Расчёт схемы дробления

Выбрать и рассчитать схему дробления для следующих условий: производительность обогатительной фабрики по руде Q _ф.г.= 4 млн. т. в год; руда добывается открытым способом, предприятие расположено в северном районе; руда характеризуется средней твёрдостью, насыпная масса 1,75 т/м³, крупность максимального куска 900 м, влажность руды до 4 %, характеристики крупности исходной руды и продуктов дробления принять по типовым характеристикам.

1. Определим производительность отделения крупного дробления. Режим работы примем по режиму работы рудника. По табл. 4 – рабочая непрерывная семидневная неделя, три смены в сутки. Чистое время работы оборудования 340 дней в году, 3 смены по 7час. Часовая производительность оборудования отделения крупного дробления , т/ч

.

2. Определим производительность отделения среднего и мелкого дробления. По общим условиям проектирования обогатительной фабрики предусматриваем склад крупнодробленой руды. Режим работы отделения среднего и мелкого дробления примем с выходным днём, то есть 305 дней в году в три смены по 7 часов. Годовой фонд машинного времени

305×3×7 = 6405 ч.

Часовая производительность отделения среднего и мелкого дробления , т/ч

Наиболее часто режим работы отделений крупного, среднего и мелкого дробления совпадают

3. Определение производительности главного корпуса.

где К_в – коэффициент использования оборудования главного корпуса, К_в = 0,91

К_н - коэффициент, учитывающий неравномерность тех свойств, которые влияют на производительность фабрики, К_н = 1,05

4. Определяем общую степень дробления

5. Выбираем степень дробления в отдельных стадиях

S = S₁×S₂×S_3,

если S₁ = S₂ = S₃, то S = S³ и

где S_ср- средняя степень дробления для одной стадии.

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

S₁ = S₂ = 3,8.

Тогда

6. Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

7. Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой и второй стадиях дробления

Типовые характеристики крупности дробленных продуктов щековых (а), конусных крупного дробления (б), а также конусных дробилок среднего и мелкого дробления (в) приведены на рис. 2. Расчетные размеры максимальных кусков d_н даны в табл. 2 и 3.

при

при

.

Таблица 2

Расчетный размер максимального куска руды в продукте конусных дробилок среднего дробления

Тип дробилки	Ширина разгрузочной щели i, мм
Крепость руды*
т	с	м	т	с	м	т	с	м	т	с	м	т	с	м	т	с	м
КСД 1750	Крупность максимальных кусков , мм
Закрупнение,
2,1	1,9	1,7	1,9	1,7	1,6	1,8	1,7	1,5	1,8	1,6	1,5	1,9	1,7	1,5	1,8	1,7	1,5
КСД-2200	Крупность максимальных кусков , мм
Закрупнение,
3,0	2,7	2,44	2,6	2,4	2,1	2,4	2,1	1,9	2,3	2,1	1,8	1,9	1,7	1,5	2,2	1,9	1,8

*т – твердые руды, с- руды средней твердости, м – мягкие руды.

Таблица 3

Расчетный размер максимального куска руды в продукте конусных дробилок мелкого дробления

Тип дробилки	Ширина разгрузочной щели i, мм
Крепость руды
т	с	м	т	с	м	т	с	м	т	с	м	т	с	м
КМД-1750	Крупность максимальных кусков , мм
Закрупнение,
3,6	3,2	2,8	2,8	2,6	2,3	2,4	2,2	1,9	2,0	1,8	1,6	1,8	1,6	1,5
КМД2200	Крупность максимальных кусков , мм
Закрупнение,
5,6	5,0	4,6	4,3	3,8	3,4	3,4	3,1	2,7	2,7	2,5	2,2	2,5	2,2	2,0

*т – твердые руды, с- руды средней твердости, м – мягкие руды.

8. Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения для первой и второй стадии дробления.

Для предварительного грохочения размер отверстий берут от i до zi. Если дробилка недогружена, то размер отверстий берут равным или немного большим i, а если дробилка перегружена – то равным или немного меньшим zi. По практическим данным соотношение между размерами отверстий грохотов и шириной выходных щелей дробилок примерно равно: при крупном дроблении 1, при среднем дроблении – 1,5 - 1,8 и мелком – 2 - 3.

Для крупного грохочения на колосниковых грохотах значение эффективности грохочения Е^-a принимают в пределах 60 – 70 %, а для среднего и мелкого предварительного грохочения – в пределах 80 – 85 % (при установке вибрационных грохотов).

Для рассчитываемой нами схемы принимаем а_I = i_II = 150 мм, Е_I^-а = 60 %; а_III = 1,8i_IV = 1,8 × 30 = 54 мм, принимаем, округляя,

а_III = 60 мм, Е_III^-а = 85 %.

9. Выбираем режим работы грохотов и дробилок третьей стадии дробления.

В зависимости от численных значений величин i, a и Е^-а, определяющих режим работы грохотов и дробилок, изменяются характеристика крупности дробленого продукта, необходимое число грохотов и дробилок.

