Расчет схемы измельчения и выбор оборудования

Задание на расчет схемы и выбор оборудования по дроблению

и измель­чению.

1.Рассчитать схему дробления и измельчения для производительности и усло­вий, заданный в таблице №1, вариант №1

2.Выбрать дробилки, грохоты, мельницы и классификаторы.

3.Вычертить технологическую схему операций с указанием весов и выходов
всех продуктов и схему цепи аппаратов.

4. При выполнении задания принять:

а) время работы цеха дробления 6 дней в неделю в 2-3 смены по 6-7 ча­сов, при малой производительности 1 смены 6-7 часов;

б) время работы цеха измельчения 7 дней в неделю (без выходных) по 24 часа;

в) производительность цеха измельчения, размер максимального куска в исходной руде, ситовые анализы исходного материала, поступающего в отделение измельчения, содержание в нем расчетного класса в продукте измельчения принять по таблице 1 для соответствующего номера зада­ния;

г) схему дробления принять трехстадиальной с предварительным грохочением в 1 и 2 стадиях и с замкнутым циклом грохочения в 3 стадии.
Схема измельчения одностадиальная, шаровые мельницы в замкнутом
цикле с классификаторами.

д) удельную производительность мельницы сливного типа номинального диаметра 2,7 см для заданных условий измельчения принять равной 1т/м³·час, по вновь образованному классу минус 0,074 мм;

е) плотность руды 2,7 т/м³;

ж) насыпная плотность 1,6 т/м³.

Параметры:

1. Производительность цеха дробления и измельчения Q _зад= 4500 т/сутки;

2.Диаметр максимального куска в исходной руде D _max = 700 мм;

3.№ характеристики крупности исходной руды - 1;

4.Характеристики крупности дробленого продукта после 1 стадии - 10; 7;

5.№ характеристики крупности руды после стандартной конусной дробилки (после 2 стадии) - 13;

6.№ характеристики крупности руды после короткоконусной дробилки (после 3 стадии) - 16;

7.Крупность питания мельниц dmax = 15 мм;

8.Содержание класса - 0,074 мм в питание мельниц в продукте 2 = 12%;

9.Содержание класса - 0,074 мм в продукте после измельчения = 62%.

Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования.

1. Определение производительности цеха дробления.

Цеха дробления на обогатительных фабриках работают, как правило, 2-3 сме­ны в сутки и 6 дней в неделю. Производительность цеха дробления может быть оп­ределена согласно формуле:

Q = (Q_c·k)/t, т/час

где Q_c - заданная суточная производительность фабрики, т/сутки;

t - время работы цеха дробления в сутки, час

k - поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность подачи сырья (k = 1,0- 1,1).

Q = (4500 · 1,1) / 18 = 275 т/час

2. Построим суммарную характеристику крупности исходной руды.

Таблица 1 «Ситовой анализ исходной руды».

3. Выбор степеней дробления по стадиям дробления.

Общая степень дробления:

i_общ = D_max/d_max = i₁·i₂·i₃

где D_max - размер максимального куска материала до дробления, мм;

d_max - размер максимального куска материала после дробления, мм

i_общ = 700 / 15 = 46

Степени дробления каждой стадии назначаются, исходя из обычных степеней, которые достигаются в дробилках стандартных типов:

- дробилки крупного дробления i₁ = от 3 до 4;

- дробилки конусные для среднего дробления i₂ = от 3 до 5;

- дробилки короткоконусные при работе в замкнутом цикле с грохотом i₃ = от 4 до 8.

Обычно они задаются двумя степенями i₁ и i₂, затем вычисляют третью. При этом:

i_cp = ³√ i_общ;

i_cp = ³√46 = 3,9; тогда i₁ = 3, i₂ = 3, i₃ = 5,1.

4. Определение размера максимальных кусков по стадиям дробления.

d₅ = d₁ / i₁; d₅ = 700 / 3 = 233,3 мм

d₉ = d₅ / i₂; d₉= 233,3 / 3 = 77,7 мм

d₁₁ =d₉ / i₃; d₁₁ = 77,7 / 5,1 = 15,23 мм

5. Размер разгрузочных щелей дробилок определяется на основании таблицы 2,
составленной по средним практическим данным:

b₁ = d₅ / z₁

b₂ = d₉ / z₂

z₁- принять с учетом заданного характера руды по любому типу дробилок для крупного дробления;

z₂ - принять с учетом характера руды по нормальным конусным дробилкам для среднего дробления.

