|
|||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
АвтоАвтоматизацияАрхитектураАстрономияАудитБиологияБухгалтерияВоенное делоГенетикаГеографияГеологияГосударствоДомДругоеЖурналистика и СМИИзобретательствоИностранные языкиИнформатикаИскусствоИсторияКомпьютерыКулинарияКультураЛексикологияЛитератураЛогикаМаркетингМатематикаМашиностроениеМедицинаМенеджментМеталлы и СваркаМеханикаМузыкаНаселениеОбразованиеОхрана безопасности жизниОхрана ТрудаПедагогикаПолитикаПравоПриборостроениеПрограммированиеПроизводствоПромышленностьПсихологияРадиоРегилияСвязьСоциологияСпортСтандартизацияСтроительствоТехнологииТорговляТуризмФизикаФизиологияФилософияФинансыХимияХозяйствоЦеннообразованиеЧерчениеЭкологияЭконометрикаЭкономикаЭлектроникаЮриспунденкция |
Расчёт схемы измельчения и выбор оборудования1.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 расчета являются практические показатели работы мельниц на действующих фабриках. Расчет мельниц ведут на основе заданной удельной производительности по вновь образованному расчётному классу ─0,074 мм. Расчёт начинают с определения тоннажа продуктов. Согласно схеме можно написать: Q 11 = Q 9 = Q 1, т/час; γ 1 = γ 11 = γ 16 = 100 % γ 14 = γ 15 = γ 11 + γ 17 Продукт 17 ― циркулирующая нагрузка. Выход этого продукта при расчете схемы измельчения назначается в зависимости от условий измельчения. Чем тоньше продукт 16, тем больший выход продукта 17 следует назначить. Величина оптимальной циркулирующей нагрузки С опт назначается исходя из содержания класса ─0,074 мм в измельченном продукте 5 и соответственно условной максимальной крупности [1– 4]. Задавшись величиной С опт = γ 17, находим Q 17 по выражению: Q 17 = . γ 17 = 100-63 = 37% Q 11 ― производительность цеха измельчения, т/час Зная Q17 и γ 17 , находим выхода и тоннаж остальных продуктов в схеме измельчения. =Qзад/24 =9000/24 = 375 т/час; Q 17 = 375*37/100 = 138,75 т/час; Величину оптимальной циркулирующей нагрузки Сопт выбираем по таблице: Сопт =37% Тогда: γ 17 = 37% Q 15= Q 11 +Q 17 Q 15=375+138,75 = 513,75т/час; Q 15= Q14 =513,75 т/час; γ 14 = γ 15 = γ 17 + γ 11 γ 14 = 100 + 37 = 137% γ 16 = γ 11= 100% 2. Расчет мельницы по удельной производительности Удельная производительность мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяется по формуле qi = q·К и ·К к ·К д ·К т, т/м 3·час, где q ―заданная удельная производительность по классу ─0,074 мм, равная 1 т/м 3·час; К и ―коэффициент, учитывающий различие измельчаемости руды по сравнению с перерабатываемой, принимаемый равным 1; К к― коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения, принимается равным 1; К д ―коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов сравниваемых мельниц К д = ; Кт ―коэффициент, учитывающий тип мельницы. При переходе от мельницы с центральной разгрузкой к мельнице с разгрузкой через решетку: K т =1,1―1,15. (Примечание: D 1, D 2, D 3 ―внутренние диаметры мельниц, м; L 1, L 2, L 3 ― внутренняя длина мельниц, м. Значения D и L берем в каталоге для тех типоразмеров мельниц, которые выбирали для сравнения.) Зная удельную производительность q i, находим производительности мельниц разного типоразмера по вновь образованному расчетному классу ─0,074 мм: где Q 1, Q 2, Q 3―производительность мельниц соответствующего размера по вновь образованному классу ─0,074 мм, т/час; V 1, V 2, V 3 ― объемы мельниц соответствующих размеров, м3; β 16, β 11 – содержание класса ─0,074 мм в сливе классификатора и в питании мельниц, доли ед. Число мельниц найдется по выражению: ni = Q 14 / Qi где Q 14 = Q 11 ―питание мельниц по исходному дробленому материалу, т/час. Полученные при расчёте n i округляем в большую сторону до ближайшего целого числа. Число часов работы мельниц различного размера определится из выражения: ti = Коэффициент загрузки: li = . К установке следует принять мельницы такого размера, для которого получаются наибольший коэффициент загрузки, а также наименьшие капитальные энергетические затраты. Кд1 = ((3,6-0,15)/(2,7-0,15))0,5=1,16 Кд2 = ((3,6-0,15)/(2,7-0,15))0,5=1,16 Кд3 = ((4,0-0,15)/(2,7-0,15))0,5=1,23 q1 = 1*1*1*1,16*1,1= 1,28 q2= 1*1*1*1,16*1,1= 1,28 q3 = 1*1*1*1,23*1,1= 1,35 Q1= (1,28*36)/(0,57-0,04) = 86,9 т/час Q2= (1,28*45)/0,53 = 108,7 т/час Q3= (1,35*55)/0,53 = 140,1 т/час n1= 183,3/86,9 = 2,1 ~ 2 шт n2= 183,3/108,7= 1,7 ~ 2 шт n3= 183,3/140,1= 1,3 ~ 2шт t1= 183,3*24/2*86,9 = 23,3 час; t2= 183,3*24/2*108,7 = 20,2час; t3= 183,3*24/2*140,1 = 15,7 час; l1 = 23,3/24*100 = 91,1% l2 = 20,2/24*100 = 84,2% l3 = 15,7/24*100 = 65,4% Таблица 8 «Сравнение шаровых мельниц различного типоразмера»
Выбираем мельницу с большим коэффициентом загрузки и меньшей массой: мельница МШР 3600×5000. 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. Расчёт спиральных классификаторов заключается в определении диаметра спирали и выборе по нему машины по каталогу. Для классификаторов с погруженной спиралью: D = -0,07+0,115 (41,7/2*1*1)0,5 = 0,45 м
Для классификаторов с непогруженной спиралью: С одной спиралью D = - 0,08 + 0,103 (125/1*1*1)0,5 =0,6 м С двумя спиралями D = -0,08 + 0,103 (125/2*1*1)0,5 =0,4 м где Qсл ―производительность одного классификатора по сливу, т/сут; Qcл = Q 16 / ni; Q 16 ―заданная производительность фабрики, т/сут; ni - число классификаторов (в соответствии с числом выбранных мельниц); D ―диаметр спирали, м; т ―число спиралей классификатора; b ―коэффициент, учитывающий плотность руды, берется по [табл.47 в 2], а также [4]; а ―коэффициент, учитывающийкрупность слива, берется по [табл.46 в 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: QПЕСК = 135 mbnD 3 , т/сут, n ― число оборотов спирали, об/мин. Для 1КСН-20:Qпеск = 135*1*1*3,1*23=3348 Для 1КСП-20:Qпеск = 135*1*1*2,5*23=2700 Если: Q’ песк= (41,7*24/6) * (28/100) = 112,1 т/сут 2700 ≥ 112,1 т/сут Из расчетов видно, что Q ПЕСК≥ Q’ ПЕСК, значит выбранный классификатор справляется с транспортом песков. Завершив расчет и выбор основного оборудования, составляем спецификацию оборудования. Таблица 9 Спецификация основного оборудования для дробления, грохочения, измельчения и классификации
В конце расчёта по суммарной установочной мощности подсчитывается расход электроэнергии на тонну руды отдельно для дробления и измельчения:
Эдр =(90+160+150*2+4+17)/183,3 =3,1 кВт*ч/т Эизм = (1262,5+12,5)/125=30,3 кВт*ч/т Э = ЭДР + ЭИЗМ, кВт·ч/т. Э = 9,3 + 30,3 = 39,6 кВт*ч/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, 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 ГЛ. Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению: 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.
Исходная руда Q1 = 550 т/час γ1=100% Грохочение 1 стадия α1=200 мм Q2=92,4 т/час Q3 = 457,6 т/час γ2 = 16,8% γ3 = 83,2% Дробление 1 стадия
рпп
j Q5=550 т/час
Грохочение 2 стадия α2=45,8 мм
Q6=189,2 т/час Q7 = 360,8 т/час γ6 = 65,6% γ7 =34,4%
Дробление 2 стадия Q9 = 550 т/час γ9 = 100% Q10 = 946 т/час γ10 = 172% Грохочение 3 стадия α3=7,64 мм Q11 = 550 т/час Q12 = 396 т/час γ11=100% γ12 = 72% Q14 = 753,5 т/час Дробление 3 стадия γ14 = 137%
Измельчение Q15=753,5 т/час γ15=137%
Классификация Q17=203,5 т/час Q16=550 т/час γ17=37% γ16=100%
Рис.1 Технологическая схема операций
Поиск по сайту: |
Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав. Студалл.Орг (0.018 сек.) |