Для снижения циркулирующей нагрузки в третьей стадии желательно поддержать выходную щель дробилки минимальной для данного типоразмера. Однако поддерживать такую выходную щель в промышленных условиях при большой производительности затруднительно. Принимаем i_VI = (0,8 – 1)d₁₁, i_VI = 8 мм.

10. Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.

a) Определяем приблизительные значения масс продуктов 3, 7 и 12, поступающих в операцию дробления. Находим по табл. 8 ориентировочные выходы продуктов [1, стр. 70] (для руды средней твердости): g₃ = 75 %, g₇ = 75 %, g₁₂=135 %. По формуле Q_n=Q₁g_n определяем массы продуктов (не забудьте, что часовая производительность отделения крупного, среднего и мелкого дробления – разные): Q₃ = 560×0,75 = 420 т/ч; Q₇ = 625×0,75 = 468» 470т/ч;

Q₁₂ = 625×1,35 = 843» 845 т/ч.

б) Выбираем дробилки. Требования, которым должны удовлетворять дробилки, согласно результатам предварительного расчёта схемы дробления указаны в табл.4.

Этим требованиям удовлетворяют: для первой стадии дробления – конусная дробилка крупного дробления размером 1200 мм; для второй стадии – конусная дробилка среднего дробления размером 2200 мм; для третьей стадии – конусная дробилка мелкого дробления размером 2200 мм.

Таблица 4

Требования, которым должны удовлетворять дробилки

(к примеру выбора и расчёта схемы дробления)

Таблица 5

Технологическая характеристика выбранных дробилок

(к примеру выбора и расчёта схемы дробления)

Технологическая характеристика дробилок приведена в табл.5.

Производительность дробилки крупного дробления ККД 1200/150 при щели 150 мм принята 680 м³/ч, дробилки среднего дробления КСД-2200Гр при щели 30 мм - 360 т/ч, производительность дробилки КМД-2200Т1 при работе в замкнутом цикле Q_зц, м³/ч рассчитана по формуле [1, стр. 216]

Q_зц = k_ц × Q = 1,3 × 172,7 = 223,

где k_ц коэффициент на замкнутый цикл, равный 1,3;

Q - производительность дробилки в открытом цикле, м³/ч.

Коэффициенты загрузки дробилок

к ₁= 240/680 = 0,35; k₂ = 260/360 = 0,73; k₃ = 485/ 3×223 = 0,73.

В числителе – требуемая производительность дробилок (табл. 4), в знаменателе – производительность по технологической характеристике (табл. 5).

Расчёт показал, что дробилка первой стадии ККД – 1200/150 имеет очень большой запас производительности. Посмотрим, нельзя ли заменить её на щековую дробилку ЩДП -12´15.

Производительность этой дробилки при щели 150 мм равна 280 м³/ч, то есть достаточно одной дробилки k₁ = 240/280 = 0,8. Предварительный расчёт схемы показал, что в первой стадии следует поставить щековую дробилку, а не конусную. Масса щековой дробилки 141 т., электродвигатель мощностью 160 кВт, соответствующие показатели по ККД –1200/150 240 т. и 400 кВт, то есть щековая дробилка значительно дешевле. Для третьей стадии нужно установить три дробилки КМД – 2200Т1.

Запроектированную схему дробления можно осуществить на стандартных дробилках при близких значениях коэффициентов их загрузки. Несколько более загружены дробилки третьей стадии, но следует посмотреть, что получится при окончательном расчёте схемы. Поэтому пока необходимости в изменении назначенных для отдельных стадий степеней дробления. Если бы оказалось, что различия в коэффициентах загрузки дробилок очень велики, то пришлось бы изменить ориентировочные степени дробления в таком направлении, чтобы получились близкими по величине, или даже изменить схему.

11. Уточненный расчет схемы.

Предварительно нужно построить характеристики крупности для b_I^+d,b_II^+d, b_IV^+d, b_VI^+d.

Характеристику исходной руды построим для средней по крупности руды, (рис. 2) при заданном размере максимального куска 900 мм. По графику установим, что максимальный кусок соответствует 1,5 единицам, отложенным по оси абсцисс, следовательно, единице будет соответствовать абсолютный размер 900: 1,5 = 600 мм. Аналогично пересчитана шкала крупностей и для продукта дробилки при щели 150 мм. Результаты пересчёта записаны в табл. 6 и характеристики изображены на рис.3.

а) б)

с)

Рис. 2 Типовые характеристики крупности

дробленных продуктов: а) щековых дробилок; б) конусных дробилок крупного дробления; в) конусных дробилок среднего и мелкого дробления

1 – твердые руды; 2 – руды средней твердости; 3 – мягкие руды

Таблица 6

Пересчёт типовой характеристики в характеристики

исходной руды и продукта щековой дробилки

(к примеру расчёта и выбора схемы дробления)

Рис.3. Характеристики крупности

(к примеру выбора и расчёта схемы дробления):

b₁^+d - исходной руды; b_II^+d - разгрузки щековой дробилки.

Построим типовые характеристики средних по крепости руд для дробилок КСД-2200Гр при щели 30 мм и КМД-2200Т1 при щели 8 мм.

