Разработка оптимизированных аспирацион-ных систем переработки и дробления руд в цехе среднего и мелкого дробления Стойленского ГОКа

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

Белгородская государственная технологическая академия строительных материалов

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

ПО ТЕМЕ:

«Разработка оптимизированных аспирационных систем переработки и дробления руд в цехе среднего и мелкого дробления Стойленского ГОКа»

Разработано: ст. гр. АГС-52

Лебедкина А.Л.

Руководитель: Минко А.Г.

БЕЛГОРОД 2000

СОДЕРЖАНИЕ:

Введение

1. Основная технология производства

1.1. Краткое описание предприятия

1.2. Характеристика сырьевой базы

1.3. Ассортимент продукции и ее потребители

1.4. Технологическая схема переработки руды

1.5. Контроль качества продукции

1.6. Характеристика предприятия как источника загрязнения атмосферного воздуха. Организация службы охраны окружающей среды на предприятии

1.7. Показатели работы пылеулавливающего узла корпуса среднего и мелкого дробления

2. Особая часть

2.1. ТЭО проекта

2.2. Определение объема аспирируемого воздуха

2.2.1. Определение объема выбрасываемого воздуха

2.2.2. Определение объема приточного воздуха

2.2.3 Определение объема воздуха, поступающего через неплотности

2.3. Расчет и выбор пылеуловителя

2.4. Гидравлический расчет

3. Экономическая часть

3.1. Экономические аспекты защиты воздушного бассейна от загрязнения вредными выбросами

3.2. Основные технико-экономические показатели работы ОАО «Стойленский ГОК»

3.3. ТЭО проекта

3.4. Краткое описание внедряемого оборудования

3.5. Расчет капитальных вложений на природоохранные мероприятия

3.6. Определение численности обслуживающего персонала

3.7. Расчет эксплуатационных расходов

3.8. Расчет снижения выбросов пыли и предотвращения экономического ущерба

3.9. Планирование снижения себестоимости продукции

3.10. Изменение денежных потоков и показателей эффективности проекта

3.11. Технико-экономические показатели проекта

4. Безопасность жизнедеятельности

4.1. Анализ производственного травматизма

4.2. Анализ вредных и опасных факторов при ККД

4.2.1. запыленность

4.2.2. Загазованность

4.2.3. Шум

4.2.4. Вибрация

4.2.5. освещение

4.2.6. радиационный фонд

Вывод

Библиография

ВВЕДЕНИЕ

Проблема охраны природы на современном этапе развития производительных сил общества является острейшей проблемой, затрагивающей судьбы всех людей. Эта проблема вызвана неблагоприятными изменениями в природе под влиянием интенсивной деятельности человека. И в этом отношении добыча полезных ископаемых не является исключением [1].

Решение проблем охраны окружающей среды связано с научными, экономическими, социальными и политическими вопросами. Правильное решение этих задач требует от общества понимания того, что происходило на Земле в прошлом и грядущих изменений в будущем. Природа представляет собой целостную систему с множеством уравновешенных связей. Нарушение этих связей приводит к изменению установившихся в природе круговоротов веществ и энергии. Развитие промышленности вызвало серьезные нарушения круговорота ряда веществ, таких как углерод, сера, азот и др. В настоящее время в результате большого количества отходов промышленного, сельскохозяйственного и бытового происхождения нарушаются условия, которые позволяли природе в прошлом успешно справляться с утилизацией отходов с помощью бактерий, воды, воздуха, воздействия солнечных лучей. .

Сегодня производственная деятельность человечества связана с использованием разнообразных природных ресурсов, охватывающих большую часть химических элементов. По данным Всемирной организации здравоохранения (ВОЗ), на практике используется более 500 тыс. химических соединений (всего известно более 6 млн соединений); из них около 40 тыс. обладают вредными для человечества свойствами, а 12 тыс. - токсичными.

Ежегодно в атмосферу Земли выбрасывается 250 миллионов тонн пыли, 200 миллионов тонн оксида углерода, 150 миллионов тонн двуокиси серы, 50 миллионов тонн оксидов азота, более 50 миллионов тонн различных углеводородов и 20 миллиардов тонн углекислого газа. В результате в 102 городах страны с населением 50 млн человек концентрация вредных веществ в атмосфере нередко превышает допустимый уровень в 10 и более раз.

В результате накопления в атмосфере различных загрязняющих веществ, в первую очередь фреонов, разрушается озоновый слой, защищающий земную поверхность от солнечной радиации. Загрязнения, поступающие в атмосферу, возвращаются на Землю с осадками и попадают в водоемы и почву [2].

Последние десятилетия характеризуются высокими темпами вовлечения минерального сырья в народнохозяйственный оборот. И в первую очередь это коснулось добычи открытым способом, на долю которого приходится более 3/4 всего объема добываемых полезных ископаемых.

Современные рудные карьеры вместе с перерабатывающими предприятиями представляют собой крупные природно-производственные комплексы, действие которых стало сильно влиять на ход естественных эволюционных процессов биосферы. Вмешательство в природу в таких масштабах приводит к негативным последствиям, особенно в районах интенсивного развития открытых горных работ.

Горнодобывающее предприятие является комплексным источником воздействия на окружающую среду. Он воздействует на все компоненты окружающей среды и характеризуется разнообразием характера воздействия и состава загрязняющих веществ. Специфика воздействия того или иного горнодобывающего предприятия на окружающую среду обусловлена ​​геолого-геохимическими особенностями месторождения и оборудованием и технологией, применяемыми для добычи и переработки полезных ископаемых.

Покрывающие и подстилающие породы большинства месторождений содержат такие элементы, как ртуть, свинец, мышьяк, цинк и кадмий, т.е. экологически токсичные элементы. Большинство вскрышных пород и добытых полезных ископаемых имеют повышенные концентрации других токсичных элементов, что во многом определяет негативное воздействие горнодобывающих предприятий на окружающую среду [1].

Значительное негативное воздействие на окружающую среду оказывает не только открытая добыча полезных ископаемых, но и процессы дробильно-перерабатывающего и окомкования производства. Основными источниками пыли в дробильном производстве являются рудоприемный корпус, корпус среднего и мелкого дробления, а также ряд перегрузочных агрегатов и галерей. В связи с этим работа по совершенствованию организации, технологии и технологии газоочистки имеет первостепенное значение для снижения пылевыделения.

Город Старый Оскол — один из центров горнодобывающей промышленности. На его территории расположены предприятия: ОАО «ОЭМК», ОАО «Осколцемент», ДО «Лебединский ГОК», ОАО «Стойленский ГОК». Здание среднего и мелкого дробления обогатительной фабрики ОАО «Стойленский ГОК» является звеном производства аглоруды и железорудного концентрата и наряду с другими предприятиями города загрязняет атмосферу выбросами вредных веществ.

Цель этого курсаПроекта является разработка оптимизированных систем аспирации в камерах среднего и мелкого дробления ОАО «Стойленский ГОК».

1. ТЕХНОЛОГИЯ ОСНОВНОГО ПРОИЗВОДСТВА

1.1 Краткое описание предприятия.

В начале 1930-х годов было открыто Стойленское месторождение богатых железных руд и железистых кварцитов, одно из крупнейших в бассейне КМА. Разведочные работы проводились с перерывами до 1960-х годов.

Стойленское месторождение расположено в центральной части северо-восточной полосы КМА, в пределах Старооскольского железорудного района Белгородской области, на водоразделе между правыми притоками р. Оскол-Оскольцом и р. Чуфичка. Производственная площадка технологического комплекса обогащения руд АО «Стойленский ГОК» расположена на территории Старооскольского района, в 6 км южнее г. Старый Оскол и в 7 км юго-восточнее Стойленского рудника.

В июне 1961 года начались вскрышные работы на карьере и строительство богаторудного рудника.

В декабре 1968 года введена в эксплуатацию первая очередь рудника по добыче и переработке богатой железной руды мощностью 1 млн т/год.

В апреле 1969 года на Новотульский металлургический завод был отправлен первый эшелон железной руды.

В 1975 году на полную мощность (4250 тыс. т/год) был введен в эксплуатацию богатый рудник. Утвержден технический проект на строительство на базе богаторудного рудника 1-й очереди СГОК мощностью по добыче сырой железной руды 25 млн т/год, по производству товарной железной руды 13,5 млн т. / год, в т.ч. аглоруды - 5 млн т/год, железорудный концентрат - 8,5 млн т/год.

В октябре 1975 года горное управление было преобразовано в Стойленский горно-обогатительный комбинат и началось его строительство.

Технический проект на строительство Стойленского ГОКа на базе действующего богаторудного рудника выполнен Центрогипрорудом на основании Постановления ЦК КПСС и Совета Министров СССР от 14 апреля 1972 г. № 277 и утвержденного приказом Минчермета СССР от 9 июля 1975 г. № 510 со следующим ТЭП: Сметная стоимость строительства завода составляет 601,45 млн. руб., в том числе:

В проектировании СГОК также принимали участие следующие институты: Механобрчермет, ВИОГЕМ, НИИ «Промтранс Проект» и др.

В состав СГОК войдут:

В 1981 году введен в эксплуатацию многоковшовый экскаватор ЭРС-710 производства ГДР.

По итогам Всесоюзного социалистического соревнования за 1 квартал 1981 года завод был удостоен 1-й степени и переходящего Красного Знамени Министерства черной металлургии СССР и ЦК профсоюза рабочих в металлургическая промышленность.

К 1986 году в состав СГОК входили следующие здания:

С момента получения первой партии аглоруды в 1969 году на комбинате ведется непрерывная разработка и совершенствование оборудования и технологии добычи железной руды, а также комплексное использование вскрышных месторождений, весьма перспективных для промышленности и строительства.

Начато активное развитие предприятий пищевого комплекса, медицинского и социального обслуживания работников завода и города. За последние 5 лет (1993-1998 гг.) введен ряд новых промышленных производств по переработке вскрышных пород. Создан дробильно-сортировочный комплекс по производству щебня различных фракций годовой мощностью до 1 млн тонн. Кроме того, использовано оборудование вышедших из эксплуатации предприятий по переработке богатой руды, подготовлена ​​линия по производству щебня из кристаллических сланцев мощностью до 8000 тыс. тонн в год. Из отходов обогащения на обогатительной фабрике производится до 85 000 тонн щебня. В карьере построен цех по производству сырого молотого мела мощностью до 150 тысяч тонн в год,

В 1994 году введен в эксплуатацию цех по производству керамзитовых изделий - гравия и керамзитобетона, мощностью 170 тыс. куб. м. исходя из запасов глины Стойленского месторождения.

В 1995 году введен в эксплуатацию завод по производству мелкодисперсного мела, построенный совместно со швейцарской компанией Mabetex, мощностью до 300 тысяч тонн в год.

Песок строительный, мергель, глины реализуются региональным и российским предприятиям в значительных объемах. До 20 % расходуется на собственные нужды ГОКа при строительстве гидротехнических сооружений и закладке выработанного пространства, а на производство строительных материалов более 10 % вскрышных пород.

В ближайшие годы планируется построить цеха по производству новых строительных и облицовочных материалов из вскрышных пород кварцитового карьера и карьера богатых руд.

Акционерное общество организовало ремонтно-механические и электротехнические мастерские, строительно-монтажный трест, в котором налажено производство железобетонных плит перекрытий, фундаментных блоков, товарного бетона.

На заводе успешно внедряется автоматизированная система управления горно-обогатительными работами.

На комбинате одновременно с развитием промышленного производства осуществляется комплексная программа ускоренного социального развития: решается жилищная проблема, улучшаются условия охраны здоровья, питания и отдыха рабочих.

В 1991 году введена в эксплуатацию швейная фабрика, построенная по контракту со швейцарскими компаниями по производству товаров народного потребления.

С 2991 года действует Стойленский мясокомбинат, построенный югославской фирмой, производственной мощностью 5 т/сутки мясной и колбасной продукции, которая реализуется рабочим завода и города.

В 1992 году введен в эксплуатацию молочный завод, работающий по швейцарской технологии, с суточной производительностью 20 тонн бутылочного молока.

В 1994 году введен в эксплуатацию цех по производству растительного рафинированного масла мощностью 1,5 тонны в сутки.

С августа 1994 года в составе предприятия функционирует объединение «Долгополянское» как цех «Агропром», специализирующийся на выпуске товаров народного потребления.

В период с 1995 по 1996 год построено и введено в эксплуатацию жилье общей площадью 30 тыс. кв. м., или 500-600 квартир.

Большое внимание уделяется совершенствованию инфраструктуры: имеются многопрофильная поликлиника на 250 посещений в смену, стационар на 120 коек; построена стоматологическая поликлиника с уникальным оборудованием; введен в эксплуатацию спортивно-оздоровительный комплекс с бассейном. Построены и действуют гостиница и ресторан-пиццерия. На длинной поляне построена церковь,

Акционерное общество осуществляет благотворительную деятельность. Структура управления ОАО «Стойленский ГОК» представлена ​​на рис. 1.1.

<Object: word/embeddings/oleObject1.bin>

Рис. 1.1. Организационная структура управления АО «СГОК»

1.2. Характеристика сырьевой базы.

Для производства товарной продукции: аглоруды и железорудного концентрата АО «Стойленский ГОК» использует сырье как добытое самим комбинатом, так и завозимое из ближнего зарубежья.

Сырьевой базой Стойленского ГОКа является Стойленское месторождение богатых железных руд и железистых кварцитов Старооскольского района КМА.

Балансовые запасы месторождения на 1 января 1975 года составили:

Особенности месторождения заключаются в том, что рудное тело залегает на глубине 80-100 м, в плане сложной конфигурации имеет длину 3,5-4 км и ширину от 1,7 до 3,0 км. Он представлен в верхней части месторождением богатых железных руд мощностью от 1 до 52 м (средняя мощность 22 м), а в нижней части неокисленными железистыми кварцитами, которые составляют 93,7% запасов. Между неокисленными кварцитами и богатыми железными рудами располагается подзона полуокисленных кварцитов мощностью от 0 до 27 м (средняя мощность 4,5 м) и окисленных кварцитов мощностью от 0,2 до 56,0 м (средняя мощность 13,6 м). ).

Железистые кварциты разведаны на глубине 460 м, а в некоторых скважинах до 700 м. По своему происхождению и возрасту они близки к железистым кварцитам других месторождений КМА.

На месторождении выделяются две продуктивные подсвиты железистых кварцитов: К и К и две свиты сланцев К и К. Суммарная мощность свит колеблется от 3000 до 6000 м.

Характерной особенностью месторождения является наличие пустой породы в виде жильных даек мощностью от 0,5 до 20 м, секущих железистые кварциты в разных направлениях и на разной глубине по простиранию рудного тела. По данным геологоразведки количество пустой породы на месторождении составляет 5,6%.

На месторождении выделены три технологических типа руд:

По данным института «Центрогипроруда», в контуре карьера имеет место следующее соотношение разновидностей руды:

- магнетит и щелочно-магнетит 43,7%,

- силикат-магнетит 33,6%,

- железо-слюдо-магнетит 12,5%,

- мартит-магнетит 4,6%,

- дайки и сланцы 5,6%,

- малорудные: 0,6% составляют сланцы.

Месторождение представлено чередованием рудных и нерудных слоев.

Основным рудным минералом является магнетит, зерна магнетита в основном сосредоточены в рудных прослоях породы, составляя 70-80% объема. Второстепенные минералы представлены мартитом, железной слюдой, карбонатами и гидроксидами железа.

Неметаллическая часть представлена ​​силикатами, кварцем, карбонатами и др. К вредным примесям в железистых кварцитах относятся апатит и пирит.

Усредненный химический, минералогический состав и физико-механические свойства неокисленных кварцитов приведены в табл. 1.1, 1.2, 1.3.

Таблица 1.1. Химический состав неокисленных кварцитов

Таблица 1.2. Минералогический состав неокисленных кварцитов

Таблица 1.3. Физико-механические свойства кварцитов.

Разработка Стойленского месторождения железистых кварцитов и богатых руд идет в направлении с северо-запада на юго-восток, с отработкой карьера в две фазы. Из-за сложных гидрогеологических условий на месторождении четыре основных водоносных горизонта и приток составляет 2500-3000 кубометров. м/ч, горные работы ведутся с предварительным дренированием. Дренажная система состоит из подземного дренажного комплекса, совмещенного с дренажными колодцами.

На Стойленском ГОКе сырьем для производства основных видов продукции: аглоруды и железорудного концентрата служат богатые железные руды и железистые кварциты Стойленского месторождения. Для производства вторичных продуктов: гравия, керамзитобетона, щебня мелкодисперсного мела и др. применяют вскрышные породы: мел, мергель, суглинок, песок, глину и др.

1.3. Ассортимент выпускаемой продукции и ее потребители.

Стойленский горно-обогатительный комбинат производит разнообразную продукцию: от сырья для металлургических заводов до сельскохозяйственной продукции, а также оказывает ряд услуг: медицинских, социальных и бытовых.

В АО «Стойлейский ГОК» выпуск основной продукции для металлургических производств характеризуется следующими цифрами, табл. 1.4.

Таблица 1.4. Выпуск продукции для металлургических производств

Железорудный концентрат (содержание железа не менее 67%) и аглоруда (содержание железа не менее 53%) — высококачественное доменное сырье, экспортируемое и поставляемое на российские металлургические комбинаты: Тульский, Липецк, Магнитогорский.

вторичные продуктыявляются компонентами вскрышных пород:

Используется в качестве сырья для цементных заводов:

Используемый для строительных нужд - песок.

Часть вскрышных пород и отходов обогащения перерабатывается на СГОКе (около 30%). Результат следующий типы продуктов:

Используется для строительных нужд:

Используется в сельском хозяйстве:

Основными потребителями кускового мела являются акционерные общества: «ОЭМК» и «Осколцемент».

АО «Стойленский горно-обогатительный комбинат» производит такие товары народного потребления, как:

1.4. Технологическая схема переработки руды.