Таблица 2.

«Максимальная относительная крупность продукта дробления (отноше­ние размера отверстий сита, через которое проходит 95% материала, к ширине раз­грузочной щели дробилок)»

Первая стадия дробления.

Для ЩКД: b₁ = 233,3 / 1,5 = 155,5 мм.

Для ККД: b₁ = 233,3 / 1,4 = 166,6 мм.

Вторая стадия дробления.

Для нормальных конусных дробилок:

b₂ = 77,7 / 1,8 = 43,1 мм

Третья стадия дробления.

Для замкнутого цикла 3-ей стадии дробления разгрузочная щель дробилок прини­мается обычно равной размеру отверстий сита грохота:

b₃ = a₃

b₃ = 15,23 мм

6. Размеры загрузочных отверстий дробилок принимаются на 10-12% более раз­мера максимального куска, поступившего в дробилку, например:

В₁ = (1,1÷l,2)d₁,

В₁ = 1,1·700 = 770 мм.

B₂ = (l,l÷l,2)d₅

В₂= 1,1·233,3 = 256,6 мм

B₃ = (l,l÷l,2)d₉

В₃ = 1,1·77,7 = 85,5 мм

7. Размеры отверстий сит грохотов принимаются в пределах между размером
куска, получаемого в данной стадии дробления, и размером выпускной щели дро­билки:

- для 1 стадии грохочения d₅ ≥ а > b₁обычно принимают d₅ = a₁;

- для 2 стадии грохочения d₉ ≥ а₂ > b₂

- для 3 стадии грохочения при замкнутом цикле размер отверстий сита грохота при­нимается равным размеру куска d₁₁ = а₃

d₅ = a₁ = 233,3 мм;

77,7 ≥ а₂ > 43,1 мм;

d₁₁ = а₃ = 15,23 мм.

8. Эффективность операций грохочения принимается в соответствии с предпола­гаемым типом грохота.

В 1 стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые грохота, эффектив­ность грохочения которых принимается:

E₁ = 0,6-0,7

Во 2 и 3 стадиях могут приниматься полувибрационные и вибрационные грохота, эффективность грохочения которых принимается

Е₂ = Е₃ = 0,8÷0,85

9. Определение выхода продуктов по 1 стадии дробления.

Q₂ = Q₁·b₁^−а·E₁, т/час

γ₂ = Q₂/Q₁·100, %

γ₃=100 − γ₂, %

γ₄ = γ₃, %

γ₅ = γ₁, %

Q₃ = Q₁ − Q₂, т/час

Q₄ = Q₃, т/час

Q₅ = Q₁, т/час

где Q₂,Q₃,Q₄,Q₅- количество продуктов 2,3,4,5 соответственно, т/час;

γ₂, γ₃, γ₄, γ₅ - выход продуктов 2,3,4,5 соответственно, %;

b₁^−а - содержание класса размером меньше а₁ определяется по характеристике крупности исходной руды (определяется по гранулометрической характеристике исходной руды).

b₁^−а = 67%;

Q₂ = 275 · 0,67 · 0,6 = 110,5 т/час;

Q₃ = 275 − 110,5 = 164,5 т/час;

Q₄ = 164,5 т/час;

Q₅ = 275 т/час;

γ₂ = (110,5/275) · 100 % = 40%;

γ₃ = 100 − 40 = 60%;

γ₄ = 60%;

γ₅ = 100 %.

10. Выбор дробилки осуществляется в результате технико-экономического сравнения нескольких возможных вариантов. Для 1 стадии дробления следует принимать более крупные дробилки, в результате чего снижаются затраты на устройство дополнительных приемных бункеров и пи­тателей. Результаты технико-экономического сравнения вариантов заносятся в таб­лицу.