Примем для построения следующие суммарные классы: 0,1; 0,2; 0,4; 0,6; 0,8 и 1 от максимального куска, а размер этого куска возьмем по табл. 2 и 3, выхода снимем с рис.2. Результаты пересчёта приведены в табл. 7, а графики – на рис.4.

Таблица 7

Перерасчёт тепловых характеристик для дробилок КСД-2200Гр

и КМД-2200Т1 к заданным размерам выходных щелей

(к примеру расчёта и выбора схемы дробления)

Рис.4. Характеристики крупности (к примеру выбора и расчёта схемы дробления): b_IV^+d разгрузка дробилки среднего дробления; b_VI^+d – разгрузки дробилки мелкого дробления

а) Расчёт первой стадии дробления. Определяем Q₂ и Q₃ по формуле 10 [1,стр. 67]

Q₂=Q₁×b₁^-a×E_I^-a = Q₁×b₁^-150 × E_I^-150 = 560×0,17×0,6 = 57 т/ч;

Q₃ = Q₄ = Q₁ - Q₂ = 560 – 57 = 503 т/ч, или 503:1,75 = 288 м³/ч.

Значение b₁^-150 находим по рис.3.

б) Расчёт второй и третьей стадий дробления. В операции грохочения III отсеивается класс 60 - 0 мм, а в операции V – класс 13 - 0 мм, размер выходной щели дробилки второй стадии дробления i_Iv = 30 мм. Поэтому для расчёта второй стадии дробления необходимо определить содержание в продукте 5 класса – 60 мм, а для расчёта третьей стадии дробления необходимо знать содержание в этом же продукте классов –30 мм и –13 мм. Кроме того, для выбора грохотов необходимо знать содержания в питании грохота классов с зернами размером, меньшим размера отверстий сит и меньшим половины размера отверстий сит, то есть необходимо определить значения b₅^-30, b₁₀^-13 и b₁₀^-6,5. Таким образом, для продукта 5 необходимо определить значения b₅^-60, b₅^-30, b₅^-13, для продукта 9 - b₉^-13 и для продукта 10- b₁₀^-13, b₁₀^-6,5.

Определение b₅^-60. Так как максимальная крупность зерен в классе 60 - 0 мм меньше i_II, то расчёт производим по формуле 14 [1, стр. 68].

b₅^-d = b₁^-d + b₁⁺ⁱ × b_II^-d

b₅^-60 = b₁^-60 + b₁⁺¹⁵⁰b_II^-60 = 0,06 + 0,83 × 0,28 = 0,29 = 29 %

Определение b₅^-30 и b₅^-13 производится по формуле 14 [1, стр. 68] алогично определению b₅^-60. Но более просто эти значения можно определить, исходя из предположения, что для узкого отрезка кривой содержание мелкого класса –d пропорционально d, тогда

b₅^-30 = 30/60 × b₅^-60 = 30/60 × 29 = 14,5 %;

b₅^-13 = 13/60 × b₅^-60 =13/60 × 29 = 6,3 %.

Этот приближенный метод определения содержания мелких классов в дробленной руде даёт достаточно точные результаты, но только в том случае, если исходная руда не содержит большого количества первичных шламов. При рудах, сильно разрушенных процессами окисления и выветривания, определение содержания мелких классов нужно производить по формулам 14,16 [1, стр. 68].

При проектировании дробильно-сортировочных фабрик необходимо знать полную характеристику крупности продуктов дробления. В этом случае определение содержаний классов в зависимости от их крупности ведется по формулам 14,16 [1, стр. 68].

Определение Q₆, Q₇, Q₈, формула 10 [1, стр. 67].

Q₆ = Q₁b₅^-a E_III^-a = Q₁b₅^-60 E_III^-60 = 625 × 0,29 × 0,85 = 154 т/ч;

Q₁ = Q₈ = Q₁ - Q₆ = 625 – 154 = 461 т/ч или

461:1,75=264 м³/ч.

Определение b₉^-13, формула 17 [1, стр. 69].

b₉^-d = b₅^-d + b₅⁺ⁱ b_Iv^-d; b₉^-13 = b₅^-13 + b₅⁺³⁰ b_IV^-13 =

= 0,063 + 0,855 × 0,25 = 0,277 = 27,7 %

Здесь b₅⁺³⁰ = 1 - b₅^-30 = 1 - 0,145 = 0,855;

b_IV^-13 взято по графику, приведенному на рис.3

Определение Q₁₀, Q₁₂, Q₁₃, формула 19 [1, стр.70].

Q₁₂ = Q₁₃ = Q₁₀ - Q₉ =1400 – 625 = 775 т/ч или 775: 1,75 = 443 м³/ч.

Здесь а = 13 мм, b_VI^-a = b_VI^-13 взято по графику, приведенному на рис.3

b₉^+а = b₉⁺¹³ = 1 - b₉^-13 = 1 - 0,277 =0,723.

Определение b₁₀^-13 и b₁₀^-6,5, формулы 20, 21 [1, стр. 70].

b₁₀^-6,5 » 0,5 × 0,523 = 0,262 = 26,2%.

Здесь g₁₀ = Q₁₀ : Q₁ = 1400: 625 = 2,24

Поиск по сайту: