АвтоАвтоматизацияАрхитектураАстрономияАудитБиологияБухгалтерияВоенное делоГенетикаГеографияГеологияГосударствоДомДругоеЖурналистика и СМИИзобретательствоИностранные языкиИнформатикаИскусствоИсторияКомпьютерыКулинарияКультураЛексикологияЛитератураЛогикаМаркетингМатематикаМашиностроениеМедицинаМенеджментМеталлы и СваркаМеханикаМузыкаНаселениеОбразованиеОхрана безопасности жизниОхрана ТрудаПедагогикаПолитикаПравоПриборостроениеПрограммированиеПроизводствоПромышленностьПсихологияРадиоРегилияСвязьСоциологияСпортСтандартизацияСтроительствоТехнологииТорговляТуризмФизикаФизиологияФилософияФинансыХимияХозяйствоЦеннообразованиеЧерчениеЭкологияЭконометрикаЭкономикаЭлектроникаЮриспунденкция

Расчет схемы измельчения 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.

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 № 10

 

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= 5500 т/сутки;

 

2.Диаметр максимального куска в исходной руде D max = 400 мм;

 

3.№ характеристики крупности исходной руды - 3;

 

4.Характеристики крупности дробленого продукта после 1 стадии - 9; 6;

 

5.№ характеристики крупности руды после стандартной конусной дробилки (после 2 стадии) - 12;

 

6.№ характеристики крупности руды после короткоконусной дробилки (после 3 стадии) - 15;

 

7.Крупность питания мельниц dmax = 6 мм;

 

8.Содержание класса - 0,074 мм в питание мельниц в продукте 2 = 7%;

 

9.Содержание класса - 0,074 мм в продукте после измельчения = 67%.

 

 

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 = (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 = (5500 · 1,1) / 18 = 336 т/час

2. Построим суммарную характеристику крупности исходной руды.

Таблица 1 «Ситовой анализ исходной руды».

 

Классы крупности, мм Выход, %
частный Суммарный по «+»,
-400+300    
-300+200    
-200+100    
-100+50    
-50    

3. Выбор степеней дробления по стадиям дробления.

Общая степень дробления:

iобщ = Dmax/dmax = i1·i2·i3

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

dmax - размер максимального куска материала после дробления, мм

iобщ = 400 / 6 = 67

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:

icp = 3√ iобщ;

icp = 3√67 = 4,1; тогда i1 = 3, i2 = 4, i3 = 5,5.

4. Определение размера максимальных кусков по стадиям дробления.

d5 = d1 / i1; d5 = 400 / 3 = 133,3 мм

d9 = d5 / i2; d9= 133,3 / 4 = 33,3 мм

d11 =d9 / i3; d11 = 33,3 / 5,5 = 6,1 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)»

 

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 2,7
Средние 1,4 1,5 1,8 2,2
Мягкие 1,1 1,3 1,3 1,7

Первая стадия дробления.

Для ЩКД: b1 = 133,3 / 1,4 = 95,2 мм.

Для ККД: b1 = 133,3 / 1,5 = 88,8 мм.

Вторая стадия дробления.

Для нормальных конусных дробилок:

b2 = 33,3 / 1,8 = 18,5 мм

Третья стадия дробления.

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

b3 = a3

b3 = 6,1 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 = 1,1·400 = 440 мм.

B2 = (l,l÷l,2)d5

В2= 1,1·133,3 = 146,6 мм

B3 = (l,l÷l,2)d9

В3 = 1,1·33,3 = 36,6 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 = 133,3 мм;

33,3 ≥ а2 > 18,5 мм;

d11 = а3 = 6,1 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·b1а·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, %; b1а – содержание класса размером меньше а1 определяется по характеристике крупности исходной руды (определяется по гранулометрической характеристике исходной руды).

b1а = 39%;

Q2 = 336 · 0,39 · 0,6 = 78,6 т/час;

Q3 = 336 − 78,6 = 257,4 т/час;

Q4 = 257,4 т/час;

Q5 = 336 т/час;

γ2 = (78,6/336) · 100 % = 23,4%;

γ3 = 100 − 23,4 = 76,6%;

γ4 = 76,6%;

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»

Тип дробилки Число дробилок,шт Коэф-нт загрузки,% Производ-ть, т/ч Число часов работы всех дробилок Вес, т
      на ед. всего   на ед. всего
щековые   87,2 210,9 210,9 21,9 56,5 56,5
конусные   98,3 187,1 187,1 24,7 42,4 42,4

 

 

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 = 288 –288 (130-95,2)/130=210,9 т/час

для интерполяции использовались данные для ЩДС 9×12.

Qк = 256+256 (95,2-75) /75=187,1 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 = 257,4 /210,9 = 1,2 = 2 шт.

n2 = Q3/QK,

n2 = 257,4 /187,1 = 1,3= 2 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) = (18 ·257,4) / (1·210,9) = 21,9 час;

t2 = (Т · Q3) / (n2 · Qк) = (18 ·257,4) / (1 ·187,1) = 24,7 час.

 

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

l = t · 100 % / T

l1 = t1 · 100 % / Т = 21,9 ·100 % / 18 = 87,2 %

l2 = t2 · 100 % / Т = 24,7 ·100 % / 18 = 98,3 %

 

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 = 87,2 %.

 

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)»

 

Классы крупности в долях разгрузочной щели (b) дробилки, мм Выходы классов крупности, %
частный суммарный (по +)
+190,4 0,00  
-190,4+166,6 2,00  
-166,6+142,8 3,00  
-142,8+95,2 20,00  
-95,2+71,4 20,00  
-71,4+47,6 15,00  
-47,6+23,8 20,00  
-23,8 20,00  

β5-190,4 = β1-190,4 + β1+190,4 * β4-190,4 =71+0,29*100=100%

β5-150= β1-150 + β1+150 * β4-150=63+0,37*96=98,52%

β5-100 = β1-100 + β1+100 * β4-100=50+0,50*78=89%

β 5-50= β1-50 + β1+50 * β4-50=30+0,70*59=71,3%

 

 

По вычисленным выходам классов строим суммарную характеристику продукта 5.

Определяем веса продуктов Q6 и Q7;

По суммарной характеристике продукта 5 находим значение β5+d2 и β5-0,5d2, β5-a2 необходимые для определения поправочных коэффициентов при дальнейшем расчете грохотов второй стадии грохочения.

β5+d2 =47%

β5-0,5d2 =27%

β5-a2=40%

Q6=Q5* β5-39 *E=336*0,40*0,8=107,52 т/час

Q7=Q5 – Q6=336-107,52=228,48 т/час

γ6= Q6/Q1×100 %=107,52/336×100 %= 32 %;

γ7=100- γ6=100-32= 68 %;

 

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= 18,5 мм.

β9-125 = β5-125 + β5+125 * β8-125=72+0,28*100=100%

β9-112,5= β5-112,5 + β5+112,5 8-112,5=64+0,36*98=99,28%

β9-75= β5-75 + β5+75 * β8-75=53+0,47*78=89,66%

β9-50 = β5-50 + β5+50 * β8-50=40+0,6*68=80,8%

β9-12,5= β5-12,5 + β5+12,5 β8-12,5=19+0,81*35=47,35%

 

Таблица 5. Ситовый анализ руды после КСД.

Классы крупности в долях разгрузочной щели (b) дробилки, мм Выходы классов крупности, %
частный суммарный (по -)
+62,5    
-62,5+56,25    
-56,25+50    
-50+37,5    
-37,5+31,5    
-31,5+25    
-25+12,5    
-12,5+6,25    
-6,25    

Таблица 3. Результаты технико-экономического сравнения различных вариантов конусных дробилок для второй стадии дробления.

