Выбираем степень дробления в отдельных стадиях

,

Если , то и ,

где S_ср - средняя степень дробления для одной стадии.

Ориентировочно принимаем степень дробления

;

При замкнутом цикле в третьей стадии дробления, степени дробления в первой и во второй стадиях должны быть несколько меньше S_ср, а степень дробления в третьей стадии больше.

Тогда:

Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

мм,

мм;

мм;

Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой, второй и третьей стадиях дробления

i_I = D₂/z_I = 140/1.5 =100мм, (4.6)

i_II = D₄/z_II = 39/2,1 = 20мм;

i_IV = D/z_IV = 19/2.4 = 8мм;

значение z находим по типовым характеристикам конусных дробилок крупного дробления и для дробилок КСД-2200 [1, стр. 48-51].

Выбираем режим работы грохотов второй и третьей стадии дробления.

Выбираем размеры отверстий сита грохота и эффективность грохочения для второй стадии дробления. Примем размер отверстий сита, а = 30 мм. Эффективность грохочения примем Е = 80 %. Для третьей стадии грохочения примем размер отверстий сита, а = 10 мм, Е = 80 %.

Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.

Определяем приблизительные значения масс продуктов 2, 4 и 9, поступающих в операцию дробления. Находим по табл. 8 ориентировочные выходы продуктов для руды средней твердости): ү₄ = 80%. По формуле О_n=Q₁ ү_n определяем массы продуктов:

Q₁ = 210 =210 т/ч;

Q₄= Q₂* ү₄ = 210*0,75=158 т/ч;

Q₉ =210 *1,35 =284 т/ч;

Таблица 2.1 Требования, которым должны удовлетворять дробилки

Показатели	Стадия дробления
первая	вторая	третья
Крупность наибольших кусков в питании, мм
Ширина разгрузочной щели дробилки, мм
Требуемая производительность, т/ч
м^3/ч

Таблица 2.2Технические характеристики дробилок

Стадия дробления	Тип и размер дробилок	Ширина приемного отверстия, мм	Ширина разгрузочной щели в фазе раскрытия (номинальная), мм	Диапазон регулирования разгрузочной щели, мм	Паспортная производительность при запроектированных щелях,м^3/ч	т/ч
первая	ЩДС-6х9			±30
ЩДП-9х12			±35
ККД-500/75			-
вторая	КСД-1200Гр		-	20-50	77-150	123-240
КСД-1750Т		-	15-30	90-180	144-288
КСД-1750ГР		-	25-60	170-320	272-512
третья	КМД-1750Гр		-	9-20	95-130	152-208
КМД-1750Т		-	5-15	85-110	136-176
КМД-2200Т1		-	7-15	150-210	240-336

Сравнивая предлагаемые дробилки для установки потребованиям предъявляемым к ним, вариант установки ЩДП-9х12 в первой стадии дробления, КСД-1750Т – во второй и КМД-2200Т1 – в третьей стадии является наиболее эффективным.

Таблица 2.3.

Технические характеристики выбранных дробилок

Стадия дробления	Тип и размер дробилок	Запроектированная щель, мм	Производительность при запроектированной щели, м^3/ч	т/ч	Количество дробилок требуемых к установке, шт	Коэффициент загрузки дробилки	Общая масса дробилок, т	Мощность, кВт/ч
первая	ЩДП 9х12					0,82
вторая	КСД-1750Т					0,82
третья	КМД-1750Т1		120,3	192,3		0,92

 

Производительность дробилки крупного дробления ЩДП-9х12 при щели 100 мм составит 160 т/ч, дробилки среднего дробления КСД-1750Т при щели 20 мм составит 120 м^3/ч,производительность дробилки КМД-2200Т1 при работе в замкнутом цикле рассчитаем по формуле [1,107]

где k_ц- коэффициент крупности для замкнутого цикла (1,3¸1,4), принимаем 1,3

Q_.- производительность дробилки в открытом цикле для принятой ширины выходной щели, м³/ч, определяется по табл. 28, Q=92,5 м³/ч

м³/ч

 

Коэффициенты загрузки дробилок

к_I = 210/256=0,82; k_III =158/192=0,82; k_V = 178/192,5=0,92.

В числителе - требуемая производительность дробилок табл.2.1., в знаменателе - производительность по технологической характеристике (табл.2.2.).

Уточненный расчет схемы:

Предварительно нужно построить характеристики крупности для β^+d₁, b_II^+d, b_IV^+d. Характеристику исходной руды построим для средней по крупности руды, рисунок 2.2 при заданном размере максимального куска 500 мм.

Таблица 2.4. Пересчёт типовой характеристики в характеристики исходной

руды и продуктов дробления

 

По типовой характеристике	Исходная руда	Продукт дробления
Крупность классов в полях ширины щели дробилки	Суммарный выход класса по плюсу	Крупность класса, мм	Крупность класса, мм
1,5
1,4
1,2
0,8
0,6
0,4
0,2

Рисунок 2. Характеристика крупности исходной руды и разгрузки дробилки.

 

Таблица 2.5. Пересчёт типовой характеристик для дробилок КСД 1750Т и

КМД-2200 Т2 к заданным размерам выходных щелей

По типовой характеристике	КСД при i=20мм	КМД при i=8мм
Крупность классов в полях ширины дробилки	Суммарный выход класса по плюсу, %	Крупность класса, мм	Крупность класса, мм
+0,0	100,00	0,00	0,00
+0,1	80,00	3,9	1,8
+0,2	66,00	7,8	3,6
+0,4	40,00	15,6	7,2
+0,6	22,00	23,4	10,8
0,8	11,00	31,2	14,4
+1	5,00	39,0	18,0

 

Рисунок 3. Характеристики крупности разгрузки дробилки среднего дробления и мелкого дробления.

 

Расчет второй стадии дробления:

Q₃ = Q₂* β₂^-a*E_II^-a = Q₂* β₂^-30* E_II^-30 = 210*0,25*0,80 = 42 т/ч

Q₄ = Q₅= Q₂ – Q₃ = 210 – 42 = 168 т/ч=168:2,3=73м³/ч

Расчет третьей стадии дробления:

Q₁=Q₆=Q₈

Для предварительного грохочения:

Q₈ = Q₆* * = 210*0.22*0.85=39,3 т/ч

Q₁₀=Q₉=Q₆– Q₈ = 210 – 39,3 = 170,7 т/ч

 

Для поверочного грохочения:

Q₁₀¹ = Q₁₀* * = 83,7*0.75*0.85=53,4 т/ч

Q₁₀²=Q₁₀– Q₁₀¹ = 170,7 – 108,8 =61,9 т/ч

Питание дробилки в третьёй стадии будет:

Q₉=Q₉ +Q₁₀²=170,7+61,9=232,6 т/ч=232,6:2,3=101м³/ч

По формуле [[19] стр 70 Разумов] находим массу объединенного продукта

Q₇ = Q₁* (1/E_II1^-a+ β₆⁺¹⁰/ β₁₀^-10)= 210*(1/0.8+0.58/0.95)=390,6 т/ч

 

Для выбора грохота в операции V достаточно знать содержание в продукте 7 кл –а и -0,5а. Содержание кл. опр. по формуле [20,21] стр. 70 Разумов

Β₇^-10= Q₁/(Q₇* )=1/(ү₇* )= 210/(191,6*0.8)=1/(0,75*0.8)=0,67

Содержание. класса -0,5а будет примерно в 2 раза меньше чем класс а

 

Β₇^-5а=0,5 Β₇^-10 ,тогда Β₇^-5=0,5*0,67=0,34

Определяем коэффициент загрузки дробилок:

С учетом всех поправок производительность дробилок определится по формуле (1.12).

k_d =2,3/1,6»3,8/2,7»1,4; коэффициенты k_др, k_кр, k_вл- принимаем по таблице 27 [1, стр. 214],

k_др = 1,1, так как ¦= 12 (руда средней крепости); k_кр = 1 +(0,8- = 1 + (0,8 - =1,13 (для

d_н =500мм; В= 750 мм); k_вл = 0,95 при влажности руды, поступающей на фабрику, равной 6%.

Затем находим коэффициенты загрузки дробилок по формуле (1.13).