Таблица 3 «Результаты технико-экономического сравнения»

Примечание к заполнению таблицы:

а) Q_щ и Q_к- производительность щековой и конусной дробилок (т/час) при требуемой ши­рине разгрузочной щели определяем методом интерполяции по формулам:

Q_k,щ = Q_max − ((Q_max − Q_min)/(b_max − b_mjn))×(b_mах− b),

или: Q_k,щ = Q_н + (Q_н/b_н)·(b − b_н),

где

Q_max,Q_min- максимальная и минимальная производительность дробилок по ката­логу, т/час;

b_max,b_min- максимальная и минимальная ширина разгрузочной щели по каталогу, мм; b - требуемая ширина разгрузочной щели, мм;

b_н- номинальная ши­рина разгрузочной щели, мм:

Q_щ = 290 + (290/130)×(122,2 − 130) = 272,6 т/час,

для интерполяции использовались данные для ШДП 9×12.

Q_K = 640 + (640/140)×(130,9 − 140) = 598,4 т/час,

для интерполяции использовались данные для ККД-900/140.

б) n₁ и n₂ - количество щековых или конусных дробилок, необходимое для обеспе­чения заданной производительности, т/час:

n₁ = Q₃ /Q_щ,

n₁ = 164,5/272,6 = 0,6 = 1 шт.

n₂ = Q₃/Q_K,

n₂ = 164,5/598,4 = 0,2= 1 шт.

в) t1 и t2 – время работы щековых или конусных дробилок, необходимое для обеспечения заданной производительности, час;

Т – принятое время работы цеха дробления в сутки, час;

t1 = (Т · Q3) / (n₁ · Qщ) = (12 ·164,5) / (1·272,6) = 7,2 час;

t2 = (Т · Q3) / (n₂ · Qк) = (12 ·164,6) / (1 ·598,4) = 3,2 час.

г) l1 и l2 – коэффициенты загрузки щековых или конусных дробилок.

l = t · 100 % / T

l1 = t1 · 100 % / Т = 7,2 ·100 % / 12 = 60 %

l2 = t2 · 100 % / Т = 3,2·100 % / 12 = 26,6 %

К установке следует принять тот тип дробилки, для которого больше коэффициент загрузки и меньше общий вес.

В первой стадии дробления принимаем щековую дробилку, для которой коэффициент загрузки l1 = 60 %.

11. Расчет гранулометрического состава продукта 5 начинается с построения ситовой характеристики продукта 4. Для этого на основании типовых характеристик крупности дробленых продуктов 5 составляется таблица, аналогичная характеристикам крупности исходной руды, и по ней строится в удобном масштабе требуемая характеристика продукта 4.

По осям абсцисс ситовых типовых характеристик продуктов 1 и 4 намечаются значения крупности d,по которым будет рассчитан состав продукта 5. При этом руководствуются следующими соображениями:

Для построения суммарной характеристики продукта 5 достаточно 4-5 точек; точки должны быть по возможности равномерно распределены на осях 0-d₁ и 0-d₄.

Для облегчения отчетов по характеристике продукта 5 желательно принять те же крупности, по которым построена характеристика продукта 4.

В расчетах удобно пользоваться следующими уравнениями:

Β₅^-d= β₁^-d+ β₁^+b× β₄^-d для d<b;

Β₅^-d= β₁^-d+ β₁^+d× β₄^-d для d>b,

где β₅^-d- содержание расчетного класса в продукте 5,%;

β₁^-d- содержание расчетного класса в продукте 1,%;

β₄^-d- содержание расчетного класса в продукте 4,%;

β₁^+b- содержание расчетного класса в продукте 1, доли единицы.

Таблица 4 «Ситовый анализ руды после ЩДК (продукт 4)»

β₅^-312= β₁^-312+ β₁⁺³¹²× β₄^-312=38+0,63×90=94,7 %;

β₅^-273= β₁^-273+ β₁⁺²⁷³× β₄^-273=27+0,74×65=75,1 %;

β₅^-234= β₁^-234+ β₁⁺²³⁴× β₄^-234=25+0,61×50=55,5 %;

β₅^-156= β₁^-156+ β₁⁺¹⁵⁶× β₄^-156=22+0,42×45= 40,9 %;

β₅^-117= β₁^-117+ β₁⁺¹¹⁷× β₄^-117=19+0,38×34=31,9 %;

β₅^-78= β₁^-78+ β₁⁺⁷⁸× β₄^-78=14+0,8×25=30 %;

β₅^-39= β₁^-39+ β₁⁺³⁹× β₄^-39=7+0,7×12=15,4 %;

По вычисленным выходам классов строим суммарную характеристику продукта 5.

12. Определяем веса продуктов Q₆ и Q₇;

Q₆= Q₅× β₅^-а₂×E₂, т/ час;

Q₇= Q₅-Q₆;

значение β5^-d2 , β5^+d2 β5^-0.5d2 определяется из характеристики продукта 5.

По суммарной характеристике продукта 5 находим, что значения:

β^-25= 15 %

β⁺²⁵= 82 %

β^-12,5= 8 %

Q₆= Q₅× β⁺²⁵×E₂ =275 · 0,82 · 0,8=180,4 т/ час;

Q₇= Q₅-Q₆= 275-180,4=94,6 т/ час;

γ₆= Q₆/Q₁×100 %=180,4/275×100 %=65,6 %;

γ₇=100- γ₆=100-65,6=34,4 %;

13.По типовым характеристикам дробленых продуктов после 2 стадии дробления

(продукт 5) производится расчет и построение характеристики крупности продукта 9.

Исходным продуктом будет продукт 5. Тогда расчетные формулы будут

β₉^-d= β₅^-d+ β₅^+b₂× β₈^-d для d<b;

β₉^-d= β₅^-d+ β₁^+d× β₈^-d для d>b.

b₂= 43,1 мм.

β₉^-65= β₅^-65+ β₅⁺⁶⁵× β₈^-65=13+0,88 · 85= 88 %;

β₉^-54= β₅^-54+ β₅⁺⁵⁴× β₈^-54=10+0,9×60=64 %;

β₉^-43= β₅^-43+ β₅⁺⁴³× β₈^-43=8+0,92×50=54 %;

β₉^-22= β₅^-22+ β₅⁺²²× β₈^-22=4+0,96×20=23 %;

β₉^-11= β₅^-11+ β₅⁺¹¹× β₈^-11=1+0,99×5=6 %;

По вычисленным выходам классов строим суммарную характеристику продукта 9.

Таблица 5. «Ситовой анализ руды после КСД»

n = Q7 / Q = 94,6/ 275 = 0,344

t = T×Q7 / Q = 12×94,6/275 = 4,12 час

l = (t/T) × 100 = 41%

Для среднего дробления принимаем КСД-1750Т с коэффициентом загрузки l = 42,8.

14. Количество продуктов 12 и 13 определяется по количеству просеиваемого материала с учетом эффективности грохочения третьей стадии грохочения.

β₉⁺⁶= 95 %

β₁₃^-6= 45 %

Q₁₁= Q₉= Q₁; то Q₁₀= Q₁+ Q₁₃; а Q₁₃= Q₁₂= Q₁₀- Q₁;

Q₁₀=275×((1/0,8)+(0,88/0,56))=775,5 т/час;

Q₁₁= Q₉= Q₁=275 т/час;

Q₁₃= Q₁₂= Q₁₀- Q₁=775,5-275=500,5 т/час;

При этом в замкнутом цикле Qзц. = (1,3 – 1,4)Qоц.

Дробилки 3 стадии выбираются по производительности Q₁₂ -КМД 3000T c коэффициентом загрузки l = 59,3.

15. Выбор короткоконусной дробилкм для третьей стадии дробления.

Таблица 6. «Ситовой анализ руды после короткоконусной дробилки»

β₉⁺⁶= 95 %

β₁₃^-6= 45 %

Для выбора грохотов 3 стадии при грохочении продукта 10 определяется значения β₁₀⁺⁶ и

β₁₀^-3.

γ10= Q10/Q1 = 775,5/275= 282%

β₁₀⁺⁶=11 %

β₁₀^-6= 1/ (2,82×0,8) = 44 %

β₁₀^-3=96 %

Требования, к которым должны удовлетворять дробилки

16. Выбор и расчет грохотов. Перед первой стадией крупного дробления обычно устанавливает колосниковые грохота.

Площадь решетки колосникового грохота определяется по эмпирической формуле:

F= Q/2,4d;

Где F- площадь решетки грохота,

Q-часовая производительность грохота по питанию, т/час,

d-ширина щели между колосниками, мм.