Тип дробилки Число дробилок шт. Коэф. загрузки, % Производительность т/час Число часов работы всех дробилок Вес, т  
На единицу Всего  
На единицу Всего  
КСД 1750Гр1   71,2            
КСД 1750Т           46,8 93,6  

К установке принимаем конусную дробилку КСД 1750Т.

14. Количество продуктов 12 и 13 определяется по количеству просеиваемого материала с учетом эффективности грохочения третьей стадии грохочения. По рис.5 и рис.6 определяем:

β9+10 =60%

β13-10 =85%

Q10=Q1*(1/E+ β9+10 / β13-10)=336*(1/0,8+0,60/0,85)=655,2 т/час

Q11= Q9= Q1= 336

Q13= Q12= Q10 – Q1=655,2-336= 319,2 т/час

Q10= Q1 + Q13=336+319,2=655,2 т/час

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

Выбор короткоконусной дробилки для третьей стадии дробления.

Суммарная характеристика продукта 13 см. рис. 6.

Таблица 7.Ситовый анализ руды после КМД.

Классы крупности в долях разгрузочной щели (b) дробилки, мм Выходы классов крупности, %
частный суммарный (по -)
+15    
-15+13,5    
-13,5+12    
-12+9    
-9+7,5    
-7,5+6    
-6+3    
-3+1,5    
-1,5    

 

Определяем β10+10 и β10-5:

β10+10=1/(γ10*E3)

g10 =Q10/Q1=655,2/336=1,95

β10+10=1/(1,95*0,8)= 0,64%

β10+10=64%

β10-5=0,5*0,64=0,32%

 

Таблица 8. Технические характеристики конусных дробилок мелкого дробления

Тип дробилки Число дробилок шт. Коэф. загрузки, % Производительность т/час Число часов работы всех дробилок Вес, т  
На единицу Всего  
На единицу Всего  
КМД 3000Т     33,87 338,7        
КМД 2200Гр2     43,2 345,6        

Для мелкого дробления принимаем КМД-3000Т.

 

Таблица 9. Технологическая характеристика выбранных дробилок.

Параметры Стадии дробления
ЩПД 12х15 I стадия КСД 1750Т II стадия КМД 3000Т III стадия
Размер загрузочного отверстия, мм      
Размер разгрузочной щели, мм      
Производительность, т/час      

 

 

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=336/(2,4×225)=0,62≈1 м2.

Пусть ширина: В = 1 м, тогда длина грохота (в два раза больше ширины): L = 2 м.

Перед второй и третьей стадиями дробления устанавливаем вибрационные инерционные грохоты.

Потребная площадь рассчитывается по удельным нагрузкам с учётом 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;

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

k, l, m, n, о, p - поправочные коэффициенты.

F II = 336/ (37* 1,6 *0,5* 1,03 * 1,35 *1 *1 *1) = 8,15 м2

F III = 336 / (19*1,6*0,42*1,03*1,35 *1 *1 *1) = 19 м2

Принимаем во второй стадии дробления грохот ГИТ-52, в третьей стадии

дробления грохот ГИС-52.

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 мельницы выбирается на основании технико-экономического сравнения. Исходными данными для расчёта являются практические показатели работы мельниц на действующих фабриках.

Расчёт мельниц ведут на основе заданной удельной произво­дительности по вновь образованному расчётному классу –0,074 мм. Расчёт начинают с определения тоннажа продуктов.

Q11 = Q9 = Q1 = 336 т/час;

g1=g11=g16+g17=100%;

g14=g15=g11+g’11;

Q′11 О11 -производительность цеха измельчения, т/час.

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

Задавшись величиной Сопт = γ17, находим Q17 по выражению:

Q17= О′11∙ γ17/100,

где Q11 Q11 - производительность цеха измельчения, т/час.