Месторождение разрабатывается карьером с основными параметрами:

Используемые вскрышные работы:

В карьере руда подвергается крупному дроблению на дробилках марки ККД-1500/180. Транспортировка кварцита из забоя в корпус крупного дробления осуществляется самосвалами БелАЗ.

Доставка кварцитов из карьера на поверхность перед железнодорожной перегрузкой осуществляется циклично-поточной технологией (ЦПТ),

Руда с площадки карьера после крупного дробления (крупность 350) доставляется в думпкарах электровозной тягой к рудоприемному зданию. Рудоприемный корпус оборудован двумя приемными воронками, руда из воронок через тарельчатые питатели 2-24-90 поступает на ленточный конвейер И ПС-1 / И ПС-2 /, а затем на передвижной ленточный конвейер СМ-З /СМ-4/, с помощью которого распределяем по бункерам среднего дробления. Вместимость бункеров составляет 20 000 тонн. Выгрузка бункеров осуществляется электровибрационными питателями ПЭВ 28*15 и ленточными питателями на ленточный конвейер СМ-8, с конвейера руда поступает в дробилку КСД-3000т с разгрузочной щелью 35-40 мм. Руда после среднего дробления крупностью 30 мм поступает на грохот ГИСТ-72 площадью просеивания 17,5 кв. м, где он делится на два класса. Класс -18 мм выгружается на конвейер СМ-20, далее на конвейер 2 ПС-1, 2 ПС-2 и в корпус обогащения. Конвейерная система класса +18 мм СМ-19, 3 ПС-2, 2 ПУ-1, 2 ПУ-2, ОМ-1, СМ-2 от перегрузочных агрегатов поступает на передвижные ленточные конвейеры СМ-5, СМ-6, установлен над бункерами для мелкого дробления. Загрузка бункерной униформы. осуществляется с помощью реверсивного конвейера. Вместимость бункера 40 000 тонн. Руда из бункера через затворы стеллажей подается на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. Конвейерная система класса +18 мм СМ-19, 3 ПС-2, 2 ПУ-1, 2 ПУ-2, ОМ-1, СМ-2 от перегрузочных агрегатов поступает на передвижные ленточные конвейеры СМ-5, СМ-6, установлен над бункерами для мелкого дробления. Загрузка бункерной униформы. осуществляется с помощью реверсивного конвейера. Вместимость бункера 40 000 тонн. Руда из бункера через затворы стеллажей подается на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система класса мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый круг. Размер готовой дробленой руды 18 мм. Конвейерная система класса +18 мм СМ-19, 3 ПС-2, 2 ПУ-1, 2 ПУ-2, ОМ-1, СМ-2 от перегрузочных агрегатов поступает на передвижные ленточные конвейеры СМ-5, СМ-6, установлен над бункерами для мелкого дробления. Загрузка бункерной униформы. осуществляется с помощью реверсивного конвейера. Вместимость бункера 40 000 тонн. Руда из бункера через затворы стеллажей подается на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. 2 ПУ-2, ОМ-1, СМ-2 из перегрузочных агрегатов поступает на передвижные ленточные конвейеры СМ-5, СМ-6, установленные над бункерами мелкого дробления. Загрузка бункерной униформы. осуществляется с помощью реверсивного конвейера. Вместимость бункера 40 000 тонн. Руда из бункера через затворы стеллажей подается на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. 2 ПУ-2, ОМ-1, СМ-2 из перегрузочных агрегатов поступает на передвижные ленточные конвейеры СМ-5, СМ-6, установленные над бункерами мелкого дробления. Загрузка бункерной униформы. осуществляется с помощью реверсивного конвейера. Вместимость бункера 40 000 тонн. Руда из бункера через затворы стеллажей подается на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. устанавливаются над бункерами для мелкого дробления. Загрузка бункерной униформы. осуществляется с помощью реверсивного конвейера. Вместимость бункера 40 000 тонн. Руда из бункера через затворы стеллажей подается на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. устанавливаются над бункерами для мелкого дробления. Загрузка бункерной униформы. осуществляется с помощью реверсивного конвейера. Вместимость бункера 40 000 тонн. Руда из бункера через затворы стеллажей подается на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. Руда из бункера через реечные затворы поступает на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. Руда из бункера через реечные затворы поступает на ленточные конвейеры СМ11-17, а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. а затем на конусные дробилки КМД-З000т. Руда после тонкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, ​​где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и, соединяясь с подрешетным продуктом грохотов среднего дробления, поступает на обогащение. строительство. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. Конвейерная система классов мм возвращается в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый контур. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм. образуя замкнутый цикл. Размер готовой дробленой руды 18 мм.

В обогатительном корпусе установлены конвейеры ОБ-15, ОБ-16, подающие дробленую руду из бункера обогатительного корпуса на два грохота ГИСТ-72. Негабаритный продукт решет поступает в два сепаратора 2 ПБС 90/250. Промпродукт сепараторов и подрешетный продукт грохотов подаются на мельницы 1-й стадии измельчения, а хвосты конвейерами СШ-1, СШ-2 доставляются на склад щебня. Базовый вариант: две мельницы 1-й ступени, одна мельница 2-й ступени, 1 мельница 3-й ступени. За счет ППР мельниц возможен вариант двухступенчатого измельчения с половинной загрузкой в ​​1 ступень измельчения.

Дробление руды крупностью 18-0 мм из бункера системой конвейеров ОБ-3, ОБ-5, ОБ-17, ОБ-18 - первая технологическая секция, ОБ-6, ОБ-8, ОБ- 19, ОБ-20 - второй технологической секции, ОБ-9, ОВ-11, ОБ-21, ОБ-22 - третьей технологической секции поступает в две мельницы типа МШЦУ 55*65 первой стадии измельчения, работающие по замкнутому циклу с двухспиральными классификаторами типа 2 КС 3,0*17,2. Будары с отверстиями Ø40 мм устанавливаются на разгрузочных патрубках мельниц.

Сток спиральных классификаторов поступает в магнитные сепараторы первой ступени обогащения, которая осуществляется на сепараторах ПБМ-П-120/300 с противоточной ванной и ПБМ-ПП-150/200. В результате обогащения получаются конечные хвосты, которые собираются в общем хвостохранилище и транспортируются на хвостохранилище.

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

Пески г/ц Ø710 мм самотеком поступают в мельницы второй ступени измельчения МШЦ 55*65, а гидроциклоны сливаются на обесшламливание первой ступени в обесшламливатель МД-12.

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

Концентрат третьей ступени объединяется с концентратом первой ступени ГМК и возвращается в цикл измельчения второй ступени, а хвосты самотеком подаются в желоб для сбора хвостов.

Конденсированный продукт обессоливания первой ступени насосами ГРК-1600/50 подается на обогащение четвертой ступени в сепараторах ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200, а обесшламливающий сброс первая ступень самотеком входит в хвостовой лоток.

Концентрат ММС четвертой ступени направляется в отстойник №3, откуда насосами ГРК 1250/71 перекачивается для разделения третьей ступени на гидроциклоны Ø710 мм, а хвосты первого и второго барабанов самотеком поступают в хвостовой лоток.

Песчаные пески третьей ступени самотеком подаются в мельницу МШЦ 55*65 третьей ступени помола, а пески пески сливаются на обесшламливание третьей ступени в обесшламливатель МД-12. Слив мельниц третьей ступени подвергается обесшламливанию второй ступени в дешламоотделитель МД-12, слив которого направляется в хвостовую тарелку, а сгущенный продукт направляется в отстойник № /тс Ø710 мм третий этап классификации.

Конденсированный продукт третьей ступени обессоливания поступает в отстойник № б, откуда насосами ГРК 1600/50 перекачивается на пятую ступень обогащения в двухбарабанных магнитных сепараторах ПБМ-ПП-120/300 с полураспылителем. -ванна возвратно-поступательного действия, а сброс осуществляется самотеком в хвостовой лоток.

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

1.5. Контроль качества продукции.

На предприятии качество железорудного концентрата контролируется на всех технологических этапах.

Систематически контролируется:

- вес исходной руды, переработанной на обогатительной фабрике, по показаниям весов, установленных на конвейерах ОБ-17,18,19,20,21,22;

- содержание железа общего и магнетита класса 18 мм в исходной руде;

- содержание железа общего, влаги и класса -0,045 мм в концентрате;

- содержание железа общего и магнетита в отвальных хвостах мокрого обогащения;

- содержание железа общего и магнетита в хвостах сухого обогащения и класса -5 мм.

- содержание общего железа, диоксида кремния и влаги в отгружаемом концентрате.

При этом необходимо соблюдать условия отбора проб.Пробу исходной руды берут через 30 минут. с начала раздела. Через 45 мин отбирают пробу концентрата и хвостов. работа в секции. При аварии на участке без разгрузки пробы берутся, а при снятой нагрузке пробы не берутся.

Отбор проб хвостов осуществляется один раз в час, независимо от ситуации и запуска участка.

Апробация оригинальной руды.

