Положение о премировании из фмп 94 Плановый баланс рабочего времени 95 СОДЕРЖАНИЕ ВВЕДЕНИЕ 3 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 7 Выбор и расчет схемы дробления 8 Выбор и расчет схемы измельчения 13 Расчет качественно -количественной схемы обогащения 21 Расчет водно-шламовой схемы 24 Выбор и расчет оборудования для классификации 27 Выбор и расчет оборудования для флотации 31 Выбор и расчет оборудования для сгущения 33 СПЕЦЧАСТЬ 34 Электрохимическая флотация 35 ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ 41 ОХРАНА ТРУДА И БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ НА ПРОИЗВОДСТВЕ 45 Производственная санитария 46 Пожарная безопасность 50 План ликвидации аварии 53 СТРОИТЕЛЬНАЯ ЧАСТЬ 54 Выбор площадки строительства и ее инженерная характеристика 55 Размещение зданий и сооружений 56 ОПОРБОВАНИЕ, КОНТРОЛЬ И АВТОМАТИЗАЦИЯ 58 Методы контроля технологического процесса и качества продукции 59 Параметры опробования и контроля производством 65 Управление технологическими процессами измельчения, флотации , сгущения 66 ВНУТРИФАБРИЧНЫЙ ТРАНСПОРТ И СКЛАДСКОЕ ХОЗЯЙСТВО 69 Описание схемы транспорта 70 Грузоподъемные устройства 71 Расчет пластинчатого питателя 72 Расчет ленточного конвейера 75 Обоснование и выбор склада 81 Выбор и расчет бункера 82 ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ 83 Электротехническая часть 84 Выбор типов электродвигателей и пусковой аппаратуры 85 ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 90 Введение 91 Организация производства и труда на фабрики 92 Организация труда и заработной платы 93 Положение о премировании из ФМП 94 Плановый баланс рабочего времени 95 Годовой фонд заработной платы специалистов ,служащих и МОП 96 Штататная ведомость рабочих по профессиям и разрядам 97 Основные технологические показатели работы фабрики 98 Сметно- финансовый расчет стоимости оборудования 99 Сводная таблица капитальных затрат по цеху 102 Калькуляция себестоимости готовой продукции 105 Сравнение технико-экономических показателей 106 ЛИТЕРАТУРА 107 ВВЕДЕНИЕ Цех разделения файнштейна входит в состав комбината “Североникель”. Находится в Мурманской области, в районе города Мончегорска. Цех разделения файнштейна предназначен для переработки файнштейна с целью получения медного и никелевого концентратов, отвечающих техническим условиям по содержанию металлов. Исходное сырье для получения концентратов - медно-никелевый файнштейн с содержанием меди и никеля 72 - 73 %. Файнштейн выпускается в виде монолитных блоков. Массовые доли %: никель 40 медь 32 кобальт 0,5 - 1,38 железо не более 3,5 сера не менее 22. Допустимая примесь посторонних включений в файнштейн не более 0,1 % от общей массы блока. Насыпной вес - 4 т/м3 Плотность - 5,6 т/м3 Коэффициент твердости - 6. Файнштейн - продукт конвертирования медно-никелевого штейна ,получаемого при плавке шихты в рудно- термических печах. Структурная основа медно-никелевого файнштейна- сростки и зерна сульфида меди (Cu2 S)-халькозина и сульфида никеля (Ni3 S2 )-хизливудита с включением зерен медно-никелевого металлического сплава переменного состава. Общее соотношение Cu к Ni в файнштейне 0,7-1,5.Основу твердого файнштейна составляет 56 -85 %.Ni в сульфидной форме. Размер зерен 50-150 мкм .В сульфидной меди находится 90-95% всей меди файнштейна. Металлический сплав состоит из никеля (60-80%), меди (5-15%), платины (0,135%), железа (6-15%) ,палладия (0,16-1,1%), серы (2,5-5,5%). Его состав и выход зависит от охлаждения и химического состава исходного файнштейна. При быстром охлаждении медь не успевает выделиться в виде сульфида, тогда металлический сплав содержит больше меди. Магнетит и шлаковые включения развиты в верхних слоях слитка файнштейна. Нижние слои обогащены тяжелым металлическим сплавом (удельный вес 8,3 г/см), а верхние магнетитом (5,2 г/см). Поэтому, для получения благоприятной структуры файнштейна ,обеспечивающей эффективное разделение меди и никеля, необходимо медленное охлаждение файнштейна со скоростью 8-10 градусов в час от 650 до 400 градусов, зимой-65 часов, летом-72 часа кроме того необходимо соблюдать режим доводки файнштейна (продувки). Медно-никелевый файнштейн относится к веществам первого класса опасности, не обладает пожаро - взрывными свойствами. В воздушной среде и стоячих водах в присутствии других веществ и факторов токсичных соединений не образует. Файнштейн поступает с трех комбинатов: Норильский, “Печенганикель” и “Североникель”. Норильский файнштейн - блоки весом до 30 т. с тарой в форме усеченной пирамиды с четырьмя проушинами и куски, затаренные в изложницы. Из Мурманского порта поставляется железнодорожным транспортом в контейнерах. Файнштейн “Печенганикель” - блоки в форме усеченной пирамиды весом до 17 тонн с четырьмя закладными проушинами. Поставляется железнодорожными платформами. Файнштейн “Североникель” - блоки в форме усеченной пирамиды весом до 20 т с двумя закладными проушинами, куски с наибольшим размером 2,5 м, затаренные в совки. Вес до 10 т. Поставляется местным парком в думпкарах. Качество сырья определяется следующими показателями, характеризующими состав, технологические, физические и структурные свойства, влияющие на процесс разделения. По данным практики составляются пропорции по видам файнштейна. Плановое соотношение соответствует: “Печенганикель” : “Североникель” : “Норильский никель” = 1 : 1,21 : 1,46. Характеристика товарной продукции Таблица № 1 Параметры Медный концентрат Никелевый концентрат Плотность т/м3 5,3 5,8 Содержание тв., % до 50 до 20 Содержание кл. - 0,044, % не менее 96 85 - 95 Содержание, % меди не менее 65,0 не более 5,0 Содержание, % никеля не более 3,7 не менее 67 Таблица № 2 Фазовый состав Содержание фазы, % Кр-ть сростков, мм Примечание в сростках Медный концентрат 1. Сульфид меди и сульфиды меди с железом 90 -95 5 - 10 0,01 - 0,05 редко до 0,07 2. Медь металлическая ед. зерна 20 0,01 - 0,03 3. Сульфид никеля 5 - 10 0,01 - 0,05 57 % составляют сростки сульфидов меди с хизлевудитом и ферритом или вростки феррита в хизлевудит Сu2 + Cu5 FeS4 4. Сплавы никеля ед. зерна 50 0,01 - 0,04 5. Ферриты типа Fe3 O4 ед. зерна - - Никелевый концентрат 1. Сульфиды никеля и сульфиды никеля с железом 60 - 70 20 - 30 0,03 - 0,07 редко 0,15 2. Сплавы никеля 20 - 30 60 - 70 0,03 - 0,07 3. Медь металлическая 1 - 2 40 - 50 0,01 - 0,07 70 % частично открытые сростки сульфидов меди с сульфидами никеля и металлическим сплавом. 4. Сульфиды меди и сульфиды меди с железом Сu2 + Cu5 FeО4 1 - 5 80 - 90 0,01 - 0,1 редко 0,3 5. Ферриты типа Fe3 O4 0,5 50 - 60 0,01 - 0,03 6. Шлаки силикатно-ферритового состава ед. зерна 0,15 - 0,4 - 7. Уголь ед. зерна - 0,1 - 0,15 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ Выбор и расчет схемы дробления Блоки файнштейна, совки и изложницы с файнштейном перегружаются мостовым краном на платформу 50 т - весов и через специальный проем в бетонном ограждении площадки устанавливаются на решетку для раскалывания. Раскалывание производится агрегатом первичного дробления АД - 1. АД - 1 - полноповоротная самоходная машина на гусеничном ходу с индивидуальным гидравлическим приводом всех механизмов. Состоит из четырех частей: базовой машины, стрелы в сборе, рамки и гидроударника Раммер 1600 НД. Марка базовой машины - экскаватор ЭО - 3122, Гост 22894 - 77. Гидроударник устанавливается на экскаваторе вместо ковша, его вес 25 - 50 кг. Размер наибольшего куска, получающегося после раскалывания - 350 мм. Исходные данные для расчета Qср.г . = 400 тыс. т/год руда средней твердости pн = 4 т/м3 p = 5,6 т/м3 Dmax = 350 мм. d min =25 мм В связи с тем, что проектируемый цех имеет небольшую годовую производительность по исходному файнштейну, а современный конусные дробилки высокопроизводительны, нерационально применение грохотов для предварительного грохочения. Установка низко производительных валковых и молотковых дробилок невозможна, т. к. будет иметь место очень быстрый износ валков и молотков. Таким образом, в проекте предусматриваем схему дробления, разработанную на комбинате "Североникель". Схема 1. Крупное дробление — I Склад Среднее дробление — II 1 Производительность отделения крупного дробления, среднего и мелкого. Режим работы - пятидневная рабочая неделя, по две смены в сутки, продолжительностью по 7 часов. Цех расположен в северном районе, поэтому расчетное число рабочих дней в году - 247. Q = = 115 т/ч 2. Общая степень дробления: S = = 350/25 = 14 3. Степени дробления в отдельных стадиях: S = S1 * S2 * S3 Средняя степень дробления: Sср = 2,4 = = 2.4 В первой стадии принимаем S1 = 2,65 Во второй стадии принимаем S2 = 2,5 В третьей стадии принимаем S3 = 2,1 4. Условные максимальные крупности продуктов после отдельных стадий дробления: D2 = = = 132 мм D3 = = = 52.8 мм D4 = = = 25 мм 5. Ширина разгрузочных щелей дробилок: I1 = = = 82.5 мм I2 = = = 36 мм I3 = = = 12 мм Z - коэффициент закрупнения, выбирается по типовой характеристике крупности конусных дробилок крупного дробления, а для дробилок среднего и мелкого дробления . Характеристика крупности дробленого продукта щековой дробилки. Характеристика крупности дробленого продукта КСД. 6. Требования, которым должны удовлетворять дробилки. Таблица 3. Показатели I стадия II стадия III стадия Крупность наибольших кусков в питании, мм 350 132 52,8 Ширина разгрузочной щели, мм 82,5 36 12 Требуемая производительность, т/ч 115,7 115,7 115,7 м3 /ч 29 29 29 5. Технологическая характеристика выбранных дробилок. Таблица 4. Стадия дробления Тип и размер дробилок Ширина приемного отверстия, мм Пределы регулирования разгрузочной щели, мм Производи­тельность, м3 /ч I стадия ЩДП 6 * 9 600/900 100 30- 50 ККД 500/75 500 110,140,160 150 II стадия КСД 600Гр 75 12 - 35 12 - 35 III стадия КМД 1200Гр 50 3 - 12 30 5. Уточнение производительности дробилок. В каталогах производительности дробилок дается для средних по крепости руд с насыпной массой 4 т/м3 и при условии, что размер наибольших кусков в питании равен 0,8 - 0,9B, где B - ширина приемного отверстия. Для руд с другими физическими свойствами должны быть введены поправки. С учетом всех поправок производительность дробилок Q (в т/ч) определяется по формуле: Q = Qк * kдр * kб * kкр * kвл Qк - производительность дробилки по каталогу, т/ч; kдр - поправка на крепость (дробимость) руды; kкр - поправка на крупность питания; kвл - поправка на влажность; kб = бн / 1,6 » б / 2,7 Производительность ЩДП 6 * 9: Q = 30 * 4 * 0,9 * 1,2 * 1 * 1 = 130 т/ч. Производительность ККД 500/75: Q = 150 * 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 648 т/ч. Для установки в первой стадии принимаем щековую дробилку ЩПД 6 * 9, как имеющую больший коэффициент использования, меньшую стоимость и установочную мощность. Производительность КСД 600 Гр. Q = 30 * 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 130 т/ч. Производительность КМД 1 200 Т. Q = 30* 0,9 * 1,2 * 4 * 1 * 1 = 130 т/ч Выбор схемы и расчет оборудования для измельчения и классификации Исходные данные для расчета По данным практики крупность исходного материала - 25 - 0 мм содержание кл. - 0,044 в исх. шт. 12 % Измельчение проводится до 90% Кл.-0,044мм. В проекте принимаем схему измельчения, предложенную институтом “Механобр”. Часовая производительность главного корпуса: Qп.гл.к = = 50 т/ч Измельчение VIII VII VI V IV Дробление Пески Слив на флотацию Схема 2 Измельчение Классификация Пески Классификация Расчет I стадии измельчения По данным практики имеем: b5 - 0,044 = 4 % b7 - 0,044 = 50 % Крупность исходного питания 25 - 0 мм. Эталонная мельница МШР 2,7 * 2,1 производительностью Q = 29 т. 1. Удельная производительность по вновь образуемому классу - 0,044 мм действующей мельницы: qэ= = * = 0,78 т/м3ч Предполагаем установить мельницы: МШР 2,7 * 2,1 МШР 2,1 * 3,0 МШР 2,1 * 2,2 2. Удельная производительность проектируемых мельниц определяется по формуле: q = q1 * kи * kк * kд * kт а) kи - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды. Так как действующая и проектируемая мельница работают на одном и том же файнштейне, то: kи = 1. б) kк - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и проектируемой обогатительной фабриках. Эталонная мельница работает на крупности исходного питания 25 - 0 мм. Измельчает до 50 % кл - 0,044 мм. Проектируемая мельница работает на крупности исходного питания 5- 0 мм. Измельчает до 55 % кл - 0,044 мм. kк = m2 / m1 m1 - относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при той крупности исходного и конечного продукта, которые имеют место на фабрике. m2 - то же для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продукта. kк = 1,1 / 0,89 = 1,23 D – 0,15 D1 – 0,15 в) kд - коэффициент, учитывающий различие в диаметре барабанов проектируемой и работающей мельниц. kк = ( ) 0,5 ; D и D1 - соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и работающей мельниц. Для мельницы МШР 2,7 * 2,1 kд = 1 2,1 – 0,15 2,7 – 0,15 Для мельницы МШР 2,1 * 3,0 kк = ( ) 0,5 = 0,87 Для мельницы МШР 2,1 * 3,0 kд = 0,87 г) kт - коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц. Так как и проектируемая, и работающая мельницы с разгрузкой через решетку, то kт = 1 Удельная производительность проектируемых мельниц: Для МШР 2,7 *2,1 q = 0,78 * 1,23 * 1 * 1 * 1 = 0,96 т/(м3 * ч) Для МШР 2,1 * 3,0 q = 0,78 * 1,23 * 0,87 = 0,83 т/(м3 * ч) Для МШР 2,1 * 2,2 q = 0,78 * 1,23 * 1 * 1 = 0,83 т/(м3 * ч) p (D – 0,15) 0, 5 4 3. Рабочие объемы барабанов мельниц. V = * L p (2,7– 0,15) 0,5 4 p (2,1 – 0,15) 0,5 4 Для МШР 2,7 * 2,1 V = * 2,1 = 11,7 м3 p (2,1 – 0,15) 0,5 4 Для МШР 2,1 * 3,0 V = * 3,0 = 8,96 м3 Для МШР 2,1 * 2,2 V = * 2,2 = 6,57 м3 4.Производительностьмельницпоруде: Q= Для МШР 2,7*2,1 Q = = 26,1 т/ч Для МШР 2,1*3,0 Q = = 17.29 т/ч Для МШР 2,1*2,2 Q = = 12.68 т/ч 5.Расчетное число мельниц/ МШР 2,7*2,1 n = 50/26,1 = 1,9 n = 2 = 2/1,9 = 1,05 МШР 2,1*3,0 n = 50/17.29 = 2.9 n = 3 = 3/2.9 = 1.03 МШР 2,1*2,2 n = 50/12.68 = 3.9 n = 4 = 4/3.9 = 1.02 Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям Размеры барабанов мельниц, мм Число мельниц Масса мельниц, т Установочная мощность, кВт Цена, тыс. руб. коэф. запас Одной. Всех Одной. Всех Одной. Всех 1 2700*2100 2 68 136 380 760 104 208 1,05 2 2100*3000 3 49 147 200 600 134 402 1,03 3 2100*2200 4 44,4 177,6 200 800 110 440 1,02 К установке принимаются две мельницы МШР 2700х2100 Выбор и расчет мельниц второй стадии Эталонная мельница МШР 2,7 * 3,6 производительностью 43,5 т. Крупность исходного питания 60 % кл - 0,44 мм. Измельчение происходит до 90 % кл - 0,044. 1. 43,5 (90 - 60) * 4 p (2,7– (0,015)2 * 3,6 Удельная производительность эталонной мельницы по вновь образуемому классу - 0,044 мм qэ = = 0,71 т/ (м3 * ч) 2. kк = 0,92 / 0,91 = 1,01 Для сравнения вариантов принимаем мельницы: МШР 2,7 * 2,13,6 МШР 2,7 * 2,7 МШР 2,7 * 2,1 Содержание в исходном питании кл - 0,044 мм - 65 % Содержание в конечном продукте 85 % кл - 0,044 мм. 3. Определение значения коэффициента kд МШР 2,7 * 2,13,6 kд = 1 МШР 2,7 * 2,7 kд = 1 МШР 2,7 * 2,1 kд = 1 4. kи = 1 5. kт = 1 1. Удельная производительность мельниц по вновь образованному классу. Для всех мельниц q = 0,71 * 1,01 * 1 * 1 * 1 = 0,72 т/(м3 * ч) 2. (2,7 – 0,15) 0,5 4 Рабочие объемы барабанов мельниц. (2,7– 0,15) 0,5 4 Для МШР 2,7 * 3,6 V = * 3,6 = 18,38 м3 Для МШР 2,7 * 2,7 V = * 2,7 = 13,79 м3 ( 2,7– 0,15) 0,5 4 Для МШР 2,7 * 2,1 V = * 2,1 = 10,73 м3 3. ( 0,72*18,38) 0,85-0,65 Производительность мельниц по руде: Для МШР 2,7 * 3,6 Qм = = 58,5 т/ч 0,72*13,79 0,85*,65 Для МШР 2,7 * 2,7 Qм = = 36,5 т/ч 0,72*10,73 0,85-0,65 Для МШР 2,7 * 2,1 Qм = = 29,4 т/ч 4. Расчетное число мельниц. МШР 2,7 * 3,6 n = 50/58,5= 0,85 n = 1 h = 1,17 МШР 2,7 * 2,7 n = 50/36,5= 1,37 n = 2 h = 1,46 МШР 2,7 * 2,1 n = 50/29,4= 1,7 n = 2 h = 1,17 Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям Таблица 6 №№ пп Размеры барабанов мельниц, мм Число мельниц Масса мельниц, т Установочная мощность, кВт Цена, тыс. руб. h коэф. запас одной всех одной всех одной всех 1. 2700*3600 1 90 - 380 - 108 - 1,17 2. 2700*2700 2 74 148 380 760 95 190 1,46 3. 2700*2100 2 68 136 380 760 89 178 1,17 К установке принимаем две мельницы МШР 2700 * 2100. Расчет качественно-количественной схемы обогащения 1. Необходимое и достаточное число исходных показателей. с = 1 + е N = с (nр - ар + 1) - 1 е - число расчетных компонентов; пр - число продуктов разделения; ар - число операций разделения с = 1 + 1 = 2 N = 2 (12 - 6 + 1) - 1 = 13 2. Число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки. Nn = с(пр - ар ) Nn = 2 * (12 - 6) = 12 3. Определяем максимально возможное число исходных показателей извлечения Nв.мах = пр - ар Nв.мах = 12 - 6 = 6 Nb = Nn - Nв - Nд = 12 - 6 - 0 = 6 Nb. шх = N - Nп = 13 - 12 = 1 4. На основе анализа результатов испытаний обогащения файнштейна, и практики действующей фабрики, принимаем следующие численные значения исходных показателей: Таблица 7 b Cu % e Cu % b Ni % e Ni % 1 34,28 100 38,28 100 3 57,12 366,07 14,98 85,97 7 64,41 150,6 7,89 16,52 13 65,16 135,36 7,21 13,41 15 68,02 92,62 5,11 6,23 10 26,13 17,37 43,91 26,14 17 28,49 7,34 41,48 9,57 Схема 3 Порядок расчета схемы по узлам Таблица 8 №№ 1 2 3 №№ 1 2 3 1 12 26 29 7 22 21 20 2 23 28 29 8 15 18 20 3 17 21 23 9 15 14 25 4 17 16 28 10 19 24 25 5 13 14 16 11 24 26 27 6 13 12 22 Результаты расчета качественно-количественной схемы Таблица 9 № пр. Q, т/ч j, % Cu Ni b Cu % e Cu % b Ni % e Ni % 12 50,0 100 34,28 100 38,28 100 13 147,9 295,8 45,29 390,83 26,64 205,88 14 109,8 219,69 57,12 366,07 14,98 85,97 15 126,6 253,17 54,42 424,06 14,55 96,26 16 38,1 76,12 11,15 24,76 60,3 119,91 17 42,5 84,95 12,95 32,1 58,35 129,48 18 40,0 80,15 64,41 150,6 7,89 16,52 19 52,34 104,69 63,31 193,35 8,66 23,7 20 86,5 173,02 54,18 273,46 17,64 79,74 21 11,4 22,79 26,13 17,37 43,91 26,14 22 97,9 195,81 50,92 290,83 20,7 105,88 23 31,1 62,16 8,12 14,73 63,64 103,34 24 35,6 71,21 65,16 135,36 7,21 13,41 25 16,7 33,48 59,38 57,99 11,77 10,29 26 23,34 46,67 68,02 92,61 5,11 6,23 27 12,3 24,54 59,72 42,75 11,20 7,18 28 4,4 8,83 28,49 7,34 41,48 9,57 29 26,7 53,33 4,75 7,39 67,31 93,77 Проверка: jисх * bисх = jк-т * bк-т + jхв * bхв Проверка по Cu: 100 * 34,28 = 46,68 * 68,02 + 53,32 * 4,74 3428=3428 Проверка по Ni: 100 * 38,28 = 46,68 * 5,11 + 53,32 * 67,32 3828 @ 3828,03 Расчет водно-шламовой схемы Принятые обозначения: Rп - отношение жидкого к твердому по массе; Wп - количество воды в операции или в продукте, м3 /ч; Lп - количество воды, добавляемой в операцию или к продукту,м3 в единицу времени. dп - плотность твердого в продукте, т/м3 Vп - объем пульпы в продукте, м3 /ч. Основные отношения: Wп = Rп * Qп Rп = Wп / Qп V = Qп (Rп + 1/dп ) Водно-шламовая схема Таблица 10       №№ пр. Наименование Q, т/ч R W, м3 /ч V, м3 /ч 1 2 3 4 5 6 V. Измельчение I стадия поступает: 5. дробленый продукт 50 0,02 1 13,5 11. пески г/ц I стадии 150 0,08 102 139,5 вода LV 17 17 Итого: 200 0,6 120 170 выходит: 7. измельченный продукт 200 0,6 120 170 Итого: 200 0,6 120 170 VI. Классификация поступает: 7. измельченый продукт 200 0,6 120 170 вода LVI 60 60 Итого: 200 0,9 180 230 выходит: 8. слив г/ц 150 0,68 102 139,5 11. пески г/ц 50 1,56 78 90 Итого: 200 09 180 230 VII. Измельчение II стадия поступает: 8. слив г/ц I стадии 50 1,56 78 90,5 13. пески г/ц II стадии 100 0,3 30 55 вода LVII 5,42 5,42 Итого: 150 0,7 113,42 150,92 выходит: 9. измельченный продукт 150 0,7 113,42 150,92 Итого: 150 0,7 113,42 150,92