Определение производительности отделений дробления и измельчения.

Задание

1. Определить производительность отделений дробления и измельчения.

2. Обосновать схему подготовки сырья к обогащению.

3. Рассчитать схему, произвести выбор основного технологического оборудования (дробилок, грохотов, мельниц).

4. Определить расход электроэнергии на подготовку одной тонны руды по установочной мощности.

5. Вычертить технологическую схему и схему цепи аппаратов.

6. Разработать и привести на листе формата А – 1 план и разрез узла средней стадии.

Таблица 1

Исходные данные

Номер варианта	Производительность, млн. т/год	Характеристика руды	Плотность руды, кг/м³	Наибольшая крупность куска в исх. руде, мм	Крупность дробленого продукта, мм	Содержание класса -74 мкм, в измельченном продукте, %
	5,3	крепкая

Определение производительности отделений дробления и измельчения.

1. Определение производительности главного корпуса.

где Q_ф.г.- годовая производительность фабрики (главного корпуса), т/год (указывается в задании);

К_в - коэффициент использования оборудования главного корпуса, для углеобогатительных фабрик, принимается в соответствии с данными табл. 3;

К_н - поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность тех свойств сырья, которые влияют на производительность оборудования K_н=1,15, для фабрик полезных ископаемых K_н=1,0÷1,1.

1. Определим производительность отделения крупного дробления.

Режим работы отделения крупного дробления примем по режиму подачи руды на фабрику. По таблице 3.1[5] по данной производительности 5,3 млн. т/год мы определили, что имеем семидневную рабочую неделю, 3 смены в сутки. Чистое время работы оборудования непрерывный.

Часовая производительность оборудования отделения крупного дробления Q_ц, (т/ч):

Q_ц1= ,

где Q_ф– годовая производительность фабрики, т/год,

N – число рабочих дней в году;

M – число рабочих смен в сутки;

n – число рабочих часов в смену;

к_н = 1÷1,1 – коэффициент неравномерности подачи питания;

к_в – коэффициент использования оборудования (к_в=0,8 [1])

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

3. Определим производительность отделения среднего и мелкого дробления.

Часовая производительность отделения среднего и мелкого дробления , т/ч

4. Определяем общую степень дробления:

где D₁ – максимальная крупность исходной руды, мм; D₁₂ – максимальная крупность дробленой руды для рассчитываемого варианта схемы дробления, мм.

5. Устанавливаем 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= 4;S₂= 5

Тогда

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

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

где z_н – условная относительная максимальная крупность дробленого продукта, принимается по данным испытаний дробимости руды, либо по типовым характеристикам (рис. 3).

Горизонтали на рис. 3 соответствуют содержанию отсеваемого класса 95%, точки пересечения горизонталей с кривыми определяют z_н.

при

i_II=167 мм, D₆=i_II·z_II=167·1,8=300,6 мм;

При D₁₀=60 мм и i_IV=35 мм, то z_IV=1,8 (табл.5).

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

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= 167 мм, Е_I^-а= 60 %;

а_III =1,8·i_IV = 63 мм, принимаем, а_III= 63 мм, Е_III^-а= 85 %.

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

Принимаем i_VI = (0,8 ÷ 1)·d₁₁, таким образом, i_VI = 10 мм, а_V = 13 мм, Е_V^-а= 85 %.

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

a) Определяем приблизительные значения масс продуктов 3, 8 и 13, поступающих в операцию дробления. Находим по табл. 7 ориентировочные выходы продуктов (для руды средней твердости):

g₃= 75 %, g₈= 75 %, g₁₃=135 %.

По формуле Q_n=Q_1·g _n определяем массы продуктов

Q₃= 742,3×0,75 = 556,72 т/ч;

Q₈= 827,48×0,75 = 620,61 » 1417т/ч;

Q₁₃= 827,48×1,35 = 843 »1117,098 т/ч.

1 Выбираем дробилки по справочным таблицам [5, прил. 1 – 4.]:

Таблица 2

Требования к дробилкам

Показатель	Стадия дробления
I	II	III
Крупность наибольших кусков в питании, мм
Ширина разгрузочной щели, мм
Требуемая производительность, т / ч	556,72	620,61	1117,098

Для перехода производительности дробилки с т/ч на м³/ч пользуются следующей формулой

= =320,12 м³/ч

м³/ч

где δ_н – насыпная плотность руды, т/м³, принимается равной 1,74 т/м³ (в каталогах производительность дробилок дается для руд средней крепости с насыпной плотностью 1,74т/м³).

Требованиям представленным в табл. 8 удовлетворяют:

для первой стадии дробления – конусная дробилка крупного дробления размером 1500 мм;

для второй стадии – конусная дробилка среднего дробления размером 2200 мм;

для третьей стадии – конусная дробилка мелкого дробления размером 1750 мм.

Технологическая характеристика дробилок приведена в табл.9.

