Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению

 

l1 = (Q3/ n1 • q1) • 100 = (3375/1126 • 3) • 100 = 99,9%

l2 = (Q3/ n'1 • q'1) • 100 = (3375/2912 • 2) • 100 = 57,9 %

 

Для 12 часов:

n1 = Q3/q1 = 1687,5/1126 = 1,5 ≈2

n'1 = Q3/q'1 = 1687,5/2912 = 0,6 ≈ 1

 

l1 = (Q3/ n1 • q1) • 100 = (1687,5/1126 • 2) • 100 ≈ 74,9 %

l2 = (Q3/ n'1 • q'1) • 100 = (1687,5/2912 • 1) • 100 ≈ 57,9 %

 

Для 18 часов:

n1 = Q3/q1 = 1125/1126 = 0,99≈ 1

n'1 = Q3/q'1 = 1125/2912 =0,39 ≈ 1

 

 

l1 = (Q3/ n1 • q1) • 100 = (1687,5/1126 • 1) • 100 = 99  %

l2 = (Q3/ n'1 • q'1) • 100 = (1687,5/2912  • 1) • 100 = 38,6 %

где Q3 - количество руды, поступающей на первую стадию дробления;

q1, q'1 и q''1 - производительности щековой и конусных дробилок, соответственно, при требуемой ширине разгрузочной щели.

l1, l2, l3 - коэффициент загрузки щековой и конусных дробилок.

     При выборе дробилок первой стадии дробления все данные заносятся в табл. 2. Предпочтение следует отдавать:

-одному крупному агрегату перед  несколькими меньших размеров, так  как установка нескольких дробилок связана с устройством дополнительных приемных бункеров и питателей;

- оборудованию с большим коэффициентом  загрузки;

- дробилке с меньшей установочной мощностью.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 2.2. Сравнение щековой и конусной дробилок крупного дробления

Тип дробилки	Число дробилок	Коэффициент загрузки	Производительность дробилки, т/ч		Число часов работы дробилки	Масса дробилки, т		Установочная мощность, кВт
			одной	всех	всех	одной	всех	всех
ККД 1500/300	2	57,9	4160	8320	6	610	1220	1600
	1	57,9		4160	12		610	800
	1	38,6		4160	18		610	800
ЩДП 21х25	3	99,9	1280	3378	6	550	1650	1200
	2	74,9		2252	12		1100	800
	1	99,9		1126	18		550	400

 

Выбираем ЩДП 21×25 со временем работы цеха 18 часов.

 

3.2. Расчет колосникового  грохота.

     В первой стадии дробления количество грохотов должно быть равным числу дробилок, т.к. верхний класс колосникового грохота в дробилку поступает самотеком.

Размеры колосникового грохота должны удовлетворять двум условиям:

а) обеспечение требуемой производительности;

б) обеспечение продвижения руды по грохоту самотеком. Первое условие требует, чтобы площадь каждого колосникового грохота была не меньше определяемой по формуле

F = Q1/(2,4 • а • n) = 1666,7/(2,4 • 262,5 • 1) = 2,6 м2

где а - ширина щели между колосниками грохота, мм;

n  - количество дробилок, а следовательно, и грохотов, шт;

Q1 - производительность цеха дробления, т/ч;

F - площадь просеивающей поверхности колосникового грохота, м2.

     Обычно площадь по расчету получается весьма малой и размеры грохота назначаются конструктивно.

     Второе условие требует, чтобы ширина грохота превышала диаметр максимального куска в материале в 2-3 раза. При такой ширине грохота исключаются заклинивание руды и задержка продвижения материала по просеивающей поверхности грохота

В = (2 ÷ 3) Dmax = 2,5 • 1050 =2625мм

Длину грохота необходимо принимать в два раза больше ширины,

L ≥ 2B ≥ 2 • 2625 ≥ 5250мм

В этом случае площадь грохота определится из выражения

F = B • L = 2625 • 5250 = 3781250 мм2 = 3,8 м2

Из двух полученных значений площади грохота F к установке принимают большую величину. Т.е. выбираем F = 3,8 м2

 

 

 

4. РАСЧЕТ ВТОРОЙ СТАДИИ  ДРОБЛЕНИЯ.

 

4.1. Расчет и выбор  дробилок.

     Для среднего дробления твердой и средней твердости руд при подготовке их для измельчения в шаровых мельницах в практике проектирования обогатительных фабрик выбирают обычно конусные дробилки.

Выбор дробилки для второй стадии дробления, так же как и для первой стадии, начинают с определения ширины загрузочного и разгрузочного отверстий.

В2 = 1,2 Dmax/i1 = 1,2d1 = 1,2 • 262,5 = 315мм

где В2 - ширина приемного отверстия дробилки, мм;

d1 - диаметр максимального куска в руде, поступающего в дробилку второй стадии дробления.

     Известно, что выход избыточного зерна (крупнее размера выпускной щели) в конусных дробилках для среднего дробления составляет 43-53% и номинальный размер наибольшего куска в 2,2 - 2,5 раза больше размера выпускной щели, поэтому разгрузочную щель уменьшают до размера

S2= d2/2,5 = 75/2,5 = 30 мм

d2 = d1/i2 = 262,5/3,5 = 75 мм

     После расчетов размеров загрузочного и разгрузочного отверстий к установке по каталогу или любой справочной литературе выбирают подходящую дробилку. В данном случае КСД – 2200 Гр.

     Для расчета второй стадии дробления необходимо знать характеристику крупности продукта, поступающего в нее. Гранулометрическая характеристика определяется аналитическим путем, исходя из характеристик второго и четвертого продуктов. При определении характеристики второго продукта допускают, что эффективность грохочения колосникового грохота постоянна для всех классов крупности нижнего материала и равна принятой эффективности грохочения. Характеристика четвертого продукта задана в табл. 3. Результаты вычислений заносят в табл. 4.

 

 

 

 

 

 

 

Характеристика крупности 4 продукта.

Таблица 3

 

Классы крупности	Выход класса γ, %	Суммарный выход
		По «+», %	По «-», %
+ 420	4	4	100
- 420 + 315	6	10	96
- 315 + 210	19	29	90
- 210 + 157,5	20	49	71
- 157,5 + 105	20	69	51
- 105 + 52,5	20	89	31
- 52,5 + 0	11	100	11
Итого	100

Расчет характеристики крупности продукта 5.

 

     В пятом продукте максимальным куском будет d1 = Dmax/i1. Следовательно, в этом продукте присутствуют куски всех размеров от d1 до 0 мм. Поэтому для определения характеристики крупности продукта 5 весь диапазон размеров от d1 до 0 мм разбивают на 5 классов с учетом шкалы классификации. По характеристикам крупности первого и четвертого продуктов, построенным на миллиметровой бумаге, определяют кумулятивные содержания классов мельче размеров, ограничивающих выбранные для пятого продукта классов крупности.              Определив значения β1-d1 и β4-d1, заносят в графы 2 и 4 табл.4, а для заполнения графы 3 значения определяют по формуле:

                   β2-d1 = Q1 • β1-d1 • Е1/Q2 = 1666,7 • 0,5• 0,65/541,7 = 1

β2-d1 = Q1 • β1-d1 • Е1/Q2 = 1666,7 • 0,42• 0,65/541,7 = 0,83

β2-d1 = Q1 • β1-d1 • Е1/Q2 = 1666,7 • 0,34• 0,65/541,7 = 0,68

                   β2-d1 = Q1 • β1-d1 • Е1/Q2 = 1666,7 • 0,25• 0,65/541,7 = 0,5

β2-d1 = Q1 • β1-d1 • Е1/Q2 = 1666,7 • 0,12• 0,65/541,7= 0,24

 

где Е1 - эффективность грохочения колосникового грохота в долях единицы;

Q2 - масса второго продукта, т/ч.

Для заполнения графы 5 табл. 4 определяют содержание искомых классов в пятом продукте по формуле:

 

  β 5-d1 = (Q2 • β2-d1 + Q4 • β4-d1)/Q5 = (1 • 541,7 + 0,81 • 1125)/1666, = 0,87

β 5-d1 = (Q2 • β2-d1 + Q4 • β4-d1)/Q5 = (0,83 • 541,7 + 0,71 • 1125)/1666,7 = 0,62

 β 5-d1 = (Q2 • β2-d1 + Q4 • β4-d1)/Q5 = (0,68 • 541,7 + 0,51 • 1125)/1666,7 = 0,45

 β 5-d1 = (Q2 • β2-d1 + Q4 • β4-d1)/Q5 = (0,5 • 541,7 + 0,31 • 1125)/1666,7 = 0,45

 β 5-d1 = (Q2 • β2-d1 + Q4 • β4-d1)/Q5 = (0,24 • 541,7 + 0,11 • 1125)/1666,7 = 0,11

 

В графу 6 данной таблицы занесены выходы продукта 5 в процентах. Графа 7 дает кумулятивную характеристику по плюсу этого же продукта.

Табл.4

 

Классы крупности, мм	Кумулятивные выходы или содержание классов по минусу в долях ед-цы					∑γ по «+» продукта 5, %
	Продукт 1	Продукт 2	Продукт 4	Продукт 5, доли	Продукт 5, %
0 – 262,5	0,5	1	0,81	0,87	87	13
0 – 210	0,42	0,83	0,71	0,62	62	38
0 – 157,5	0,34	0,68	0,51	0,45	45	55
0 – 105	0,25	0,5	0,31	0,29	29	71
0 – 52,5	0,12	0,24	0,11	0,11	11	89

Содержание класса -75 мм =17%

         После построения характеристики крупности продукта 5 определяют массу и выход продуктов 6, 7, 9:

Q6 = Q5 • β 5-d2 • Е2 =1666,7 • 0,17 • 0,8 = 226,7 т/ч

Q7 = Q5 – Q6 = 1666,7– 226,7= 1440 т/ч

Q8 = Q7 = 1440т/ч

Q9 = Q5 = 1666,7т/ч

γ6 = Q6 • 100/Q5 = 226,7 • 100/1666,7 = 13,6%

γ7 = 100 - γ6 = 100 –13,6= 86,4 %

γ8 = γ7 = 86,4 %

γ9 = γ5 = 100 %

Е2 - эффективность грохочения грохота перед второй стадией дробления в долях единицы (Е2 = 0,8);

Q6, Q7, Q8, Q9 - массовые выходы продуктов 6, 7,8, 9, т/ч;

γ5, γ6, γ7, γ8, γ9 - выходы продуктов 5, 6, 7, 8, 9 в процентах.

Далее рассчитывается необходимое количество дробилок для второй стадии дробления (n2):

n2 = Q7/q2

где  q2 - производительность одной дробилки по справочнику т/ч.

 

q2=qmax + (qmax - qmin  )/(  Smax - Smin )• (S1 – Smin) = 440 + (580 – 340)/(60 – 30) •(30 – 30) = 340 • 1,6 = 544 м³/ч – КСД – 2200 Гр

 

                                   n2 = 1440/ 544 = 2,6 ≈3

 

 

4.2. Расчет грохота второй  стадии дробления.

 

     Для грохочения руды перед дробилкой среднего дробления применяют инерционные наклонные грохоты и грохоты самобалансные, так как они более надежны в эксплуатации в тяжелых условиях работы. Общая площадь грохочения для заданной производительности определяется по уравнению:

F = Q5  / q • δ • k • l • m • n • o • p = 1666,7 / 52,5•1,6•1•1• 1•0,48•2,14•1,35 = 14,3 м2

где  q - удельная производительность грохота, м3/ч

δ, k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, определяемые по справочнику [стр.29 – 1, стр. 62].

       По справочнику подбираются подходящий условиям грохот и рабочую площадь просеивающей поверхности. Для второй стадии грохочения предпочтительно ставить грохоты тяжелого типа, которые принимают крупные куски. В данном случае возьмем ГИТ – 51М.

Количество грохотов (n) для второй стадии грохочения определяют из отношения площадей

n = F/f = 14,83/6,755 = 2,12≈ 3

где f - площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м2 .

      Во второй стадии дробления желательно иметь по одному грохоту на дробилку, это облегчает конструктивное решение узла грохот-дробилка.

 

 

5. РАСЧЕТ ТРЕТЬЕЙ СТАДИИ ДРОБЛЕНИЯ.

 

5.1. Расчет и выбор  дробилок.

     Диаметр отверстия грохотов перед дробилками мелкого дробления и ширину разгрузочной щели дробилки принимают равными диаметру максимального куска в питании мельницы:

S3 = d3 = 12мм

     Все избыточные куски руды будут отсеяны на грохоте поверочного грохочения и возвращены в дробилку. Для мелкого дробления твердых и средней твердости руд применяют короткоконусные дробилки. Дробилки выбирают по ширине загрузочного отверстия и по производительности при заданной ширине выходной щели S3. В данном случае КМД – 3000 Т.