F=275/(2,4×187,5)=0,61≈1 м².

Пусть ширина В=1м,тогда длина грохота будет в два раза больше ширины и равна L=2м.

Потребная площадь полувибрационных и вибрационных грохотов, устанавливаемых перед 2 и 3 стадиями дробления, рассчитывается по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов на условиях грохочения:

F=Q/(g×δ×k×l×m×n×o×p);

Где F- рабочая площадь сита, м²;

Q- производительность по исходному, т/час;

g-удельная производительность на 1 м² поверхности сита, м³/час (из табл.11(1));

δ- насыпной вес из материала т/ м³; δ=1,6 т/ м³;

k,m,n,o,p- поправочные коэффициенты, определяемые из табл.12(1).

F_п=275/(31×1,6×0,8×1,18×1,35×1×1×1)=4,35 м²;

F_ш=775,5/(13×1,6×0,8×1,09×1,35×1×1×1)=31,7м²;

Принимаем во второй стадии дробления грохот ГИТ-51, в третьей стадии дробления грохот ГИТ-71.

Расчет схемы измельчения и выбор оборудования

1.Расчет и выбор мельниц

Для измельчения руд перед обогащением в одну стадию применяют мельницы с разгрузкой через решетку. Размер мельниц выбирается по основании технико- экономического сравнения. Исходными данными для расчета являются практические показатели работы мельниц на действующих фабриках.

Расчет мельниц ведут на основе заданной удельной производительности по вновь образованному расчетному классу-0,074 мм.

Расчет начинают с определения тоннажа продуктов:

Q₁₁= Q₉= Q₁=275т/час;

γ₁= γ₁₁= γ₁₆=100%;

γ₁₄= γ₁₅= γ₁₁+ γ₁₇;

Q₁₁^’≠ Q₁₁- производительность цеха измельчения, т/час;

Продукт 17- циркулирующая нагрузка. Выход этого продукта при расчете схемы измельчения назначается нами в зависимости от условий измельчения. Чем тоньше продукт 16, тем большой выход продукта 17 следует назначить. Величина оптимальной циркулирующей нагрузки С_опт назначается исходя из содержания класса -0,074 мм в измельченном продукте.

Задавшись величиной С _опт = γ₁₇, необходим Q₁₇ по выражению:

Q₁₇= (Q₁₁’× γ₁₇)/100

γ₁₇=100-70=30%

Зная Q₁₇ и γ₁₇, находим и тоннаж остальных продуктов в схеме измельчения.

Q₁₁= Q_зад/24 Q₁₁=4500/24=187,5 т/час;

Q₁₇= Q₁₁× γ₁₇/100 Q₁₇=(187,5×30)/100=56,25 т/час

С_опт=30%

Тогда γ₁₇=30%

Q₁₅= Q₁₁+ Q₁₇=187,5+56,25=243,75т/час;

Q₁₄= Q₁₅=243,75 т/час;

γ₁₄= γ₁₅= γ₁₁+ γ₁₇

γ₁₄= γ₁₅= 100+30=130%;

γ₁₁= γ₁₆=100%;

2.Расчет мельницы по удельной производительности

Удельная производительность мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяется по формуле:

g_i= g×K_и×K_k×K_д×K_т, т/м³×час;

где, g- заданная удельная производительность по классу -0,074 мм, равная 1 т/м³×час;

K_и- коэффициент учитывающий различие измельчаемости руды по сравнению с перерабатываемой, принимаемый равным 1;

K_k- коэффициент учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения, принимается равным 1;

K_д- коэффициент учитывающий различие в диаметрах барабанов сравниваемых мельниц;

K_д=((D_i-0,15)/(2,7-0,15))^0,5;

K_т -коэффициент учитывающий тип мельницы. При переходе от мельницы с центральной разгрузкой к мельнице с разгрузкой через решетку:

K_т=1,1-1,15.

Примечание: D₁,D₂,D₃- внутренние диаметры мельниц, м; L₁, L₂,L₃ - внутренняя длина мельниц, м. Значения D и L берем в каталоге для тех типоразмеров мельниц, которые выбирали для сравнения.

