Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования

Задание на расчет схемы и выбор оборудования по дроблению и измельчению

1. Рассчитать схему дробления и измельчения для производительности и условий, заданных в таблице 1, вариант №14.

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 выполнение задания принять:

а) Время работы цеха дробления 6 дней в неделю в 2-3 смены по 6-7 часов, при малой производительности 1 смена 6-7 часов;

б) время работы цеха измельчения семь 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, и содержание в нем расчетного класса в продукте измельчения принять по таблице 1 для соответствующего номера задания;

г) Схему дробления принять 3-стадиальной с предварительным грохочением в 1 и 2 стадиях и с замкнутом циклом грохочения в 3 стадии. Схема измельчения-1-стадиальная, шаровые мельницы в замкнутом цикле с классификаторами. Схема операций дробления и измельчения дана на рис.1;

д) Удельную производительность мельницы сливного типа номинального диаметра 2,7мс для заданных условий измельчения принять равной 1 т/м³час, 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, т/сутки 3000

2. Диаметр максимального куска в исходной руде, D_max, мм 600

3. № характеристики крупности исходной руды 1

4. Характеристики крупности дробленного продукта после 1 стадии 10;7

5. № характеристики крупности руды после стандартной конусной 13

дробилки (после 2 стадии)

6. № характеристики крупности руды после коротконусной дробилки 16

(после 3 стадии)

7. Крупность питания мельниц, мм 10

8. Содержание класса -0,074 мм в питание мельниц в продукте 2,в % 5

9. Содержание класса -0,074 мм в продукте после измельчения,% 58

Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования

1. Определнеие 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=(Q_c*k)/t, т/час

где Q_c- 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=(3000*1,1)/18=183,3

2. Построим суммарную характеристику крупности исходной руды.

Ситовой анализ исходной руды

Табл.1

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

i_общ=D_max/d_max=i₁*i₂*i₃

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

d_max-размер максимального куска материала после дробления, мм;

i_общ=600/10=60

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 i_ср=

i_ср= =3,9, тогда i₁=3 i₂=4 i₃=5

4. Определение размера максимальных кусков по стадиям дробления:

d₅=d₁/ i₁=600/3=200мм

d₉= d₅/ i₂=200/4=50мм

d₁₁= d₉/ i₃=50/5=10мм

5. Размер разгрузочных щелей дробилок определяется на основание табл.1, составленной по средним практическим данным.

b₁= d₅/z₁ b₂= d₉/z₂

z₁- применять с учетом заданного характера руды по любому тиру дробилок для крупного дробления;

z₂- принять с учетом характера руды по нормальным конусным дробилкам для среднего дробления.

Максимальная относительная крупность продукта дробления (отношение размера отверстий сита через которое проходит 95% материала, к ширине разгрузочной щели дробилок)

Табл.2

b₃=a₃ для замкнутого цикла 3-ей стадии дробления разгрузочная щель дробилок принимается обычно равной размеру отверстий грохота.

ЩКД: b₁=200/1,5=133,3 мм ККД: b₁=200/1,4=142,9 мм

b₂=50/1,8=27,8 мм

b₃= a₃=10 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*600=660 мм

В₂=1,1*200=220 мм

В₃=1,1*50=55 мм

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

-для 1-ой стадии грохочения d₅ а₁> b₁ обычно принимают а₁= d₅;

-для 2-ой стадии грохочения d₉ а₂> b₂;

-для 3-ей стадии грохочения при замкнутом цикле размер отверстий сита грохота принимается равным размеру куска a₃= d₁₁

а₁= d₅=200мм 50 а₂>27,8 a₃= d₁₁=10мм

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

В 1-ой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые грохота, эффективность грохочения которых принимается

Е₁=0,6-0,7

Во 2-ой и 3-ей стадиях могут приниматься полувибрационные и вибрационные, эффективность грохочения которых принимается

Е₂=Е₃=0,8-0,85

Е₁=0,6 Е₂=Е₃=0,8

9. Определение выхода продуктов по1-ой стадии дробления.

Q₂=Q_1* β₁^-a_* Е₁

2= Q₂/ Q_1*100,% 3 =100- 2, %

Q₃= Q₁- Q₂т/час 4= 3,%

Q₄= Q₃ т/час 5= 1,%

Q₅= Q₁т/час

где Q₂, Q₃, Q₄, Q₅ – количество продуктов 2,3,4,5 соответственно, т/час;

_{2, 3, 4, 5} – выход продуктов 2,3,4,5 соответственно,%;

β₁^-a- содержание класса размером меньше а₁ определяется по характеристике крупности исходной руды

β₁^-a=76%

Q₂=183,3*0,76*0,6=83,6=т/час ₂=(83,6/183,3)*100%=45,6%

Q₃=183,3-83,6=99,7=т/ч ₃=100-45,6=54,4%

Q₄=99,7т/ч ₄=54,4%

Q₅=183,3т/ч ₅=100%

10. Выбирается дробилка для 1 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 1 стадии дробления следует принимать боле крупные дробилки, в результате чего снижаются затраты на устройство дополнительных приемных бункеров и питателей.

Результаты технико-экономического сравнения вариантов заносятся в Табл.3

Результаты технико-экономического сравнения

Примечание к заполнению таблицы №3:

11. Q_щ и Q_к- производительность щековой и конусной дробилок при требуемой ширине разгрузочной щели, т/ч;

Q_к,щ= Q_max- ((Q_max- Q_min)/(b_max-b_min))*(b_max-b)

Q_к,щ=Q_н-(Q_н/b_н)*(b- b_min)

Где Q_max, Q_min- максимальная и минимальная производительность дробилок по каталогу, мм;

b_max, b_min- максимальная и минимальная ширина разгрузочной щели по каталогу, мм;

b-требуемая ширина разгрузочной щели, мм.

B_н-номинальная ширина разгрузочной щели, мм

Щ: Q_щ=230-((230-130)/(165-95))*(165-133,3)=279,5*1,6=184,71т/ч

К: Q_к=420-(420/140)*(140-142,9)=428,7*1,6=685,9т/ч

2) n₁,n₂-количество щековых и конусных дробилок, необходимое для обеспечения заданной производительности, час

n₁=Q_з/ Q_щ=99,7/184,7=0,54=1

n₂= Q_з/ Q_к=99,7/685,9=0,14=1

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

Т- принятое время работы цеха дробления в сутки, час

t₁=(Т* Q_з)/(n₁* Q_щ)=(18*99,7)/(1*184,7)=9,7ч

t₂=(Т* Q_з)/(n₂* Q_к)= (18*99,7)/(1*685,9)=2,6ч

4) l₁,l₂- коэффициенты загрузки щековых или конусных дробилок

l= t/Т

l_1щ=(9,7/18)*100=53,97% l_2к=(2,6/18)*100=14%

К установке следует принять тот тип дробилки, для которого:

а) больше коэффициент загрузки;

б) меньше общий вес.

Следовательно принимаем ЩДП 9*12

11. Расчет гранулометрического состава продукт 5 начинается с построения ситовой характеристики продукта 4. Для этого на основании типовых характеристик крупности дробленных продуктов (5) составляется таблица, аналогичная характеристикам крупности исходной руды, и по ней строится в удобном масштабе требуемая характеристика продукта 4.

По осям абцисс 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 расчетов 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.

Например, пусть крупный кусок в продукте 4 имеет размер около 200 мм, тогда для расчета гранулометрического состава продукта 5 достаточно наметить размеры классов 200, 150, 100, 50, 25 мм.

При расчете выписываются формулы для всех классов, в строку к ним даются цифровые решения, например:

β₅^-200= β₁^-200+ β₁⁺²⁰⁰* β₄^-200

β₅^-150= β₁^-150+ β₁⁺¹⁵⁰* β₄^-150

По вычисленным выходам строится суммарная характеристика продукта 5:

Табл.4

Ситовой анализ руды после ЩКД

β₅^-268=83+0,17*100%=100%

β₅^-234=81+0,19*100%=100%

β₅^-201=76+0,19*98%=94,90%

β₅^-134=68+0,32*83%=94,6%

β₅^-100,5=60+0,4*70%=88%

β₅^-67=49+0,51*50%=74,5%

β₅^-33,5=32+0,68*25%=49%

По вычисленным выходам классов строим суммарную характеристику крупности продукта 5 (рис. 4)

12. Определяются веса продуктов Q₆ и Q₇

Q₆= Q₅* β₅^-d2*Е₂ Q₇= Q₅- Q₆

Значение β₅^-d2 определяется из характеристики продукта 5.

По суммарной характеристики продукта 5 находят также значение

β₅^+d2 и β₅^-0,5d2, необходимые для определения поправочных коэффициентов при дальнейшем расчете грохотов второй стадии грохочения.

