Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению

Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению

Содержание

1. Общие положения

.1 Задачи курсового проекта

.2 Характеристика исходных данных для работы

. Расчет технологической схемы дробления и измельчения

.1 Определение общей степени дробления для цеха дробления

.2 Подбор степени дробления для каждой стадии

. Расчет первой стадии дробления

.1 Расчет и выбор дробилок

.2 Расчет колосникового грохота

. Расчет второй стадии дробления

.1 Расчет и выбор дробилок

.2 Расчет грохота второй стадии дробления

. Расчет третьей стадии дробления

.1 Расчет и выбор дробилок

.2 Расчет грохота третьей стадии дробления

6. Расчет схемы измельчения и выбор оборудования для измельчения и классификации

6.1 Выбор мельниц

.2 Выбор спиральных классификаторов3

Список использованных источников

Графическая часть: «Технологическая схема операций дробления и измельчения»

. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ

Курсовой проект является продолжением курса: «Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению».

Номер задания - 10.

1.1 Задачи курсового проекта

Задачами курсового проекта является:

) Закрепление знаний, полученных при изучении курса: «Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению».

) Развитие навыков теоретической инженерной работы в области обогатительных процессов обогащения полезных ископаемых.

) Приобретение навыков работы с технической литературой, справочниками и государственными стандартами.

) Изучение схем дробления и измельчения, выбор оборудования, составление пояснительной записки к курсовому проекту.

) Подготовка к выполнению курсового проекта по курсу: «Проектирование обогатительных фабрик» и дипломному проектированию.

1.2 Характеристика исходных данных для работы

Технологическая схема операций дробления и измельчения приведена на рис. 1.1.

Рис. 1.1 Технологическая схема операций дробления и измельчения

Исходные данные для расчета приведены в таблице 1.1.

Таблица 1.1

Исходные данные для расчета

Время работы цеха дробления 6, 12 или 18 часов в сутки. Цеха измельчения 24 часа в сутки.

Характеристика крупности исходной руды приведена в таблицах 1.2 и 1.2.1

Таблица 1.2

Характеристика крупности исходной руды

Таблица 1.2.1

Характеристика крупности исходной руды

Характеристика крупности руды после дробилок 1, 2 и 3 стадий приведена в таблицах 1.3 и 1.3.1.

Таблица 1.3

Характеристика крупности руды после дробилок 1, 2 и 3 стадий приведена в таблице 1.3.

Таблица 1.3.1

Характеристика крупности руды после дробилок 1, 2 и 3 стадий

Содержание материала крупностью - 0,074 мм ( - 200 меш., размерность, принятая в практике обогащения руд) в питании мельниц - 12 % и в продукте после измельчения - 72 % (табл. 1.1).

Для цеха дробления принять - трехстадиальную схему с предварительным грохочением, в первой и второй стадиях, и с поверочным грохочением в третьей стадии. Для цеха измельчения принять - одностадиальную схему измельчения - шаровую мельницу с разгрузкой через решетку, работающую в замкнутом цикле с классификатором.

. РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ДРОБЛЕНИЯ, ГРОХОЧЕНИЯ, ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ И ВЫБОР ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

Расчет количественной схемы заключается в определении массы и выходов всех продуктов, а также характеристик крупности продуктов 5,9 и 10 (рисунок). Расчет ведется по стадиям.

.1 Определение общей степени дробления для цеха дробления

Определяем общую степень дробления для цеха дробления

, (2.1)

где i_n - общая степень дробления для цеха дробления;

D_max - диаметр максимального куска в исходной руде, мм;

d_max - диаметр максимального куска в питании мельниц, мм.

 = 133,33.

.2 Подбор степени дробления

Подбираем степень дробления для каждой стадии

i_n = i₁ ∙ i₂ ∙ i₃ , (2.2)

где i_n - общая степень дробления для цеха дробления;

i₁, i₂, i₃ - степени дробления в 1, 2, 3 стадиях дробления соответственно.

Степени дробления для каждой стадии назначают исходя из степеней, которые обычно достигаются в дробилках стандартных типов: крупного дробления 3 - 4; конусные среднего дробления 3 - 5; конусные мелкого дробления в замкнутом цикле с грохотами 4 - 8. Обычно задают первые две степени i₁, i₂ и вычисляют третью [1].

Если i₁ = i₂ = i₃ = i_ср, то i_n = i_ср³.

 (2.3)

Принимаем i₁ = 4; i₂ = 5.

Тогда

, (2.4)

i₁ и i₂ должны быть меньше i₃ [1].

Далее рассчитываем количественную схему по стадиям и подбираем основное оборудование.

. РАСЧЕТ ПЕРВОЙ СТАДИИ ДРОБЛЕНИЯ

3.1 Расчет и выбор дробилок

Для крупного дробления твердых и средней твердости руд применяют конусные и щековые дробилки [2, прил. 9 и 10; 3, прил. 5-7], поэтому необходимо проводить технико-экономические сравнения двух вариантов использования названных конструкций дробилок. Дробилки выбирают по каталогам заводов-изготовителей или справочной литературе в зависимости от размеров приемного (загрузочного) отверстия и выходной (разгрузочной) щели. Ширина приемного отверстия (щели) должна быть на 15 - 20 % больше диаметра наибольшего куска материала, поступающего в дробилку [2], т.е.

B = (1,15 ÷ 1,2) ∙ D_max, (3.1)

где В - ширина приемного отверстия дробилки, мм;

D_max - диаметр максимального куска в исходном материале, поступающем на дробление, мм.

B = 1,17 ∙ 800 = 936 мм

Разгрузочная щель дробилки S должна быть на 20 % меньше максимального куска в дробленой руде после данной стадии дробления d₁ т.е.

S = 0,8 ∙ d₁, (3.2)

d₁ = D_max/ i₁.

где S - размер разгрузочной щели дробилки, мм;

d₁ - размер максимального куска в дробленой руде после данной стадии дробления, мм.

d₁ = 800/4 = 200 мм;

S = 0,8 ∙ 200 = 160 мм.

По вычисленным величинам ширины приемного отверстия В и выходной щели S проверяют возможность установки дробилок выбранного размера по каталогу [2, прил. 9 и 10; 3, прил. 5-7].

Выбираем щековую дробилку типа ЩДП 12×15 и конусную ККД-1500(Б)/180.

Для расчета схемы дробления необходимо знать содержание класса минус d₁ мм, т.е. β^-d1, которое определяют по графику характеристики крупности исходной руды (см. рис. 3.1), построенному по данным табл. 3.1.

Таблица 3.1

Результаты ситового анализа

Строим характеристику крупности по таблице 3.1.

Рис. 3.1 Характеристика крупности исходной руды

По графику на рис. 3.1 определяем β^-d1 =50 %.

После этого приступаем к определению масс и выходов 2, 3, 4 и 5 продуктов, предложенной в проекте схемы (см. рис. 1.1)

Q₁ = Q/T, (3.3)

где Q - заданная производительность фабрики, т/сут;

Т - время работы цеха дробления, сут, ч, Т = 6, 12 и 18 часов в сутки;

Q₁ - часовая производительность цеха дробления, т/ч.

Q₁ = 13500/6 = 2250 т/ч,

Q₁ = 13500/12 = 1125 т/ч,

Q₁ = 13500/18 = 750 т/ч,

₂ = Q₁∙ β^-d1∙ Е₁, (3.4)

где β^-d1 - содержание класса минус d₁ в исходной руде в долях единиц (определяется по графику характеристики крупности исходной руды);

Е₁ - эффективность грохочения грохота в долях единиц.

β^-d1 = 50 % = 0,5; Е₁ = 0,6.

Q₂ = 2250 ∙ 0,5 ∙ 0,6 = 675 т/ч,

Q₂ = 1125 ∙ 0,5 ∙ 0,6 = 337,5 т/ч,

Q₂ = 750 ∙ 0,5 ∙ 0,6 = 225 т/ч.

Для предварительного грохочения следует установить колосниковый грохот, так как в эту операцию поступает исходная руда, т.е. крупнокусковой материал. Согласно литературным данным [1] эффективность грохочения колосникового грохота, т.е. Е₁ = 0,6 - 0,7.

Согласно схеме:

Q₃ = Q₁ - Q₂; Q₄ = Q₃; Q₅ = Q₁; γ₁ = 100; γ₂ = Q₂∙ 100/Q₁; γ₃ = 100 - γ₂; γ₄ = γ₃; γ₅ = γ₁

₃ = 2250 - 675 = 1575 т/ч,

Q₃ = 1125 - 337,5 = 787,5 т/ч,

Q₃ = 750 - 225 = 525 т/ч.

Q₄ = 1575 т/ч,

Q₄ = 787,5 т/ч,

Q₄ = 525 т/ч.