Зная удельную производительность g_i, находим производительности мельниц Q_i разного типоразмера по вновь образованному расчетному классу -0,074мм.

Q₁=g₁×V₁/(β₁₆-β₁₁₎

Q₂=g₂×V₂/(β₁₆-β₁₁₎

Q₃=g₃×V₃/(β₁₆-β₁₁₎

Где,Q₁, Q_2, Q₃-производительности мельниц соответствующего размера по вновь образованному классу -0,074мм, т.час;

V₁, V_2, V₃-объемы мельниц соответствующих размеров,м³;

β₁₆, β₁₁-содержание класса -0,074мм в сливе классификатора и в питании мельниц, доли единиц.

Число мельниц найдется по выражению;

n_i=Q₁₄/Q_i

где Q₁₄=Q₁₁ –питание мельниц по исходному дробленому материалу, т/час

Полученные при расчете n_i округляем в большую сторону до ближайшего целого числа. Число часов работы мельниц различного размера определится из выражения:

T_i=Q₁₄×T/n_i×Q_i

Коэффициент загрузки:

I_i=(t_i×100%)/24

К установке следует принять мельницы такого размера, для которого получаются наибольший коэффициент загрузки, а также наименьшие капитальные энергетические затраты.

Для сравнения выберем 3 шаровые мельницы с загрузкой через решетку:

Проектируем к установке мельницы шаровые мокрого измельчения с решеткой:

МШР-3600×4000, МШР-3600×5000, МШР-4000×5000

К_д1=(3,6-0,15)/(2,7-0,15)^0,5=1,16

К_д2=(3,6-0,15)/(2,7-0,15)^0,5=1,16

К_д3=(4-0,15)/(2,7-0,15)^0,5=1,23

g₁=1×1×1,16×1,1=1,28

g₂=1×1×1,16×1,1=1,28

g₃=1×1×1,2×1,1=1,36

Q₁ = 1,28 · 45 / (0,67-0,7)= 96 т/час;

Q₂ = 1,36 · 66 / (0,67-0,7)= 123,75 т/час;

Q₃ = 1,44 · 71/ (0,67-0,7)= 170,4 т/час;

Число мельниц:

n₁= Q₁₄/Q₁ =243,75/275=0,8=1 шт;

n₂= Q₁₄/Q₂= 243,75/110,5=2,2=2 шт;

n₃= Q₁₄/Q₃=243,75/164,5=1,5=2 шт;

Число часов работы мельниц различного размера:

t₁= (Q₁₄×T)/(n₁×Q₁)= (243,7 ×24) /(5×275) =4,2 час;

t₂= (Q₁₄×T)/(n₂×Q₂)= (243,75×24) /(4×110,5)=13,2 час;

t₃= (Q₁₄×T)/(n₃×Q₃)= (243,75×24)/(3×164,5)=12 час;

Коэффициент загрузки:

l₁=(t₁/24)×100=(4,2/24)×100=17,5 %;

l₂=(t₂/24)×100=(13,2/24)×100=55 %;

l₃=(t₃/24)×100=(12/24)×100=50 %;

Таблица 7. «Сравнение шаровых мельниц различных типоразмеров»

Выбираем мельницу с большим коэффициентом загрузки и меньшей массой:

мельница МШР 3600×4000.

3.Выбор классификаторов

Для работы в замкнутом цикле с мельницами устанавливают спиральные классификаторы. Выбор классификаторов производится по их производительности по сливу, определяемой по таблицам и эмпирическим формулам.

Производительность классификаторов зависит, прежде всего, от крупности слива.

Расчет спиральных классификаторов заключается в определении диаметра спирали и выборе по нему машины по каталогу.

Для классификаторов с погруженной спиралью:

D=-0,07+0,115√Q_сл/a·b·m.

D=-0,07+0,115√(4500/18)=1,14 м.

Для классификаторов с непогруженной спиралью:

D=-0,08+0,103√Q_сл/a·b·m

Для классификатора с одной спиралью:

D=-0,08+0,103√(4500/9)=2,18 м ≈ 2м;

Для классификатора с двумя спиралями:

D=-0,08+0,103√(4500/(9×2)=1,56 м ≈ 2м;

Где Q_сл- производительность одного классификатора по сливу, т/сут;

Q_сл= Q₁₆/n_i = 4500/5=900т/сут;

Q₁₆- заданная производительность фабрики, т/сут;

n_i-число классификаторов (в соответствии с числом выбранных мельниц);

D- диаметр спирали, м;

m-число спиралей классификатора;

b- коэффициент, учитывающий плотность руды, берется по табл. 47 в 2, а также 4;

а- коэффициент, учитывающий крупность слива, берется по табл. 46в 2, а также 4;

По каталогу выбираем к установке спиральный классификатор с диаметром спирали, равным вычисленному значению или ближайшему большему. Округление в меньшую сторону- допустимо только в том случае, если перегрузка по сливу не превышает 10%,

Выбранный классификатор проверяется по пескам. Производительность спиральных классификаторов по пескам определяется по эмпирической формуле:

Q_ПЕСК=135×m×b×n×D³, т/сут;

Где D- диаметр спирали классификатора, м;

n- m-число спиралей;

b- коэффициент, учитывающий плотность руды,

n_i-число оборотов спирали, об/ мин.

Для 1 КСП -20: Q_ПЕСК=135×1×1×2,5×3³=9112,5 т/сут;

Для 1 КСН -30: Q_ПЕСК=135×1×1×1,5×3³=5467,5 т/сут;

Если: Q_ПЕСК≥ Q_ПЕСК^’= (Q₁₁^’×24)/n_i×(γ₁₇/100)=1320 т/сут; то классификатор справляется с транспортом песков. В противном случае надо несколько увеличить число оборотов спирали.

Классификатор 1 КСН -30 справляется с транспортировкой лучше, чем 1КСП -20.

Подсчитаем расход электроэнергии на тонну руды отдельно для дробления и из­мельчения:

Э_др=∑N_др/Q_др,, кВт×ч/т;

Э_изм=∑N_изм/Q_изм ,_, кВт×ч/т;

Эобщ.= Э_др+ Э_изм, _, кВт×ч/т;

Э_др=90/243,75+55×/243,75+160×3/164,5+17/164,5+30/110,5= 4 кВт·ч/м;

Эизм.=1250×5/110,5+20×5/275=56,92 ≈ 57 кВт·ч/м;

Эобщ.=57+4=61 кВт·ч/м.

Завершив расчет и выбор основного оборудования, составляем спецификацию оборудования.

Таблица 8. «Спецификация основного оборудования для дробления, грохочения, измельчения и классификации»

Подсчитаем расход электроэнергии на тонну руды отдельно для дробления и из­мельчения:

Э_др=∑N_др/Q_др,, кВт×ч/т;

Э_изм=∑N_изм/Q_изм ,_, кВт×ч/т;

Эобщ.= Э_др+ Э_изм, _, кВт×ч/т;

Э_др=90/243,75+55×/243,75+160×3/164,5+17/164,5+30/110,5= 4 кВт·ч/м;

Эизм.=1250×5/110,5+20×5/275=56,92 ≈ 57 кВт·ч/м;

Эобщ.=57+4=61 кВт·ч/м.

ЛИТЕРАТУРА:

1.Перов В.А., Андреев Е.Е., Биленко Л.Ф. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. — М: Недра, 1990.

2.Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик. — М.: Недра, 1970,1982.

З.Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы. — М.: Недра, 1972,1982.

4. Данченко А.С., Данченко В.А. Справочник механика рудообогатительной фабрики. — М.: Недра, 1986.

5. Задание на расчёт схемы и выбор оборудования по дроблению, из­мельчению и классификации.

6.Иванов Э.Э. Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению. Уч. пособие.— Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2004.-157 с.

7.Евменева Г.Л. Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению:
Учеб. пособие по выполнению курсового проекта / Г.Л. Евменева, Г.В. Иванов, А.Л. Байченко; ГУ Кузбасс. гос. техн. ун-т.— Кемерово, 2005.- 96 с.

8.Мякота О.С. Проектирование обогатительных фабрик и установок.

М.: МГГУ, 1997.

9. Смольяков А.Р. Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине «Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению» - М.: МГГУ, 2008.

Поиск по сайту: