Проект отделения дробления цеолитовых туфов на базе Шивыртуйского месторождения, производительностью 1500т/сут

 

                      

                                                                                                     (12)

 

где Qрасч – требуемая производительность дробилок по предварительному расчёту;

Qтабл производительность по технической характеристике оборудования.

Для первой стадии

 

К = 72 /120 = 0,6;

 

Для второй стадии

 

К = 69 / 105 = 0,65;

 

Если обнаружится, что перечисленные требования к дробилкам при запроектированной схеме дробления невыполнимы (коэффициенты загрузки дробилок сильно разнятся и не находятся в пределах значений 0,5-0,8), то следует изменить назначенные степени дробления в отдельных стадиях дробления.

 

 

 

 

Таблица  4Результаты расчёта количественной схемы дробления

 

№ п/п	Наименование операций	Обозначение, Q	Производи- тельность, т/ч	Выход, %
I	Предварительное грохочение Поступает: исходная руда	Q1	78.6	100
	Всего:		78,6	100
2 3	Выходит:                  подрешетный продукт                 надрешетный продукт	Q2 Q3	13,8 64,8	17,5 82,5
	Всего:		78,6	100
II   3	Дробление I стадии Поступает:                 надрешетный продукт	Q3	64,8	82,5
1	2	3	4	5
	Всего:		64,8	82,5
4	Выходит:                   дробленый продукт	Q4	64,8	82,5
	Всего:		64,8	82,5
III   4 2	Предварительное грохочение Поступает:                  дробленый продукт                подрешетный продукт	Q4 Q2	64,8 13,8	82,5 17,5
5	Всего:		78,6	100
6 7	Выходит:               подрешетный продукт               надрешетный продукт	Q6 Q7	16,7 61,9	21,2 78,8
	Всего:		78,6	100
IV   7	Дробление II стадия Поступает:                  надрешетный продукт	Q7	61,9	78,8
	Всего:		61,9	78,8
8	Выходит:                   дробленый продукт	Q8	61,9	78,8
	Всего:		61,9	78,8
	Исходная руда 500 мм		Q т/ч	γ, %
	1          78,6  100
	Предварительное грохочение 2      13,8    17,5                     3                                                                                                               -100 мм                                                                                                                                          5           78,6   100        Предварительное грохочение 6     16,7   21,2                                                   -25  мм                            9            78,6   100                  Дробленная руда	64,8  82,5           4  64,8   82,5                                  7  61,9   78,8         8    61,9 78,8	+100мм                                 +25 мм

2.3.Выбор и расчёт основного оборудования

2.3.1.Выбор типа и размера дробилок

 

Предварительно принятые типы дробилок проверяются по данным уточненного расчёта и принимаются за основу с последующим расчётом производительности по формуле:

Qрасч=Qk∙Kдр∙Kδ∙Kкр×Kвл,                                   (13)

где Qрасч – расчётная производительность дробилки, т/ч;

      Qк – производительность дробилки по каталогу, т/ч;

      Кдр– коэффициент на дробимость руды (принимается по табл. 34[1], табл. 27 [2]);      Кдр = 1,2

      Кδ - поправочный коэффициент на насыпной вес руды, вычисляется по формуле

                                      Kδ = δ/1,6,                  (14)

где   δ – насыпной вес руды, т/м3; 

                                Kδ = 0,9/1,6 = 0,56                        

    Ккр – поправочный коэффициент на крупность питания (принимается по табл. III.13 [4]

Ккр = 1,2

где а – наибольшая крупность кусков в дробимом продукте в долях ширины пасти дробилки;

      Kвл – поправка на влажность (принимается по табл. 27 [2])

                                          Kвл = 1,0

а) Проверяем производительность щековой дробилки

 

             Qрасч = 100*1,2*0,56*1,2*1,0 = 80,6т/час  

Коэффициенты загрузки дробилок определяются по результатам расчета

 

К = Qтреб /Qрасч                                          (15)                     

 

К = 64,8 /80,6 = 0,8

б) Проверяем производительность конусной дробилки среднего дробления.

При расчетах было принято, что номинальная крупность дробилок                         dн  = 0,8В, а характеристика крупности соответствовали характеристикам разгрузки дробилок крупного дробления таблица Пересчета типовых характеристики исходной и продукта щековой дробилки ( Приложение 1, 2)

Kкр.-1,2 таблица II.24 [3]

Если номинальная крупность питания дробилки КСД не равна 0,8В, то значение расчетной производительности следует умножить на Kкр.

Производительность дробилки на материале крупностью 0,8В при b0 = 40мм в таблице II.23 [3] интерполяцией

45 + 10*(70 - 45)/12 = 66 м3/час

Qрасч. = 66*1,2 = 79,2 м3/час*0,9 = 71,3т/час

 

К = 61,9 /71,3 = 0,8

Таблица 5

Технологические характеристики выбранных дробилок                                                                                                     

Показатели	ЩДС –   6×9	КСД –   1200Б
Размеры пасти, мм: ширина длина	600 900
Диаметр основания дробящего конуса, мм		1200
Ширина приёмного отверстия, мм	600	185
Ширина разгрузочной щели, мм	75-200	20-50
Наибольший размер кусков в питании, мм	550	145
Производительность, м3/ч	35-120	70-105
Мощность электродвигателя, квт	75	75
Основные размеры, мм                                         длина                                        ширина                                                   высота (от фундамента)	2470 2150 2520	3500 2500 3100
Масса дробилки, т	14,65	22

 

2.3.2.Выбор и расчет оборудования для грохочения

 

Для предварительного грохочения руды перед первой стадией дробления устанавливается колосниковый грохот.

Размеры колосникового грохота часто определяются условиями его установки, т.к. грохот одновременно транспортирует руду в дробилку. При загрузке пластинчатым питателем – равной ширине питателя. При наличии большого количества крупных кусков в питании ширину грохота В берут В ≥ 3 Dmax, а при незначительном количестве крупных кусков – принимают  В ≥ 2Dmax + 100 мм. Длина грохота принимается L = 2B и практически составляет от 3,5 до 6 м. Угол наклона грохота принимают для руд 40-45°, для рядовых углей – 30-35°.

В = 1100мм; L = 1100 *2 =2200мм.

Площадь решетки грохота определяется по формуле:

                                        F =  B*L                                                  (16)

где      F – площадь решетки грохота, м2;

           B - ширина грохота, м

           L – длина грохота, м

                                      F =  1,1*2,2 =2,42м2                            

Размеры колосникового грохота часто определяются условиями его установки, при  загрузке пластинчатым питателей – равной ширине питателя, а так как грохот одновременно транспортирует руду в дробилку ширина равна ширине загрузочной щели..

Для предварительного грохочения во второй стадии дробления устанавливаются вибрационные грохоты. Производительность их ориентировочно определяется по формуле:

                                         Q = F·q∙δ∙k∙l∙m∙n∙o∙p,                               (17)

где Q – производительность грохота, т/ч;

      F – рабочая площадь сита, м2;

      q – удельная производительность на 1 м2  поверхности сита, м3 /ч (табл. 39 [1], табл. 29 [2]);

        δ – насыпная плотность материала, т/м3;

        k, l, m, n, о, p – поправочные коэффициенты (табл. 40[1], табл. 30 [2])

Грохоты инерционные наклонные изготавливаются трех подтипов: легкие ГИЛ (для материала с насыпной плотностью ≤ 1т/м3), средние ГИС (для материала с насыпной плотностью ≤ 1,6т/м3) и тяжелые ГИТ  (для материала с насыпной плотностью ≤ 2,5т/м3.    

  Рассчитываем производительность вибрационного грохота II стадии дробления   ГИЛ -31

 

  Q = 3,1* 31*0,9*0,4 *2,0*1,15*1,0*1,0*1,0 = 79,6 т/час 

 

   Таблица 6

Техническая характеристика инерционных грохотов

                                                                                               

Параметры	ГИЛ 31
Размер просеивающей поверхности:                                                                 - ширина, мм                                                                - длина, мм	1250 2500
Площадь одного сита, м2	3,1
Количество сит	1
Наибольший размер кусков, мм	100
Установочная мощность двигателя, кВт	4
Амплитуда колебаний, мм	2,5
Частота вращения, об./мин.	900
Масса грохота без двигателя, т	8
Габаритные размеры, м                                                                -длина, мм                                                                - ширина, мм                                                                - высота, мм	2600 1900 1300

                  

 

 

 

 

2.4. Выбор и расчет вспомогательного оборудования 

 

К вспомогательному оборудованию на обогатительных фабриках относятся бункера, питатели, конвейеры, грузоподъёмные устройства, насосы  и пр.

 

2.4.1.Расчёт приёмного бункера

 

Приёмные бункера предназначены для разгрузки доставляемого на обогатительную фабрику сырья. Вместимость приёмных бункеров зависит от организации доставки полезного ископаемого на обогатительную фабрику, организации работы дробильного цеха и от наибольшего размера кусков в исходной руде.

Так как размер наибольших кусков превышает 400мм, то устройство приемного бункера значительной вместимостью вызвало бы большие капитальные затраты. Поэтому приемный бункер устраивается возможно малой вместимости, определяемой  конструктивно по размерам вагона или самосвала. В нашем случае бункер загружается бульдозером, который находится постоянно на рудном дворе при обогатительной фабрики.

 

2.4.2. Расчет пластинчатого питателя

 

Пластинчатые питатели применяются для равномерной подачи сыпучих материалов крупностью от 150 до 1500 мм из бункеров и других ёмкостей в рабочие машины. Питатели могут устанавливаться горизонтально или под углом 15-25°. Производительность пластинчатого питателя определяется по формуле

                               Q = 3600* B*h*δ*ψ*υ,                                       (18)

где  Q – производительность питателя, т/ч;

        В – ширина полотна ленты,  м (принимается В = 3Dmax);

        h – высота слоя руды при выходе из бункера, м (ориентировочно принимается равной размеру наибольшего куска);

        δ – насыпной вес руды, т /м;

        ψ – коэффициент наполнения лотка (ψ= 0,6 – 0,65) ;

         υ – скорость движения полотна, м/с (принимается по табл. III. 35 [4]).

                 Q = 3600*1,5 *0,500*0,9*0,6*0,06 = 87,5т/час,

 

Таблица 7

Техническая характеристика  питателя

                                                                                        

Параметры	Показатели
Типоразмер питателя	2 – 15 - 60
Ширина ленты, мм	1500
Расстояние между центрами звездочек, мм	6000
Скорость движения ленты, м/сек	0,06
Масса (с электрооборудованием), кг	26,1
Мощность электродвигателя, кВт	26,6