Таблица 3

Технологическая характеристики выбранных дробилок

Стадия дробления	Тип и размер дробилок	Ширина приемного отверстия, мм	Диапазон регулирования разгрузочной щели, мм	Пределы изменения производительности, м³/ч	Производительность при запроектированной щели
м³/ч	т/ч
Первая	ЩДП1500*21	150075 210090
Вторая	КСД 2200Гр		30 - 60	360-610
Третья	КМД1750Т		5-15	86-110

Производительность дробилки КМД 1750Т при работе в замкнутом цикле:

Q_з.ц.=к_ц*Q=160*1,3=208 т/ч,

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

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

Производительность дробилки при намеченной щели находится прямолинейной интерполяцией по формулам:

, (3.7)

Q_н – номинальная производительность при номинальном размере разгрузочной щели i_н.

, (3.8)

Q_факт, Q_max и Q_min – производительности дробилки при щелях i_max и i_min.

Количество дробилок, требуемых к установке для дробления конкретного продукта, определяется:

, (3.9)

Коэффициент загрузки дробилки определяется:

1 стадия дробления:

2 стадия дробления:

3 стадия дробления:

11.Уточненные расчеты схемы и оборудования отделения дробления

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

Используя типовые характеристики крупности дробленых продуктов составим таблицу для продуктов. При этом необходимо произвести пересчёт значений классов крупности в мм. Характеристику исходной руды построим для средней по крупности руды.

Таблица 4

Пересчёт типовой характеристики в характеристики исходной руды и продуктов щековой дробилки

Крупность классов в полях ширины щели дробилки	Выход, %	Крупность классов в исходной руде, мм	Крупность классов продуктов щековой дробилки, мм
0,2			33,4
0,4			66,8
0,8			133,6

1,2			200,4
1,5			250,5

Таблица 5

Перерасчёт тепловых характеристик для дробилок КСД-2200Гр

и КМД-1750Т к заданным размерам выходных щелей

(к примеру расчёта и выбора схемы дробления)

По типовой характеристике	Продукт КСД Гр при i=30мм	Продукт КМД2200 Т1 при i = 8 мм
Крупность класса в долях максимального куска	Суммарный выход класса по плюсу, %	Крупность класса, мм (d₉₅= 74 мм)	Крупность класса, мм (d₉₅=27 мм)
+0,1 +0,2 +0,4 +0,6 +0,8 +1,0			3,4 6,8 13,6 20,4 27,2

а) Расчёт первой стадии дробления.

Определяем Q₂ и Q₃ по формуле

Q₂=Q₁×b₁^-a×E_I^-a= Q₁×b₁^-150× E_I^-150 = 742,3×0,17×0,6= 75,7 т/ч;

Q₃= Q₄= Q₁- Q₂ = 742,3 – 75,7= 666,6 т/ч

Значение b₁^-150 находим по рис.4.

б) Расчёт второй и третьей стадий дробления.

Определение b₆^-63. Так как максимальная крупность зерен в классе 63 - 0 мм меньше i_II, то расчёт производим по формуле 14 [1, стр. 68].

b₆^-d= b₁^-d+ b₁⁺ⁱ × b_II^-d

b₆^-63= b₁^-63 + b₁⁺²⁵⁰b_II^-63= 0,03 + 0,83 × 0,2 = 0,196 = 20 %

Определение b₆^-35 и b₆^-12 производится по формуле 14 [1, стр. 68] алогично определению b₆^-63. Но более просто эти значения можно определить, исходя из предположения, что для узкого отрезка кривой содержание мелкого класса –d пропорционально d, тогда

b₆^-35= 31/63 × b₆^-60= 31/63 × 20 = 11,11 %;

b₆^-13= 12/63 × b₆^-60=12/63 × 20 = 3,8 %.

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 Q₇, Q₈, Q₉ по формуле 10 [1, стр. 67].

Q₇= Q₁b₆^-aE_III^-a= Q₁b₆^-63E_III^-63= 827,48 × 0,2 × 0,85 = 140,67 т/ч;

Q₈= Q₉= Q₁– Q₇= 827,48 – 140,67 = 686,8 т/ч

Определение b₁₀^-13, формула 17 [1, стр. 69].

b₁₀^-d= b₆^-d+ b₆⁺ⁱ b_IV^-d;

b₁₀^-12= b₆^-12+ b₆⁺³⁵ b_IV^-12= 0,038 + 0,888 × 0,22 = 0,23 = 23%

Здесь b₆⁺³⁵ = 1 - b₆^-35= 1 - 0,1111 = 0,888; b_I_V^-12 взято по графику, приведенному на рис.5.

Определение Q₁₁, Q₁₃, Q₁₄ по формуле 19 [1, стр.70].

Q₁₃= Q₁₄= Q₁₁– Q₁₀=1959,86– 827,48 = 1132,38т/

Здесь а = 12мм, b_VI^-^a = b_VI^-12 взято по графику, приведенному на рис. 5.

b₁₀^+а= b₁₀⁺¹²= 1 - b₁₀^-12= 1 - 0,54 =0,46.

Определение b₁₁^-12 и b₁₁^-,6, формулы 20, 21 [1, стр. 70].

b₁₁^-6» 0,5 × 0,62 = 0,31 = 31%.

Здесь g₁₁= Q₁₁: Q₁= 1585,8: 827,48 = 1,9

12. Выбор и расчет дробилок.

После предварительного подбора дробилок, выполненного при расчёте схем, производится уточненный расчёт производительности дробилок, определение их числа и коэффициента загрузки.

Поправка на насыпную плотность руды к производительности по каталогу (если она дана в тоннах) вычисляется по формуле