Отбор проб производится вручную, ежечасно. Пробу отбирают из стока спиральных классификаторов методом поперечного пересечения потока по всей ширине сливного порога на всю толщину потока. Отбор проб и резка пробы осуществляется в соответствии с инструкцией, утвержденной техническим директором АО «СГОК». Затем определяется:

- общее содержание железа,

- содержание железа в магнетите,

- содержание класса +18 мм.

Тестирование концентрата.

Отбор проб концентрата на обогатительной фабрике осуществляется в отделении фильтрации с конвейеров Ф-7, Ф-8 со специально оборудованных площадок.

Пробу отбирают вручную металлическим совком точечным методом. Время выборки в соответствии с инструкциями OTC.

Тестирование хвоста.

Отбор хвостов отходов осуществляется из общего хвостового лотка стационарным вакуумным пробоотборником, обеспечивающим репрезентативность отбора проб по ширине и глубине лотка.

Образцы берутся и вырезаются каждый час в соответствии с инструкциями QCD.

Апробация товарного концентрата.

Товарный концентрат отгружается в железнодорожные вагоны на перегрузочном бункере системой конвейеров ПБ-1, ПБ-4. Вагоны с концентратом взвешивают на железнодорожных весах типа УЩКД, грузоподъемностью 200 т, с погрешностью взвешивания ±0,5 т.

Отбор проб осуществляется механическим пробоотборником на конвейере ПБ-1 точечным методом. Частота отбора проб определяется по специальной методике.

Апробация продуктов сухого разделения.

Испытываются сухие хвосты (щебень) ССМ сепаратора 2ПБС. Отбор и вырезку образцов проводят согласно инструкции ОТК.

1.6. Характеристика предприятия как источника загрязнения атмосферного воздуха. Организация службы охраны окружающей среды на предприятии.

Основной опасностью, выделяющейся при переработке руды, является пыль. Ежегодно АО «СГОК» выбрасывает в атмосферу около 35 тонн пыли, полученной в результате дробления руды. Основными источниками запыления в корпусе КД являются: рудоприемные бункеры, конусные дробилки для выгрузки на конвейеры СМ-8-16, СМ-19, СМ-20 и др.

В обогатительном корпусе также выделяется значительное количество пыли при измельчении руды в мельницах марки МШЦ, при перегрузке с конвейера на конвейер и т.д.

Помимо пыли завод выбрасывает в атмосферу следующие вещества:

-сварочный спрей,

- пары индустриальных масел,

- монооксид углерода,

- оксид кремния,

- диоксид азота,

- пары серной и соляной кислот,

- привести,

- ртуть.

В дробильном цехе за охрану окружающей среды отвечает назначенный приказом директора АО «СГОК» инженер-эколог. В его подчинении находятся два человека, обслуживающие пылегазоочистку. На период ремонта пылегазоочистного оборудования дополнительно выделяются рабочие ремонтно-механического цеха.

1.7. Показатели работы пылеулавливающего узла корпуса среднего и мелкого дробления.

В КСМД очистка запыленных газов осуществляется в два этапа. Воздух, отсасываемый из укрытий (с одинарными стенками) конвейеров СМ-19, СМ-20, СМ-8-16, укрытий дробилок КСД-3000т, грохотов ГИСТ-72, ​​бункеров, поступает в коллектор ВК-5, далее идет к трубному коагулятору ТК-800 и каплеуловителю КЦ-33 (Схема аспирационной системы представлена ​​на рис. 1.3.). Эффективность очистки этой системы составляет 75%. Концентрация на входе в систему очистки составляет 34,14 мг/м, а на выходе – 8,9 мг/м (измерено).

2. ОСОБАЯ ЧАСТЬ

2.1. ТЭО проекта.

Горнодобывающая промышленность является огромным источником выбросов пыли. В ККД СГОК основными источниками выброса пыли являются: приемная воронка, места перегрузки с конвейера на конвейер и др.

Для локализации пыли из приемной воронки в данном проекте предусмотрена установка аспирационной системы с забором запыленного воздуха через аспирационные окна, расположенные на продольных стенках приемной воронки.

Для уменьшения объема воздуха, поступающего через неплотности, предусмотрена экранирующая завеса, позволяющая снизить производительность системы аспирации в 1,5 раза и, как следствие, снизить энергозатраты.

Для повышения надежности системы аспирации отработанный воздух подается в каналы системы в виде прикрывающей поверхности струи, что предотвращает оседание пылевых частиц на дне этих каналов.

Для повышения степени очистки в циклонах системы из бункеров циклонов отбирается запыленный воздух (который впоследствии струйно направляется в приемную воронку), что повышает степень очистки на 1,5-2 %.

2.2. Определение объема аспирируемого воздуха.

2.2.1. Определение объема выбрасываемого воздуха.

Определить объем воздуха, удаленного из воздухозаборной воронки:

Qа = Qэж + Qпр + Qн

где Кеж – объем воздуха, выбрасываемого при выгрузке руды;

Qпр – объем входного шиммингового жиклера;

Qn - объем воздуха, поступающего через неплотности.

Определим Кеж

Sпоп = (XF1 - XE1) lv = (1,56 + 0,76) 14 = 10,5 м2

Найдем скорость эжектируемого воздуха на входе в полость приемной воронки. Для этого воспользуемся критериальным уравнением для коэффициента выброса:

где Buc — число Бутакова для струи.

где dср – средний диаметр частиц материала, dср = 200 мкм;

Gm - расход перезагружаемого материала.

= 9600 кг/с

Объемная концентрация в потоке:

знак равно

где pm — плотность материала, pm = 3400 кг/м3.

Находим коэффициент сопротивления:

Ψ = 1,8е[-1,8/дав]= 1,8е

= 1,94

Объем выбрасываемого воздуха:

Qэж = φ Vк S = 0,37 5,7 10,5 = 22 м2/с.

Определим скорость эжектируемого потока на дне приемной воронки, т.е. наибольшую скорость потока, чтобы в дальнейшем найти Qн.

Веж. dn = φdn Vdn

где Vpnd – скорость потока на дне воронки.

Аналогично приведенному ранее расчету параметров массива горных пород в момент пересечения устья воронки найдем параметры куска Е и F на дне воронки.

Е = 0,1 + 5 = 6,1 м.

тке== = 0,95 с

ХЕ1 = 0,2 + (1,75 0,95) = 1,86 м.

YE1 = - 5 м.

VXE1 = 1,75 м/с.

ВЭ1 = - 1,75 - 9,81 0,95 = - 11,06 м/с.

VE1 == = 11,2 м/с

Для детали F (YE = 1,66 +5 = 6,66 м)

ткф == = 1 с

XF1 = 0,76 + (1,75 1) = 2,51 м.

YF1 = - 5 м.

VXF1 = 1,75 м/с.

ВЫФ1 = - 1,75 - 9,81 1 = - 11,56 м/с.

VF1 == = 11,7 м/с

Средняя скорость Vкдн = = = 11,3 м/с

Площадь поперечного сечения струи материала Sc=(2,075-1,452)14=8,7м/с

знак равно

;

Используя скорость воздуха на дне воронки:

Vдн = 0,47 1,13 = 5,2 м/с

2.2.2. Определение объема приточного воздуха.

Расчет параметров плоской струи.

Параметры плоской струи, всасываемой через аспирационные окна, рассчитывались по известным законам теорем теории турбулентных струй академика Абрамовича в интерпретации профессора Талиева. Из конструктивных соображений ширина приточной щели принята равной 2·B0 = 0,033 м, скорость воздуха U0 = 20 м/с.

Тогда скорость по оси главного сечения будет:

где S - расстояние до входного патрубка, м.

Струя направлена ​​в сторону дна воронки под углом α = 5° к горизонту.

Под длиной эффективного козырька (аэродинамически прикрывающего устье приемной воронки) будем считать расстояние S, при котором Uу будет не меньше «защитной» скорости V = 0,5 м/с, т.е. lk = S/Uy = 0,5. В нашем случае lk = (0,85/0,5)2 ≈ 3 м.

Осевая скорость плоской струи в зоне падения горной массы (S≈8 м)

А вертикальная составляющая скорости , т. е. менее защитная, но с учетом того, что скорость выбрасываемого воздуха на входе в воронку: Uэ = 0,38 5,96 = 2 м/с → 2 + 0,3 = 2,3 м/с > 0,5 м/с.

Наложение всего двух эжектируемых струй и создание подводящих патрубков - в наиболее удаленных от всасывания аспирационных окнах обеспечит скорость, исключающую диффузионное удаление пыли из зоны приемной воронки.

Суммарный расход воздуха, подаваемый подводящей трубой по воронке, составит:

Qпр = 0,33 16,8 20 = 11 м3/с = 40000 м3/ч

где 16,8 — длина заборной воронки минус ширина заборной балки (b = 1,2 м), на уровне которой подается подводящая струя.

2.2.3. Определение объема воздуха, поступающего через неплотности.

Анализируя ранее приведенные расчеты, видно, что при длине приемной воронки равной 8,6 м, ширине материального потока 1,87 м и длине эффективного навеса 3 м получаем 3 + 1,87 + 1,2 = (8,6 - 6,07) 18 - площадь негерметичности приемной воронки (1,2 - ширина съемной балки).

Для определения объема воздуха, поступающего через неплотности, используем следующую формулу:

Qn = Sn Vзащита

где Vзащита - защитная скорость; Sn – площадь утечек.

Qn = Sn Vзащита= (8,6 - 6,07) 18 0,5 = 22,5 м3/с

Подставляем все нужные величины в исходную формулу, получаем:

Qa + Qэж + Qпр + Qн = 22 + 11 + 22,5 = 55,5 м3/с = 200 000 м3/ч

2.3. Расчет и выбор пылесборника.

При расчете пылесборника, если пыль подчиняется логарифмически нормальному распределению, используется метод НИИОГАЗ.

На листе представлена ​​сетка логарифмически нормального распределения, анализируя построенный на ней график, можно сделать вывод: пыль, образовавшаяся в результате загрузки приемной воронки ККД СГОК, не подчиняется логарифмически нормальному распределению.

В этом случае расчет пылеулавливающей эффективности циклона проводят на основании данных о дисперсном составе пыли и фракционной эффективности пылеуловителя. Доля эффективности циклонов принимается по экспериментальным данным, приведенным в научно-справочной литературе.

Исходные данные для расчета:

Таблица 2.1. Дисперсный состав пыли в аспирируемом воздухе.

дм= 38 мкм

Выбор размера циклона.

Принимаем к установке две группы по 8 циклонов СЦН - 40. Их характеристики:

wopt = 1,7 м/с

Принимаем к установке две группы по 8 циклонов СЦН - 40 Ø 1600 мм.

Расчет эффективности циклонного пылеулавливания.

Таблица 2.2. Дробная эффективность захвата частиц.

ηобщий =ηфи= 0,04 50 + 0,041 85 + 0,081 96 + 0,068 99 + 0,113 99,5 + 0,687 100 = 96,93%

4. Рассчитайте конечную концентрацию пыли в воздухе после пылеуловителя:

= 0,3 (1 - 0,9693) = 0,00921 г/м3

2.4. Гидравлический расчет.

Целью гидравлического расчета является определение диаметров воздуховодов, обеспечивающих расчетные объемы удаляемого воздуха, и потери напора в основном направлении - это совокупность воздуховодов, обеспечивающих транспортировку воздуха из наиболее удаленных локальный отсос высочайшей производительности.

Для проведения гидравлического расчета всю сеть воздуховодов разбивают на участки - воздуховоды постоянного сечения, по которым транспортируется постоянное количество воздуха. Разделы рекомендуется нумеровать двумя цифрами (или буквами); Первая цифра обозначает начало раздела, вторая - его конец.

Сделаем гидравлический расчет аспирационной системы.

Потеря давления в сечении, Па:

∆Р =

где l - длина воздуховода, м; d - диаметр воздуховода, м; Σξ - сумма коэффициентов местных сопротивлений на данном участке, определяется конструктивными параметрами элементов аспирационной сети воздуховодов и режимом движения воздуха в них; λ — коэффициент гидравлического трения; V — скорость воздуха на этом участке; р - плотность воздуха.

где Δ — абсолютная шероховатость воздуховодов (для оцинкованных труб Δ=0,0001, для бетонных воздуховодов Δ=0,0002 м).

Таблица 2.3. Результаты гидравлического расчета системы аспирации

ΣΔP = 3872,74 Па

Выбор вентилятора и электродвигателя к нему.

Подбор вентилятора осуществляется исходя из условий обеспечения требуемой скорости потока воздуха, удаляемого из всасывающей воронки, и преодоления сопротивления основного направления.

Требуемая производительность вентилятора и полное давление определяются по формуле:

Qt = 1,1 Qp, Qt= 1,1 55,5 = 61,05 м3/с = 2198 тыс. м3/ч

Пт= 1,1 ΔPp = 1,1 3872,74 = 4260,01 Па.

На заданное давление и производительность выбираем дымосос ВНД-20.

3. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

Одним из основных источников профессиональных заболеваний рабочих являются выбросы пыли, вредных веществ, тепла и паров воды, которые сопровождают технологические процессы в горнодобывающей, металлургической, химической промышленности, производстве строительных материалов и других отраслях промышленности. Уровень содержания вредных веществ в атмосфере производственных помещений, как правило, на порядок выше, чем в атмосфере прилегающих к ним территорий. В то же время огромное количество людей, составляющих наиболее активную трудоспособную часть населения, на рабочих местах подвергается атмосферному воздействию.

Сохранение здоровья работников важно не только с социальной, но и с экономической стороны.

3.1. Экономические аспекты защиты воздушного бассейна от загрязнения вредными выбросами.

Глобальные экологические проблемы пытаются решать различными средствами: техническими, политическими, правовыми, социально-нравственными и др. Комплексный характер современных экологических проблем требует комплекса различных подходов и методов для их решения. Поскольку в центре внимания социальной экологии находится проблема взаимодействия общества и природы, географические, биологические, химические и физические средства исследования должны занять достойное место в системе средств познания и управления глобальной экологической системой, а также демографические, социальные, экономические аспекты. В связи с этим на центральное место в социальной экологии претендует концепция интегрированных эколого-экономических систем (КЭЭС), в основе которой лежит принцип баланса. обеспечение рассмотрения территории как сложного социально-эколого-экономического целого. [один]

Единство экологии и экономики нашло отражение в постулатах маркетинга, а также породило так называемый экологический аудит.

Цель маркетинга состоит в том,удовлетворение потребностей рынка при условии максимально выгодной реализации ресурсов, находящихся в распоряжении предприятия.

В эволюционном развитии концепции маркетинга можно выделить пять этапов (табл. 3.1).

Таблица 3.1. Эволюционное развитие рыночной концепции.

Понятие экологического рынка – рынка третьего тысячелетия развития земной цивилизации не просто актуально. Человечеству угрожает не товарный голод и не кризис перепроизводства, а истощение природных ресурсов, загрязнение биосферы до крайне опасного для жизни уровня. Все это заставляет искать новые пути экономического развития. Замечательное свойство рынка заключается в том, что его можно рассматривать как способ цивилизованного разрешения конфликтов, в том числе в эколого-экономической сфере.

Экологические товары, продукты и услуги появились на рынке сравнительно недавно. Они явились отражением глубокой озабоченности передовой общественности перед нарастающим экологическим кризисом.

Ведущие компании (например, IBM, Saiba Jaiji, Polaroid, Colgate Palmolive, Walt Disney и др.) уделяют все большее внимание вопросам экологии. Во многом деятельность листинговых компаний осуществляется в соответствии со знаменитой «петлей качества», введенной международным стандартом 130.

Общая идея «петли» — это замкнутый, постоянный цикл промышленного производства. Отвечая на три традиционных вопроса экономики: ЧТО? В КАЧЕСТВЕ? и ДЛЯ КОГО?, он должен также ответить на четвертый экологический вопрос - КУДА? Это все сброшено и выброшено.

Правило «ЗР» (сокращение – сокращение отходов, повторное использование – повторное использование материалов, рециклинг – переработка отходов) становится неотъемлемой нормой производства, его экологическим императивом.

Несколько неожиданно можно сформулировать принцип экологической концепции рынка.

За последние 20-25 лет в мире произведено сырья больше, чем за всю историю человечества. Производство энергии осуществляется с КПД 32-36% Сегодня мы используем лес, посаженный нашими прадедами при крепостном праве; перерабатывая только 60-70% лесной биомассы. По оценкам экспертов, только 5% сырья превращается в полезную готовую продукцию. Оставшиеся 95% мы выбрасываем, тем самым загрязняя: почву, воду, воздух, оставаясь безнаказанными, а также несем экономический ущерб. Хотя в других странах, например в США, стоимость размещения ТБО на полигонах составляет 100 долларов за тонну, а особо опасных отходов — 2500 долларов. [2]

Становление и развитие экологического аудита.

Экологические и экономические проблемы представляют собой единую взаимосвязанную и взаимообусловленную систему, на основе которой формируется методология природоохранного менеджмента и рационального природопользования, включая экологический менеджмент и экологический аудит.

Экологический аудит – бурно развивающееся направление в деятельности предприятий и корпораций развитых стран, являющееся экономическим инструментом в механизме природопользования. Экологический аудит способствует снижению уровня риска для окружающей среды и здоровья человека, способствует совершенствованию экологического законодательства.

В экономически развитых странах экологический аудит начал применяться в 70-х гг. К середине 80-х гг. К началу 1990-х годов многие санки в развитых странах начали использовать экологический аудит для предотвращения риска невыплаты кредитов заемщиков из-за их деятельности в области окружающей среды.

В настоящее время проблема сохранения окружающей среды и природных богатств России постепенно уходит с последнего места. Процессы, развивающиеся в российской экономике, сопровождающие ее переход к рыночным отношениям, а также заинтересованность иностранных инвесторов в финансировании различных проектов требуют принятия заключения общепринятых в мировой практике процедур, в том числе экологического аудита.

Экологический аудит и экоэффективность.

