|
||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
АвтоАвтоматизацияАрхитектураАстрономияАудитБиологияБухгалтерияВоенное делоГенетикаГеографияГеологияГосударствоДомДругоеЖурналистика и СМИИзобретательствоИностранные языкиИнформатикаИскусствоИсторияКомпьютерыКулинарияКультураЛексикологияЛитератураЛогикаМаркетингМатематикаМашиностроениеМедицинаМенеджментМеталлы и СваркаМеханикаМузыкаНаселениеОбразованиеОхрана безопасности жизниОхрана ТрудаПедагогикаПолитикаПравоПриборостроениеПрограммированиеПроизводствоПромышленностьПсихологияРадиоРегилияСвязьСоциологияСпортСтандартизацияСтроительствоТехнологииТорговляТуризмФизикаФизиологияФилософияФинансыХимияХозяйствоЦеннообразованиеЧерчениеЭкологияЭконометрикаЭкономикаЭлектроникаЮриспунденкция |
Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования1. 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».
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)
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 · b1−а1 · 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−а1 - содержание класса размером меньше а1 определяется по характеристике крупности исходной руды (определяется по гранулометрической характеристике исходной руды). b1−а = 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»
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,щ = Qmax − ((Qmax − Qmin)/(bmax − bmjn))×(bmах− b), или: Qk,щ = 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)
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)
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)
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»
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. 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.) |