АвтоАвтоматизацияАрхитектураАстрономияАудитБиологияБухгалтерияВоенное делоГенетикаГеографияГеологияГосударствоДомДругоеЖурналистика и СМИИзобретательствоИностранные языкиИнформатикаИскусствоИсторияКомпьютерыКулинарияКультураЛексикологияЛитератураЛогикаМаркетингМатематикаМашиностроениеМедицинаМенеджментМеталлы и СваркаМеханикаМузыкаНаселениеОбразованиеОхрана безопасности жизниОхрана ТрудаПедагогикаПолитикаПравоПриборостроениеПрограммированиеПроизводствоПромышленностьПсихологияРадиоРегилияСвязьСоциологияСпортСтандартизацияСтроительствоТехнологииТорговляТуризмФизикаФизиологияФилософияФинансыХимияХозяйствоЦеннообразованиеЧерчениеЭкологияЭконометрикаЭкономикаЭлектроникаЮриспунденкция

Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования

Читайте также:
  1. D. Акустический расчет
  2. I. Расчет номинального значения величины тока якоря.
  3. I. Расчет режимов резания на фрезерование поверхности шатуна и его крышки.
  4. I. Расчет тяговых характеристик электровоза при регулировании напряжения питания ТЭД.
  5. I: Кинематический расчет привода
  6. II. Расчет и выбор электропривода.
  7. II. Расчет номинального значения величины магнитного потока.
  8. II. Расчет силы сопротивления движению поезда на каждом элементе профиля пути для всех заданных скоростях движения.
  9. II.Выбор материала червяка и червячного колеса.
  10. II: Расчет клиноременной передачи
  11. III. Методика расчета эффективности электрофильтра.
  12. III. Расчет и построение кривой намагничивания ТЭД.

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 = (Qc·k)/t, т/час

где Qc - 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 = (9000*1,1)/18 = 550 т/час.

2. Построим суммарную характеристику крупности исходной руды.

 

 

Таблица 1 «Ситовой анализ исходной руды».

Классы крупности, мм Выход, %
частный Суммарный по «-» Суммарный по «+»,
−900+675      
−675+450      
−450+225      
−225+112,5      
−112,5+0      

3. Выбор степеней дробления по стадиямдробления. Общая степень дробления:

iобщ = Dmax/dmax = i1·i2·i3

где Dmax - размер максимального куска материала до дробления, мм; - размер максимального куска материала после дробления, dmax = 10 мм

iобщ = 950/10 = 95.

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

- дробилки крупного дробления i1 = от 3 до 3;

- дробилки конусные для среднего дробления i2 = от 3 до 4;

- дробилки короткоконусные при работе в замкнутом цикле с грохотом i3 = от 4 до 5.

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

icp = 3√ iобщ;

icp = 3√95= 4,56; тогда i1 =4, i2 = 5, i3 = 5.

4. Определение размера максимальных кусков по стадиям дробления.

d5 = d1/i1; d5 = 950/4 = 237,5мм

d9 = d5/i2; d9= 237,5/5 = 47,5 мм

d11 =d9/i3; d11 = 47,5/5 =9,5 мм

5. Размер разгрузочных щелей дробилок определяется на основании таблицы 1, 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)

 

Характеристики руд Дробилки для крупного дробления Дробилки для среднего и мелкого дробления
Конусные ККД Щековые ЩКД Нормальные конусные Короткоконусные
Твердые 1,6 1,7 2,4-3,0 2,7-4,0
Средние 1,4 1,5 1,8-2,5 2,2-3,0
Мягкие 1,1 1,3 1,3 1,7

Первая стадия дробления.

Для ЩКД: b1 = 237,5/1,5 = 158,3 мм.

Для ККД: b1 = 237,5/1,4 = 169,6 мм.

Вторая стадия дробления.

Для нормальных конусных дробилок:

b2 = 47,5/1,8 = 26,4 мм

Третья стадия дробления.

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

b3 = a3

b3 = 9,5 мм

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

В1 = (1,1÷1,2)d1,

В1 = 1,1·950 = 1045 мм.

B2 = (l,l÷l,2)d5

В2= 1,1·237,5 = 261,25 мм

B3 = (l,l÷l,2)d9

В3 = 1,1·47,5 = 52,25 мм

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

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

- для II стадии грохочения d9 ≥ а2 > b2

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

d5 = a1 = 237,5 мм;

47,5 ≥ а2 > 26,4 мм;

d11 = а3 = 9,5 мм.

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

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

E1 = 0, 6-0,7

Во II и III стадиях могут приниматься полувибрационные и вибрационные грохота, эффективность грохочения которых принимается Е2 = Е3 = 0,8÷0,85

Принимаем: E1=0,6 и Е2 = Е3 = 0,8

 

9. Определение выхода продуктов по 1 стадии дробления.

Q2 = Q1 · b1а1 · 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, %;

b1а1 - содержание класса размером меньше а1 определяется по характеристике крупности исходной руды (определяется по гранулометрической характеристике исходной руды).

b1а = 28%;

Q2 = 550 · 0,28 · 0,6 = 92,4 т/час;

Q3 = 550 – 92,4 = 457,6 т/час;

Q4 = 457,6 т/час;

Q5 = 550 т/час;

γ2 = (92,4/550) · 100 % = 16,8%;

γ3 = 100 – 16,8 = 83,2%;

γ4 = 83,2%;

γ5 = 100 %.

10. Выбирается дробилка для I стадии дробления и приводится ее техническая характеристика из справочных таблиц (1, 2, 3). Выбор дробилки осуществляется в результате технико-экономического сравнения нескольких возможных вариантов. Для I 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»

 

Тип дробилки Число дробилок, шт. Коэфф. загрузки, % Производитель-ность, т/ч Число часов работы всех дробилок
на единицу всего
Щековые         79,4   506,6   506,6   14,3
Конусные         49,4   814,8   814,1   8,9

Примечание к заполнению таблицы:

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

Qk= Qmax − ((Qmax − Qmin)/(bmax − bmjn))×(bmах− b),

или: Qk= Qн + (Qн/bн)·(b − bн),

где Qmax,Qmin- максимальная и минимальная производительность дробилок по ката­логу, т/час; bmax,bmin- максимальная и минимальная ширина разгрузочной щели по каталогу, мм; b - требуемая ширина разгрузочной щели, мм; bн- номинальная ши­рина разгрузочной щели, мм:

Qщ = 496 + (496/155)×(158,3 − 155) = 506,6 т/час,

для интерполяции использовались данные для ШДП 12*15.

QK = 768 + (768/160)×(169,6 − 160) = 814,1 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 /Qщ,

n1 = 401,5/506,6 = 0,79 = 1 шт.

n2 = Q3/QK,

n2 = 401,5/814,1 = 0,49= 1 шт.

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

t1 = , час; t2 = , час;

t1 =(18×401,5)/ (1×506,6) =14,3 ч t2 = (18×401,5)/(1×814,08) = 8,9ч

г) lк и lщ – коэффициенты загрузки щековых и конусных дробилок:

l =(t/T) ·100%

lщ = (14,3/18) ×100% = 79,4%

lк = (8,9/18) ×100% = 49,4%

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

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 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 d4.

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

В расчетах удобно пользоваться следующими уравнениями:


где - содержание расчетного класса в продукте 5, %

- содержание расчетного класса в продукте 1, %

- содержание расчетного класса в продукте 4, %

- содержание плюсового класса в продукте 1, доли единицы.

По вычисленным выходам классов строится суммарная характеристика продукта 5.

Таблица 4 «Ситовой анализ руды после конусной дробилки для крупного дробления» (Продукт 4)

Классы крупности, мм Выход классов крупности, %
Частный, % Суммарный по «-» Суммарный по «+», %
  +316,6      
  - 316,6 + 277,03      
  - 277,03 +237,45      
  - 237,45 + 158,3      
  -158,3 + 118,73      
  - 118,73 + 79,15      
  - 79,15 + 39,58      
< -39,58      

ваываываывФывыпыапавпвап

 

 

β5-316,6=10+0,9*100%=100%

β5-277,03=20+0,8*100%=100%

β5 -237,45 =30+0,7*100%=100%

β5-158,3 = 50+0,50*90%=95%

β5-118,73= 37+0,63*70%=81,1%

β5-79,15= 25+0,75*50% = 62,5%

β5-39,58= 14 +0,86*25% = 35,5%

По вычисленным выходам классов строим суммарную характеристику крупности продукта 5.

12. Определяются веса продуктов Q6 и Q7:

Q6= Q5× β5 –а2×Е2 т/час;

Q7 = Q5 – Q6;

значение β5-d2 определяется из характеристики продукта 5.

По суммарной характеристике продукта 5 находят также значения β5+d2 и β5-0,5d2, необходимые для определения поправочных коэффициентов при дальнейшем расчете грохотов второй стадии грохочения.

Q6 = Q5 E2=550*0,43*0,8=189,2 т/час

Q7 = Q5 - Q6 =550 – 189,2=360,8 т/час

g6 = (360,8/550)*100% = 65,6%

g7 = 100 – 65,6 = 34,4%

13. По типовым характеристикам дробленых продуктов после II стадии дробления производится расчет и построение характеристики крупности продукта 9. Исходным продуктом будет продукт 5, тогда расчетные формулы будут

= + * для d < b;

 

= + * для d > b.

Где b = 26,4 мм.

 

Таблица 5. «Ситовой анализ руды нормальной конусной дробилки среднего дробления». (Продукт 8)

 

Классы крупности, мм Выход классов крупности, %
Частный, % Суммарный по «-», % Суммарный по «+», %
  +66      
  - 66 + 59,4      
  - 59,4 + 52,8      
  - 52,8 + 39,6      
  - 39,6 + 33      
  - 33 + 26,4      
  - 26,4 + 13,2      
< -13,2 + 6,6      
  -6,6      

β9-66 =6+0,94*100%=100%

β9-59,4=10+0,9*100%=100%

β9-52,8=15+0,85*100%=100%

β9-39,6=30+0,70*99%=99,3%

β9-33 =38+0,62*94%=96,28%

β9-26,4=50+0,5*85%=92,5%

β9-13,2=25+0,75*50%=62,5%

β9-6,6=11+0,89*25%=33,25 %

По вычисленным выходам классов крупности строим суммарную характеристику крупности продукта 9.

14. На основании сравнительных расчетов выбирается дробилка для II стадии по справочным таблицам (1,2,3,4), выписывается ее техническая характеристика и вычисляется коэффициент загрузки.

Qmax = 288 т/час; Qmin=144 т/час;

b max =30 мм; b min=15 мм; b = 26,4 мм

Qk = Qmax − ((Qmax − Qmin)/(bmax − bmjn))×(b− bmjn),

Qk = 288-((288-144)/(30-15))*(26,4-15) = 178,56 т/час;

n=497,2/178,56 = 2,8 = 3 шт.

t= (18*497,2)/(3*178,56) = 16,7 часа

l= (16,7*100)/18 = 92,8%

Остальные типы дробилок не подошли по исходным данным.

15. Схема III стадии рассчитывается упрощенно. Строится характеристика крупности продукта 13 по типовой характеристике продуктов 5 аналогично продуктам 4 и 8.

Количество продуктов 12 и 13 определяется по количеству просеиваемого материала с учетом эффективности грохочения Е3

III стадии грохочения:

Q10 =Q1(1/Е3 + β9+d3/ β13-d3)

Где, β9+d3 и β13-d3 - содержание класса крупнее и мельче «d3» в продуктах 9 и 13 соответственно.

Т.к. Q11 = Q9 = Q1, то Q10 = Q1 + Q13, а Q13 = Q12 = Q10 – Q1.

 

Таблица 6 «Ситовой анализ руды после короткоконусной дробилки»

(Продукт 13)

Классы крупности, мм Выход классов крупности, %
Частный, % Суммарный по «-», % Суммарный по «+», %
  > 23,75      
  - 23,75+ 21,375      
  - 21,375 + 19      
  - 19 + 14,25      
  - 14,25 + 11,875      
  - 11,875 + 9,5      
  - 9,5 + 4,75      
< - 4,75 + 2,375      
  < 2,375      

 

Q10 = 550*(1/0,8 + 0,35/0,75)= 946т/час

Q11 = Q9 = Q1 =550 т/час

Q13 = Q12 = Q10 – Q1 =946-550 =396 т/час

16. Дробилки III стадии выбираются по производительности Q12.

Qmax = 80 т/час; Qmin=43,2 т/час;

b max =12 мм; b min=3 мм; b = 9,5 мм

Qk = Qmax − ((Qmax − Qmin)/(bmax − bmjn))×(b− bmjn),

Qk = 80-((80-43,2)/(12-3))*(12-9,5) = 69,75 т/час;

n=396/69,75 = 5,7= 6 шт.

t= (18*396)/(6*69,75) = 17 часа

l= 17*100/18 = 94,4%

 

Для мелкого дробления принимаем КМД-2200 Гр с коэффициентом загрузки l=73,5%

Qз.ц. =(1,3-1,4)Qо.ц.

Qз.ц. =1,3*396 = 514,8 т/час

 

 

Таблица 7 «Требования, которым должны удовлетворять дробилки»

 

 

Параметры   Стадии дробления
I II III
Размер загрузочного отверстия, мм        
Размер разгрузочного отверстия, мм   169,6   26,4   9,5
Производительность, т/час 814,1   178,56   514,8  

 

 

17. Для выбора грохотов III стадии при грохочении продукта 10 определяются значения β10+a3 и β10-0,5a3.

 

β10+a3 = 1/(g10 · E3); g10= Q10 /Q1; β10+a3 =1- β10-a3; β10-0,5a3=0,5× β10-a3;

 

g10= 946/550=172%

β10+a3 = 1/(1,72*0,8)=73%

β10-0,5a3=0,5*(1-0,73) =13,5%

18. Выбор и расчет грохотов. Перед I стадией крупного дробления обычно устанавливают колосниковые грохота.

Целесообразность их установки определяется по содержанию мелочи в исходной руде. Площадь решетки колосникового грохота определяется по эмпирической формуле:

 

F= Q/ 2,4d

 

где F - площадь решетки грохота, м²;

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

d - ширина щели между колосниками, мм.

Q = Q1 =550 т/час

d = d5 =237,5мм

F1 =550/(2,4*237,5)=0,96 м²

Потребная площадь полувибрационных и вибрационных грохотов, устанавливаемых перед II и III 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, м;

Q - производительность по исходному, т/час;

g - удельная производительность на 1 м² поверхности сита, м³/час;

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

k, l, m, n, o, p – поправочные коэффициенты, определяемые из таблицы.

d9= 47,5 мм

q=46 м3/час

d11=9,5 мм

q=12 м3/час

для ГИЛ – 32: F2 = 550/(46*1,6*0,641*1,26*1,35*1*1*1) = 6,85 м²

для ГИТ – 61А: F3 = 396/(12*1,6*1*1,03*1,35*1*1*1) = 14,8 м²

Применяем во II стадии дробления грохот ГИЛ-32,

в III стадии дробления грохот ГИТ-61А.


1 | 2 |

Поиск по сайту:



Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав. Студалл.Орг (0.026 сек.)