Q₆=183,3*0,441*0,8=64,7 т/ч

Q₇=183,3-64,7=118,6 т/ч

₆=(64,7/183,3)*100%=35,3% ₇=100-35,3=64,7%

13. По типовым характеристикам дробленных продуктов после 2 стадии дробления (5) производится расчет и построение характеристики крупности продукта 9.

Исходным продуктом будет продукт 5, тогда расчетные формулы будут:

β ₉^-d= β₅^-d+ β₅^+b2* β₈^-d для d<b

β ₉^-d= β₅^-d+ β₅^+d* β₈^-d для d>b

Где b=27,8

Табл.5

Ситовой анализ руды нормальной конусной дробилки и среднего дробления

β ₉^-50=0,441+0,559*0,996=99,8%

β ₉^-25=0,2205+0,7795*0,814=85,5%

β ₉^-10=0,082+0,912*0,359=10,9%

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

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

По данным таблицы выбираем для 2 стадии дробилку КСД-2200Т. Вычисляем производительность для разгрузочной щели 27,8 мм.

Q_max=320; Q_min=170; b_max=60; b_min=25; b=27,8

Q_к= Q_max+((Q_max- Q_min)/(b_max-b_min))*(b-b_min)

Q_к=320+((320-170)/(60-25))*(27,8-25)=531,2 т/ч

n = Q₇/ Q_к=118,6/531,2=0,22=1

t=(Т* Q₇)/ (n *Q_к)=(18*118,6)/(1*531,2)=4 часа

l= t/Т=(4*100%)/18=22%

Остальные типы дробилок не подошли по исходным данным

15. Схема 3 стадии рассчитывается упрощенно. Строится характеристика крупности 19 по типовой характеристике продуктов 5 аналогично 4 и 8.

Количество продуктов 12 и 13 определяется по количеству просеиваемого материала с учетом эффективности грохочения 3 стадии грохочения

Q₁₀=Q₁(1/Е₃+ β ₉^+d3/ β ₁₃^+d3)

Где β ₉^+d3 и β ₁₃^+d3 содержание класса крупнее и мельче d₃ в продукте 9 и 13 соответственно.

Так как Q₁₁= Q₉= Q₁, то Q₁₀= Q₁+ Q₁₃,

а Q₁₃= Q₁₂= Q₁₀- Q₁

Табл.6

Ситовой анализ руды после короткоконусной дробилки

Q₁₀= 183,3(1/0,8+0,591/0,75)=373,57 т/ч

Q₁₁= Q₉= Q₁=183,3 т/ч

Q₁₃= Q₁₂=373,57-183,3=190,27 т/ч

16. Дробили 3 стадии выбираются по производительности Q₁₂. При этом в замкнутом цикле Q_з.ц.=(1,3-1,4) Q_о.ц.

Q_max=130; Q_min=95; b_max=20 мм; b_min=9 мм; b=10 мм

Q_к= Q_max- ((Q_max- Q_min)/(b_max-b_min))*(b_max-b)

Q_к=130-((130-95)/(20-9))*(20-10)=144,29 т/ч

n = Q₁₂/ Q_к=190,27/144,29=1,3=2

t=(Т* Q₁₂)/ (n *Q_к)=(18*190,27)/(2*144,29)=11,87 часов

l=(t/Т)*100%=(11,87/18)*100=65,9%

Q_з.ц=1,3*190,27=247,35 т/ч

17. Для выбора грохотов 3 стадии при грохочении продукта 10 определяются значения β ₁₀^+d3 и β ₁₀^-0,5d3

Табл.6

Требования, которым должны удовлетворять дробилки

18. Выбор и расчет грохотов. Перед 1-ой стадией крупного дробления обычно устанавливают колосниковые грохота.

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

F=Q/(2.4*d)

F-площадь решетки грохота, м²

Q-часовая производительность грохота по питанию, т/ч

d- ширина щели между колосниками, мм

Q= Q₁=183,3 т/ч

d =50 мм

F=183,3/(2,4*50)=1,53 м²

Потребная площадь полувибрационных и вибрационных грохотов, устанавливаемых перед 2 и 3 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/ч;

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

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

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

d ₉=42 мм

ГИЛ-32 F₂=183,3/(42*1,6*0,641*1,26*1,35*1*1*1)=2,5 м²

d ₁₁=19 мм

ГИТ-51М F₃=183,3/(19*1*1,03*1,35*1*1*1)=6,9 м²

Поиск по сайту: