровыми и стержневыми мельницами приведены в литературе (2, 6, 7).
6. Для снижения расхода электроэнергии на подачу слива мельницы в классификатор и песков классификатора в мельницу стремятся цикл мельница-классификатор замкнуть самотёком. При этом должны выдерживаться минимально допустимые уклоны желобов слива мельницы в классификатор и песков в мельницу. Размеры, определяющие положение мельницы и  классификатора, принимаются по данным рис. 5.10 и табл. 5.3.
7. Для улавливания мелких шаров и скрапа на разгрузочной цапфе мельницы укрепляют небольшие барабанные грохоты (бутары) из листовой стали с отверстиями около 10…20 мм. На потоках слива классификаторов предусматривают устройства для улавливания и удаления щепы из пульпы.
8. Полы в цехе измельчения делаются бетонными с крутым уклоном (до 10 %) для облегчения смыва рудной просыпи и переливов пульпы. На крупных обогатительных фабриках мельницы должны быть так подняты над полом чтобы высота под площадками была не менее трёх метров для уборки полов механическими погрузочными машинами

Рис. 5.10. Пример сопряжения мельницы с двухспиральным классификатором

9. Пролёт измельчения, включая ремонтно-механическую площадку, оборудуется мостовым краном. Грузоподъёмность крана назначается в зависимости от числа и размера мельниц и принятого способа ремонта.
При большом числе мельниц крупного размера и большой длине цеха измельчения в пролёте иногда устанавливают два мостовых крана. Второй кран – вспомогательный грузоподъёмностью 10…20 т устанавливают на нижних подкрановых путях для подачи стержней  в мельницы, обслуживания классификаторов и т.д. Для установки второго крана приходится несколько увеличивать высоту здания цеха измельчения, т.к. малый кран не вполне вписывается в зону подъёма большого крана, и поэтому такое решение должно быть обоснованным.

Таблица 5.3
Параметры самотечного сопряжения мельниц со спиральными классификаторами
№	Сопрягаемые агрегаты (размеры в мм)	
	Мельницы	Основные параметры	Классификаторы	
		R	N	P	O	d		
1	900х900	715	1750	365	295	410	Односпиральный  300х3000	
2	900х900	715	1750	365	295	410	Односпиральный 500х4500	
3	1200х1200	1140	2240	615	360	640	Односпиральный 500х4500	
4	1200х1200	1140	2240	615	360	640	Односпиральный 750х5500	
5	1500х1600	1400	2610	610	510	500	Односпиральный 750х5500	
6	1500х1600	1400	2610	610	510	500	Односпиральный 1000х6500	
7	2100х1500	1500	3150	750	745	650	Односпиральный 1200х6500	
8	2100х1500	1510	3150	750	745	650	Односпиральный 1500х8200	
9	2100х2200	1500	3900	760	745	650	Односпиральный 1500х8200	
10	2100х2200	1500	3900	760	745	650	Двухспиральный с погру- женной спиралью 1200х8400	
11	2100х3000	1500	4650	760	745	  650	Односпиральный 1500х8200	
12	2700х2100	1800	3930	940	770	1000	Двухспиральный 2000х8400	
13	2700х2100	1800	3930	940	770	1000	Односпиральный 2400х9200	
14	2700х3600	1800	5300	940	635	1000	Односпиральный 2400х9200	
15	2700х3600	1800	5300	940	635	1000	Двухспиральный 2000х8400	
16	2700х3600	1180	5300	940	635	1000	Двухспиральный 2400х9200	
17	3200х3100	2000	5300	1030	785	1080	Двухспиральный 2000х8400	
18	3200х3100	2000	5300	1030	785	1030	Двухспиральный 2400х9200	
19	3600х4000	2400	6630	1105	1075	1500	Двухспиральный 300х12500	
20	3600х5000	2400	7630	1105	1080	1500	Двухспиральный 3000х12500	

Окончание  таблицы 5.3
Основные параметры сопряжений (размеры в мм)	
Основные параметры	Песковый жёлоб	Сливной жёлоб	
	В	А	Н	h	F	1, %	C	Д	b1	2, %	K	М	b2	
140	2600	1300	424	0	0	45	1415	637	120	20	1125	259	300	
140	3200	1400	682	112	0	45	1615	727	160	20	1120	298	370	
140	3700	1750	740	-228	0	42	2030	852	300	23	1470	392	430	
140	4200	1800	846	-98	0	45	2115	952	200	25	1385	400	450	
140	4100	2200	731	-200	0	45	2515	1132	200	20	1785	375	450	
140	4600	2300	770	-200	0	40	2850	1086	250	20	1750	380	600	
140	4405	2600	589	24	200	47	1700	795	300	22.2	1800	390	300	
160	5700	2800	650	300	50	43	3600	1568	400	14	1970	375	380	
160	5700	2800	650	300	50	43	3600	1568	500	15	1970	400	380	
150	6500	3000	435	0	100	31	4250	1305	500	8	1700	400	380	
160	6200	2900	570	380	100	42	3700	1680	500	13	2070	400	380	
180 26	6000	4300	736	223	100	33	5600	1848	500	13	2200	550	380	
180 26	6000	3600	865	280	50	35	4550	1892	500	16	2250	600	400	
180 30	6890	4000	1000	84	200	35	4950		450	19	2650	720	420	
180 26	6740	4400	930	305	180	36,5	6435	2346	500	17,5	2219	648	360	
180 26	6975	6100	720	110	140	27,0	6300	1700	500	12	2550	850	400	
180 26	6115	4700	800	63	200	36,0	5840	2133	400	12	2518	564	380	
180  26	6915	6100	972	240	140	35,0	6500	2280	500	14	2575	564	382	
180 30	8500	6000	1350	524	150	34,0	8250	2700	550	14	2800	843	550	
180 30	9800	6100	1176	420	150	34,0	7700	2800	500	16,3	3050	843	500	

10. Мельницы с гидроциклонами,  предназначенные для измельчения промпродуктов, устанавливают  в пролёте цеха измельчения или же на нижнем уступе здания цеха флотации. Выбор места для установки мельниц зависит от их типа и размера, а также и от размещения оборудования в цехе флотации. Если мельниц для доизмельчения промпродуктов много и по размеру они такие же, как и рудные мельницы, то удобно их собрать в одном пролёте цеха измельчения, но, если при этом протяжённость обогатительной фабрики резко возрастает, то для промпродуктовых мельниц можно запроектировать отдельный пролёт. Если для измельчения промпродуктов требуется одна или две мельницы малых размеров, то при выборе места для их установки следует исходить из условий наименьших перекачек пульпы. Эти мельницы целесообразно устанавливать на нижнем уступе здания цеха флотации.
11. Фундаменты для мельниц,  как правило, делают монолитными.
12. Отделение измельчения выполняют в виде павильона.
13. Компоновку основного технологического узла “мельница-зумпф-насос-гидроциклон” рекомендуется выполнять с установкой зумпфа с насосом непосредственно на сливе мельницы. с наиболее простой трассой напорного пульпопровода от насоса до гидроциклона, при минимальных высотных перепадах и обеспечении самотечной подачи сливов гидроциклона на флотацию. Узел “мельница-насос-гидроциклон” рекомендуется рассматривать как один агрегат.
14. Узел разгрузки стержневых мельниц с учётом полностью механизированной загрузки и разгрузки стержней, разгрузку шаровых мельниц рекомендуется проектировать с учётом механизированной разгрузки скрапа.
15. В операциях контрольной классификации при установке в первом приёме классификаторов следует применять только гидроциклоны. 
16. Гидроциклоны рекомендуется применять  для деления питания флотации на песковую и шламовую фракции при раздельном обогащении песков и шламов, для обезвоживания продуктов обогащения, а также в операциях обезвоживания и отмывки от реагентов.

5.6.4. Цехи с мельницами самоизмельчения
1. Общая комопоновка главного корпуса в этом случае остаётся такой же, как и в случае применения шаровых и стержневых мельниц.
2. Проектно-компоновочные решения  отделений измельчения характеризуются большим разнообразием и в связи с этим оптимальные типовые схемы компоновки не существуют.
3. Мельницы сухого самоизмельчения (за рубежом типа “Аэрофол”) оборудуются мощной и сложной системой отсоса материала из мельницы, подогрева и очистки циркулирующего воздуха. Оборудование воздушной классификации (сепараторы, циклоны) и камеры подогрева воздуха по условиям транспорта продуктов размещаются в непосредственной близости от мельницы и она оказывается плотно окружённой громоздкими металлическими аппаратами и воздуховодами.
4. Отделения рудного самоизмельчения включают сложные узлы с операциями классификации, грохочения. выделения гали и в отдельных случаях дробления при весьма мощных потоках пульпы (до 600 т/час твёрдого по исходному питанию на одну мельницу).
5. Отделения измельчения  как с одностадиальной схемой (только с мельницами рудного самоизмельчения), так и с двухстадиальной (с мельницами самоизмельчения и шаровыми или рудногалечными) чаще всего компонуются в одном пролёте размером 24  36 м, оборудованном мостовым краном грузоподъёмностью 30…50 т. Этот пролёт используется только для самих мельниц, а вспомогательное оборудование располагается в смежных пролётах.
6. Расположение мельниц в пролёте, как правило, поперечное, однорядное и смешанное. Возможна компоновка и в двух пролётах соответственно для мельниц самоизмельчения и шаровых или рудногалечных.
7. Если предусмотрена раздельная подача в мельницы дробящей среды и руды или отсортированной на классы руды то в пролёте, смежном  с мельницами возводятся двух- и трёхрядные бункера для разных классов руды.
8. В большинстве случаев бункерный пролёт отсутствует, мельницы самоизмельчения загружаются крупнодроблёной рудой из склада напольного типа, даже в случаях разделения исходной руды на два класса. Исключение бункеров мелкодроблёной руды, упрощение схемы дробления и создание единого запаса руды на обогатительной фабрике в складе обеспечивает существенное снижение капитальных затрат на строительство. Но нужно иметь в виду, что при ограниченном запасе руды менее суточной производительности, по капитальным затратам, а также при склонности руды к слёживанию и смерзанию применение бункеров вместо склада может оказаться более выгодным. 
9. Во всех случаях ремонт мельниц самоизмельчения проектируется на месте их установки.
10. На зарубежных обогатительных фабриках применяется ещё один вариант кустового размещения мельниц самоизмельчения (рис. 5.11). По этой схеме с целью сокращения объёма здания мельницы сухого самоизмельчения располагают вокруг цилиндрического бункера руды.
11. В отечественной практике сухое самоизмельчение на обогатительных фабриках для руд цветных и чёрных металлов в промышленных условиях не применяется вследствие низкой производительности  и большой сложности систем воздушной классификации, подсушки материала и затруднений при обеспечении санитарно-гигиенических условий труда.
12. Мельницы для мокрого самоизмельчения типа “Каскад” работают при высоких циркуляционных нагрузках по сравнению с шаровыми и имеют решётки с крупными щелями, а иногда и специальные окна в решётках для разгрузки окатанной рудной гали размером до 100 мм, поэтому материал, разгруженный из мельницы, обычно подвергают грохочению для выделения кусков крупнее 10 мм. Просев грохота с водой насосами перекачивается на двухступенчатую классификацию в гидроциклонах или на дуговом грохоте и в гидроциклонах. Есть установки, в которых вся разгрузка мельницы без грохочения поднимается аэролифтом  (двухступенчатым) в первичные гидроциклоны, крупные пески сбрасываются самотёком в мельницу, а слив насосами подаётся в гидроциклон для окончательной классификации.
Верхний класс грохотов конвейерами возвращается в ту же мельницу или собирается со всех мельниц и конвейерами подаётся в одну из мельниц, или распределяется по всем мельницам цеха через бункера.
13. Крупная галька, если она выделяется, используется как дробящая среда для рудногалечных мельниц последующих стадий измельчения.
14. В сочетании с мельницами типа “Каскад” почти не применяют спиральные классификаторы, т.к. самотечное замыкание цикла здесь неосуществимо вследствие большого диаметра мельницы (например, 7, 9 или 12 м) и невозможности смонтировать  при поступлении крупнокусковой руды комбинированный питатель на загрузочной цапфе.
15. Обычно на всех обогатительных фабриках производится загрузка в цикл самоизмельчения шаров в количестве 6-8 % объёма мельниц самоизмельчения. Это компенсирует недостаток  крупнокускового материала (что обычно наблюдается при переработке руды верхних горизонтов месторождения), способствует измельчению фракций критического размера и в то же время резко повышает производительность мельниц рудного самоизмельчения при снижении удельного расхода электроэнергии.

Рис. 5.11. Кустовое размещение мельниц самоизмельчения

16. Разнообразие аппаратурных схем отделения рудного самоизмельчения  требует постановки предпроектных исследований по изучению процесса самоизмельчаемости руд с целью выработки надёжной схемы и правильности выбора оборудования применительно к перерабатываемым рудам.  
5.6.5. Цехи флотации. Типы  проектно-компоновочных решений. Особенности компоновочных решений
Цехи флотации оборудуются флотомашинами, контактными чанами, насосами, реагентными площадками, питателями и расходными бачками, воздуходувками (если  применяются пневматические флотомашины), подъемно-транспортными устройствами и вспомогательными системами обеспечения обогатительной фабрики.
Наибольшую площадь в цехе флотации занимают флотомашины и размещение их составляет главную задачу компоновки.
  Задачи при компоновке:
- при проектировании цеха флотации необходимо компактно разместить оборудование и предусмотреть удобное его обслуживание при минимальном количестве насосов;
- следует также стремиться к уменьшению объёмов перекачиваемых продуктов, сокращению высоты подъемов и расстояний перекачивания, по возможности уменьшать перекачивания пенных продуктов;
- число секций основных операций основных операций флотации может быть равным числу секций измельчения, кратным ему, или не зависеть от него при объединении потоков пульпы нескольких секций измельчения;
- число параллельных потоков в секции выбирается по мощности потока, соответствующего объёму камеры флотомашины, обеспечивая максимальный оптимальный поток на каждую нитку машин.
Флотомашины в отделении флотации располагаются поперечно или продольно, т.е. перпендикулярно или параллельно оси бункера или большой оси корпуса. Существуют следующие варианты компоновки:
1. Компоновка секций флотации по числу секций измельчения – многосекционное проектно-компоновочное решение измельчительно-флотационных отделений с продольным расположением флотомашины (рис. 5.12). 
Этот вариант имеет преимущества в отношении сокращения длин, высот перекачек или самотечных трасс пульпы из измельчения на флотацию, посекционной регулировки и контроля процесса. 
Схема компоновки рекомендуется для полиметаллических руд при наличии нескольких сортов руд и наклонного рельефа площадки, обеспечивающего самотёк пульпы на флотацию.
Этот вариант является доминирующим на отечественных обогатительных фабриках.     

2

3

3

1

2

1

1

1

Рис 5.12 Вариант посекционной компоновки с продольным расположением флотомашин (1 – мельницы, 2 – гидроциклоны, 3 – флотомашины)

2. Многосекционные проектно-компоновочные решения связанные с укрупнением флотационных секций (рис.5.13.) 
3. Многосекционное проектно-компоновочное решение измельчительно-флотационых отделений с поперечным расположением флотомашин (рис. 5.14).

2

2

2

2

1

1

1

1

3

3

3

Рис 5.13 Вариант посекционной компоновки с укрупнением секций и продольным расположением флотомашин (1 – мельницы, 2 – гидроциклоны, 3 – флотомашины)

1

1

1

1

2

2

2

2

3

3

3

3

Рис 5.14 Вариант многосекционной компоновки с поперечным расположением флотомашин (1 – мельницы, 2 – гидроциклоны, 3 – флотомашины)

Такое расположение становится предпочтительным при укрупнении размера мельниц и исключении механических классификаторов, увеличении объемов применяемых флотомашин и горизонтальной площадке.
Продольное или поперечное расположение флотомашин в пролете выбирается в зависимости, главным образом, от соотношения длины (фронта) измельчения и флотации.
3. Компоновка флотомашин по принципу «стенка к стенке» (рис. 5.15).
Такая компоновка распространена преимущественно на зарубежных предприятиях и по литературным данным сокращает площадь флотационного отделения, минимум на 25 %.

2

1

2

1

3

3

Рис. 5.15 Вариант многосекционной компоновки флотомашин  по принципу “стенка к стенке” (1 – мельницы, 2 – гидроциклоны, 3 – флотомашины)

Особенности компоновочных решений   
1. В целях обеспечения лучших условий компоновки здания наиболее простой формы, большей четкости в разводке сетей и коммуникаций в корпусе следует стремиться к максимальному выравниванию длин отделения измельчения и флотации. Кроме того, желательно, чтобы длина каждой флотомашины была одинакова, т.е. чтобы в каждой флотомашине было одинаковое число камер.
2. Необходимо рассматривать варианты размещения в отделении флотации секции доизмельчения промпродуктов или черновых концентратов при условии, что это не требует установки крана большей грузоподъёмности, чем необходимо для обслуживания ремонта флотомашин. Такой вариант имеет преимущества в отношении длин и числа трасс и насосных перекачек.
3. Отделение флотации проектируется павильонного типа с краном грузоподъемностью до 30 т.
4. Высота установки флотомашин для основных операций флотации определяется перепадом высот между отметками сливных патрубков гидроциклонов в пролете измельчения и загрузочного кармана флотомашин, необходимых для самотечного транспорта сливов гидроциклонов на флотацию.
5. Флотомашины рекомендуется устанавливать на общем перекрытии из металлических конструкций, которые поддерживаются колоннами с шагом 6х6 м. Это позволяет устанавливать и передвигать машины свободно, независимо от места расположения фундамента.   
6. Реагентные площадки располагают в пролёте флотации, в мельничном пролете или в пролете–вставке между мельничным пролётом и флотацией. Выполняются они на многоэтажных встроенных металлических конструкциях. 
7. При применении пневмомеханических флотомашин следует иметь в виду, что число камер в прямоточной машине, устанавливаемых на одном уровне, не должно превышать шести.  При большем числе камер следующие камеры устанавливают с перепадом 500-600 мм в зависимости от типоразмера флотомашин. Это вызвано тем. что пневмомеханические флотомашины не могут подсасывать пульпу в камеру, т.к. воздух в зону импеллера подаётся под давлением от воздуходувки и импеллер служит только для его диспергации и перемешивания пульпы. Их рекомендуется применять в тех случаях, когда не требуется покамерная регулировка уровня пульпы и частый возврат продуктов в камеры.  
8. Для механических флотомашин, в основном, можно выполнить компоновку без применения перекачивающих устройств. Надёжное подсасывание промпродуктов в этих машинах происходит с расстояния 4-6 камер, При большем числе камер уклон жёлоба получается недостаточным и последний будет забиваться, особенно при малых разбавлениях транспортируемого продукта водой или при содержании в нём зёрен высокой  плотности. Условия подсасывания улучшаются, если рабочую поверхность импеллера изолировать от доступа воздуха.
9. Если не удаётся скомпоновать самотечную схему флотации, то применяют насосы для перекачки возвращаемых в операции промпродуктов. В этом случае стремятся объединить все продукты, возвращаемые в одну операцию.
10. При компоновке сложных схем флотации можно для подъёма пульпы вместо песковых насосов использовать переоборудованные камеры флотомашин, называемые пульпоподъёмниками (рис. 5.16). В этом случае импеллер помещается в улитку-кожух, изготовленную из листового металла. Напорная вертикальная труба идёт от улитки. Камера поднимает пульпу на высоту до 6 м в зависимости от числа оборотов импеллера. По сравнению с песковыми насосами пульпоподъёмники имеют преимущества по расходу электроэнергии и срокам службы.
В некоторых случаях при компоновке большого числа камер в отдельных операциях для уменьшения числа насосов общий поток пульпы делят на ряд параллельных потоков. При этом необходимо, чтобы минутные дебиты пульпы в операциях основной и контрольной флотаций были не менее 1,2…2 объёмов камеры флотомашины, а общее число камер для этих операций – не менее 6.   
 11. Для установки механических пробоотбирателей в желобах и трубопроводах предусматриваются перепады по высоте примерно 1…1,5м.
12. Для разделения пульпы перед флотомашинами используют  пульподелители различных конструкций.

Рис. 5.16.  Пульпоподъёмная камера:
1 – импеллер флотационной машины; 2 – улитка пульпоподъёмника; 3 – крышка 0улитки; 4 – нагнетательный трубопровод

13. Цехи измельчения и флотации на большинстве обогатительных фабрик компонуются по уступчато-одноэтажной схеме. В отдельных пролётах при крутом рельефе площадки флотомашины могут устанавливаться на двух этажах. Центробежные насосы устанавливаются на нижних уступах, а также в зумпфах и траншеях верхних уступов. Желательно насосы собрать в одном или нескольких отдельных местах и устанавливать их в ряд для удобства обслуживания одним краном или тельфером.
14. При размещении флотомашин по высоте следует руководствоваться минимальными уклонами желобов в самотечных трубопроводах  (табл. 5.1, 5.2), имея ввиду, что при большом числе камер уклон пенного жёлоба получается недостаточным и он быстро забивается, поэтому максимальная длина односкатного жёлоба для коллективных концентратов не должна превышать 10 м и с минимальным уклоном 40 %.
При добавлении воды уклон жёлоба может быть уменьшен до 15 %. 
Односкатные желоба для готовых концентратов с 20…25 %  твердого могут иметь длину до 20 м с уклоном 7 %.
При большом числе камер в одной операции  пенный жёлоб изготовляется двухскатным. 
15. При необходимости установки контактных чанов перед флотационными камерами число камер в 1… 2 рядах машин уменьшается примерно на диаметр чана, а остальные камеры  добавляются в следующие ряды флотомашин. При этом достигается лучшее использование пола. 
16. Под флотомашинами возможна установка мельниц доизмельчения, имеющих небольшие размеры, и сгустителей.  
17. Оценка экономичности (эффективности) компоновочных решений в цехе флотации определяется двумя коэффициентами Кs и Кv , показывающими эффективность использования площади цеха и его объёма, т. е. Кs – есть отношение площади флотомашин к общей площади пола,  Кv  - отношение объёма флотомашин к общему объёму здания.
5.6.6. Цехи магнитной сепарации
1. Число секций магнитной сепарации принимается равным числу секций   измельчения. Внутри секций число параллельных потоков осуществляется в зависимости от общего потока и производительности выбранных магнитных сепараторов и должно быть минимальным. 
2. Компоновка магнитных сепараторов бывает продольной , поперечной, а также смешанной. 
3. При размещении магнитных сепараторов на сливе мельниц первой стадии недопустимо увеличение пролёта измельчительного отделения. Сепараторы компонуют на свободных площадях непосредственно у мельниц.
4. При проектировании магнитоообогатительных фабрик с сухой магнитной сепарацией часто применяют многоэтажную схему размещения оборудования.
В верхнем этаже обогатительной фабрики располагается бункер с питателями, подающими руду на предварительное грохочение перед магнитной сепарацией. В следующем за ним этаже размещают грохоты и магнитные сепараторы. В нижних этажах проектируют конвейеры для продуктов обогащения.
5. При крутом уклоне площадки фабрики оборудование её можно размещать также по уступчато-одноэтажной схеме.
6. На магнитообогатительных фабриках для тонковкрапленных магнетитовых руд, требующих тонкого измельчения и мокрой магнитной сепараци, цехи измельчения и магнитной сепарации компонуются аналогично главным корпусам флотационных обогатительных фабрик.
7. Стержневые и шаровые мельницы, магнитные сепараторы первого приёма, гидроциклоны располагают в одном пролёте, где организуется ремонтно-монтажная площадка и мельницы обслуживаются мостовыми кранами грузоподъёмностью, соответствующей принятому способу ремонта мельниц.
8. В отдельных случаях в бункерном пролёте и в узлах разгрузки бункеров устанавливаются сухие магнитные сепараторы, концентраты и промпродукты которых поступают на конвейеры, питающие мельницы, а хвосты сборным конвейером выводятся из корпуса. К пролёту мельниц примыкает обогатительный цех с магнитными сепараторами и классифицирующим оборудованием, необходимым для обесшламливания или уплотнения продуктов обогащения. Размещение этого оборудования возможно по двум основным схемам – многоэтажной и уступчато-одноэтажной.
Наилучшая схема – уступчато-одноэтажная, позволяющая исключить высоконапорные перекачки пульпы, создать машинный зал, обслуживаемый одним мостовым краном. Эта схема принята почти для всех магнитообогатительных фабрик для тонковкрапленных руд.
9. Для уплотнения магнетитового концентрата не требуется больших сгустителей (устанавливают чаще всего полочные сгустители), в то же время из-за большого выхода концентрата приходится устанавливать много вакуум-фильтров. Последние размещаются в пролёте обогащения или в соседнем с ним пролёте по всей длине корпуса обогащения. 
10. Площадь, требуемая для магнитных сепараторов, несколько меньше, чем для флотомашин, поэтому на магнитообогатительных фабриках получается другое соотношение площадей цехов измельчения и обогащения.
11. Отделения измельчения мокрых магнитообогатительных фабрик с мельницами самоизмельчения компонуются аналогично подобным отделениям флотофабрик руд цветных металлов. 
12. Компоновка отделений магнитной сепарации, гидросепараторов, фильтрации, а также складов концентратов и вспомогательных хозяйств аналогична компоновке в главных корпусах со стержневыми и шаровыми мельницами.

5.6.7. Цехи гравитации
1. Гравитационное оборудование компонуется с использованием самотечного транспорта основного потока материала, поэтому применяется или многоэтажная компоновочная схема при слабонаклонном рельефе площадки, или уступчато-одноэтажная на крутом склоне.
2. На углеобогатительных фабриках с отсадочными машинами всё оборудование для операций дробления, отсадки, флотации, обезвоживания продуктов обогащения и сушки размещают в одном обогатительном корпусе. Цилиндрические сгустители выносятся в отдельный корпус. 
3. При проектировании углеобогатительных фабрик с обогащением в тяжёлых суспензиях наблюдается тенденция к упрощению  компоновочных решений. Основное оборудование стараются разместить на одном этаже  в общем зале с обслуживанием одним мостовым краном.
4. На рудных гравитационных фабриках крупнозернистые фракции обогащаются отсадкой, мелкие – на концентрационных столах, шламы – на опрокидных автоматических шлюзах и др. Оборудование чаще всего компонуется по уступчато-одноэтажной схеме.
5.6.8. Цехи сгущения, фильтрации и сушки
1. Для обезвоживания концентратов флотофабрик рекомендуется применять стандартную схему, включающую операции сгущения, фильтрации и сушки. При высокой плотности концентрата (45–50 % твёрдого) фильтрацию проектируют без сгущения.
2. Для сгущения шламистых продуктов, содержащих твёрдое широкого диапазона крупности, применяют схему обезвоживания, состоящую из операций сброса крупных фракций в гидроциклонах и последующего обезвоживания слива гидроциклонов в сгустителях.
Сгущение продуктов, не содержащих крупных классов, производят по схеме обезвоживания, состоящей лишь из операций сгущения в сгустителях.
3. Обезвоживание продуктов, допускающих или требующих сброса шламов размером 15 мкм и крупнее, следует осуществлять по схеме с применением операции обесшламливания в гидроциклонах .
4. Сливы сгустителей концентрата или промпродукта следует возвращать в процесс или направлять в специальные отстойники.
5. Сгущение концентратов и промпродуктов рекомендуется производить в стандартных радиальных сгустителях и в сгустителях пластинчатого типа, а обесшламливание в гидроциклонах, сгустителях и гидросепараторах.
6. Определение необходимой площади сгущения и выбор удельных нагрузок по твёрдому при сгущении следует производить по нормам удельной производительности.
7. На фабриках малой производительности или на крупных фабриках, но с малым выходом концентратов, устанавливается небольшое число сгустителей и фильтров, поэтому оборудование для сгущения, фильтрации и сушки размещается в одном здании с основными производственными цехами обогащения. Сгустители для промпродуктов, как правило, размещаются в корпусе обогащения для сокращения длины трубопроводов,      
8. Если устанавливаются сгустители большого диаметра и много фильтров, то они выносятся в отдельное здание. Сгустители диаметром более 12 м в районах с расчётной температурой –20 0 С и выше рекомендуется устанавливать без зданий и шатров с утеплением сливного жёлоба и укрытием насосной установки.
9. При открытом расположении сгустителя его размещают в непосредственной близости к главному корпусу или к корпусу фильтрования в зависимости от длины перекачки сгущённых продуктов, рельефа местности, геологических и других условий генплана обогатительной фабрики.
10. Корпуса сгущения проектируют самостоятельными лишь при большом числе сгустителей, применении сгустителей диаметром более 30 м, по условиям рельефа местности и др.
11. Сушка мелких концентратов связана со значительным пылевыделением, т. к. обслуживание топок и удаление золы вызывают выделение пыли, тепла и дымовых газов в помещение, поэтому при большом количестве концентратов, подлежащих сушке, по санитарно-гигиеническим соображениям рекомендуется сооружать отдельный корпус фильтрации и сушки, блокируемый при необходимости со складом сушёного концентрата.
12. На рудных обогатительных фабриках фильтры обычно размещают вместе с сушилками, т. к. обезвоженные на фильтрах концентраты трудно транспортируются ленточными конвейерами. Часто к фильтровально-сушильному корпусу примыкают корпус сгущения, склады и погрузочные устройства для концентратов.
13. При проектировании фильтровально-сушильных корпусов и складов следует особое внимание обратить на промышленную санитарию и, в частности, на очистку газов от пыли и вентиляцию помещения.
14. Для сушки концентратов цветных и редких металлов применяют, в основном, барабанные сушилки прямоточного действия, отличающиеся простотой конструкции, эксплуатации и ремонта, однако, они характеризуются большим пылевыносом, доходящим до 20 %, что значительно удорожает стоимость сушки, т. к. требуется устройство громоздких и дорогостоящих пылеулавливающих установок.
Получают распространение также сушилки кипящего слоя и распылительные сушилки. Последние не требуют установки вакуум-фильтров и сушат сгущённый материал.
Возможно применение высокоскоростной сушки до влажности < 1% при крупности 60-100 мкм в вихревых камерах.
15. Топки для твёрдого топлива должны быть механическими, топливоподача и золоудаление – механизируются. При газовом или жидком топливе вопросы обслуживания решаются значительно легче, чем при твёрдом топливе.
16. Установка барабанных сушилок требует строительства сложной системы  пылеулавливания во избежание потерь концентрата и обеспечения охраны окружающей среды.
Наибольшее распространение получила одноступенчатая система пылеулавливания с установкой циклонов, скрубберов, пенных или электрофильтров.
Наиболее эффективна двухступенчатая система, когда в первой стадии для грубой очистки устанавливаются циклоны, а во второй – скрубберы или электрофильтры.
Электрофильтры устанавливаются в отдельном помещении, длина пролёта которого достигает 24 – 30 м и ширина, например, для пяти фильтров может достигать 72 м.
Пыль после встряхивания электрофильтров попадает в бункера, расположенные под ними. Очищенный воздух удаляется в атмосферу через трубу, установленную рядом с помещением электрофильтров. 
17. Рекомендуется размещать фильтры по отношению к сгустителям так, чтобы переливы фильтров и фильтрат можно было возвращать в сгустители. Возврат переливов на фильтры без их сгущения обводняет питание фильтров и приводит к накапливанию в нём тонких шламов.
18. Если перед фильтрованием нет сгущения пульпы, то для переливов и фильтрата всё же следует проектировать сгуститель, который может служить и некоторым буфером, создающим независимость в работе цехов флотации и обезвоживания. 
19. Компоновка оборудования по вакуумной системе фильтровальных установок может быть индивидуальной (автономной), групповой или общей. 
Индивидуальная (автономная) фильтровальная установка предусматривает проектирование на один вакуум-фильтр своего вакуум-насоса и ресивера. 
Групповая компоновка фильтровальных установок предусматривает подключение двух – трёх вакуум-фильтров к одному ресиверу и вакуум-насосу.
Наиболее распространена общая вакуум-система.
При групповой и общей системе вакуум-насосы, как правило, размещаются в отдельном помещении и подключаются соответственно к вакуум-проводу и общему трубопроводу сжатого воздуха. Групповая компоновка на фабриках большой производительности позволяет автоматически поддерживать необходимый вакуум в системе и максимально использовать вакуум-фильтры, вакуум-насосы и воздуходувки. Количество вакуум-фильтров, подключаемых к ресиверу, может варьировать от двух до двенадцати и определяется технологией производства и проектными соображениями.
20. Сгустители малых размеров обычно разгружают через диафрагмовые насосы и уже после, если требуется, перекачивают сгущённый продукт центробежными насосами. Сгустители большого размера можно разгружать центробежными насосами, непосредственно присоединёнными к разгрузочной воронке сгустителя, устанавливаемыми на высоте, обеспечивающей их заполнение пульпой. Обычно применяют  центробежные насосы с регулируемым числом оборотов, что позволяет использовать их в системе автоматического поддержания плотности песков.
5.6.9. Хранение и отгрузка концентратов
1. Склады концентратов устраиваются для обеспечения бесперебойной работы обогатительной фабрики.
2. Максимальную вместимость складов для концентратов, отправляемых железнодорожным транспортом принимают равной 5 суткам для фабрик большой производительности, для  средней  - 10, для малой – 15. Для районов с особо суровыми климатическими условиями вместимость склада может быть увеличена при соответствующем обосновании.
3. Режим работы склада принимают по режиму работу отделения фильтрования и сушки.
4. Склады концентратов размещают в пролётах, смежных с отделением фильтрования и сушки. Склады проектируют закрытыми, обособленными для каждого типа концентратов.
5. Загрузку склада предусматривают в одной или нескольких точках с последующим распределением концентрата по складу грейферным краном, либо при помощи сбрасывающих тележек ленточных конвейеров, или передвижных челноковых конвейеров, и др. способами. Погрузка концентрата в контейнеры производится грейферными кранами или ковшовыми погрузчиками. 
6. При большом выходе концентрата проектируют силосные башни с пневморазгрузкой в цементовозы и затариванием в мешки.
7. Тип склада определяется, в основном, потребной его ёмкостью, крупностью и влажностью концентратов, а также их ценностью.
При выборе типа склада прежде всего следует решить вопрос, будет ли склад открытым, или закрытым. 
Открытые склады большой ёмкости сооружаются при хранении менее ценных и достаточно крупных концентратов, получаемых при обработке гравитационными методами железных, марганцевых и др. руд, или сортировкой, например, флюоритовых руд, а также каменных углей.
Закрытые склады – строятся для хранения мелких концентратов, т. к. в этом случае могут быть значительные потери продукции.
8. Для разгрузки слёживающихся материалов на открытых складах применяют скреперы, грейферные краны и экскаваторы, а на закрытых – мостовые грейферные краны. При большой производительности применяют экскаваторы. Неслёживающиеся концентраты с открытых и закрытых складов на больших фабриках чаще всего разгружаются через люки и питатели на проходящие под складом ленточные конвейеры ( туннельная разгрузка).
9. На углеобогатительных фабриках применяют следующие склады:
Безэстакадный открытый склад – подача угля на склад – ленточными конвейерами и грейферными кранами, загрузка в штабели – грейферными кранами, разгрузка – грейферными кранами, бульдозерами, ленточными конвейерами, экскаваторами, тракторными погрузчиками и скреперными погрузчиками. Производительность по разгрузке угля со склада – до 250 т/ч. Склад служит для длительного хранения продуктов, не подлежащих регулярной отгрузке, например, шлама, промпродуктов. Такие склады сооружаются для создания топливных запасов. 
Эстакадный склад – загрузка ленточными конвейерами, разгрузка – экскаваторами, скреперными или тракторными погрузчиками, грейферными кранами. Производительность по разгрузке - до 250 т/ч. Сооружается на фабриках небольшой производительности.        
Полубункерный склад – разгрузка и загрузка ленточными конвейерами. Питатели на разгрузке – качающиеся или лопастные (при щелевой конструкции бункера). Производительность по разгрузке – до 1000 т/ч.
Скреперные склады – штабеля угля, обычно имеющие форму сектора. В вершине сектора располагают устройства для загрузки угля в первичный штабель конической формы. Основной штабель образуется скреперами. Со склада уголь подаётся в воронку, откуда питателем и конвейером направляется в погрузочный бункер или грузится непосредственно в железнодорожные вагоны. Эти склады применяются наиболее часто. Производительность до 1000 т/ч. 
10. При железнодорожном и автотранспорте концентраты чаще всего грузятся навалом. Крупнокусковые и зернистые концентраты перевозятся в открытых вагонах, порошковые – в специальных закрытых. Концентраты грузятся навалом в вагоны или в автомашины через погрузочные бункера или пункты безбункерной погрузки.
Концентраты цветных металлов перевозятся в контейнерах.
Ценные концентраты руд редких металлов поставляются в прочной мягкой (мешки) или жёсткой (жестяные барабаны, бочки) таре.
5.6.10. Общие принципы проектирования ремонтно-механической службы
1.	Технологический процесс на ОФ зависит от устойчивой работы всего основного  и вспомогательного оборудования, установленного и эксплуатируемого в условиях тяжелых механических нагрузок и интенсивного абразивного износа работы агрегатов и деталей.
 Главная задача ремонтно-механической службы  - поддержание устойчивой непрерывной работы оборудования.
2.	Обычно при расположении обогатительной фабрики вблизи рудника или металлургического завода строятся общие ремонтные мастерские или ремонтный завод. На обогатительной фабрике же создаются механические мастерские, а при производственных корпусах – ремонтно-монтажные площадки и пункты.
          Фабричная мастерская – предназначена для выполнения текущих ремонтов оборудования, изготовления запчастей, реставрации старых деталей ремонта отдельных узлов оборудования, гуммирования деталей и вулканизации конвейерных лент, каменного литья для футеровок желобов и т.д.
          Капитальный и крупный ремонт должен выполняться центральными механическими мастерскими. 
В состав проектируемой фабричной мастерской входят отделения: демонтажное, слесарно-механическое, кузнечно-котельное с электросваркой, электроремонтное и КИП, вулканизационное, инструментальные мастерские, кладовые, контора, бытовые помещения.
Небольшую мастерскую можно разместить в главном корпусе обогатительной фабрики. Для больших мастерских строятся отдельные здания, расположенные вблизи фабрики. Последнее решение более удачное, т.к. размещение мастерской в пролетах цеха – наиболее экономичное, но по санитарно-гигиеническим условиям труда рабочих ремонтников оно не наилучшее (уровень шума, запылённость, температурный режим и т.д.). Расположение монтажно-ремонтной площадки и ремонтных пунктов зависит от объёма работ. 
3. В практике проектирования обогатительных фабрик исходят из того, что после выбора основного технологического оборудования установка его и проектирование технологических конструкций и коммуникаций ведутся из условия более удобного обслуживания, надёжной эксплуатации и минимальных ремонтных работ, т.е., если установка любого агрегата тем или иным способом не изменит технологических показателей обогащения - окончательный выбор должен быть сделан специалистами, проектирующими ремонтное хозяйство.
Первый этап проектирования ремонтно-вспомогательного хозяйства – оценка технологической компоновки оборудования  и разработка конструктивных предложений, уменьшающих объём ремонтных работ при эксплуатации, а следовательно и численность ремонтного, а в отдельных случаях и технологического персонала. В принципе нужно считать, что организация ремонтно-вспомогательного хозяйства непосредственно влияет на повышение технологических показателей схемы обогащения и улучшение экономических показателей фабрики, несмотря на сравнительно незначительную долю затрат, которую занимает ремонтная служба в общей смете капитальных затрат (6…10 %).
4. При проектировании ремонтно-вспомогательного хозяйства  следует  прорабатывать технологию ремонта с целью ликвидации непроизводительных затрат на транспорт и многократные перегрузки ремонтных и вспомогательных материалов с максимальной механизацией трудоёмких и тяжёлых работ при ремонте и доставке материалов.
5. Методы ремонта, используемые на обогатительных фабриках: индивидуальный, сменно-узловой, машино-сменный и стендовый. Использование того или иного метода ремонта зависит от времени, необходимости монтажа и демонтажа узлов или оборудования в целом. Предпочтение отдается методу, при котором простой оборудования в ремонте минимальный.
При индивидуальном методе ремонта все узлы оборудования ремонтируются непосредственно на месте установки агрегатов. Этим методом ремонтируют крупные мельницы самоизмельчения и шаровые.
При сменно-узловом методе ремонта изношенные узлы заменяют на заранее отремонтированные, при этом агрегат полностью не демонтируется. Сменно-узловым методом ремонтируют дробилки щековые и конусные всех типоразмеров, питатели пластинчатые, конвейера ленточные, вибропитатели, флотомашины, магнитные сепараторы, классификаторы, контактные чаны, вакуум-фильтры, сушильные барабаны.
При машино-сменном методе ремонта агрегат демонтируют полностью и на его место устанавливают отремонтированный. Машино-сменным методом ремонтируют насосы песковые, грунтовые, водяные,  гидроциклоны, грохоты и др.
Организационно есть (в основном на флотационных обогатительных фабриках) секционный метод ремонта. При этом методе одновременно ремонтируется всё  оборудование технологической секции (технологической нитки), начиная от конвейеров, питателей и кончая флотомашинами. Время простоя секции на ремонте определяют мельницы.  Блоки флотомашин заменяют по типу регламентированного ремонта, при котором все или определенная часть блоков флотомашин секции заменяются независимо от их технического состояния. 
Технологические коммуникации, как правило, прокладываются заранее и во время ремонта производится только их переключение.
 Такой метод ремонта позволяет достичь использование оборудования во времени на 96-97 %.
Применяемый в проекте метод ремонта в значительной степени влияет на выбор грузоподъёмных средств и организации ремонтной службы (все нормы проектирования в справочнике Тихонова).
5.6.11 Подъёмно- транспортные устройства (ПТУ)
1.ПТУ по своему назначению могут быть эксплуатационными или ремонтно-монтажными.
Эксплутационные ПТУ- грейферные краны на складах, тельферы с грейферами для разгрузки дренажных отстойников и зумпфов, тельферы для доставки контейнеров с шарами к мельницам, мостовые краны с подвесным магнитом для погрузо-разгрузочных работ с шарами и стержнями и т.д. 
Ремонтно-монтажные ПТУ–устанавливаются под машинами, имеющими вес смежных деталей более 50 кг. 
2. Тип подъёмного устройства выбирают в зависимости от типа и расположения обслуживаемых машин, принятого способа ремонта и требуемой грузоподъемности.
Неподвижные тали – служат для перемещения грузов только в вертикальном направлении, применяются для монтажа и ремонта отдельно стоящих машин. Грузоподъёмность талей обычно до 2 т. Нормальная высота подъема 3 м. Специальные тали имеют подъем до 12 м. Привод ручной.
Тали на монорельсовых тележках - грузоподъемностью до 5 т. Устанавливаются для обслуживания лёгкого оборудования, расположенного в один ряд, при малой длине горизонтального перемещения. Таль позволяет перемещать груз в горизонтальном направлении по оси монорельса.          
Электрические тельферы – движение по монорельсу, грузоподъёмностью до 5 т. Устанавливаются при значительной длине перемещения груза по горизонтальному пути – над полами, флотомашинами и др. оборудованием.
Кран-балка – тельфер на крановой установке.
Мостовые краны – применяются при ремонтах и монтаже тяжёлого оборудования и когда необходимо обслужить площадь, на которой размещены в несколько рядов легкие аппараты.
 При проектировании установки грузоподъемных средств преимущественно должны устанавливать средства, управляемые с пола. 
Все устанавливаемые грузоподъемные средства должны иметь электрический привод.
Допускается установка ручных грузоподъемных устройств при высоте подъема не более 3 м и грузоподъемностью до 2 т.
3. Грузоподъёмность ПТУ назначается в зависимости от принятого способа ремонта оборудования. Способ ремонта выбирается в зависимости от общего веса машин, веса смежного узла деталей, допустимой продолжительности ремонта, числа установленных машин, конструктивных особенностей машины и способа её установки.
 4. Чтобы не увеличивать грузоподъёмность мостовых кранов, рекомендуется для всех типов дробилок применять сменно-узловой способ ремонтных работ. Грузоподъемность кранов принимают: для щековых дробилок - по весу подвижной щеки; для конусных дробилок крупного дробления  - по весу дробящего конуса с траверсой; для конусных дробилок поддрабливания (редукционных) – по весу дробящего конуса с траверсой или по весу верхней части корпуса; для конусных дробилок среднего и мелкого  дробления – по весу дробящего конуса или при каскадном размещении дробилок в двух уровнях – по весу станины, пружины и опорного кольца.
Если устанавливается более 12 дробилок для среднего и мелкого дробления, то рекомендуется принять сменно-машинный способ ремонта с переносом машины в собранном виде на ремонтную площадку (грузоподъёмность кранов в корпусах дробления и измельчения приведена у Разумова).
5. Основные методы ремонта мельниц:
1)	на месте установки, не снимая мельницы. Применяется при числе установленных мельниц 4-6. Грузоподъёмность крана выбирается по весу узла, включающего барабан, обе торцовые крышки, венцовую шестерню и питатель;
2)	измельчающая среда и пульпа выпускаются из мельницы на месте установки, барабан мельницы с футеровкой переносится на ремонтную площадку. Применяется при числе однотипных мельниц 6-10 и при числе мельниц двух или трех типов 8-16. Грузоподъёмность крана принимают по весу собранных барабанов с футеровкой, но без шаров;
3)	барабан мельницы вместе с измельчающей средой и пульпой переносится на ремонтную площадку. Применяется при числе мельниц больше 12.  
6.	На некоторых обогатительных фабриках в пролете измельчения устанавливают по два крана - большой и малой грузоподъемности (на нижних подкрановых путях). Это создает маневренность в выполнении ремонта и уменьшает холостой пробег тяжелого крана. Но при малой общей загрузке кранов по времени установка второго крана на нижних путях не оправдывается. Рекомендуется второй кран малой грузоподъёмности устанавливать только над ремонтной площадкой, где он будет больше загружен.
Для разгрузки измельчающей среды, перефутеровки и вообще для ремонта мельниц на месте установки достаточно иметь мостовой кран грузоподъемностью по весу наиболее тяжелой детали  30-30 т.
7.	Грузоподъемность мостовых кранов, кран-балок и электрических тельферов в цехе флотации с механическими флотомашинами назначается по весу узла аэратора машины или по весу металлического корпуса четырехкамерной машины (или двух камер самой крупной установленной машины).
8.	В цехах магнитной сепарации грузоподъемность ПТУ принимают по весу магнитного сепаратора в собранном виде.
9.	Для обслуживания песковых насосов всех типов грузоподъёмность определяют по весу агрегата – насос, электродвигатель и рама. Для крупных землесосов (D300 мм) – по наибольшему весу насоса или электродвигателя.
10.	При установке большего числа фильтров кран выбирают по весу фильтра в собранном виде.
11.	Для обслуживания приводов конвейеров устанавливают грузоподъёмные устройства по весу одного из наиболее тяжелых узлов – приводного барабана, редуктора в сборе, электродвигателя (если редуктор весит более 5 т, то принимают вес наиболее тяжёлой нижней части его корпуса).
Вспомогательные таблицы для расчета подъёмно-транспортного оборудования
Таблица 5.4
Масса и высота основных сборочных узлов щековых дробилок, определяющих выбор крана и высоту пролёта дробления
Типоразмер дробилок	Наименование узла	Масса узла, т	Высота узла, м	Рекомендуемая грузоподъёмность кранов, т	
ЩДП 9х12	Щека подвижная в сборе	12.0	3.3	16	
ЩДП 12х15	Щека подвижная в сборе	25.3	4.7	32	
ЩДП 15х21	Щека подвижная в сборе	48.0	5.6	50	
ЩДП 21х25	Щека подвижная в сборе	100.0	7.4	100	
ЩДС 1-2.5х90	Вес со щекой в сборе	4.06	1.6	5	
ЩДС 1-4х9	Щека в сборе	5.65	2.0	10	
ЩДС II-6х9 	Щека в сборе	8.0	2.5	10	

Таблица 5.5
Масса и высота основных сборочных узлов конусных дробилок крупного дробления, определяющих выбор крана и высоты пролёта дробления
Типоразмер дробилок	Наименование узла	Масса узла, т	Высота узла, м	Рекомендуемая грузоподъёмность кранов, т	
				основные	вспомогательные	
ККД 500/75	Траверса с дробящим конусом	15.9	4.1	16/32	5	
ККД 900/140		52.0	5.7	80/20	10	
ККД 1200/150		83.0	7.5	100/20	16	
ККД 1500/180		136.0	7.8	160/32	20	
ККД 700/75		56.0	5.6	80/20	10	
ККД 700/100		99.0	6.1	100/20	16	

Таблица 5.6
Масса и высота основных сборочных узлов дробилок среднего и мелкого дробления, определяющих выбор крана и высоты пролёта дробления
Типоразмер дробилок	Наименование узла	Масса узла, т	Высота узла, м	Рекомендуемая грузоподъёмность кранов, т	
КСД-600	Дробящий конус Дробилка в сборе	0.6
4.05	1.2
1.8	3.2	
КСД-900	Дробящий конус Дробилка в сборе	8.5
12.5	1.4
2.2	10	
КСД-1200	Дробящий конус	4.5	2.0	16	
КМД-1200	Дробилка в сборе	22.0	3.0		
КСД-1750	Дробящий конус	8.9	2.7	32	
КМД-1750	Блок опорный	22.1	2.3		
КСД-2200	Дробящий конус	18.2	3.3	50	
КМД-2200	Блок опорный	39.1	2.7		
КСД-3000	Дробящий конус	43.0	4.4	800	
КМД-3000	Блок опорный	66.0	3.8		
Примечание: для дробилок КСД-600, КСД-900, КСД-1200 массу опорного кольца можно приравнять равной половины общей массы дробилки

Таблица 5.7
Масса и габариты основных узлов рудоразмольных мельниц, определяющих выбор крана и высоты пролёта измельчения
Типоразмер дробилок	Масса наиболее тяжелого узла при  способах ремонта, т	Габариты наиболее тяжелого узла, т	Рекомендуемая грузоподъёмность крана при способах ремонта, т	
	I	II	III	длина	ширина	I	II	III	
1	2	3	4	5	6	7	8	9	
МСЦ 900х1800	-	4,5	6,8	3900	1450	5	5	10	
МСЦ 1500х3000	-	19,4	29,9	6300	2500	5	20	32	
МСЦ 2100х2200	-	45,7	51,3	7500	3100	5	50	80	
МСЦ 2100х3000	-	46,0	58,0	7754	3100	5	50	80	
МСЦ 2700х3600	-	54,5	110,0	9100	4600	10	80	100	
МСЦ 3200х4500	23,0	115,0	185,0	11070	5300	20	120	200	
МСЦ 3600х4500	26,0	132,0	222,0	11175	5300	32	160	250	
МСЦ 3600х5500	26,0	146,0	256,0	12165	5600	32	160	250	
МСЦ 4000х5500	45,2	176,0	317,0	12410	6120	50	200	320	
МСЦ 4500х6000	56,7	293,0	383,0	13775	6740	80	200	500	
МШР 1500х1600	-	12,0	16,8	4880	2400	5	16	20	
МШР 2100х1500	-	26,4	36,4	5697	3100	5	32	50	
МШР 2100х2200	-	31,4	46,4	6450	3100	5	32	50	
МШР 2100х3000	-	36,2	56,2	7190	3100	5	50	80	
МШР 2700х2100	-	56,0	80,0	8215	4626	10	80	80	
МШР 2700х3600	-	68,0	110,0	9715	4626	10	80	120	
МШР 3200х3100	30,0	83,0	135,0	9580	4150	32	100	160	

Окончание таблицы 5.7
1	2	3	4	5	6	7	8	9	
МШР 3600х4000	35,0	119,0	203,0	11200	5328	50	120	250	
МШР 3600х5000	35,0	140,0	235,0	12015	5608	50	160	250	
МШР 4000х5000	52,0	202,0	330,0	12755	6120	80	200	320	
МШР 4500х5000	60,0	234,0	384,0	11390	6040	80	250	2х250	
МШЦ 900х1800	-	3,4	5,1	3615	1100	5	5	5	
МШЦ 1500х3000	-	21,0	26,7	6300	2500	5	20	35	
МШЦ 2160х2200	-	30,0	45,0	6435	3100	5	32	50	
МШЦ 2100х3000	-	37,5	50,0	7469	3100	5	32	50	
МШЦ 2700х3600	-	66,5	110,5	9090	4600	10	80	120	
МШЦ 3200х3100	23,2	78,0	125,0	9370	4200	32	100	160	
МШЦ 3200х4500	23,2	113,0	174,0	11073	5328	32	120	200	
МШЦ 3600х4600	26,0	117,0	190,0	10665	5328	32	120	200	
МШЦ 3600х5500	26,0	135,0	234,0	12165	5610	32	160	250	
МШЦ 4000х5500	45,2	194,0	314,0	13125	6120	50	200	320	
МШЦ 4500х6000	56,7	239,0	404,0	13765	6740	80	250	2х250	
МШЦ 5500х6500	130,0	540,0	815,0	14645	6900	120	2х320	-	

Примечание: Ремонт I – индивидуальный,  II - стендовый с выгрузкой шаров на месте, III – стендовый с выгрузкой шаров на стенде. За массу наиболее тяжелого узла принять: при I способе ремонта мельниц типа МСЦ и МШЦ масса загрузочной крышки в сборе, для мельниц МШР масса разгрузочной крышки в сборе; при  II – масса вращающейся части в сборе с питателем без измельчающей среды (по данным каталога); III – масса вращающейся части в сборе с питателем и измельчающей средой. За определяющие габариты принята длина барабана мельницы в сборе с питателем и бутарой и диаметр венцевой шестерни.

Таблица 5.8
Масса основных сборочных единиц и узлов мельниц самоизмельчения Сызранского турбостроительного завода и рекомендуемая грузоподъёмность крана
Параметр	ММС 50х23Р	ММС 70х23А	ММС 90х30А	
Масса узла, т:	
Барабан в сборе 	159	345,3	711	
Зубчатый венец	13,3	23,1	25,9	
Втулка разгрузочная	10,4	23,0	5,85	
Бутара	-	3,17	5,85	
Установка приводной шестерни	5	18,6	30,24	
Подшипники	4,35	20,9	29,2	
Вкладыш 	-	8,8	17,1	
Футеровка 	56	105,0	21,3	
Электродвигатель 	-	6,9	7,92	
Статор 	3	17,6	85,1	
Ротор 	4	16,5	71,8	
Рекомендуемая грузоподъёмность крана при методе ремонта, т	
Индивидуальный 	32	50	100	
Машино-сметном	160	500	-	

Таблица 5.9
Масса и габариты (данные каталогов) узлов флотомашин, определяющие грузоподъёмность крана в пролете флотомашин
Типоразмер машин	Масса,т	Определяющие габариты, мм	рекомендуемая грузоподъёмность крана, т	
	Двухкамерная секция	Блок- аэратора 	длина	высота		
ФМ 02	0,51	0,137	1650	1200	1	
ФМ 04	0,71	0,174	1924	1387	1	
ФМ 1,0	3,28	0,11	2748	2000	5	
ФМ 3,2	4,3	0,75	3500	2500	5	
ФМ 6,3	7,2	1,34	4400	2600	10	
ФМ 6,3 КСМ	6,7	-	4400	2600	10	
ФПМ 1,6	3,0	0,54	3000	2400	3	
ФПМ 3,2	4,2	0,75	3500	2400	5	
ФПМ 6,3	7,2	1,08	4400	2700	10	
ФПМ 12,5	14,8	2,13	5200	3900	15	
ФПМ 16,0	18,3	1,28	6000	4100	20	
ФПМ 25(однокамерная секция)	11,3	4,2	2800	5625	16	
ОК 38 (однокамерная секция)	23,3	1,75	3900	4845	32	
ФПМ40 (однокамерная секция)	18,3	-	3200	6600	20	
Таблица 5.10
Габариты и масса основных сборочных узлов вакуум-фильтров и рекомендуемая грузоподъёмность крана
Параметры	Дисковые	Барабанные	
	Д 32-2,5	Д 50-2,5	Д 63-2,5	Д100-2,5	Б04 40-2,5	Б04 30-2,5	Б04 20-2,5	
Габариты ванны или барабана, мм	
Длина 	3220	4020	4800	5010	5000	-	-	
Ширина 	3100	3100	3100	3100	3379	-	-	
Высота	1700	1790	1790	1800	1590	-	-	
Масса, т	
Ванны или барабана	2,45	2,82	3,45	5,29	4,08	-	-	
Наиболее тяжелого монтируемого узла	-	-	-	6,2	9,3	3,6	3,1	
Рекомендуемая грузоподъёмность крана, т	5	5	5	10	10	5	5	

Таблица 5.11
Масса основных сборочных узлов сушильных барабанов и рекомендуемая грузоподъёмность крана
Параметр 	Диаметр барабана, мм	
	3500	3200	2800	
Масса узла, т	
Секция корпуса	56,3	44,1	-	
То же	65,6	43,4	62,6	
Станция опорно-упорная	19,3	14,0	8,1	
Станция опорно-упорная	18,2	13,4	7,65	
Моторно-редукторная	13,0	11,1	9,2	
Половина венцовой шестерни	2,8	2,54	8,36	
Бандаж опорный	10,6	7,06	4,1	
Бандаж упорный	10,35	6,93	3,9	
Рекомендуемая грузоподъёмность крана, т	16,0	10,0	10	

5.6.12. Производственный дренаж полов в корпусах обогатительной фабрики
1.	Во всех корпусах обогатительной фабрики осуществляется система дренажа полов.
Назначение дренажа – избежать потерь руды при переливах и разбрызгиваниях  пульпы и при просыпании сухого материала.
2.	Для сбора переливов устраивается система дренажных канав, а полы делаются наклонными по направлению к этим канавам.
 Для надежного стока переливов в дренажные канавы и облегчения смыва с полов осевшего материала угол наклона полов принимают 6-8о (уклон 10-12 %). Максимальный угол наклона, если по нему ходят люди, не должен превышать 6 о (уклон 10 %), а при отсутствии постоянного прохода людей (например, под площадками) этот угол можно увеличить. Величина уклона полов определяется углом естественного склона фабричной площадки, условиями безопасности и удобством обслуживания.
Ширина дренажных канав принимается равной 250-500 мм.
Стоки и смывы полов по канавам стекают в специальные сборники (дренажные или аварийные зумпфы), ёмкость которых должна быть достаточной для приёмки пульпы, выпускаемой из машин. Из дренажных зумпфов пульпа насосами или аэролифтами подаётся в соответствующие точки технологического  процесса.
2.	Во всех случаях возврат накопленных дренажных стоков в технологической операции расстраивает процесс обработки руды излишним количеством воды, перегрузкой аппаратов, подачей нежелательных реагентов, присутствующих в стоках.
На флотационных обогатительных фабриках для дренажных стоков желательно устанавливать один или два специальных сгустителя, которые позволят накапливать стоки, сгущать осаждающийся материал и равномерно возвращать его в процесс. В этом случае для сбора сточных вод можно устраивать в полах ёмкости цилиндрической формы с тихоходными мешалками и с насосами, установленными рядом, в специальных приёмниках. 
4. При флотации полиметаллических руд следует применять селективный дренаж: переливы отдельных циклов флотации собирать раздельно  и возвращать в основные операции этих циклов. 
5. В корпусах цехов дробления необходимо убирать пыль, оседающую на полках, стенах и конструкциях здания, а также просыпь с конвейеров и от мест перегрузки руды. Здесь рекомендуется внутреннюю поверхность стен делать гладкой, а полы устраивать с уклонами. Пыль и просыпь можно смывать в специальный отстойник. Отстоенную воду декантируют в хвосты, а осадок тельфером или грейфером вычерпывают и грузят на конвейер дробленой руды. 
6. Для уборки просыпи руды в подбункерном пролёте главного корпуса и очистки полов под площадками мельниц в пролёте измельчения  можно применять малогабаритные автопогрузчики  и бульдозеры. Для этого при проектировании надо предусмотреть проезды под площадками. 
7. Выбор точки возврата в технологический процесс дренажа продуктов зависит от ряда условий и определяется конкретно по каждой технологической схеме.
8. При проектировании обогатительной фабрики необходимо предусмотреть самотечный (аварийный) дренаж нижних уступов зданий фабрики,  зумпфов, тоннелей под сгустителями  и т.д. Самотечный дренаж устранит опасность затопления этих помещений при выходе из строя или перегрузке дренажных насосов и насосов оборотной воды. 
9. Для уборки просыпи при большой длине корпуса (в цехах обогащения) рекомендуется установка скрепера, в корпусах дробления, грохочения и отапливаемых галереях целесообразно проектировать гидросмыв в комбинации с грейферной или контейнерной уборкой. 
5.6.13. Реагентное хозяйство
1.	В состав реагентного хозяйства обогатительной фабрики входят: склады сухих и жидких реагентов и масел, реагентное отделение, предназначенное для приготовления растворов реагентов требуемой концентрации; дозировочная (реагентная) площадка, размещаемая вблизи флотационного цеха; с расходным бачками  для растворов и питателями реагентов.
2. Если реагентное отделение размещается в пристройке главного корпуса обогатительной фабрики, то при нём обычно предусматривается небольшой расходный склад реагентов на 3-10 суточный запас.   В расходный склад реагенты поступают с реагентного склада, где запас реагентов составляет одно-трехмесячную потребность в зависимости от расхода их и условий снабжения.
3. Если реагентное отделение выносится в отдельное здание, то целесообразно с этим зданием совместить и реагентный склад. При расчёте   необходимой площади склада для хранения реагентов, поступающих в таре (мешки, ящики, бочки), высота укладки их в штабели принимается до 2 м, а нагрузка на 1 м2 площади хранения 1,5-2 т. Высота складского помещения должна быть не менее 3,5 м от пола до поверхности потолка. Определённая по этим нормативам площадь хранения при штабельной укладке составляет 70-75 % общей площади склада.
4. Погрузо-разгрузочные работы и транспорт внутри реагентного склада механизируются автопогрузчиками и мостовыми кранами.
5. Для составления проекта реагентного отделения необходимо знать по каждому реагенту нормы расхода на 1 т. руды и требуемую концентрацию раствора.
6. Приготовление и хранение в одних помещениях растворов реагентов, способных вступать во взаимодействие (например, цианида и кислот) не допускается.
7. Все операции по доставке реагентов из расходных складов, вскрытию, опорожнению и обезвреживанию тары, загрузке реагентов в аппараты (реакторы) для последующего растворения должны быть полностью механизированы  и максимально автоматизированы.
8. При проектировании реагентного отделения нужно руководствоваться следующими положениями:
- приготовление растворов желательно организовывать в одну смену для уменьшения числа рабочих;
- при односменном приготовлении реагентов ёмкость чанов для готовых растворов должна быть не менее суточного расхода реагентов;
- для каждого реагента необходимо минимум два чана – один, оборудованный мешалкой, для растворения реагентов и другой – исходный, для готового раствора;
- с ядовитыми, а также горючими реагентами можно работать только в изолированном помещении с соблюдением специальных правил безопасности и правил противопожарной безопасности.
9. Реагентное отделение обычно размещается на верхней площадке обогатительной фабрики выше главного корпуса, а на фабриках малой и средней производительности размещается в пристройке, примыкающей к бункерам главного корпуса.
10. Растворы реагентов на дозировочную (реагентную) площадку  перекачиваются центробежными песковыми, кислотоупорными или пневматическими камерными насосами, не имеющими движущихся частей, соприкасающихся с растворами.
11. Дренажные системы полов отделений приготовления и хранения растворов реагентов должны обеспечивать раздельный сбор  и возврат промывных растворов различных составов или их обезвреживание перед удалением.
12. Дозировочная (реагентная) площадка с расходными бачками и дозаторами обычно находится в главном корпусе обогатительной фабрики между цехами измельчения и флотации. На больших фабриках для площадки выделяется место в пролете для электрооборудования, а на малых - площадка устраиваются вблизи колонн, разделяющих пролеты измельчения и флотации. На площадке размещают расходные бачки небольшой ёмкости, служащие для автоматического наполнения питателей реагентов. От реагентных питателей к точкам потребления протягивается самотечная сеть трубок малого диаметра. Чаще всего используют пластиковые или стеклянные трубы. Они легки и не подвергаются коррозии. 
На некоторых обогатительных фабриках применяют реагентные питатели, управляемые паузными механизмами, допускающими дистанционную регулировку расхода реагентов. На трубопроводах ставятся расходомеры с передачей показаний на диспетчерский пункт.
5.6.14. Фабричная научно-исследовательская лаборатория
Фабричная лаборатория предназначена для: предварительных испытаний обогатимости отдельных разностей полезных ископаемых, перерабатываемых на обогатительных фабриках, исследования отдельных операций и узлов фабричной технологической схемы для установления оптимального оптимальных режимов обработки, контроля технологического процесса.
В лаборатории предусматривают следующие отделения (примерно):
1.	Подготовки проб, имеющее лабораторное оборудование для дробления, измельчения, истирания, грохочения, перемешивания, взвешивания и ситового анализа.
2.	Фильтрования и сушки проб, оборудованное мокрыми сократителями, воронками для фильтрования под вакуумом или лабораторными фильтр-прессами, сушильными шкафами или печами, вибрационными истирателями и столами для разделки проб.
3.	 Отделение для испытаний по обогатимости проб и исследования процессов обогащения. Здесь устанавливают лабораторное оборудование для исследования всех процессов обогащения. Лучший вариант – дополнительный монтаж установки для испытаний обогатимости в замкнутом цикле производительностью 10…50 кг/ч.
4.	Экспресс-лаборатория, оборудованная для быстрых определений важных показателей, характеризующих качество продуктов обогащения и режим технологического процесса – содержание ценных компонентов и вредных примесей, рН, плотность пульпы, гранулометрический состав. Здесь должны быть фотоэлектрические колориметры для титрования, потенциометры для определения рН, современные приборы и аппараты для экспресс-определений  содержаний химических элементов на основе рентгено-спектрального анализа.
5.	Весовое и минералогическое отделения, где должны находиться аналитические весы, микроскопы, бинокулярная лупа и  т.д.
Фабричная лаборатория размещается или на территории главного корпуса или рядом с химической лабораторией. Для размещения лаборатории нужны примерно следующие площади: для обогатительных фабрик производительностью до 500 т/с – 210 м2, 500-2000 т/с – 270 м2, более  2000 т/с - 540 м2.
5.6.15. Вспомогательные здания и помещения
К вспомогательным зданиям и помещениям относят: административное, конструкторское бюро, бытовые помещения, культурного обслуживания, общественного питания, здравоохранения. Эти здания и помещения проектируются в соответствии со строительными нормами и правилами (СНиП) архитектурно-строительных организаций по заданиям технологов.
Вспомогательные помещения размещаются в пристройках к производственным зданиям или в отдельно стоящих зданиях административно-бытовых комбинатов. Если размещение проектируется в отдельно стоящем здании, то оно должно соединяться с производственным помещением отапливаемым переходом.
Высота этажей вспомогательных зданий должна быть не менее 3,3 м. При размещении  в производственных зданиях высота должна быть не менее 2,5 м от пола до потолка. На одного работающего в конторе принимается площадь 3,25 м2, на один проектный стол в конструкторском бюро - 5 м2.
Тип помещений (кабинет по ТБ, помещение для библиотеки и др.) и их количество предусматривается в конкретных условиях обогатительной фабрики.
В состав бытовых помещений входят:
1. Общие – гардеробные, умывальные, душевые, туалетные комнаты, помещения для личной гигиены женщин, для кормления грудных детей, курительные, пункты питания и здравпункт. 
2. Специальные – помещения для сушки рабочей одежды (для главных корпусов с мокрыми процессами обогащения) – 0,2 м2 на  каждого, пользующегося сушилкой в наиболее многочисленной смене; помещение для обеспыливания рабочей одежды (для дробильного отделения) – не менее 12 м2; помещение для обезвреживания рабочей одежды (для реагентных отделений) - 12 м2;  помещение для обогревания рабочих, работающих на открытых участках – погрузке, разгрузке, на складах и т.д.) – не менее 8 м2, по 0,1 м2 на каждого работника и др.
Для обогатительных фабрик приблизительно можно считать, что средняя площадь бытовых помещений на 1чел. в наиболее многочисленной смене составляет 3 м2. В этой норме не учитываются прачечные, буфет и здравпункт. Прачечные проектируются по особым нормам (100 м2). 
Пункты питания на фабриках могут быть следующих типов:
1)	открытые столовые (без выхода на территорию фабрики);
2)	закрытые столовые размещаются на территории фабрики в отдельных зданиях или в составе  производственных или вспомогательных зданий;
3)	закрытые буфеты, размещённые в изолированных помещениях производственных или вспомогательных зданий.
Состав  и площади пунктов питания устанавливаются нормами проектирования предприятий общественного питания.
На обогатительных фабриках со списочным числом работающих  300…800 человек должен быть общефабричный фельдшерский здравпункт, а с числом работающих 800…2000 человек – врачебный здравпункт. Площадь здравпункта  50…150м2 в зависимости от списочного числа работающих.
5.6.16. Основные проектные нормы для обеспечения безопасности работ при эксплуатации обогатительных фабрик
1.	Ограждение механизмов. Все движущиеся, острые и представляющие опасность части  механизмов должны иметь ограждения.
Например, в основном обогатительном оборудовании ограждаются:
а) дробилки – привод, передача, приёмная часть, разгрузочное отверстие; 
б) мельницы – барабан, большая и малая шестерни, место для смазчика при смазке коренных подшипников, питающая улитка, разгрузочная горловина, двигатель, питательные муфты;
в) классификаторы спиральные - передача, привод с приводным валом, конические шестерни, спирали в местах, где они недостаточно защищены бортами классификатора;
г) отсадочные машины – привод, коленчатые и кулачковые механизмы, маховики, шкивы;
д) флотомашины – приводы к вертикальным валам и к пеносъёмнику;
е) сушилки – барабан, большие и малые шестерни, привод (ремённый и клиноремённый), опорные ролики;
ж) сгустители – привод, червяк, червячное колесо;
з) фильтры – привод, червячная передача;
и) конвейеры и элеваторы – головные и приводные барабаны, привод, шестерни, ограждения с боков лент и роликов и т.д.
2.	Окраска машин и механизмов в соответствующие цвета, что предотвращает несчастные случаи. Например, краны и крюки окрашивают обычно в желтый цвет.
3.	Ограждающие перила.
Все расположенные выше, чем на 0,3 м над уровнем пола рабочие площадки, имеющие больше трёх ступеней лестницы, переходные или рабочие площадки над машинами, траншеями и зумпфами, зумпфы и все прочие места, представляющие опасность при падении, должны иметь ограждающие перила высотой не менее 1 м. В нижней части перила должны иметь сплошную стенку высотой не менее 150 мм. К площадкам, высотой менее 0,3 м устраиваются пандусы с углом не круче 1:10.
4.	Рабочие площадки и проходы.
У каждой машины и отдельных её узлов, требующих в процессе эксплуатации механической и технологической регулировки, смазки, осмотра и ремонта, должны быть устроены безопасные и удобные для работы проходы  и площадки.
Рабочие площадки в цехах крупного дробления устраиваются у бункерных питателей, вдоль ленточных и пластинчатых конвейеров, у хвостовых и приводных барабанов. У дробилок устраивают площадки на уровне загрузочной пасти для перехода к ней во время остановки для пропуска  отдельных кусков или разгрузки забившейся пасти дробилки. Для наблюдения за загрузкой предусматривается специальная  площадка над дробилкой на уровне привода пластинчатого питателя.
В цехах мелкого и среднего дробления рабочие площадки сооружаются на уровне верхнего фланца станины конусных дробилок. Другая площадка может быть на уровне приводной части. Удобные подходы проектируются к масляному хозяйству дробилок.
Площадки у грохотов должны быть приблизительно на уровне нижней части их короба, чтобы с них было удобно заменять сита. Площадки у грохотов на уровне загрузки используются для регулировки питателя.
Главные магистральные проходы в цехах служат для сообщения между отдельными производственными участками. Ими пользуется весь персонал обогатительной фабрики. Ширина главных проходов 1,5 м.
Главный проход  в цехах измельчения идет обычно вдоль фронта сливных порогов классификаторов, второй проход по всей длине мельничного зала устраивается с другой стороны мельниц, параллельно сборным подбункерным конвейерам.
В цехах флотации проходы предусматриваются вдоль флотационных машин со стороны пенных желобов и со стороны электродвигателей.
Рабочие или обслуживающие проходы обеспечивают доступ  к каждой машине и её удобное обслуживание. Ширина проходов после установки ограждений  у крупного и требующего внимательного наблюдения оборудования (дробилок, мельниц, классификаторов со стороны сливного порога, больших отсадочных машин, промывочных машин, сушильных барабанов и др.) должны быть 1,2…1,5 м. 
Ширина проёмов у лёгкого оборудования, требующего внимательного наблюдения за ним (флотомашины, концентрационные столы, отсадочные машины, центробежные насосы малых и средних размеров и пр.), должна быть не менее 1 м. Ширина проходов у неподвижных частей оборудования может быть уменьшена до 0,8 м.
Приводные станции и концевые части конвейеров должны иметь доступ с трёх сторон, шириной не менее 1 м с каждой стороны. Если проход служит одновременно и рабочим местом, требующим постоянного пребывания на нём обслуживающего персонала, то ширина его должна быть не менее 1м при одном рабочем и не менее 1,3 м при двух или нескольких рабочих. Ширина нерабочего прохода у конвейера должна быть не менее 0,7 м  - этим проходом можно пользоваться только во время остановки конвейера.
Желоба и трубы нужно располагать так,  чтобы не стеснять обслуживания  агрегатов и не уменьшать ширины проходов.  Высота труб и желобов над уровнем пола обслуживающих проходов не должна быть менее 2 м. Трубы и желоба, пересекающие магистральные проходы, должны быть расположены на высоте не менее 2,2 м над уровнем пола.
5.	Лестницы и наклонные проходы.
Лестницы к рабочим площадкам, на которых находится один рабочий, должна иметь ширину не менее 0,7 м, для двух рабочих нужна лестница не менее 0,9 м, а для трёх и более  рабочих должно быть установлено не менее двух лестниц шириной каждая не менее 1 м. Ширина лестниц на главных проходах, а также лестниц между отдельными этажами обогатительной фабрики устанавливается по минимальному числу людей в смене, но не менее 1,2 м.
Угол наклона лестниц к рабочим площадкам должна быть не более 500. Устройство вертикальных трапов  не разрешается. За исключением трапов к зумпфам и ямам при глубине их не свыше 3 м и в том случае, если они не ведут к месту, где требуется постоянное пребывание рабочих.
Лестницы к площадкам и переходам, служащим одновременно и проходами, не должны иметь угол наклона более 45о. Ширина этих лестниц  должна быть не менее 1,2 м.
В наклонных галереях и проходах, имеющих угол наклона  более 10о, но менее 15о, должны быть предусмотрены на полу набивные рейки, а при углах наклона более 15о – ступеньки. В наклонных галереях, где проектируется рудоразборка, рабочее место должно быть горизонтальным, т.е. галерея должна иметь уступы, соединенные ступеньками. Размеры уступов должны быть не менее 11 м.
Над желобами и трубами необходимо устраивать  переходы, ограждённые перилами. Уклон переходов не должен быть более 15о, в противном случае он должен иметь ступеньки.
6.	Прочность конструкций.
При расчёте на прочность площадок, переходов и лестниц необходимо учитывать: количество одновременно находящихся на них людей, вес установленного на площадках приборов и оборудования, вес деталей и материалов, которые будут здесь   перемещаться или находиться во время ремонта.
7.	Высота производственных помещений, галерей и проходов.
Высота производственных зданий должна быть не менее 3,3 м. Свободная высота от пола галерей или площадок до выступающих конструктивны элементов при временном пребывании здесь рабочих должна быть не менее 1,9 м, а при регулярном пребывании – не менее      2 м.
8.	Полы производственных помещений.
В помещениях мокрых цехов полы должны быть асфальтированы и иметь уклон в сторону дренажной или аварийной канавы не менее 2-4о. Если рабочие площадки расположены выше основного пола цеха, то пол рабочих площадок в мокрых цехах должен выполняться из решётчатого железа или из деревянных реек и досок со щелями и отверстиями  достаточных размеров для стока воды. Устройство полов с углом наклона более 10о без накладок или ступенек не разрешается.
9.	Расположение устройства для пуска и остановки машин.
Пусковые устройства должны быть расположены в таком месте, чтобы в поле зрения пускающего были все рабочие площадки  и проходы вблизи пускаемой машины.
Для конвейера необходимо устанавливать несколько выключателей на расстоянии 30 м один от другого. Трос, протянутый вдоль конвейера, позволяет выключить электродвигатель привода из любой точки.
Если лицо, пускающее машины, не может видеть все рабочие площадки и проходы у пускаемого агрегата (например, у ленточных конвейеров большой длины, дробилок или элеваторов, расположенных на нескольких этажах), то должна быть предусмотрена система   прямой и обратной сигнализации (прямая – от места пуска на рабочие места и обратная – от рабочих мест к месту пуска). Пускать машину в ход в этом случае можно только после прямого сигнала и получения разрешающего обратного сигнала с рабочего места.
Цепи аппаратов, в которых пуск и остановка отдельных машин могут производиться только в определенной последовательности, должны иметь автоблокировку, предотвращающую возможность неправильного пуска машин и их остановку. 

Контрольные вопросы
1.Каковы требования норм технологического проектирования при разработке проектно-компоновочных решений 
2.	Каковы требования норм общестроительного проектирования при разработке проектно-компоновочных решений 
3. Какие уклоны желобов для самотечного транспорта устанавливаются на обогатительных фабриках Как они влияют на размещение оборудования 
3.	Общие требования норм проектирования при компоновке приёмных устройств и узла первичного дробления.
5. В чём особенности проектно-компоновочных решений приёмных устройств и узла первичного дробления 
6.	Как размещается оборудование в цехах среднего и мелкого дробления 
7.	В чём особенности проектирования складов и бункеров дроблёной руды 
8.	Особенности проектно-планировочных решений главного корпуса.
9.	Как проектируется бункерное отделение или склад дроблёной руды главного корпуса 
10. В чём особенности проектирования цехов измельчения и классификации 
11.Как размещается оборудование в цехах флотации и гравитации 
12.	Как размещается оборудование в цехах магнитного обогащение
13. Как размещается оборудование в цехах сгущения, фильтрации и сушки 
14	Как проектируют склады и погрузочные устройства для продуктов обогащения 
15. Какие эксплуатационные и ремонтно-монтажные подъёмно-транспортные устройства устанавливают на  обогатительных фабриках 
16. По каким правилам проектируют реагентное хозяйство, фабричную научно-исследовательскую лабораторию, механические мастерские, дренажное хозяйство, вспомогательные здания и помещения
17. Какие нормы промышленной санитарии и правила безопасности должны быть соблюдены при проектировании обогатительных фабрик 

6. Проектирование сооружений хвостового хозяйства
6.1. Основная терминология

 Хвостохранилище - место хранения хвостов, является частью хвостового хозяйства и включает в себя комплекс сооружений, необходимых для складирования отходов обогатительной фабрики – ограждающие дамбы, пульповоды, водосборные сооружения, насосные станции оборотного водоснабжения, сооружения водоподготовки и др. В хвостохранилище производится гидравлическая укладка хвостов, механическое осветление жидкой фазы пульпы, осветлённая вода направляется в оборот на обогатительную фабрику. Предварительное сгущение пульпы проводится в следующих случаях: при большом разжижении пульпы (Т : Ж  1:6 по массе), числе пульпонасосных станций более двух, диаметрах пульповодов более 200 мм, средней крупности хвостов  0,5 мм.
Сооружения водоподготовки. При плохом осветлении пульпы в пруде-хвостохранилище и несоответствии качества оборотной воды технологическим требованиям предусматриваются сооружения водоподготовки для добавки коагулянтов и др. реагентов. для этой же цели используются вторичные отстойники.
Очистные сооружения. В случае, когда отвод поверхностных вод с водосборной площади хвостохранилища нагорными канавами или другими сооружениями всё же недостаточен и в хвостохранилище образуется избыток сточных вод, не принимаемых в оборот на обогатительную фабрику, предусматриваются очистные сооружения для глубокой очистки дебалансовых вод и сброса их в естественные водоёмы в соответствии с санитарными и рыбохозяйственными требованиями. В засушливых районах для этой же цели могут сооружаться пруды-отстойники.
Отходы обогащения – хвосты – представляют собой несвязный материал, состоящий из различных по величине зёрен раздробленных минералов. Для характеристики хвостов до намыва в хранилище необходимо знать их гранулометрический и минеральный состав, плотность. Для намытых в хранилище хвостов кроме перечисленных необходимо определять следующие характеристики: объёмный вес, пористость, влажность, сжимаемость, сопротивление сдвигу, фильтрационные и теплофизические свойства. 
Дамба первичного обвалования – насыпь из грунта для хвостов – служит для удержания намываемых хвостов. Дамба вторичного обвалования предотвращает вытекание пульпы за пределы участка намыва.
Картой намыва называют участок хвостохранилища, на котором производится намыв. Последовательность заполнения карт указывается проектом.
Пляж – зона меду ограждающей дамбой и прудком-отстойником.
Прудок-отстойник – водоём, в котором происходит осветление воды в процессе намыва хвостов.
Пульпа – смесь хвостов с водой, сбрасываемая обогатительной фабрикой.
Пульповод – устройство, служащее для транспортирования пульпы самотёком или под напором от обогатительной фабрики до хвостохранилища и распределения на хвостохранилище.
Интенсивность намыва – высота слоя  хвостов, намываемая в единицу времени (месяц или год). Предельная интенсивность намыва определяется проектом, исходя из условий устойчивости  сооружения.
Боковая опорная призма – часть тела плотины или ограждающей дамбы, примыкающая к низовому откосу. Боковая призма формируется из более крупных фракций намываемых хвостов. Она является ответственным элементом сооружения. который удерживает складируемый материал от вытекания из хвостохранилища.
Общая ёмкость хвостохранилища – объём складируемых хвостов обогатительной фабрики. Общая ёмкость хвостохранилища определяется проектом и включает в себя начальную ёмкость, необходимую для складирования хвостов и отстоя воды в прудке.

6.2. Виды очистки вод
Очистка вод – это обработка сточных вод с целью разрушения или удаления из них определённых веществ, препятствующих отведению этих вод в водоёмы в соответствии с законодательством или использованию их в производственном водоснабжении взамен свежей воды.
Методы очистки – механические, физико-химические и биологические.
Механические – отделение крупнозернистых загрязнений на решётках, отстаивание и фильтрование. При осветлении вод, содержащих мелкодисперсные примеси, их предварительно агрегируют с помощью реагентов – коагулянтов и флокулянтов.
Физико-химические – применяются наиболее часто. Выбор конкретных способов зависит от состава растворённых веществ и применяемой технологии обогащения. Применяются: реагентные, сорбционные, электрохимические и др.
Реагентные -  нейтрализация кислот и оснований. перевод ионов в малорастворимое состояние, озонирование, хлорирование и др.
Сорбционные – заключаются в выделении органических и неорганических загрязнений на природных или синтетических сорбентах, а также в использовании ион-селективных материалов.
Электрохимические методы  - электродиализ, электрохимическое окисление и гидролиз, т.е. методы, связанные с воздействием электрического тока на водные растворы. Как правило, электрохимическая обработка сточных вод, также как и окисление примесей  озонированием или хлорированием относится к деструктивным методам очистки, т.е. таким. при которых примеси разрушаются. Деструктивные методы применяются в случаях невозможности или экономической нецелесообразности извлечения примесей из сточных вод. Использование других, так называемых регенерационных методов очистки сточных вод, позволяет не только обезвреживать сточные воды, но и извлекать из них ценные компоненты.
Регенерационные методы – экстракционная очистка, перегонка, ректификация, адсорбция на твёрдых сорбентах, пенная флотация и др. Возврат в производство извлечённых примесей уменьшает потери ценных компонентов и вспомогательных материалов и часто делает процесс очистки рентабельным. Перспектива создания малоотходных производств повышает важность использования регенерационных методов.
Методы биологической очистки -  основаны на способности микроорганизмов использовать в процессе жизнедеятельности многие органические и неорганические соединения и удалять их из сточных вод (например, для очистки от ПАВ). В процессе биологической очистки токсичные вещества превращаются в безвредные продукты окисления: воду, диоксид углерода и др.
Как правило, биологическая очистка - завершающая стадия обработки сточных вод, обычно ей предшествует комплекс других методов очистки.

6.3.	Классификация хвостохранилищ
1. Плотинное (наливное), в котором ограждающие устройства возводятся сразу на всю высоту.
2. Хвостохранилище постепенного заполнения, в котором сначала возводят первичную дамбу небольшой высоты, необходимую для организации намыва, а затем наращивают хвостохранилище по высоте путём постепенного возведения дамб вторичного обвалования.
3. Бесплотинное, в котором исключается возведение как плотины, так и первичной дамбы.
В зависимости от рельефа местности хвостохранилища подразделяют на следующие типы:
1) овражные – располагаются в оврагах или балках, перегороженных дамбой;
2)  равнинные – устраиваются на ровной местности и ограждаются со всех сторон по периметру. Эксплуатационное достоинство равнинного  хвостохранилища – отсутствие необходимости сбрасывать естественный сток и строить для этой цели дорогие и ответственные водосбросные сооружения;
3) овражно - равнинные – устраиваются на равнинах, пересечённых оврагами, которые перекрываются плотинами, а равнина обваловывается;
4) пойменные – располагаются на поймах рек с обвалованием с двух-трёх сторон в зависимости от рельефа местности; 
5) косогорные – устраиваются на участках, ограждённых с трёх сторон дамбами, а с четвёртой – самим косогором;
6) котлованные – располагаются в котлованах старых карьеров. При этом возможно складирование хвостов без возведения дамб;
7)  котловинные - располагаются в котловинах. При этом возможно складирование хвостов без возведения дамбы или же требуется дамба малой высоты.

6.4. Выбор площадки для строительства хвостохранилища
Для выбора площадки хвостохранилища назначается специальная комиссия, которая должна иметь следующие материалы: топографический план района в масштабе не менее 1:25000; схему перспективы застройки района; характеристику существующих и проектируемых объектов в районе намечаемой площадки; материалы геологических, гидрогеологических, гидрологических и климатических изысканий; предполагаемую производительность обогатительной фабрики по хвостам и предварительную их характеристику  по крупности; объём разведанных запасов по категории С1 и С2; расположение близлежащих населённых пунктов и питьевых водозаборов; данные о безрудности площадки и др.
Наиболее экономичной является площадка, расположенная ниже обогатительной фабрики и обеспечивающая самотечный сброс хвостов. 
Площадка хвостохранилища  должна быть выбрана не ближе 0,3…1 км от фабрики, однако, при неблагоприятной розе ветров или близком расположении питьевых водозаборов, площадку следует выбрать на более дальнем расстоянии. 
Предварительно вместимость хвостохранилища определяется по формуле
W = Q T /(K cк), 
где Q -  годовая масса хвостов, т/год;
Т – продолжительность эксплуатации, лет;
К – коэффициент заполнения хвостохранилища, приближённо принимаемый 0,8 – для небольших хвостохранилищ; 0,9 – для средних и больших хвостохранилищ;
cк – средняя объёмная плотность скелета (сухих) хвостов, т/м3, принимаемая: 1,2 – для мелкозернистых хвостов (содержание класса минус 0,074 мм  80 %; 1,4 – для среднезернистых хвостов (содержание класса минус 0,074 мм  80 %).
Как показали исследования, объёмный вес скелета хвостов сильно изменяется: по длине пляжа от места выпуска пульпы до прудка в пределах от 1,65 до 1,0 т/м3, в прудковой зоне он составляет  0,3…0,6 т/м3 , и только на глубине 15…30 м достигает величины 1,2…1,5 т/м3.
Площадь хвостохранилища определяется из условий среднегодовой интенсивности намыва, которую рекомендуется принимать: для северных районов 0,8…1,25 м/год; для средней полосы 1,25…2,0 м/год; для южных районов (или при возможности круглогодичного намыва) 2,5…3,0 м/год; для горных районов при овражном типе хвостохранилищ и круглогодичном намыве  3,0…6,0 м/год.
При намыве дамбы из тонкозернистых хвостов (содержание класса минус 0,074 мм  70%) интенсивность намыва следует уменьшать.
При содержании в пульпе частиц крупностью минус 0,074 мм более 85% намыв дамб хвостохранилищ не рекомендуется. В этих случаях необходимо переходить на наливной тип хвостохранилища, т. е. шламоотстойник с устройством насыпной дамбы из местных грунтов.
Строительство дамб производят очередями с обеспечением складирования хвостов на 5, 10, 15 и 20 лет.
Площадь хвостохранилища подсчитывается по формуле
F = W/(TU),
где U – интенсивность намыва, м/год.

6.5 Основные требования по выбору площадки
При выборе площадки берут во внимание некоторые условия.
1. Площадка должна быть достаточной для размещения хвостов на всё время эксплуатации обогатительной фабрики.
2. Если в хвостах содержатся ценные компоненты, которые будут      (или могут быть) извлекаться, или если хвосты можно использовать в какой-либо отрасли промышленности (например, в химической, цементной и др.), то необходимо предусматривать простой способ отгрузки хвостов.
3. Если ценность представляет только определённая фракция хвостов, то следует предусматривать раздельное выделение и складирование фракций. 
4. Для упрощения и удешевления транспортирования хвостов в хвостохранилище желательно, чтобы последнее располагалось по отношению к фабрике на более низких отметках. Нельзя размещать хвостохранилище выше посёлков и производственных цехов, чтобы исключить опасность в случае аварии на хвостохранилище.
5. Для использования оборотной воды при расположении хвостохранилища на большом расстоянии от обогатительной фабрики или при значительной разности отметок между хвостохранилищем и фабрикой может оказаться экономически выгодным устроить предварительное сгущение хвостов на фабрике, или вблизи неё.
6. Наиболее выгодная форма рельефа местности для устройства хвостохранилища – естественная впадина или долина, позволяющая при небольшой длине ограждающей дамбы получить значительный по объёму и поверхности бассейн.
7. Осветлённые воды из хвостохранилища желательно сбрасывать в водоёмы, которые не используются как источники водоснабжения и не имеют рыбохозяйственного значения.
8. Площадку хвостохранилища следует увязать с существующей и проектируемой застройкой данного района.
9. Хвостохранилище следует располагать на бросовых или малоценных землях, на заболоченных площадках в пределах участков, подвергшихся поверхностной (ветровой или водной) эрозии (в оврагах, на оголённых склонах и пр.) и землях, непригодных для сельскохозяйственных работ (посевов, пастбищ, застройки). 
10. Для исключения загрязнения воздушного пространства над посёлком необходимо размещать хвостохранилища с учётом преобладающей розы ветров.
11. Следует стремиться к размещению хвостохранилища на участках со слабо фильтрующими грунтами (суглинками и глинами), залегающими в основании, особенно если хвосты содержат вредные выщелачиваемые примеси или вредные флотореагенты.
12. Следует отдавать предпочтение площадкам, исключающим поступление стока поверхностных вод в хвостохранилище.
13. Не допускается размещение хвостохранилища на оползневных склонах.
14. Не следует размещать хвостохранилище на площадках, через которые возможно прохождение селевых потоков.
15. При размещении хвостохранилища в суровых  климатических условиях на вечно мёрзлых грунтах предпочтение должно отдаваться площадкам с талыми грунтами в основании (талики).
16. Использование под хвостохранилище природных водоёмов, рек и озёр допускается только в исключительных случаях на основании специального обоснования непригодности этих водоёмов для промышленного водоснабжения, питьевых целей и для разведения рыб и ценных пород водных зверьков, имеющих народнохозяйственное значение.
17. При выборе площадки под хвостохранилище следует учитывать возможность последующей переработки этих хвостов, необходимость консервации и последующего использования площадки хвостохранилища и безопасность его существования для близлежащих посёлков после заполнения и консервации.

6.6. Содержание технического задания при проектировании хвостохранилищ
Проектирование хвостохранилища ведётся на основе технического задания, выдаваемого организацией, выполняющей проектирование технологической части обогатительной фабрики. 
Технологическое задание должно содержать следующие данные. 
1. Выход хвостов с обогатительной фабрики т или м3 за год, сутки, час с разбивкой по очередям ввода в эксплуатацию.
2. Число часов работы обогатительной фабрики в году.
3. Расчётное число лет эксплуатации обогатительной фабрики.
4. Плотность хвостов т/м3.
5. Среднее значение объёмного веса скелета хвостов в хвостохранилище, т/м3.
6. Гранулометрический состав хвостов на выходе из обогатительной фабрики.
7. Консистенция пульпы на выходе из пульповода (отношение объёма жидкого к объёму твёрдого).
8. Минералогический состав хвостов.
9. Температура пульпы на выходе из обогатительной фабрики и из  пульповода.
10. Среднесуточная температура воздуха в холодное время года.
11. Химический состав пульпы, характеристика и содержание вредных примесей и водорастворимых солей.
12. Необходимость использования оборотного водоснабжения и максимальное количество воды, допустимое для повторного использования в процессе обогащения.
13. Мощность слоя вечной мерзлоты, глубины сезонного промерзания и оттаивания.
14. Требования к воде (по переделам обогатительной фабрики), используемой при оборотном водоснабжении, в отношении её осветления и очистки.
15. Генплан предприятия с указанием точек выдачи пульпы, а также пьезометрических отметок для подачи оборотной воды из хвостохранилища.
16. Данные о возможных изменениях в количестве хвостов, гранулометрическом составе, консистенции пульпы.
17. Срок складирования хвостов, обеспечивающий проектирование и строительство сооружений второй очереди хвостового хозяйства при наливном методе складирования.  
18. При наличии в сбрасываемой пульпе токсичных компонентов – технологическую схему нейтрализации этих компонентов.
19. Теплофизические и расчётные физико-механические характеристики мёрзлых и талых хвостов: 
- объёмный вес и пористость талых и мёрзлых хвостов;
-суммарная влажность, суммарная льдистость, содержание незамёрзающей воды в мёрзлых хвостах;
- криогенная (низкотемпературная) структура;
- удельная поверхность;
-  степень заполнения пор мёрзлых хвостов льдом и незамерзающей водой;
- теплофизические характеристики, удельная и объёмная теплоёмкости, коэффициенты теплопроводности и температуропроводности, теплосодержания талых и мёрзлых хвостов;
- деформация пучения при замораживании, деформации и осадке при оттаивании хвостов;
- деформируемость мёрзлых и талых хвостов при изменении приложенной вертикальной нагрузки, коэффициент сжимаемости хвостов при оттаивании;
- сопротивление сдвигу мёрзлых, талых хвостов и на контакте мёрзлого и талого материала;
- фильтрационные характеристики талых хвостов. 

6.7. Особенности проектирования хвостохранилища
1. Проект хвостового хозяйства может являться частью проекта обогатительной фабрики или самостоятельным проектом для существующего предприятия и должен быть увязан с комплексом сооружений для горнорудного предприятия (рудником, обогатительной фабрикой, сооружениями по очистке промстоков и др.), включая рабочий посёлок.
2. Хвостохранилище рекомендуется использовать для приёма пульпы, складирования хвостов и накопления осветлённой воды для оборотного водоснабжения.
3. В условиях сурового климата рекомендуется устройство аварийной секции хвостохранилища небольшой ёмкости на двухнедельный срок складирования хвостов, т. е. на срок, необходимый для ликвидации возможных аварий на сооружениях хвостового хозяйства.
4. В проекте хвостохранилища следует также предусмотреть:
- жилищное строительство, если хвостохранилище расположено далеко от существующих населённых пунктов;
- снабжение водой и электроэнергией;
- строительство бытовых и служебных помещений;
- строительство подъездных путей к карьерам, гидроотвалу и сооружениям хвостохранилища (дамбы, пульповоды с аварийными ёмкостями, землесосные станции и т. д.);
- организацию лабораторий для исследования хвостов.
5. Проект хвостохранилища составляют в одну или две стадии – ТЭО (проект) или ТЭО и рабочая документация.
6. На стадии проекта разрабатываются технические решения основных вопросов строительства и эксплуатации хвостохранилища: состав сооружений хвостохранилища, место расположения площадки для хвостохранилища, способ и организация укладки хвостов, влияние фильтрации и сбросов воды из хвостохранилища на грунтовые и поверхностные воды района, использование оборотного водоснабжения, осветление и сброс воды и обоснование технической выполнимости и экономической целесообразности предлагаемого варианта строительства хвостохранилища и его эксплуатации.
7. При описании места расположения хвостохранилища составляют общую характеристику района и его план, на который наносят выбранную для хвостохранилища площадку с подробным её описанием. На генплан строительства хаостохранилища наносят существующие и проектируемые здания, сооружения, инженерные сети и пути с привязкой их к топографической основе и с установлением отметок. Для учёта требований механизации работ в процессе строительства и эксплуатации, а также для обеспечения необходимой мобильности и маневрирования механизмов при разработке генплана необходимо предусматривать устройство временных и постоянных дорог с удобными подъездами к каждому из объектов.
8. В технологической части проекта указывают способ укладки хвостов и разрабатывают организацию его процесса. Устанавливают необходимость и возможность использования осветлённой воды для оборотного водоснабжения. Выбирают основное оборудование для хозяйства хвостохранилища и составляют заказные спецификации на всё оборудование, требующее долговременного изготовления, для заказа. Определяют потребность в воде, топливе, разрабатывают эксплуатационные штаты. Составляют планы и разрезы зданий и сооружений  с нанесением на них мест расположения оборудования. 
9. В разделе по строительной части проекта обосновывают выбор места расположения хвостохранилища, выбирают строительные материалы, конструкции для постройки основных зданий и сооружений. Излагают строительную характеристику хвостохранилища и разрабатывают чертежи и разрезы зданий и сооружений с указанием строительных объёмов и площадей. Устанавливают источники водоснабжения. Разрабатывают схемы водоснабжения и канализации, отопления и вентиляции и выбирают для них оборудование. Здесь же рассматривается и организация строительных работ. 

6.8. Выбор класса капитальности хвостохранилища
При выборе класса капитальности хвостохранилища и его сооружений следует руководствоваться главами СНиП, учитывающих следующие признаки хвостохранилищ: ёмкость хранилища, производительность обогатительной фабрики, степень ответственности сооружений и высоту намыва хвостохранилища.
Существуют следующие классы:
Первый класс капитальности (ёмкость  более 100 млн м3, выход хвостов () более 10 000 т/сут, высота ограждающей дамбы (Н) более 50 м. Степень ответственности (С.О.) – особо ответственные, авария которых сопряжена с катастрофическими последствиями для населённых пунктов и предприятий, а также отравлением, загрязнением водоёмов и водоводов питьевого назначения.
Второй класс капитальности (ёмкость более 100 млн м3,  более 10 000 т/сут, Н более 50 м). С.О. – особо ответственные, авария которых не сопряжена с катастрофическими последствиями для населённых пунктов и предприятий, но вызывает затопление сельхозугодий, отравление и загрязнение водоёмов и водотоков, имеющих народнохозяйственное значение.
Третий класс капитальности ( ёмкость 10…100 млн м3,  - 5 000… 10 000 т/сут, Н  20…50 м). Малоответственные, авария которых не может вызвать серьёзных последствий для населённых пунктов и предприятий. Вызывает затопление местности, не имеющей народнохозяйственного значения.
Четвёртый класс капитальности (ёмкость менее 10 млн м3,  - 1000…5000 т/сут, Н менее 20 м). Хвостохранилиища в незастроенных местностях, авария вызывает затопление земель, загрязнение водоёмов и водотоков, непригодных к использованию в данное время.
Пятый класс капитальности (ёмкость менее 10 млн м3,  менее 1000 т/сут., Н менее10 м). Сооружения, авария которых вызывает затопление земель и загрязнение водоёмов, непригодных к использованию в данное время.

6.9. Консервация хвостохранилищ
Хвостохранилища после прекращения намыва хвостов, т. е. после заполнения его до проектной отметки подлежат консервации.
Консервация – сохранение массива намытых хвостов в безаварийном состоянии.
Основные мероприятия: 
1. Для обеспечения консервации хвостохранилища необходимо сохранять его откосы в устойчивом состоянии, обеспечить работу коллекторов и пропуск ливневых вод, талых и селевых потоков без разрушения массива намытых хвостов.
2. Необходимо предотвратить пыление намытых хвостов консервируемого хвостохранилища. Для этой цели следует произвести закрепление его поверхности путём посева трав, покрытие смолой или другими закрепляющими агентами. 
3.Следует производить ежегодно до полной стабилизации осмотр консервируемого хвостохранилища и  составлять акты, отражающие его состояние. При необходимости проводятся мероприятия, обеспечивающие устойчивость и сохранность массива хвостов.
4. Если хвосты подлежат последующему промышленному использованию, то необходимо следить за их сохранностью и чистотой, а также за поддержанием необходимых условий для удобного подхода к отвалу, его разработки и транспортирования вынутых хвостов.
5. Необходимо с помощью расчётов температурного режима ограждающих дамб и основания хвостохранилища прогнозировать температурное поле в зоне теплового влияния хвостохранилища в стадии его консервации.
6. При консервации хвостохранилища в любых климатических условиях следует произвести засыпку всех провалов и промоин, имеющихся на ограждающих дамбах, плотинах и на их сопряжениях с берегами  или склонами крупнозернистым строительным материалом с устройством дренажного тюфяка или в крайнем случае дренажа другого типа.
7. Ежегодно следует производить отбор проб из прудковой зоны для оценки степени консолидации хвостов и их физико-механических характеристик.
8. По достижении телом хвостохранилища необходимой прочности и устойчивости следует принять меры к его хозяйственному использованию (под посадки или застройку), если хвосты не нуждаются в повторной переработке.

6.10. Декларация безопасности гидротехнических сооружений
Федеральный закон № 116 - ФЗ от 21.07.97 г. "О промышленной безопасности опасных производственных объектов" определяет условия разработки и утверждения декларации безопасности производственных объектов. 
Опасные производственные объекты - это объекты, на которых ведутся горные работы, работы по обогащению полезных ископаемых, работы в подземных условиях, на которых используется оборудование, работающее под давлением  более 0,07 мПа или при t0  1100 С;  используются стационарно установленные грузоподъёмные механизмы, эскалаторы, канатные дороги, фуникулёры; используются расплавы черных и цветных металлов и сплавы на основе этих расплавов.
Закон о промышленной безопасности определяет правовые экономические и социальные нормы обеспечение безопасности эксплуатации опасных производственных объектов и направлен предупреждение аварий на опасных производственных объектах и обеспечение готовности организаций, эксплуатирующих опасные производственные объекты, к локализации и ликвидации последствий указанных аварий. Положение этого закона распространяется на все организации независимо от их организационно-правовых форм и форм собственности, осуществляющие деятельность в области промышленной безопасности опасных производственных объектов на территории РФ.
Одним из обязательных условий принятия решения о начале строительства, расширения, реконструкции, технического перевооружения, консервации и ликвидации опасного производственного объекта (ОПО) является наличие положительного заключения экспертизы промышленной безопасности проектной документации, утверждённого федеральным органом исполнительной власти, специальным уполномоченным органом. Отклонение от проектной документации не допускаются. Все изменения, вносимые в проектную документацию, подлежат экспертизе промышленной безопасности.
Требования промышленной безопасности должны соответствовать нормам в области защиты населения и территории от чрезвычайных ситуаций, санитарно-эпидемиологического благополучия населения, охраны окружающей среды, экологической безопасности, пожарной безопасности, охраны труда, строительства, а также требованиям государственных стандартов. 
Деятельность по проектированию, строительству, эксплуатации, расширению, реконструкции, техническому перевооружению, консервации и ликвидации опасного производственного объекта; изготовлению, монтажу, наладке, обслуживанию и ремонту технических устройств, применяемых на ОПО; проведению экспертизы промышленной безопасности; подготовке и переподготовке работников ОПО в не образовательных учреждениях может осуществляться на основании соответствующей лицензии, выданной федеральным органом исполнительной власти, или его территориальным органом.
Для получения лицензии необходимо представить документы: акт приемки ОПО в эксплуатацию или положительное заключение экспертизы промышленной безопасности и декларацию промышленной безопасности (ДПБ).
Декларированию безопасности подлежат проектируемые, строящиеся, вводимые в эксплуатацию, эксплуатируемые, выводимые из эксплуатации, а также после реконструкции, капитального ремонта, восстановления или консервации гидротехнического сооружения (ГТС) накопителей жидких отходов промышленных организаций - гидроотвалов хвостохранилищ, шлаконакопителей, накопителей промышленных стоков, водохранилищ, как правило с системами гидротранспорта и оборотного водоснабжения, включающими насосные станции, пруды-отстойники и аварийные емкости, аварии на которых могут привести к возникновению чрезвычайных ситуаций.
Основная терминология при составлении декларации безопасности гидротехнических сооружений (ГТС)
Промышленная безопасность ОПО - состояние защищенности жизненно важных интересов личности и общества от аварий на ОПО и последствий указанных аварий.   
Авария - разрушение сооружений и (или) технических устройств применяемых на ОПО, неконтролируемые взрывы и (или) выброс опасных веществ.
Инцидент - отказ или повреждение технических устройств, применяемых на ОПО, отклонение от режима технологического процесса, нарушение закона "О промышленной безопасности ОПО" и др. законов и нормативных правовых актов РФ, а также нормативных технических документов, устанавливающих правила ведения работ на ОПО.
Декларация безопасности гидротехнического сооружения - основной документ, в котором обосновываются безопасность гидротехнического сооружения, его соответствие критериям безопасности, проекту, действующим техническим нормам и правилам, определяются характер и масштаб возможных аварий, а также меры по обеспечению безопасности гидротехнического сооружения с учетом его класса.
Гидротехническое сооружение - плотины, сооружения (дамбы), ограждающие хранилища жидких отходов промышленных предприятий, водосбросные, водоспускные и водовыпускные сооружения, туннели, каналы насосные станции, устройства от размывов на каналах, а также другие сооружения, предназначенные для предотвращения вредного воздействия вод и жидких отходов на окружающую природную среду.
Территория гидротехнического сооружения - территория в пределах границ землеотвода, установленных в соответствии с земельным законодательством РФ.
Эксплуатирующая организация - государственное или муниципальное унитарное предприятие, либо организация другой организационно-правовой формы, на балансе которой находится гидротехническое сооружение.
Собственник гидротехнического сооружения - Российская Федерация, субъект РФ, муниципальное образование, физическое лицо или юридическое лицо независимо от его организационно - правовой формы, имеющие права владения, пользования и распоряжения гидротехническим сооружением.
Чрезвычайная ситуация - обстановка на определенной территории, сложившаяся в результате аварии гидротехнического сооружения, которая может повлечь или повлекла за собой человеческие жертвы, нанесла ущерб здоровью людей или ущерб окружающей среде, значительное материальные потери и нарушение условий жизнедеятельности людей.
Безопасность гидротехнических сооружений - свойство гидротехнических сооружений, позволяющее обеспечивать защиту жизни, здоровья и законных интересов людей, окружающей среды и хозяйственных объектов.
Критерий безопасности гидротехнического сооружения - предельные значения количественных и качественных показателей состояния гидротехнического сооружения и условий его эксплуатации, соответствующие допустимому уровню риска аварии гидротехнического сооружения и утвержденные в установленном порядке федеральными органами исполнительной власти, осуществляющими государственный надзор за безопасностью гидротехнических сооружений.
Обеспечение безопасности гидротехнического сооружения - разработки и осуществление мер по предупреждению аварий гидротехнического сооружения.
Оценка безопасности гидротехнического сооружения - определение соответствия состояния гидротехнического сооружения и квалификация работников эксплуатирующей организации установленным нормам и правилам безопасности.
В декларацию безопасности должны входить следующие разделы.
1.	Титульный лист.
2.	Аннотация.
3.	Список разработчиков декларации.
4.	Оглавление.
5.	Общая информация (краткие сведения об организации, эксплуатирующей гидротехническое сооружение, описание ГТС и его месторасположение с ситуационным планом; общие меры по обеспечению эксплуатационной надежности и безопасности гидротехнического сооружения).
6. Анализ безопасности гидротехнического сооружения (технические показатели эксплуатационной надежности и безопасности гидротехнических сооружений; анализ условий возникновения опасностей, риска гидродинамических аварий, оценка возможных чрезвычайных ситуаций и описание сценариев их развития).
7.Обеспечение готовности гидротехнического сооружения к локализации и ликвидации опасных повреждений и аварийных ситуаций.
8. Информирование общественности.
9. Заключение.
10. Приложения. Сюда входят требования к декларации безопасности для проектируемого, строящегося ГТС, после проведения реконструкции или капитального ремонта и при выводе ГТС из эксплуатации или консервации.

Контрольные вопросы
1.	Основная терминология при проектировании хвостового хозяйства.
2.	Методы очистки сточных вод.
3.	Как классифицируют хвостохранилища 
4.	Какие требования предъявляются при выборе площадки для  строительства хвостохранилища 
5.	Особенности проектирования хвостохранилищ. Понятие о классе капитальности хвостохранилищ.
6.	Основные мероприятия по консервации хвостохранилища.
7. Требования декларации безопасности гидротехнических сооружений при проектировании особо опасных производственных объектов.

7. Проектирование нестационарных (модульных) обогатительных фабрик
В практике помимо стационарных обогатительных фабрик, рассчитанных на длительный срок эксплуатации, используют также передвижные фабрики для переработки небольших по запасам месторождений, монтируемых на короткие сроки – от 1 до 10 лет.
Основные задачи, решаемые нестационарными фабриками: проведение разведочно-эксплуатационных работ, опытных испытаний по отработке технологических схем обогащения, эксплуатация небольших по запасам месторождений, повторная отработка старых отвалов.
Существует два типа нестационарных обогатительных фабрик: сборно-разборные и передвижные.
Сборно-разборные обогатительные фабрики (инвентарные) – монтируются в зданиях из лёгких типовых конструкций, собираемых на болтовых соединениях.
Технологические схемы на этих фабриках представлены в несколько сокращённом виде, позволяющем получать конечные концентраты или промпродукты с последующей их доводкой на централизованных предприятиях.
Схема цепи аппаратов составляются из серийного оборудования в модульном исполнении, позволяющем осуществлять оперативный монтаж и демонтаж, изменяя тем самым технологию применительно к свойствам обогащаемой руды.
Такие фабрики могут работать круглогодично в суровых климатических условиях с использованием вахтового метода работы обслуживающего персонала.
Передвижные обогатительные фабрики (мобильные или караванные)
Схема цепи аппаратов этих фабрик принимается по упрощенной технологии, рассчитанной на получение с высоким извлечением коллективных, грубых концентратов или промпродуктов, которые вывозятся с места установки фабрик на стационарные предприятия для последующей доводки.
Фабрики монтируются из типовых блоков серийного заводского изготовления с полным комплектом аппаратуры пуска, контроля и управления. Для их эксплуатации необходимо только подключения к системе энерго-, водо- или теплообеспечения. Указанные блоки выполняются в габаритах, обеспечивающих их перевозку железнодорожным или автомобильным транспортом. После выполнения своей функции, фабрика может быть легко передвинута на новое место.
Как правило, такие фабрики применяются при сезонных работах в умеренных или жарких климатических условиях.
В целом сборно-разборные и передвижные обогатительные фабрики можно отнести к модульным обогатительным фабрикам, оснащенным “модульными конструкциями”
Профессор К. В. Федотов предлагает понимать под термином “модульные конструкции” ряд разборных и унифицированных узлов (модулей), состоящих из металлоконструкций, деталей и аппаратов, выполняющих самостоятельно одну или несколько операций в схеме рудоподготовки и обогащения, имеющих возможность конструктивно-технологической стыковки между собой и длительной эксплуатации без установки на железобетонные фундаменты.
Преимуществом модульных конструкций является то, что для сборки требуется небольшое количество рабочих и сравнительно короткое время. Кроме того, они с минимальной разборкой основных узлов легко перевозятся на собственном автомобильном шасси, на санях или автомобиле средней грузоподъемности. 
Идея сборно-разборных установок появилась в СССР впервые в конце 30-х годов, затем развивалась после войны. Установки изготавливались на заводах им. Котлякова в Ленинграде.
Разработкой проектов занимались институты: Механобр, Казмехнобр, СКБ ГОМ в г. Новосибирске, ВНИИХТ, Тул НИИГП.
Появился (Механобр) передвижной разборный обогатительный комплекс ПРОК-400. К концу 1989 г. в СССР было разработано 48 моделей. Из них в промышленных условиях работает только один комплекс на месторождении Майское в Якутии.
Разработанные модули: дробильные, измерительные, классифицирующие, гравитационные, флотационные, подготовка реагентов, магнитного обогащения,  гущения пульпы, фильтрации, сушки, конвейерные, насосные, обогащения в тяжелых средах и др. 
Анализ показывает, что модульные обогатительные фабрики нецелесообразно строить в составе капитальных зданий и сооружений из кирпича и железобетона из-за огромных капитальных затрат на это строительство.
Необходимо проектировать и строить сборно-разборные корпуса любого объема и площади из легких сотовых панелей и металлоконструкций, выпускаемые многими заводами России.
Минимум железобетонных работ, быстрый монтаж, высокие эксплуатационные характеристики подобных зданий позволяет снизить капитальные затраты при строительстве корпусов обогатительных фабрик в несколько раз.
По данным профессора В. М. Федотова стоимость одного кубометра модульного здания в два раза дешевле любого железобетонного.
При проектировании обогатительных фабрик появилась возможность использования электронных технологий, позволяющих осуществлять трехмерное моделирование сложных промышленных объектов, включая все виды сопутствующих работ – расчет и конструирование зданий и сооружений, трассировку трубопроводных и электрических коммуникаций, трехмерное графическое изображения всех типов основного и вспомогательного оборудования.
Такими возможностями обладает программные пакеты для трехмерного моделирования среднего и высокого уровня – Plant 4D, Autodesk inventor, Mechanical Desktop и др.   
Прочее электронное моделирование можно разбить на несколько этапов:
1 этап – После завершения работ по технологическому регламенту и утвержденной части проекта быть проведена работа по компенсации и созданию библиотек 3D моделей технологического оборудования.
2 этап – Построение трехмерной электронной модели фабрики.
3 этап – Анализ различных вариантов расстановки оборудования в трех мерном пространстве и выбор наиболее рациональных.
4 этап -  Прокладка трубопроводов, электрических коммуникаций, установочных металлоконструкций и т. п.
5 этап – Выдача рабочей документации, выполненной в двумерных чертежах. Модель (трехмерная) легко переносится во всех проекциях,  разрезах и сечениях на двумерные рабочие чертежи.
Наличие трехмерной модели всей обогатительной фабрики позволяет проектировщику провести сопоставительный анализ многочисленных альтернативных вариантов размещения оборудования, разводку трасс трубопроводов и других коммуникаций с минимально возможными потерями производственных площадей. 

7.1. Проект сборно-разборной обогатительной фабрики
Разработан институтом Механобр. Производительность 400 т/сут. Целевое назначение – применение для освоения небольших по запасам рудных месторождений золота, вольфрама, молибдена, олова и ниобия для районов крайнего Севера, Сибири и Дальнего Востока. Расчётная зимняя температура – минус 400 С. Сейсмичность до 7 баллов.
В состав проекта кроме технологии включены административно-бытовые помещения, помещения проборазделочных и пробирно-аналитических лабораторий, а также модули пульпонасосной станции и станция обезвоживания хвостов.
Проектирование хвостохранилища, очистных сооружений бытовых сточных вод, объектов внешнего тепло-, водо- и энергоснабжения фабрики, а также других вспомогательных сооружений (базисных складов, жилого посёлка и т. д.) в объём разработки не входит.  
В проекте разработаны три варианта технологических схем с исключением третьей стадии гравитационного обогащения (мелких классов) и операции сгущения для флотационной схемы. Соответственно разработаны три варианта аппаратурного оформления технологических схем с применением полочных сгустителей и без них. Разработаны шесть вариантов строительных конструкций павильонного типа и двенадцать вариантов схем сооружения в зависимости от конкретных условий данной местности: рельефа, климатических условий, инженерной геологии, сейсмики и др. Запроектированы четыре компоновки технологических блоков – модулей одинаковых размеров 2478 м : рудоподготовки и гравитации, флотации, сгущения и реагентов. Каждый из блоков является автономным сооружением с независимыми тепло-, водо- и энергоснабжением и возможностью независимой самостоятельной работы. 
Сборно-разборная фабрика запроектирована в модульном исполнении. Технологией предусматривается максимальная крупность питания дробления 300 мм, дробление во второй стадии до 12 мм, в замкнутом цикле с контрольным грохочением. Дробилки ЩДС 400900 и КСД – 900. Измельчение до 75- 80 % минус 0,074 мм в две стадии (мельница МШР с диаметром 2100-2200 мм, классификатор 1КСП-12) в шаровых мельницах с решёткой, работающих в замкнутом цикле с отсадочными машинами МОД-1М и классификаторами. Применяются: концентрационные столы СКОШ – 1-7,5; флотомашины ФМР-25 (ФМ-3,2) и ФМ-0,4; сушильный барабан 14 м и др.   

7.2. Проект передвижной  обогатительной фабрики 
Проект разработан отечественной организацией – институтом Механобр. Фабрика предназначена для переработки золотосодержащих, вольфрамовых, оловянных, молибденовых, флюоритовых и др. руд.
Производительность 100, 200, 400 т/сутки. Предусматривается проект передвижных обогатительных фабрик гравитационного, флотационного и смешанного типов.
 Фабрика предусмотрена для переработки только неглинистых руд и представляет собой комплектные секции, набираемые из необходимого числа передвижных платформ и переносных рам с установленным на них соответствующим технологическим и вспомогательным оборудованием под заданную производительность и принимаемую технологию переработки руды.
Дробление руд предусматривается в две стадии от исходной крупности 200 мм (100 т/сутки) и 350 мм (200 и 400 т/сутки) до 18(8) мм в замкнутом цикле с контрольным грохочением для обеспечения возможности применения универсальных по дробящей среде мельниц сливного типа МСЦ-12002400, МСЦ-15003000, МСЦ-21003000.
Дробильные установки на передвижных платформах  комплектуются грохотом, щековой и конусной дробилками, выдающими дроблёные продукты на один конвейер. Приёмные бункера исходной и дроблёной руды, пульподелители, баки производственной воды и др. изготавливаются из листовой стали на металлических стойках.
Платформы с измельчительными установками в случае применения флотационной схемы комплектуются мельницами с барабанными питателями  в замкнутом цикле с гидроциконами. При гравитационной схеме со столами СКО-22 мельницы комплектуются с плоскокачающимися грохотами специальной конструкции.
Платформы с флотоустановками комплектуются механическими флотомашинами с основной, контрольной и перечистными операциями без перекачки продуктов.
Для обезвоживания применяются полочные сгустители, переносные фильтровальные установки в виде барабанных фильтров. Сушильные установки укомплектованы на переносных рамах со смонтированными на них электропечами или печами на жидком топливе.
Вопросы складирования хвостов и возврата в процесс осветлённой воды решаются при привязках обогатительной фабрики к конкретным условиям.
Электроснабжение обогатительных фабрик предусматривается от собственных серийных отечественных блочно-транспортабельных автоматизированных электростанций АС- 500 БАМ напряжением 400 В и номинальной мощностью 500 кВт.
Контрольные вопросы
1. Какие существуют виды нестационарных обогатительных фабрик
2. Особенности проектирования сборно-разборных и передвижных обогатительных фабрик.
8. Система автоматизированного проектирования САПР
8.1. Назначение и структура САПР
Переходу к системам автоматизированного проектирования (САПР) способствует прогресс в области создания высокопроиводительных ЭВМ с развитым программным обеспечением (ПО), автоматизированными блоками данных (АБД), широким набором периферийных устройств,  а также появление и быстрое внедрение мини и микро ЭВМ.
Основное назначение САПР – снижение стоимости строительства обогатительных и агломерационных обогатительных фабрик, сокращение стоимости эксплуатации проектируемых объектов, повышение качества проектно-сметной документации, повышение производительности труда проектировщиков, сокращение сроков разработки проектов, совершенствование процессов проектирования.
САПР – организационно–техническая система, представляющая собой взаимодействующий с коллективом специалистов комплекс средств математического, программного, информационного, методического, лингвинистического, организационного и технического обеспечения.
Математическое обеспечение включает  математические модели и   алгоритмы проектирования.
Программное обеспечение – это составление программ и программной документации, подготовленной в соответствии с действующим стандартами. ПО делится на общесистемное  прикладное. Общесистемное ПО предназначено для планирования и управления вычислительным процессом, распределения ресурсов ЭВМ. Прикладное  ПО – программы и пакеты прикладных программ (ППП). Выделяют также базовое ПО, обеспечивающее надлежащее функционирование прикладных программ определённого класса.
Информационное обеспечение – средства централизованного хранения, накопления и использования данных (АБД).
Лингвистическое обеспечение – совокупность языков программирования, предназначенных для взаимодействия проектировщиков с ЭВМ (языки описания объектов, заданий).
Методическое обеспечение – это наличие комплекта документов, стандартов, нормативов и др. данных, определяющих методологию проектирования в автоматизированном режиме.
Организационное обеспечение – предусматривает составление распорядительных и организационных документов и положений о технологии проектирования.
Техническое обеспечение (ТО) – комплекс технических средств с помощью которых функционируют все предметы САПР.
Совокупность технического, программного, лингвистического и информационного обеспечений иногда называют вычислительной средой. Проектировщику следует знать технические возможности вычислительной среды.
Всю систему САПР обогатительной фабрики подразделяют на проектирующие (непосредственно выполняющие проектные работы) и обслуживающие подсистемы.
В свою очередь проектирующие подсистемы разделяют на объектно-ориентированные (объектные) и объектно-независимые (инвариантные).
Объектные подсистемы – это подсистемы проектирования частей зданий и сооружений, технологического проектирования, теплоснабжения, отопления, вентиляции и т. д.
Инвариантные – автоматизированные системы технологических расчётов АСТР, накопления проектных заданий СИНАПР, ППП машинной графики.
Обслуживающие подсистемы – системы управления базами данных СУБД, диалоговые программные комплексы, мониторная система, управляющая взаимодействием подсистем САПР, информационно-поисковые системы.

8.2. Основные функции, реализуемые САПР
1. Технологические расчёты и проектирование технологических схем, оборудования, увязка деталей схем трубопроводами и т. д.
2. Расчёт и проектирование металлических и железобетонных конструкций в архитектурно-строительной части.
3. Сантехнические системы – проектирование теплоснабжения, отопления и вентиляции производственных и административных корпусов, а также водоснабжения и канализации.
4. Электротехнические системы - расчёт и проектирование электроснабжения, электросилового оборудования, светотехнической части проектов, телемеханизации электроснабжения.
5. Гидротехнические сооружения – расчёт и проектирование напорного и безнапорного гидротранспорта отвальных хвостов, устойчивости откосов хвостохранилищ.
6. Системы автоматизации – разработка схем внешних соединений, электрических и трубных проводок щитов автоматики.
7. Выпуск сметно-заказной документации – составление локальных и сводных смет, а также ведомостей материалов, составление спецификаций и комплектация оборудования.
В отечественной практике задачи построения САПР обогатительных фабрик наиболее полно и комплексно решены в системе САПР – уголь, которая реализует большинство из перечисленных выше функций подсистем.

Основные направления применения САПР
1. Использование программ и ППП для решения общеинженерных и специальных проектных задач, автоматизированного выпуска проектно-сметной документации. Это простейший вариант применения САПР.
2. Использование технологических линий автоматизированного проектирования, создание АБД. На данном этапе САПР может быть связана с автоматизированной системой научных исследований и автоматизированной системой управления технологическими процессами (АСУТП).
АСУТП – автоматизированного система управления технологическими процессами, предназначенная для выработки и реализации управляющих воздействий на технологический объект управления (ТОУ) в соответствии с принятым критерием оптимальности управления.
АСУТП – человеко-машинная система, обеспечивающие автоматизированный сбор и обработку информации, необходимой для оптимизации управления, т. е. Для достижения экстремума критерия качества управления.
При разработке проекта АСУТП исходными материалами являются: утверждённое техническое задание (ТЗ), ТЭО создания системы и науные отчёты.
Структура АСУТП обогатительных фабрики предусматривает организацию зон обслуживания (рабочих мест), централизацию контроля и управления агрегатами и механизмами. В каждой зоне есть пульт управления. Оператор контролирует состояние агрегатов, устанавливает причину отклонения от нормального режима и управляет процессами производства непосредственно от пульта.
Например, в главном корпусе флотационной обогатительной фабрики диспетчер выполняет:
Контролирует: по измерительным приборам расход руды, реагентов, содержание твёрдого в пульпе, плотность, водный режим измельчённых агрегатов, уровень руды в бункерах и пульпы во флотационных машинах, крупность измельчения.
По приборам сигнализации – контролирует состояние технологических агрегатов.
Управляет автоматически флотационным реагентным режимом по содержанию твёрдого в пульпе или концентрации реагентов (Na2S, бутиловый ксантогенат, Ca(OH)2., NaCN и др.) 
Автоматически управляет процессом измельчения.
Получает от диспетчера необходимые команды, обращается к УВМ для получения нужной информации.
Периодически получает оперативную технологическую и технико-экономическую информацию.
Особое место в автоматизации систем управления занимает экспресс-лаборатория. Это основной источник получения информации о содержании металлов в процессе обогащения.
Оператор экспресс-лаборатории при помощи технических средств выполняет следующие функции: управляет по вызову доставкой пробы, контролирует работу, принимает команды диспетчера, вводит информацию в УВМ.
Контрольные вопросы
1. Для чего применяются методы автоматизированного проектирования 
2. Каковы основные функции, реализуемые САПР  

Литература
1.	Артюшин С.П. Проектирование углеобогатительных фабрик. М.: Недра, 1974. 211 с.
2.	Баклашов И.В., Антонов Г.П., Борисов В.Н. Проектирование зданий и сооружений горных предприятий. М.: Недра, 1976. 208 с.
3.	Временные нормы технологического проектирования поверхности угольных и сланцевых шахт, рудников и обогатительных фабрик. Шифр ВИТП 4-92 /Министерство топлива и энергетики РФ. М.: 1993. 
4.	Временные нормы технологического проектирования обогатительных фабрик. Шифр ВИТП 3-92 / Министерство топлива и энергетики РФ. М.: 1993.
5.	Донченко А.С., Донченко В.А. Справочник механика рудообогатительной фабрики. М.: Недра, 1975. 320 с.
6.	Единые правила безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов. ПБ 03-571-03 от 04.06.2003. № 43 Госгортехнадзор Росии.
7.	Закон “ О недрах” от 03. 05.95 г. № 27-ФЗ.
8.	Закон о промышленной безопасности опасных производственных объектов от 21.07.97 г. № 116 ФЗ.
9.	Инструкция о порядке разработки, согласования, утверждения и составе проектной документации на строительство предприятий, зданий и сооружений. СНиП 11-01-95. М.: Минстрой России, 1995. 13 с.
10.	 Нормы технологического проектирования  флотационных фабрик для руд цветных металлов. ВНТП 21-86,  Л.: МЦМ СССР, 1986.  131 с.
11.	 Нормы технологического проектирования золотоизвлекательных фабрик. ВНТ 24-83. М.: МЦМ СССР, 1983. 102 с.
12.	 Перечень нормативных документов, утверждённых Госстроем СССР. М.: Госстрой СССР, 1991. 84 с.
13.	 Положение о составе, порядке разработки и утверждения технологических регламентов  для проектирования предприятий цветной металлургии. N РЦМ 21-89. 27 с.
14.	 Правила рациональной комплексной переработки минерального сырья (твёрдые полезные  ископаемые). М.: Госгортехнадзор, 1998 25 с.
15.	 Постановление Госгортехнадзора России от 02.04. 2001 г. № 11 “Дополнительные требования к содержанию декларации безопасности и методике её составления, учитывающие особенности декларирования безопасности гидротехнических сооружений на поднадзорных Госгортехнадзору России предприятиях, производствах и объектах”. 20 с.
16.	 Постановления правительства РФ от 16 февраля 2008 г № 87 «О составе разделов проектной документации требования к их содержанию». – М. 2008. 31 с.
17.	 Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. - М.: Недра, 1982, 1970.
18.	 Рекомендации по сооружению хвостохранилищ в суровых климатических условиях. М.: Стройиздат. ВОДГЕО Госстроя СССР, 1977. 168 с.
19.	  Справочник по проектированию обогатительных фабрик  Под редакцией О.Н.Тихонова. М.: Недра, 1988, кн. 1 и 2.
20.	  Справочник по обогащению руд. /Под ред. О.С.Богданова. т. 1-3, М.: Недра, 1982-1984.
21.	 Справочник по обогащению угля. Под ред. И.С.Благова. М.: Недра, 1984. 314 с.
22.	 Система нормативных документов в строительстве. Основные положения. Утверждены постановлением Госстроя СССР от 18.10.82 г. № 257.
23.	 Фатьянов А. В., Глотова Е. В., Никитина Л. Г. Рябова А.А. Проектирование обогатительных фабрик. Справочное пособие. Чита: «Экспресс-издательство», ЧитГУ, 2004, 112 с. 
24.	 Фатьянов А. В. Проектирование обогатительных фабрик. Учебное пособие. Чита: ЧитГУ, 2003, 300 с.
25.	Федотов К. В., Никольская Н. И. Проектирование обогатительных фабрик: Учебник для вузов.- М.: Издательство «Горная книга», 2012. 536 с.  

Оглавление
Предисловие……………………………………….……………..
Введение…………………………………………………………..	3
5	
 1.   Общие сведения по проектированию….……….............................	7	
	1.1. Классификация обогатительных фабрик…………...………..	7	
	1.2.Требования, предъявляемые к проектам обогатительных фабрик.………………………………………………………	9	
	1.3. Общие положения о порядке разработки, согласования и утверждения проектной документации …………………..…	

11	
	1.4. Технологический регламент для обогатительных предприятий……………………………………………………	
15	
	1.5. Исходные документы для проектирования……..……………	21	
	1.6. Состав и  содержание проектной документации на строительство предприятий, зданий и сооружений по СНиП   11-01-95 ...........................................................................................	

25	
	1.6.1. Общая пояснительная записка……….……………….	26	
	1.6.2. Генеральный план и транспорт…….…………………	28	
	1.6.3. Технологические решения…………………….………	30	
	1.6.4. Организация и условия труда работников….………..	32	
	1.6.5. Управление производством и предприятием…………	32	
	1.6.6. Архитектурно-строительные решения……………..…	32	
	1.6.7. Инженерное оборудование, сети и системы……..…...	33	
	1.6.8. Организация строительства……………………..……..	33	
	1.6.9. Охрана окружающей среды…………………..………..	34	
	1.6.10. Инженерно-технические мероприятия ГО и мероприятия по предупреждению чрезвычайных ситуаций 	
38	
	1.6.11. Сметная документация……………………….………	38	
	1.6.12. Эффективность инвестиций………………………….	40	
	1.6.13. Примерный перечень технико-экономических показателей для объектов производственного назначения 	
41	
	1.7. Состав рабочей документации…..………………………….	47	
	1.8.Организация и порядок проектирования   ………………….	48	
	1.9. Терминология и условные обозначения при проектировании обогатительных фабрик ………….…………..	
50	
	1.10. Технологические требования к проектированию обогатительных фабрик …………………...…………….....	
55	
	1.10.1. Перечень документации, которая должна быть предусмотрена в проектах на обогатительных фабриках ..	
55	
	1.10.2. Требования к минеральному составу, предназначенному к обогащению ………………………….	
55	
	1.10.3. Требования к составлению баланса металлов………	56	
	1.10.4. Требования к выбору и расчёту технологических схем обогащения минерального сырья…………...…...….…	
57	
	1.10.5 Требования к графическому изображению и расчёту технологических схем………………………………………...	
58	
	1.10.6. Требования к проектированию усреднения качества руды……………………………………………………………	
58	
 2.  Генеральный план обогатительной фабрики ……………………	62	
	2.1. Выбор площадки для строительства фабрик ………………	62	
	2.2. Требования, предъявляемые к выбранной площадке ….…	64	
	2.3. Основные схемы размещения оборудования …….……..….	66	
	2.4. Характеристика компоновочных решений на различных обогатительных фабриках …………….…………..………….	
68	
	2.5.Принципы проектирования ситуационного плана промышленного комплекса ….……………….……………...	
69	
	2.6. Состав обогатительных фабрик и принципы  проектирования генеральных планов ………….…………….	
70	
	2.7.Общие правила проектирования генерального плана ………	72	
 3.  Выбор и расчет технологических схем …………..………………	78	
	3.1.Общие принципы выбора схемы обогащения полезных ископаемых ……..…………………………………………….	
78	
	3.2.Факторы, влияющие на выбор схемы рудоподготовки и обогащения …….…………………………….……………….     	
81	
	3.3.Выбор и расчёт схем рудоподготовки ………..……………..	90	
	3.3.1. Выбор схем дробления (рудоподготовки) ………….	90	
	3.3.2. Выбор схемы дробления при подготовке руды к измельчению в стержневых и шаровых мельницах ……..	
93	
	3.3.3. Выбор схемы дробления при подготовке руды руды к самоизмельчению ………………………………………….. 	
97	
	3.3.4. Расчёт схем дробления…..……………………………..	100	
	3.3.4.1. Исходные данные для расчёта схемы дробления ..…………………………………………....	100	
	3.3.4.2. Порядок предварительного расчёта схем дробления ……………………………………….……..	
102	
	3.3.4.3. Пример расчёта схемы ББА…………….…….	107	
	3.4. Выбор и расчёт схем измельчения …..……….…………….	110	
	3.4.1. Операции классификации в схемах измельчения .…..	110	
	3.4.2. Схемы измельчения в стержневых и шаровых мельницах ………………………………………………….....	114	
	3.4.3. Выбор схемы измельчения…………………………...	116	
	3.4.4. Расчёт схем измельчения……………………………..	122	
	3.5. Расчёт схем обогащения полезных ископаемых …….…….	131	
	3.6. Расчёт водно-шламовой схемы. Баланс водопотребления  и водоотведения …………..…………………………………..	
136	
 4. Выбор и расчет основного технологического оборудования  ……	
143	
	4.1. Общие принципы выбора и технологического расчёта оборудования …….………………………………….………	
143	
	4.2. Дробилки……………………….………………….…………	149	
	4.3. Грохоты……………………….…………………….………..	152	
	4.3.1. Неподвижные колосниковые грохоты….….…………	153	
	4.3.2 Инерционные грохоты………………….…….………...	154	
	4.3.3. Дуговые грохоты….…………………….…….………..	156	
	4.3.4. Барабанные грохоты……………………………..…….	156	
	4.4. Мельницы………………………………..…………………….	157	
	4.4.1. Общие правила выбора мельниц……………..………..	157	
	4.4.2. Расчёт мельниц по удельной производительности…..	159	
	4.4.3. Расчёт мельниц по эффективности измельчения…….	163	
	4.4.4. Расчёт мельниц самоизмельчения…………...………..	164	
	4.5. Спиральные классификаторы………………………..……...	165	
	4.6. Гидроциклоны…………………………...…………………....	167	
	4.7. Флотомашины……………………………..…………………..	170	
	4.8. Сгустители……………………………………..……………….	171	
	4.9. Вакуум-фильтры…………………………..…………………..	173	
	4.10. Сушильное оборудование…………………………………..	176	
	4.11. Тяжелосредные сепараторы…………………….………….	178	
	4.12. Отсадочные  машины……………….…………………........	180	
	4.13. Концентрационные столы………………..………………….	182	
	4.14.Винтовые сепараторы………………………..……………....	184	
 5. Общие принципы проектно-компоновочных решений ………….	187	
	5.1. Требования норм технологического проектирования …….	187	
	5.2. Требования норм общестроительного проектирования …..	189	
	5.3. Проектирование желобов для самотечного транспорта ….	190	
	5.4. Проектно-компоновочные решения приёмных устройств и узла первичного дробления……………….……………………..	
193	
	5.4.1. Общие требования норм проектирования……..……..	193	
	5.4.2. Особенности проектно-компоновочных решений…..	194	
	5.5. Компоновка оборудования в цехах среднего и мелкого дробления…………………………………………………….	
197	
	5.5.1. Двухстадиальное дробление в открытом цикле……...	199	
	5.5.2. Трёхстадиальное дробление в открытом цикле…..….	200	
	5.5.3. Трёхстадиальное дробление в замкнутом цикле с поверочным грохочением в последней стадии …………...	
201	
	5.5.4. Склады и бункера дроблёной руды………..….………	207	
	5.6. Главный корпус обогатительной фабрики …………………	209	
	5.6.1. Бункерное отделение………………………….……….	210	
	5.6.2. Особенности проектирования цехов измельчения со стержневыми и шаровыми мельницами…………………….	
214	
	5.6.3. Особенности компоновки отделения измельчения…	215	
	5.6.4. Цехи с мельницами самоизмельчения……………...…	223	
	5.6.5. Цехи флотации. Типы проектно – компоновочных ращений. Особенности компоновочных решений …………	226	
	5.6.6. Цехи магнитной сепарации…………………………..	234	
	5.6.7. Цехи гравитации……………………………….………	237	
	5.6.8. Цехи сгущения, фильтрации и сушки…………...……	237	
	5.6.9. Хранение и отгрузка концентратов………….……….	242	
	5.6.10. Общие принципы проектирования ремонтно-механической службы ……………………..…….…………	
244	
	5.6.11. Подъемно-транспортные устройства ……………...	247	
	5.6.12. Производственный дренаж полов в корпусах обогатительной фабрики ……………………………………	
255	
	5.6.13. Реагентное хозяйство…………………..……………..	257	
	5.6.14. Фабричная научно-исследовательская лаборатория 	260	
	5.6.15. Вспомогательные здания и помещения…………..…	261	
	5.6.16. Основные проектные нормы для обеспечения безопасности работ при эксплуатации обогатительных фабрик ………………………………………………………...	

263	
 6. Проектирование сооружений хвостового хозяйства ..………..…	
270	
	6.1. Основная терминология ….………….............………………	270	
	6.2. Виды очистки вод ……………………………….……………	272	
	6.3. Классификация хвостохранилищ ….……………………….	274	
	6.4. Выбор площадки для строительства хвостохранилища ...…	275	
	6.5. Основные требования к выбору площадки …………...……	277	
	6.6. Содержание технического задания при проектировании  хвостохранилищ ……………….………………………………….	
279	
	6.7. Особенности проектирования хвостохранилища  ….………	281	
	6.8. Выбор класса капитальности хвостохранилища ……….…...	283	
	6.9. Консервация хвостохранилищ …..………..…………………	284	
	6.10. Декларация безопасности гидротехнических сооружений ..	286	
 7. Проектирование нестационарных (модульых) обогатительных фабрик ………………………………………….	
292	
	7.1. Проект сборно-разборной обогатительной фабрика ..….…	296	
	7.2. Проект передвижной обогатительной фабрики …….….….	297	
8.   Система автоматизированного проектировании САПР ….……...	299	
	8.1. Назначение и структура САПР…….………………….…….	299	
	8.2. Основные функции, САПР……..………………...…….…….	301	
      Литература…………….…………………………………………...	304	
Приложение ………….…………………………………………….	307