Q′11 = Q • k / t = 5500*1,1/24=252 т/час;

Q17 = 252 • 100 / 100 = 252 т/час;

 

Зная Q′11 и Q17, находим выхода и тоннаж остальных продуктов в схеме

измельчения.

Q14 = Q15 = Q′11 + Q17 = 252+252=504 т/час;

γ14 = γ15 = γ11 + γ’11= 100+100 = 200 %;

Q16= Q'11= 252 т/час;

γ11 = γ16 = 100%

2. Расчет мельницы по удельной производительности.

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

gi =g∙Ки∙Кк∙Кд∙Кт,т/м3 ∙час,

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

Ки - коэффициент, учитывающий различие измельчаемости руды по

сравнению с перерабатываемой, принимаемый равным 1;

Кк - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и

конечного продуктов измельчения, принимается равным 1;

Кд - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов

сравниваемых мельниц.

Кд = ((Di – 0,15)/(2,7 – 0,15))05,

где: D - номинальный диаметр барабана проектируемого к установке и эталонной мельницы.

Проектируем к установке мельницы шаровые мокрого измельчения с решёткой: МШР-3600х5000, МШР-4000х5000, МШР-4500х5000.

КД1 = ((3,6 - 0,15)/(2,7 - 0,15))0,5= 1,16;

Кд2 = ((4,0 - 0,15)/(2,7 - 0,15))0,5= 1,23;

КД3 = ((4,6 - 0,15)/(2,7 - 0,15))0,5= 1,31,

Кт - коэффициент, учитывающий тип мельницы. При переходе от мельницы с центральной разгрузкой к мельнице с разгрузкой через решетку: Кт = 1,1-1,15.

gn= 1 * 1 * 1 * 1,16 * 1,1 = 1,28 т/м3∙час;

g2= 1*1* 1*1,23 * 1,1= 1,36 т/м3∙час;

g3= 1* 1* 1*1,31 * 1,1= 1,44 т/м3∙час.

Зная удельную производительность gi находим производительности мельниц разного размера по вновь образованному расчетному классу -0,074 мм.

Q1 = g1∙ v1 /(β1611);

Q2 = g2∙ V2/(β16 – β11);

Оз = gз ∙ V3/(β1611),

где: Q1,Q2, Q3 - производительности мельниц соответствующего размера по вновь образованному классу -0,074 мм, т/час;

V1.V2.V3 - объемы мельниц соответствующих размеров, м3;

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

Q1 = 1,28∙ 45/(0,65– 0,7) = 94,4 т/час;

Q2= 1,36 ∙ 66/(0,65– 0,7) = 147,2 т/час;

Q3= 1,44∙ 71 /(0,65– 0,7) = 167,6 т/час.

Число мельниц находится по выражению: ni = Q14/ Qi,

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

Полученные при расчёте ni, округляем в большую сторону до ближайшего целого числа:

n1 = Q14 / Q1 = 504 / 94,4 = 5,34 ~ 6;

n2 = Q14 / Q2 = 504/ 147,2 = 3,4 ~ 4;

n3 = Q14 / Q3 = 504/ 167,6 = 3,01 ~ 4.

Число часов работы мельниц различного размера определится из выражения:

ti = Q14 • Т / ni • Qj, час.

t1 = Q14 * Т / n1 * Q1 = 504 * 24 / 7* 94,4 = 18,3 час;

t2 = Q14*Т / n2* Q1= 504 * 24 /5 * 147,2= 16,4 час;

t3 = Q14 * Т / n3* Q1 = 504 * 24 / 4 *167,6 = 18 час.

Коэффициент загрузки:

li = ti∙100% / 24, %

l1 = t1 * 100% / 24 = 18,3 * 100 / 24 = 76 %;

l2 = t2 * 100% / 24 = 16,4 * 100 / 24 = 68 %;

l3 = t3 * 100% / 24 = 18 * 100 / 24 = 75 %.

Таблица 10. Сравнение шаровых мельниц различного типоразмера.

Тип мельницы Размер мельницы, м Число мельниц Производительность, т/час Число часов работы, час Установочная мощность, кВТ*час Вес, т Коэффициент загрузки, %
одной мельницы всех мельниц на единицу всего на единицу всего
Шаровая с загрузкой через решетку МШР 3,6х5,0   94,4 660,8 18,3     185,9 1301,3  
4,0х5,0   147,2   16,4     285,7 1428,5  
4,5х5,0   167,6 670,4       321,6 1286,4  

К установке принимаем 4 мельницы МШР-4500х5ООО.

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.

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

Для классификаторов с погруженной спиралью: D = - 0,7 + 0,15 *ÖQсл/mab.

Для классификаторов с непогруженной спиралью: D = - 0,08 + 0,103 *ÖQсл/mab

где Qсл - производительность одного классификатора по сливу, т/сут;

Qсл = Q16/ni;

Q16 - заданная производительность фабрики, т/сут;

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

D - диаметр спирали, м;

m - число спиралей классификатора;

b - коэффициент, учитывающий плотность руды;

а - коэффициент, учитывающий крупность слива.

Qсл = Q16/ni = 5500/4 = 1375 т/сут;

D = -0,08 + 0,103 *Ö1375/2*2,9*1 =1,5~ 2 м.

По каталогу выбираем к установке спиральный классификатор 1КСН-20 с диаметром спирали, равным 2000 м.

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

Qneск = 135 ∙ m ∙ b ∙ n ∙ D3,

где n — число оборотов спирали; D - диаметр спирали, м; m - число спиралей;

b - коэффициент, имеющий прежнее значение;

Qпеск= 135*2*1*3,1*23 = 6696 т/сут,

если: Qпеск ≥ О'песк = Q'11 ∙ 24 ∙ γ17 / 100 ∙ ni, т/сут, то классификатор справляется с транспортом песков. В противном случае надо несколько увеличить число оборотов спирали.

Q'песк = 252*24/4*100/100=1512 т/сут

6696 > 1512 т/сут

Из расчётов видно, что Qпеск ≥ Q′песк следовательно выбранный классификатор справляется с транспортом песков.

Завершив расчет и выбор основного оборудования, составляем спецификацию оборудования

Таблица 11. Спецификация основного оборудования для дробления, грохочения, измельчения и классификации.

Наименование оборудования Кол-во, шт Основные размеры, мм Установл. Мощность, кВт Масса, т
Щековая дробилка крупного дробления ЩПД 12х15   В=1200 b=155   118,7
Конусная дробилка среднего дробления КСД 1750Т   B=185 b=50   21,3
Конусная дробилка мелкого дробления КМД3000Т   В=130 b=15    
Колосниковый грохот   500х1000    
Грохот инерционный тяжелого типа ГИТ-52   1750х4000 18,5 7,3
Грохот инерционный среднего типа ГИС-52   1750х4500 7,5 3,3
Мельница шаровая мокрого измельчения с решеткой МШР 4500х5000   4500х5000   285,7
Классификатор односпиральный 1КСН-20   Dсп=2000    

 

 

Расчёт расхода электроэнергии на тонну руды отдельно для дробления и измельчения.

Эдр =SNдр/Qдр= (160+160+400+18,5+7,5)/336=2,35 кВт∙ч/т;

Эизм = SNизм/Qизм =(2000+7)/252=7,96 кВт∙ч/т;

Эобщ= Эдр+ Эизм= 2,35+7,96=10,31 кВт·/т.

 

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,
1982.

3. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы. М.:
Недра, 1982.

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

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

6. Смольяков А.Р. Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине «Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению». – М.: МГГУ, 2008. – 30с.

7. Иванов. Э.Э. Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению. Уч. Пособие. – Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2004. – 157с.

 

 


 


Поиск по сайту:



Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав. Студалл.Орг (0.06 сек.)