Для первой стадии дробления Q_к = 160 м³/ч; k_др = 1,1; k_б = 1,4; k_кр = 1,13; k_вл = 0,95;

Q_др = 160*1,1*1,4*0,91*0,95 =213 м³/ч; k_з = 131/213 = 0,62;

Для второй стадии дробления Q_к = 120 м³/ч; k_др = 1,1; k_б = 1,4; k_кр = 1,13; k_вл = 0,95;

Q_др = 120*1,1*1,4*1,14*0,95 =142,9 м³/ч; k_з = 73/142,9 = 0,51;

Для третьей стадии дробления Q_к = 160 м³/ч; k_др = 1,1; k_б = 1,4; k_кр = 1,4; k_вл = 0,95;

Q_др = 160*1,1*1,4*1,4*0,95 =327,7 м³/ч; k_з = 101/327,7 =0,31.

Принимаем к установке в первой стадии дробилку ЩДП-9х12, во второй стадии дробилку КСД -1750 Гр в количестве 1 шт и в третьей стадии дробилку КМД- 2200Т1 в количестве 1 шт.

Выбор и расчет грохота:

Вибрационные инерционные грохоты легкого типа применяются для грохочения с высокой эффективностью среднего по крупности и мелкого материалов. Эти грохоты в основном предназначены для углей невысокой плотности.

Вибрационные инерционные грохоты среднего и тяжелого типа применяются для грохочения крупного и мелкого материалов.

Вибрационные грохоты горизонтальные с самобалансным вибратором рекомендуется для сухого грохочения, для грохочения с отмывкой, для обезвоживания и отделения суспензии от продуктов обогащения в тяжелых суспензиях. Грохоты изготовляются легкого типа для углей, среднего, и тяжелого типа – для руд.

Для второй стадии дробления:

Производительность вибрационных грохотов определяется по формуле:

Q = F*q*б*k*l*m*n*o*p, (4.16)

где F – рабочая площадь сита. м²;

q – удельная производительность на 1 м² поверхности сита, м³/ч, табл. 29 [1],

б – насыпная плотность материала, т/м³;

k,l,m,n,o,p – поправочные коэффициенты определяем по табл. 30 [1],

F = Q / q*б*k*l*m*n*o*p, (4.17)

F = 210/(33,5*2.9*0,8*1,32*1,35*1*1*1)= 1,9 м²

Для грохочения принимаем грохот ГИТ 32, q = 33,5м³/ч, а = 30 мм, F = 3,8 м²

Рассчитаем производительность грохота:

Q = 1,9*33.5*2,3*0,8*1,32*1,35*1*1*1= 208,7 т/ч.

Рассчитаем количество грохота:

n = 208,7 / 210 = 0,99, (4.18)

Принимаем к установке грохот ГИТ 32 в количестве 1 шт.

Таблица 2.6. Технологическая характеристика выбранного грохота.

Типоразмер	Крупность кусков исходного материала	Площадь грохочения, м^2	Мощность электродвигателя, кВт.	Габариты, мм.	Масса, т.
Длина	Ширина
ГИТ-32		3,8	11,0			3,3

Для третьей стадии дробления:

Производительность вибрационных грохотов определяется по формуле:

Q = F*q*б*k*l*m*n*o*p, (4.16)

где F – рабочая площадь сита. м²;

q – удельная производительность на 1 м² поверхности сита, м³/ч, 29 [1],

б – насыпная плотность материала, т/м³;

k,l,m,n,o,p – поправочные коэффициенты (3. табл.9).

F = Q / q*б*k*l*m*n*o*p, (4.17)

F = 210/19*2,3*0,8*1,32*1,35*1*1*1= 3,8 м²

Для грохочения принимаем грохот ГИТ 32, q = 33,5м³/ч, а = 10 мм, F = 3.8 м²

Рассчитаем производительность грохота:

Q = 3,4*19*2,3*0,8*1,32*1,35*1*1*1= 492 т/ч.

Рассчитаем количество грохота:

n = 492 / 494,6=0,99=1

Таблица 2.7. Технологическая характеристика выбранного грохота.

Типоразмер	Крупность кусков исходного материала	Площадь грохочения, м^2	Мощность электродвигателя, кВт.	Габариты, мм.	Масса, т.
Длина	Ширина
ГИТ-51В		7,9	18,5

 

Расчет схемы измельчения

Производительность главного корпуса Q_ф.ч.=130 т/ч или 130/2,3= 56,5 м³/ч. Содержание в исходном питании класса -0,074 мм 6% при крупности исходного материала 10-0 мм, в сливе 1 классификации 50% класса -0,074 мм, в сливе 2 классификации 68% класса -0,074 мм.

Значения b₄ ^¢ и b₇ ^¢ находим по табл. 14 [1, стр. 102], b₄ ^¢ =0,32, b₇^¢=0,44.

Значения R₉ определяем по табл. 42[1, стр. 258], для b₇ ^-0,074= 0,68, R₇= 2,03.

Значения R₈ для спиральных классификаторов обычно лежит в пределах 0,2¸0,25(83¸80%тв), а для гидроциклонов в пределах 0,33-0,5 (75-67%тв). Так как классификацию осуществляем по относительно тонкому классу целесообразно классификацию осуществлять в гидроциклонах, следовательно, значение R₈= 0,33

т/ч

Определение значения Q₈^² производим по формуле 38[1, стр. 104]. Циркулирующую нагрузку принимаем с= 300%, тогда

Q₈^²= Q₈^¢×с_опт= 42,3×3=126,9 т/ч;

Q₈= Q₉ = Q₈^¢ + Q₈^²= 42,3+126,9,5= 169,2 т/ч;

Q₆= 130+169,2=299,2 т/ч;

Q₅= Q₁ *с_опт =130*2=260 т/ч

Q₂= Q₃₌Q₁+ Q₅130+260=390 т/ч.

Производим выбор и расчет оборудования для измельчения.

Расчет мельниц I стадии

За эталонную мельницу принимаем мельницу МШР 2700х3600 при крупности исходного продукта 12-0 мм и содержании в сливе 55 % класса -0,074 мм; имеет удельную производительность по классу -0,074 мм 1,1 т/м³*ч. (5)

По представленной схеме крупность исходного питания 10-0 мм, b^-0.074=6% при содержании в сливе 50% класса – 0,074мм. Разницу между крупностью исходного питания мельницы будем учитывать коэффициентом k_к при расчете удельной производительности проектируемых мельниц.

Для проектируемой фабрики принимаем следующие типоразмеры мельниц:

а) МШР 2700х3600, V=18,4 м³; б) МШР 4000х5000, V=58,2 м³;в) МШР 4500х5000, V=74,3 м³.

Удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяем по формуле 120 [1, стр. 231].

q=q₁*k_и*k_к*k_D*k_т

где: q – удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчётному классу, т/(м³*ч);

q₁ – удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т/(м³*ч);

k_и – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;

k_к – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках;

k_D – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой работающей мельниц;

k_т – коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.

k_и= 1,0, так как тип руды идентичен действующей обогатительной фабрики; k_т =1,0, тип мельницы на проектируемой фабрике выбрали аналогично действующей.

Определяем значение k_D по формуле:

где D и D₁ – соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей (эталонной) мельниц.

Определяем значение коэффициента k_к по формуле 121 [1,стр231]

 

k_к = m₂/m₁, (1.25)

где m₁-относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике; m₂- то же, для руды,проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.

a) Определяем значение m₂ по табл.33 [1,стр232] для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта 10—0мм (b^-0,074= 6%), содержание класса – 0,074 мм в конечном продукте 50 %.

b) Определяем значение m₁ по табл.33 [1,стр232] для условий измельчения действующей мельницы: крупность исходного продукта 12 — 0 мм (b^-0,074= 6%), содержание класса – 0,074 мм в конечном продукте 55 %.

k_к = m₂/m₁ = 1,1/0,99 = 1,02.

Определяем значение k_D по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600, k_D =1,0; б) МШР 4000х5000, k_D =1,23; в) МШР 4500х5000, k_D =1,3

Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 мм для мельниц

а) МШР 2700х3600, q = 1,1*1*1,02*1,0*1,0 = 1,12т/(м³∙ ч);

б) МШР 4000х5000, q = 1,1*1*1,02*1,23*1,0 = 1,38т/(м³∙ ч);

в) МШР 4500х5000, q 1,1*1*1,02*1,3*1,0 = 1,46 т/(м³∙ ч).

Определяем производительность мельниц по руде по формуле (1.20)

а) для мельницы МШР2700х3600; Q_м = 1,12*1,84 / (0,5 - 0,06) = 182,5 т/ч;

б) для мельницы МШР 4000х5000; Q_м 1,38*58,2 / (0,5 - 0,06) =182,5 т/ч;

в) для мельницы МШР 4500х5000; Q_м = 1,46*74,3/ (0,5 - 0,06) = 246,5 т/ч.

Определяем расчётное число мельниц по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600 n = 130/46,8 = 2,8, принимаем n = 3;

б) МШР 4000х5000 n = 130/182,5= 0,7, принимаем n = 1;

в) МШР 4500х5000 n = 130/246,5 = 0,52, принимаем n = 1.

Технические характеристики вариантов мельниц приведены в таблице 2.8.

Таблица 2.8 Варианты установки мельниц

Типоразмер	Количество мельниц, шт.	Масса, т	Мощность, кВт	Коэффициент запаса
по расчету	к установ.	одной	всех	одной	всех
МШР 4500х5000	0,52						1: 0,52=2
МШР 4000х5000	0,7						1:0,7=1,33
МШР 2700х3600	2,8						3:2,8=1,07

Вариант установки одной мельницы типоразмера МШР 4000х5000 является наиболее выгодным. Принимаем к установке 1 мельницу типоразмера МШР 4000х5000.

Расчет мельниц II стадии

За эталонную мельницу принимаем мельницу МШЦ 2700х3600 при содержании класса -0,074 мм в питании 55% и конечном продукте 75% имеет удельную производительность 0,8 т/м3*ч. (5)

По представленной схеме содержание класса -0,074 мм в питании 50%, в конечном продукте 68%.

Для проектируемой фабрики принимаем следующие типоразмеры мельниц:

а) МШР 2700х3600, V=18,4 м³; б) МШР 3200х3100, V=22,6 м³;в) МШР 3600х4000, V=37,4 м³.

Удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяем по формуле 120 [1, стр. 231].

q=q₁*k_и*k_к*k_D*k_т

где: q – удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчётному классу, т/(м³*ч);

q₁ – удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т/(м³*ч);

k_и – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;

k_к – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках;

k_D – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой работающей мельниц;

k_т – коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.

k_и= 1,0, так как тип руды идентичен действующей обогатительной фабрики; k_т =1,0, тип мельницы на проектируемой фабрике выбрали аналогично действующей.

Определяем значение k_D по формуле:

где D и D₁ – соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей (эталонной) мельниц.

Определяем значение коэффициента k_к по формуле 121 [1,стр231]

 

k_к = m₂/m₁, (1.25)

где m₁-относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике; m₂- то же, для руды,проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.

a) Определяем значение m₂

b) Определяем значение m₁

k_к = m₂/m₁ = 0,97/1,1 = 0,88.

Определяем значение k_D по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600, k_D =1,0; б) МШР 3200х3100, k_D =1,0,6; в) МШР 3600х4000, k_D =1,16

Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 мм для мельниц

а) МШР 2700х3600, q = 0,8*1*0,88*1*1,15 = 0,81т/(м³∙ ч);

б) МШР 3200х3100, q = 0,8*1*0,88*1,06*1,15 = 0,86/(м³∙ ч);

в) МШР 4500х5000, q=0,8*1*0,88*1,16*1,15 = 0,94 т/(м³∙ ч).

Определяем производительность мельниц по руде по формуле (1.20)

а) для мельницы МШР2700х3600; Q_м = 0,81*1,84 / (0,68-0,5) = 82,8 т/ч;

б) для мельницы МШР 3200х3100; Q_м= 0,86*22,6 / (0,68-0,5) =107,9 т/ч;

в) для мельницы МШР 3600х4000; Q_м = 0,94х37,4/ (0,68-0,5) = 195,3 т/ч.

Определяем расчётное число мельниц по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600 n = 130/82,8 = 1,6, принимаем n = 2;

б) МШР 3200х3100 n = 130/107,9=1,2, принимаем n = 2;

в) МШР 3600х4000 n = 130/195,3=0,66, принимаем n = 1.

Технические характеристики вариантов мельниц приведены в таблице 2.8.

Таблица 2.8 Варианты установки мельниц

Типоразмер	Количество мельниц, шт.	Масса, т	Мощность, кВт	Коэффициент запаса
по расчету	к установ.	одной	всех	одной	всех
МШР 3600х4000	0,66						1/0,66=1,25
МШР 3200х3100	1,2		92,6	185,2			2/1,2=1,7
МШР 2700х3600	1,6						2/1,6=1,25

Вариант установки одной мельницы типоразмера МШР 3600х4000 является наиболее выгодным. Принимаем к установке 1 мельницу типоразмера МШР 3600х4000.