Тенденция развития международной системы экологического менеджмента ориентирована на достижение экологической эффективности. Экоэффективность является основой высокой рентабельности предприятий и компаний. Сегодня российским предприятиям и компаниям необходимо стать экоэффективными, если они ставят перед собой цель быть конкурентоспособными на мировом рынке и хотят привлекать западные инвестиции.

Цели и задачи экологического аудита.

Проведение экологического аудита обусловлено необходимостью организации природоохранной деятельности на промышленных и иных предприятиях, изменения форм собственности и систем хозяйствования, заключения договоров экологического страхования, финансирования экологических проектов, мероприятий и программ, инвестирования в природоохранную, хозяйственную и иную деятельность. , выдача лицензий на отдельные виды деятельности в области охраны окружающей среды.

Экологический аудит является важным инструментом экологического менеджмента. Он помогает выявить слабые места в хозяйственной деятельности предприятия и вытекающие из этого финансовые и экологические риски, возможность аварий.

Экологическийаудит и экономика.

Экологический аудит – важный момент в разработке и развитии бизнес-стратегии, залог успеха предприятия в результате повышения его конкурентоспособности в условиях нарастающего экологизации рынка и потребителей, снижения себестоимости продукции. в результате экономии электроэнергии, сырья и природных ресурсов, отсутствия затрат, связанных с уплатой штрафов и компенсаций за превышение нормативов и лимита сброса/выброса загрязняющих веществ в окружающую среду» снижение объемов отходов.

Основные экономическиеаспекты экологического аудита, способствующие повышению прибыльности предприятия:

• увеличение прибыли при оценке рынка сбыта произведенной продукции;

• модернизация технологических процессов с точки зрения экологических рисков, связанных с производимой продукцией и сопутствующими побочными продуктами и процессами, которые могут спровоцировать потерю имиджа предприятия или компании на мировом рынке.

• Стратегический аудит клиентов для выявления потенциальных рисков и возможностей.

Использование экологического аудита при планировании инвестиций, их размер и объем инвестиций также являются экологическими аспектами экологического аудита.

Экологический и финансовый аудит.

Из сравнения экологического аудита и финансового аудита следует, что экологический аудит является добровольным видом деятельности, который осуществляется на основе выработанных основных положений и принципов и не имеет жестких регламентов и ограничений.

В настоящее время разрабатывается ряд методических рекомендаций, призванных приблизить модель экологического аудита к модели финансового аудита. Результатом, вероятно, станут два вида экологических аудитов, которые будут проводиться с учетом целей внутренней и внешней политики компании.

Стол. 3.2. Сравнительная характеристика экологического и финансового аудита

Основные положения.

Экологический аудит– физическое лицо, имеющее официальное право на проведение экологического аудита, т.е. государственную лицензию, полученную в установленном порядке.

Организация экологического аудита– юридическое лицо, имеющее государственную лицензию на право проведения экологического аудита, полученную в установленном порядке.

Причины отсутствия аудита в России.

3.2. Основные технико-экономические показатели работы ОАО «Стойленский ГОК»

Таблица 3.3. Технико-экономические показатели ОАО «СГОК»

В период с 1996 по 1997 годы показатели предприятия, такие как себестоимость продукции, рентабельность, прибыль, заметно изменились. Себестоимость продукции увеличилась: аглоруды на 3161 руб., железорудного концентрата на 6750 руб., это связано с удорожанием сырья. Рентабельность предприятия в целом снизилась на 17,1%, но надо сказать, что рентабельность аглоруды увеличилась на 25,6%. Прибыль от реализации продукции уменьшилась на 5506 млн руб., в связи со снижением объемов производства: аглоруды на 791 тыс. тонн, железорудного концентрата на 456 тыс. тонн, по этой причине балансовая прибыль предприятия также уменьшилась на 664,3 млн руб. рублей.

3.3. ТЭО проекта.

В камере вторичного и тонкого дробления Стойленского ГОКа в процессе дробления выделяется значительное количество пыли. Основными источниками пыления в дробильном корпусе являются: рудоприемные бункеры, конусные дробилки (КСД, КМД), грохоты (ГИСТ-72), перегрузка на конвейер.

Наиболее эффективным методом борьбы с пылью является система аспирации.

В КСМД система аспирации состоит из: укрытий грохотов, дробилок, укрытий одностенных конвейеров, горизонтального коллектора, трубы коагулятора ТК-800, каплеуловителя КЦ-33 и дымососа ДН-24. Эффективность данной системы очистки составляет 75%, концентрация на выходе 8,93 мг/м3, на входе 34,14 мг/м3.

Эффективность этой системы очистки относительно низкая при высоком потреблении энергии.

Использование трубы Вентури нецелесообразно, так как процесс коагуляции (слипания) частиц происходит, если диаметр частиц не превышает 2 мкм. В противном случае этот процесс не даст должного эффекта.

Из вышеизложенного видно, что важно разработать оптимизированную систему аспирации, т.е. обеспечение эффективной работы с минимальным потреблением энергии.

В результате проделанной работы предлагаем модернизировать укрытия конвейеров СМ-19, СМ-20 с одинарными стенками на укрытия с двойными стенками, жесткой вертикальной перегородкой и трехрядным цепным завесом, выполняющим функции первой очереди. очистки. В результате объем аспирируемого воздуха уменьшится на 43%, а концентрация в 2,3 раза и, соответственно, уменьшится потребление электроэнергии. Вместо трубы Вентури и скруббера предлагаем установить очистное устройство циклон марки ЦН-15, выполняющее функцию второй ступени очистки. В результате степень очистки увеличилась до 95%. При входной концентрации 10,65 мг/м и выходе 0,75 мг/м, что не превышает ПДК.

Уловленная пыль является сырьем для других отраслей промышленности (дорожное строительство и др.).

3.4. Краткое описание внедренного и замененного оборудования

Таблица 3.4. Реализованное оборудование.

Таблица 3.5. Выходное оборудование.

3.5. Расчет капитальных вложений на природоохранные мероприятия.

В случае замены одной пылеулавливающей установки на другую дополнительные капитальные вложения рассчитываются по формуле:

ΔК = Книр + Кпр + Ктранс + Кмон + Кспец + Кпот

где Книр - стоимость НИР; т.к. оборудование проектировалось не нами, то Книр = 6000 тыс. руб.

Система затрат на НИОКР включает:

Материальные затраты

Материальные затраты – это отчисления на материалы, использованные в процессе разработки и внедрения программного продукта. К ним относятся стоимость бумаги, красящей ленты, дискет и так далее. по текущим ценам.

Таблица 3.6. Материалы, используемые в процессе

Основная и дополнительная заработная плата.

Базовая заработная плата за НИОКР включает в себя всех сотрудников, участвующих в разработке программного продукта. В нашем случае необходимо брать основную зарплату только того студента, который выполняет эту работу.

Расчет производится по следующей формуле:

Зсн j = Зср. дней j Tj

где Зср. дней j - среднедневная заработная плата персонала, руб.

тж– трудоемкость работ на j-м этапе НИОКР, сут.

Среднедневной заработок определяется в размере 600,00 тыс. руб. в месяц и составляет:

Зав. дней j= = 25,00 тыс. руб. в день

Для расчета трудоемкости работ на j-м этапе НИОКР в днях необходимо сразу указать, что всего НИОКР выполнены в течение 120 дней и, таким образом, необходимо рассчитать, сколько времени ушло на каждую статью и, соответственно, сколько Зср. дней j на каждом этапе.

Таблица 3.7. Этапы исследовательской работы

По приведенной таблице произведем соответствующие расчеты.

Подготовительный этап:

T1 = 120 0,06 = 7 дней

Z1 = 25,00·7 = 175,00 тыс. руб.

Теоретическая разработка темы:

T2 = 120 0,1 = 12 дней

Z2 = 25,00·12 = 300,00 тыс. руб.

Алгоритмизация и программирование:

T3 = 120 0,75 = 90 дней

Z3 = 25,00 90 = 2250,00 тыс. руб.

Обобщение и выводы:

T4 = 120 0,02 = 2 дня

Z4 = 25,00 3 = 75,00 тыс. руб.

Техническая отчетность:

T5 = 120 0,07 = 8 дней

Z5 = 25,00·8 = 200,00 тыс. руб.

Получаем, что заработная плата при выполнении НИР равна сумме Ti, значит:

Зосн= Зав. дней j = 175,00 + 300,00 + 2250,00 + 75,00 + 200,00 = 2900 тыс. руб.

Дополнительная заработная плата равна 10% от основной заработной платы, что означает:

Здоп= 2900,00 0,1 = 290,00 тыс. руб.

Итого основной и дополнительной заработной платы:

Zобщ= 2900,00 + 290,00 = 3190,00 тыс. руб.

Отчисления на социальные нужды

Отчисления на социальные нужды в настоящее время составляют 39% от общего фонда оплаты труда, из них:

Cсоц = (Зосн + Здоп) 0,39

Ссоц = 3190,00 0,39 = 1244,10 тыс. руб.

Стоимость машинного времени

Стоимость оплаты машинного времени зависит от стоимости машино-часа работы ЭВМ (Смч), а также времени работы на ЭВМ (тм), что составляет 98 дней. · 50% = 49 дней и включает амортизацию компьютеров и оборудования, затраты на электроэнергию, заработную плату обслуживающего персонала. Этим способом:

См час = 0,25 кВт/ч 0,20 руб. = 0,05 тыс. руб./час

tm = 49 дней 24 = 1176 часов

Сал = 1176 часов 0,05 руб/час = 58,80 тыс. руб.

Амортизационные затраты (Ам) компьютеров и оборудования - это затраты на приобретение оборудования и его эксплуатацию, при этом необходимо учитывать, что если машина используется для какой-либо другой работы, то часть стоимости в виде амортизационных отчислений составляет включены в статью расходов.

У нас есть формула:

Ам = 100

где Оф - личные затраты на оборудование, руб.;

Us - норма амортизации, %;

tu – время использования оборудования, дни.

Норма амортизации 20%, срок использования 49 дней.

Стоимость и амортизация оборудования

Таблица 3.8. Стоимость и амортизация оборудования.

Нет затрат на персонал.

Стоимость оплаты машинного времени составляет:

Стоимость машинного времени:

Отн = 148,33 - 58,80 = 207,13 тыс. руб.

Расходы на научно-техническую информацию.

В стоимость средств включена стоимость системного программного обеспечения (СПО), используемого при разработке собственной ПС, в размере амортизации за этот период.

Норма амортизации для SPO составляет 30%, а время использования — 49 дней.

Для создания информационной системы потребовалось:

Таблица 3.9. Стоимость системного ПО.

Командировочные расходы.

Мы принимаем 20% от общей суммы заработной платы.

Зк = 0,2 3190 = 638 тыс. руб.

Накладные расходы.

Накладные расходы составляют 20% от основного оклада, что означает:

Рн = Зосн 0,2 = 2900,00 0,2 = 580,00 руб.

Схема затрат на НИОКР.

Таблица 3.10. Расходы на исследования.

Kпр = прейскурантная цена нового оборудования, руб.

Кпр = 366 000 тыс. руб.

Ктранс - транспортные расходы, руб.

Ктранс = (8 - 10%) Кпр = 0,1 366000 = 36600 тыс. руб.

Кмон - стоимость монтажа оборудования, руб.

Кмон = (10 - 15%) (Кпр + Ктранс)

Кмон = 0,15 (366000 + 36600) = 60390 тыс. руб.

Кспец - стоимость производственных площадей, зданий и сооружений, непосредственно связанных с установкой или заменой установки, руб.; так как нет дополнительных металлоконструкций и т.п., то Kуд = 0.

Кпот - потери от ликвидации зданий, сооружений, оборудования, деталей, агрегатов и т.п., руб.

где Офбал – балансовая стоимость выбывающего оборудования, руб.

ОФбал = 62 000 тыс. руб.

ОФлик - выручка от реализации демонтированного оборудования, руб.

ОФлик = (3 - 5%) ОФбал = 0,05 62000 = 3100 тыс. руб.

Кдем - стоимость демонтажа оборудования, руб.

Кдем = (5 - 10%) ОФбал = 0,1 62000 = 6200 тыс. руб.

Н' - норма амортизации по реновации, в процентах от балансовой стоимости выбывающего оборудования; Н' = 10%.

Tf - фактически отработанный оборудованием период времени, лет.

период амортизации.

Поскольку Tf > Ta, следовательно, срок работы истек, а значит, потери от ликвидации оборудования не учитываются.

Kpot = Kdem - OFlik

Qпот =6200 - 3100 = 3100 тыс. руб.

Так:

ΔК = 6000 + 366000 + 36600 + 60390 + 3100 = 471090 тыс. руб.

3.6. Определение численности обслуживающего персонала.

Основными факторами, определяющими численность обслуживающего персонала, являются: количество и тип имеющегося обеспыливающего оборудования, а также режим работы предприятия.

Общее сменное время на ремонтно-техническое обслуживание однотипного оборудования, чел./час:

Tpi = n B Kl tpi

где ni – количество условных единиц i-го оборудования в группе;

В - коэффициент, учитывающий зависимость трудоемкости ремонтной службы группы от количества оборудования, входящего в ее состав;

Kl – коэффициент корреляции;

tpi – время ремонтного обслуживания одной условной единицы i-го оборудования в смену, ч.

Общее время, затрачиваемое на ремонтные работы, чел/час:

где К - количество групп однотипного оборудования.

Численность ремонтников, чел.:

где l - продолжительность смены, ч.

Среднемесячное время дежурства одного вида оборудования, чел./час:

Tdi = ni Ke Kl tdi

где Ке - коэффициент, учитывающий зависимость трудоемкости дежурной группы от количества оборудования, входящего в ее состав;

tdi – среднемесячная наработка одной единицы i-го оборудования, ч.

Общее время нахождения на дежурстве, чел/час:

Численность дежурного персонала, чел.:

Общее количество работающих, чел.:

Нет = Np + Nd

Полученные данные заносятся в таблицу 3.11.

Таблица 3.11. Количество обслуживающего персонала.

Общее количество рабочих для заменяемой системы:

ΣНет= 1,21 + 1,16 + 0,15 = 2,52 чел.

Общее количество работников для внедренной системы:

ΣНет= 0,148 + 0,15 = 0,298 чел.

Итак: Δ Нет = 0,298 - 2,52 = - 2,22 ≈ - 2 чел.

В результате события общее количество рабочих уменьшится на 2 человека.

3.7. Расчет эксплуатационных расходов.

В связи с реализацией мероприятий увеличиваются (уменьшаются) капитальные вложения, что приводит к изменению затрат на содержание и эксплуатацию оборудования, зданий и сооружений.

В связи с изменением стоимости основных средств находим:

1) Повышенная амортизация для полного восстановления:

где H' – норма амортизации при полном восстановлении; Н' = 10%.

= - OFbal - Kpot= 471090 - 6200 - 3100 = 405990 тыс. руб.

2) Увеличение стоимости текущих и капитальных ремонтов:

3) Увеличение эксплуатационных расходов:

Изменение зарплаты:

Zz/p = ΔH Zst Tef

где ΔCh – изменение численности обслуживающего персонала, чел.

ΔH = ΔNo =- 2 человека

фст– средневзвешенная тарифная ставка рабочего, руб.

фст= 3,75 тыс. руб.

Тэфф - эффективный фонд рабочего времени, час.; Тефф = 1872 ч.

Х - средний процент доплаты к тарифному фонду, Х = 60%.

Гбит/с= 2 3,75 1872 = 22464 тыс. руб.

Социальные взносы:

Зсоц. ул. = Зс/н ·

где Y – установленный процент отчислений на соц. страхование, Y=37%.

Зсоц. страница =22464 = 8311,68 тыс. руб.

Расчет затрат на электроэнергию:

Ze/e = ΔQ Ce/e Ki Phcal

где ΔQ — разница мощностей введенного и замененного электродвигателя, кВт, ΔQ = 250 кВт;

Се/е- цена 1 кВт электроэнергии, руб., Цэ/э = 0,2 тыс. руб.;

Ключ- коэффициент использования машинного времени, Ki = 0,85.

Зе/е= 2 (500 - 250) 0,2 0,85 8760 = 744600 тыс. руб.

Полученные данные заносятся в таблицу 3.12.

Таблица 3.12. Расходы на содержание и эксплуатацию аспирационных установок.

3.8. Расчет снижения выбросов пыли и предотвращения экономического ущерба

Годовое сокращение выбросов пыли:

ΔP = Vr (Cin – Cout) Fcal Ci 10-6

где Vр – объем газа, подаваемого на очистку, м3/ч; Vр = 210000 м3/ч;

Свх, Свх– запыленность воздуха соответственно на входе и выходе, г/м3; Свчнов = 10,65 мг/м3; Свыхнов = 0,75 мг/м3; Svxстар = 34,14 мг/м3; Сиксстар = 8,93 мг/м3

Ключ- коэффициент; Ки = 0,85.

Итак: ΔPc = 210000 (34,14 - 8,93) 8760 0,85·10-6 = 39,419 т

ΔPn = 210000 (10,65 - 0,75) 8760 0,85 10-6 = 7,740 т

ΔP = ΔPс - ΔPн = 39,419 – 7,740 = 31,459 т

Ежегодное снижение народнохозяйственного ущерба от загрязнения атмосферного воздуха:

ΔUn/x = γа σ f ΔMa

γа– коэффициент, γa = 24 тыс. руб. /конв. т.

о– показатель относительной опасности загрязнения атмосферы, σ = 4;

ф– поправка, учитывающая характер рассеивания примесей в атмосфере, f = 3,54;

ΔМа– приведенная эмиссия, усл. т/год:

где Ai – показатель относительной опасности примеси i-го вида, усл. т/год;

Δми– снижение выброса примесей i-го вида в атмосферу, т/год;

Н– общее количество примесей, выбрасываемых источником в атмосферу.

ΔМа= 45 31,459 = 1415,7 усл. т/год

Итак: ΔUn/x = 24 4 3,54 1415,7 = 481096,2 тыс. руб./год.

Уменьшение самоподдерживающегося урона:

ΔUx/r = ΔUm + ΔUp + ΔUs

где ΔMm – снижение материального ущерба:

ΔUm = ΔUm' ΔP

Δум– снижение производственного ущерба:

ΔUp = ΔUp' ΔP

Δus– снижение социального ущерба:

Δus = Δus' ΔP

где ΔUm', ΔUp', ΔUs' - удельный показатель материального, производственного и социального ущерба соответственно.

Так:

ΔUx/r= 31,459 (12 104 25 + 12 104 25 + 36 104 25) = 47 188,5 тыс. руб.

3.9. Планируем снизить себестоимость продукции.

Себестоимость планируется по статьям затрат.

В формулах корректировки себестоимости продукции используются следующие обозначения:

П1, П2 - расходы по статье калькуляции на всю продукцию соответственно до и после реализации мероприятий, руб.;

р1, р2 - расходы по статье калькуляции на единицу продукции соответственно до и после реализации мероприятия, руб.;

А - выпуск в натуральном выражении.

В данном курсовом проекте внедряется система аспирации, в которой пыль является отходом производства.

P2 = P1 + Σ ЗПСО

р2 =

Р2 = 2838549 - 296307,48 = 2542242 тыс. руб.

р2 = = 464,7 тыс. руб.

Стоимость

производство железорудного концентрата

Расчетная единица: тыс. тонн.

Годовой объем производства в натуральном выражении:

А = 5460 тыс. тонн.

Таблица 3.13. Расчет

3.10. Изменение денежных потоков и показателей эффективности проекта.

Приток денежных средств

ΔДП = Еэ/е + Ез/р + Офлик + У

ΔDP= 3100 + 744600 + 30775,7 + 481096,2 = 1259571,9 тыс. руб.

Выгода

Р = Е - Z= 296307,48 тыс. руб.

подоходный налог

Нпр = 35% Р= 0,35 296307,48 = 103707,6 тыс. руб.

Налог на имущество

Ним = 1% ΔOf= 0,01 405990 = 4059,9 тыс. руб.

Налог на рекламу

Hрек = 1% P= 0,01 296307,48 = 2963,1 тыс. руб.

Сумма налогов

НАЛ = Нпр + Ним + Нрек= 2963,1 + 103707,6 + 4059,9 = 110730,6 тыс. руб.

Отток денежных средств

ΔДО = ΔК + ЗРСО + НАЛ= 471090 + 479068,2 + 110730,6 = 1060888,8 тыс. руб.

Чистый денежный поток

ЧДД = ΔDP – ΔDO= 1259571,9 - 1060888,8 = 198683,1 тыс. руб.

NPV с учетом модернизации

НДП = НДП - а= 198683,1 - 40599 = 1580884,1 тыс. руб.

Чистая прибыль

ΔPt = P - НАЛ= 29630,48 - 110730,6 = 185576,9 тыс. руб.

Коэффициент дисконта

при Эд = 37%

Чистый дисконтный доход

ЧДД = Σ

NPV с возрастающим шагом

ЧДД = 96414,7 + 412023,9 = 508438,6 тыс. руб.

ЧДД = 508438,6 + 303187,4 = 811626 тыс. руб.

Индекс доходности

ID = Σ

ID>1, следовательно, событие прибыльное.

Срок окупаемости (период возврата)

Полученные результаты представлены в таблице 3.14.

Таблица 3.14. Показатели эффективности проекта

3.11. Технико-экономические показатели проекта.

В результате замены старой системы на новую двухступенчатую систему очистки сокращается численность обслуживающего персонала пылеулавливающей установки и стоимость РСО. В результате получаем значительный экономический эффект, т.к. степень очистки выхлопных газов в новой системе выше, что увеличивает снижение годового выброса пыли в атмосферу, а значит, и уменьшение ущерба. При снижении стоимости РСО сокращаются затраты предприятия на электроэнергию и, соответственно, снижается себестоимость выпускаемой продукции. NPV - положительный, ID>1, T<3 лет.

Таблица 3.15. Технико-экономические показатели.

Таким образом, реализация данной меры экономически эффективна и целесообразна.

4. БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНИ

4.1. Анализ производственного травматизма.

К производственному травматизму относятся несчастные случаи, произошедшие на территории предприятия при выполнении пострадавшими своих служебных обязанностей или работ, связанных с данным производством.

Данные о производственном травматизме в АО «Стойленский ГОК» приведены в таблице 4.1.

Таблица 4.1. Производственный травматизм на СГОК.

Анализ приведенных данных за указанный период указывает на тенденцию к снижению любого из показателей. Это свидетельствует о том, что служба охраны труда и техники безопасности работает на должном уровне.

В число зарегистрированных на заводе несчастных случаев включены случаи производственного травматизма, произошедшие в здании крупного дробления (ККД).

В основном они связаны с ремонтом технологического оборудования, так как в ККД имеется большое количество подвижных механизмов (вращающиеся барабаны, ленточные конвейеры, конусные дробилки и др.).

Причины аварий (таблица 4.2.):

Таблица 4.2. Причины несчастных случаев.

4.2. Анализ вредных и опасных факторов при ККД.

Самочувствие и работоспособность человека зависят от состояния метеорологических условий. Эти условия определяются сочетанием трех основных параметров: температуры, относительной влажности и движения воздуха.

Оптимальная температура воздуха рабочей зоны по ГОСТ 12.1.005-88 «Воздух рабочей зоны. Основные санитарно-гигиенические требования» составляет 16-28°С. На отдельных участках ККД (возле дробилок, перегрузочных пунктов и др.) температура достигает 30-35°С, а на других этапах производства зависит от сезона: зимой 2-5°С, летом 18-18°С. 25°С.

Оптимальная влажность по ГОСТ 12.1.005-88 составляет 40-60%. В перечисленных выше местах предел изменения влажности составляет 30-40%.

Оптимальная подвижность воздуха для летнего периода 0,5-1 м/с, для зимнего 0,2-0,5 м/с.

На самом деле внутри цеха эти параметры поддерживаются в соответствии с регламентом.

4.2.1. пыльный.

Технология переработки руды включает следующие технологические операции:

Поэтому основным вредным веществом, выделяющимся при переработке руды, является пыль. Источниками выброса пыли являются:

Вредное влияние производственной пыли на здоровье работающих зависит от многих факторов:

Контроль за наличием и содержанием пыли в воздухе рабочей зоны является важной задачей санитарно-систематической оценки труда рабочих.

В 1997 г. было обследовано около 600 рабочих мест на температуру, влажность и запыленность воздуха. По сравнению с предыдущим годом запыленность рабочих мест снизилась до 4,1 мг/м при ПДК = 6 мг/м по ГОСТ 12.1.005-88.

4.2.2. Загазованность.

В 1997 г. было обследовано около 400 мест на загазованность. В ККД измерялись следующие загрязняющие вещества:

По замерам превышения нет (ГОСТ 12.1.003-76, СНиП 245-71).

4.2.3. Шум.

Замеры шума проводились шумомером для санитарно-гигиенической оценки условий труда работников ККД, разработки средств защиты от него. Уровни шума измерялись на рабочих местах при выполнении машинами технических операций в типичных условиях по установленным методикам. Анализ состояния уровня шума на рабочих местах в ККД показал, что в 1998 г. из 459 точек, обследованных на шум, в 298 точках уровень звукового давления превышал допустимые санитарные нормы. Превышение санитарных норм по шуму составляет 5-15 дБ по ГОСТ 12.1.003-83.

4.2.4. Вибрация.

При измерении вибрации энергию колебательных движений определяли в относительном выражении в пределах от октав со средним геометрическим расчетом 31,5-1000 Гц. Измерения проводились на рабочих местах в процессе технологических операций. Полученные результаты подвергались математической обработке в соответствии с установленными методиками и оформлялись протоколами измерений.

В ряде мест имеются небольшие перегибы (ГОСТ 12.1.012-90).

4.2.5. Освещение.

Среди физических факторов производственной среды, определяющих работоспособность и состояние здоровья человека, особое место занимает свет, т. е. условия естественного и искусственного освещения производственных помещений. Нормируемая освещенность рабочих мест, зданий, территории завода имеет гигиеническое и хозяйственное значение, т.к. недостаточное освещение является причиной несчастных случаев, отрицательно сказывается на зрении рабочих, приводит к заболеваниям глаз, снижает производительность труда.

Замеры освещенности проводились в ночное и дневное время. Анализ показал, что из 620 точек, измеренных в 1997 году, освещенность в 81 точке не соответствует санитарным нормам по СНиП 11-4-79. Основной причиной недостаточной освещенности является плохое питание электроламп и газоразрядных ламп.

4.2.6. Радиационный фон.

Радиационный фон по гамма-излучению измеряется сцинтилляционным геологоразведочным прибором СРП-68-01 в санитарно-защитной зоне на поверхности и в карьере по горизонтам в определенных точках по графику, включая взрывоопасные дни в карьере.

На ККД проводились разовые замеры радиационного фона по гамма-излучению. Общий фон гамма-излучения составил 6-53 мкр/ч (СНиП 11-4-79).

БИБЛИОГРАФИЯ