Q₅ = 2250 т/ч,

Q₅ = 1125 т/ч,

Q₅ = 750 т/ч.

γ₁ = 100 %.

γ₂ = 675 ∙ 100/2250 = 30 %,

γ₂ = 337,5 ∙ 100/1125 = 30 %,

γ₂ = 225 ∙ 100/750 = 30 %.

γ₃ = 100 - 30 = 70 %,

γ₃ = 100 - 30 = 70 %,

γ₃ = 100 - 30 = 70 %.

γ₄ = 70 %,

γ₄ = 70 %,

γ₄ = 70 %.

γ₅ = 100 %.

где Q₂, Q₃ - выходы продуктов 2 и 3.

После определения выходов продуктов 2 и 3 (γ₂ и γ₃ соответственно) переходим к окончательному выбору дробилок крупного дробления путем технико-экономического сравнения вариантов установки щековой или конусной дробилок. Для наглядности все характеристики выбранных дробилок вносим в таблицу 3.2.

Производительность щековой и конусной дробилок при требуемой ширине разгрузочной щели определяют по каталогам [2, прил. 9 и 10; 3, прил. 5-7].

Определяем производительность для конусной дробилки ККД-1500(Б)/180

q = Q_ном∙ S_расч/S_ном, (3.5)

где Q_ном - номинальная производительность м³/ч;

S_расч - расчетная ширина разгрузочной щели, мм;

S_ном - оптимальная ширина выходной щели, мм.

Q_ном = 1150 м³/ч; S_расч = 160 мм; S_ном = 180 мм.

q = 1150 ∙ 160/180 = 1022,2 м³/ч.

Определяем q в т/ч

_т/ч = q ∙ ρ = 1022,2 ∙ 1,6 = 1635,5 т/ч. (3.6)

где ρ - насыпная плотность, ρ = 1,6 т/м³.

Количество конусных дробилок n₁ необходимое для обеспечения заданной производительности определяют по формуле

₁ = Q_З/q₁, (3.7)

где Q_З - количество руды, поступающей на первую стадию дробления; q₁ - производительность конусной дробилки при требуемой ширине разгрузочной щели₁ = 1575/1635,5 = 0,963 ≈ 1,

n₁ = 787,5/1635,5 = 0,481 ≈ 1,

n₁ = 525/1635,5 = 0,321 ≈ 1.

Определим коэффициент загрузки конусной дробилки J₁

, (3.8)

Значения  не должны превышать 100 %.

,

,

.

Для щековой дробилки ЩДП12×15 производительность определяется по формуле

q = Q_ном∙ S_расч/S_ном, (3.9)

_ном = 310 м³/ч; S_расч = 160 мм; S_ном = 155 мм.= 310 ∙ 160/155 = 320 м³/ч,

q_т/ч = q ∙ ρ = 320 · 1,6 = 512 т/ч.

Количество щековых дробилок определяется по формуле

₁ = Q_З/q₁, (3.10)

₁ = 1575/512 = 3,07 ≈ 4,

n₁ = 787,5/512 = 1,54 ≈ 2,

n₁ = 173/512 = 1,03 ≈ 2.

где Q_З - количество руды, поступающей на первую стадию дробления;₁ - производительность конусной дробилки при требуемой ширине разгрузочной щели.

Коэффициент загрузки щековой дробилки J₂

 (3.11)

Значения  не должны превышать 100 %.

,

,

.

При выборе дробилок первой стадии дробления все данные заносим в таблицу 3.2 и отдаем предпочтение:

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

б) оборудованию с большим коэффициентом загрузки;

в) дробилкам с меньшей установочной мощностью.

Выбираем по каталогу [прил. 4, 7] одну конусную дробилку крупного дробления с механическим регулированием разгрузочной щели - ККД 1500(Б)/180 и четыре (две) щековые дробилки с простым движением щеки - ЩДП 12×15, по ширине приемного отверстия и диаметру максимального куска.

Таблица 3.2

Сравнение щековой и конусной дробилок для первой стадии дробления

Массу одной дробилки и установочную мощность определяем по каталогу [прил. 4, 7].

Масса одной конусной дробилки m_к = 393 т, одной щековой дробилки m_щ = 115,7 т.

Мощность одной конусной дробилки Р_к = 640 кВт, одной щековой дробилки Р_щ = 320 кВт.

.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.

Количество дробилок равно 1.

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

 , (3.12)

где a - ширина щели между колосниками грохота, мм, а = 200 мм [2, c . 66];

n - число грохотов, n = 2 шт;

Q₁ - производительность цеха дробления, т/ч;

F - площадь просеивающей поверхности грохота, м².

Из таблицы 3.2 выбираем дробилку с наибольшим коэффициентом загрузки и наименьшей мощностью. В нашем случае - это 2 ЩДП 12×15 при 12 часовом режиме, мощность - 320 кВт.

м².

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

Второе условие требует, чтобы ширина грохота превышала диаметр максимального куска в материале в 2 - 3 раза [1].

B = (2÷3) ∙ D_max, (3.13)

B = (2 ÷ 3) ∙ 800 = 1600 ÷ 2400 мм².

Длину грохота необходимо принимать в два раза больше его ширины [1]

 ≥ 2 ∙ В,

L ≥ 2 ∙ (1600 ÷ 2400) = 3200 ÷ 4800 мм².

Тогда площадь грохота определяется из выражения

F = B ∙ L, (3.14)

F = 1600 ∙ 3200 ÷ 2400 ∙ 4800 = 5120000 ÷ 11520000 мм = 5,12 ÷ 11,52 м².

Из двух получившихся значений площади грохота F к установке принимаем большую величину, т.е. F = 11,52 м².

. 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.

, (4.1)

где В₂ - ширина приемного отверстия дробилки, мм;

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

B₂ = 1,2 ∙ 200 = 240 мм.

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 [2]; d₂ = d₁/i₂ = 200/5 = 40 мм; S₂= 40/2,5 = 16 мм [2, прил. 1].

После расчетов размеров загрузочного и разгрузочного отверстий к установке по каталогу [прил.7, 8, 9] выбираем подходящую дробилку: конусную дробилку среднего дробления - КСД - 2200 Т.

Для расчета второй стадии дробления необходимо знать характеристику крупности продукта, поступающего в нее.

Гранулометрическая характеристика определяется аналитическим путем исходя из характеристик продуктов 2 и 4.

При определении характеристики продукта 2 допускают, что эффективность грохочения колосникового грохота постоянна для всех классов крупности нижнего материала и равна принятой эффективности грохочения.

Строим характеристику крупности продукта 4 (рис. 4.1) по данным табл. 4.1. Характеристики крупности продукта 1 изображены на рис. 3.1.

Результаты вычислений заносим в таблицу 4.2.

Таблица 4.1

Результаты ситового анализа

Рис. 4.1 Характеристика крупности продукта 4

В продукте 5 максимальным куском будет d₁ = D_max/i₁ = 800/4 = 200 мм, 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 разбиваем на 5 - 6 классов с учетом шкалы классификации.

Таблица 4.2

Расчет характеристики крупности продукта 5

Графу 1 разбиваем на классы крупности произвольно. Графу 2 определяем по графику: “Характеристика крупности исходной руды”.

Для заполнения графы 3, значения β₂^-d1 определяем по формуле

, (4.2)

где Е₁ - эффективность грохочения колосникового грохота, в долях ед., Е₁ =0,6; Q₁ = 1125 т/ч; Q₂ = 337,5 т/ч.

Графу 4 определяем по графику: «Характеристика крупности продукта 4» рис. 4.1. Для заполнения графы 5 определяем содержание искомых классов в продукте 5 по формуле

, (4.3)

где Q₄ = 787,5 т/ч; Q₅ = 1125 т/ч.

В графу 6 занесем выходы продукта 5 в процентах. Графа 7 дает кумулятивную характеристику по плюсу этого же продукта, т.е. для того чтобы заполнить графу 7 необходимо от 100 отнять значения графы 6.

По вычисленным значениям графы 6 и 7 (табл. 4.2), строим график: «Характеристика крупности продукта 5» см. рис. 4.2.

Рис. 4.2 Характеристика крупности продукта 5

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

Q₆ = Q₅ ∙ β₅^-d2∙ E₂;

Q₇ = Q₅ - Q₆

Q₈ = Q₇;

Q₉ = Q₅.

γ₆ = Q₆ ∙100/Q₅;

γ₇ =100 - Q₆;

γ₈ = γ₇;

γ₉ = γ₅ = 100 ,

где β₅^-d2 - содержание класса - d₂ в продукте 5 в долях единиц;

E₂ - эффективность грохочения грохота перед второй стадией дробления в долях, для вибрационных грохотов Е₂ = 0,8 - 0,85 [1];

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

γ ₅, γ₆, γ ₇, γ ₈, γ ₉ - выходы продуктов 5, 6, 7, 8, 9, %.

β₅^-d2 - определяем по графику (рис. 4.2) β₅^-d2 = 24 % = 0,24; d₂ = 40 мм; E₂ = 0,8.

Q₅ = 1125 т/ч;

Q₆ = 1125 ∙ 0,24 ∙ 0,8 = 216 т/ч;

₇ = Q₅ - Q₆ = 1125 - 216 = 909 т/ч;

Q₈ = Q₇ = 909 т/ч;

Q₉ = Q₅ = 1125 т/ч.

Выходы продуктов 5, 6, 7, 8, 9 т/ч.

дробление грохот измельчение оборудование

γ₆ = Q₆ ∙ 100/Q₅ = 216 ∙ 100/1125 = 19,2 %;

γ₇ =100 - γ₆ =100 - 19,2 = 80,8 %;

γ₈ = γ₇ = 80,8 %;

γ₉ = γ₅ = 100 %.

Рассчитываем необходимое количество дробилок для второй стадии дробления n₂

₂ = Q₇/q₂, (4.4)

где q₂ - производительность одной дробилки по каталогу или справочнику [3, прил. 9].

По ширине разгрузочной щели S₂ и ширине приемного отверстия В₂ [прил. 8], выбираем конусную дробилку среднего дробления. По данным нам подходит КСД 2200 Т (для тонкого помола).

Удельную производительность определяем по формуле

, (4.5)

где q₁ и q₂ - соответствующие значения удельной производительности, м³/ч;

d₁ и d₂ - ближайшее меньшее и большее значение размера отверстий сита, мм; d_расч = S₂ =16 мм.

q₁ = 170 м³/ч; q₂ = 340 м³/ч; d₁ = 15 мм; d₂ = 30 мм; [3, прил. 9]

 = 181,3 м³/ч.

Насыпная плотность ρ = 1,6 т/м³, тогда q₂ = 181,3 ∙ 1,6 = 290 т/ч.

Определяем количество дробилок n₂

n₂ = 909/290 = 3,1 ≈ 3.

Для второй стадии дробления количество дробилок равно трем.

4.2 Расчет грохота второй стадии дробления

Для грохочения руды перед дробилкой среднего дробления применяют инерционные грохоты и грохоты самобалансные, т. к. они более надежны в эксплуатации в тяжелых условиях работы.

Общая площадь грохочения для заданной производительности определяется по уравнению

 (4.6)

где q - удельная производительность грохота, м³/ч∙м² [2, с. 94; 3, с. 62]; δ, k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, определяемые по справочнику [2, с. 95; 3, с. 62 ].

S₂ = 40 мм, следовательно: q = 37 м³/ч∙м²;

δ - постоянная величина: δ = 1,6 т/м³;

 =  = 20, содержание в исходном материале зерен размером меньше половины размера отверстий сита, %, определяем по графику: «Характеристика крупности продукта 4» см. рис. 4.1, равно 10, следовательно, k = 0,5;

100 - содержание в исходном материале зерен размером меньше половины размера отверстий сита, % т. е 100 - 10 = 90 %, (содержание в исходном материале зерен размером больше размера отверстий сита), следовательно, l = 3,36;

Е₂ = 0,8 = 80 %, следовательно, m = 1,35; n = 1; о = 1; р = 1.

 = 8,38 м².

По [3, прил. 2] подбираем подходящий условиям грохот и рабочую площадь просеивающей поверхности. Для второй стадии грохочения предпочтительно ставить грохоты тяжелого типа, которые принимают крупные куски.

Количество грохотов n для второй стадии дробления

= F/f, (4.7)

где f - площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м².

n = 8,38/3,7 = 2,3 ≈ 3.

Во второй стадии дробления желательно иметь по одному грохоту на дробилку, т.к. это облегчает конструктивное решение узла “грохот-дробилка” [1].

Выбираем по каталогу три наклонных инерционных грохота тяжелого типа ГИТ 31 [3, прил. 2] с площадью одного сита 3,7 м².

. РАСЧЕТ ТРЕТЬЕЙ СТАДИИ ДРОБЛЕНИЯ

5.1 Расчет и выбор дробилок

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

₃ = d₃,

d₃ = D₂/i₃ = 40/6,67 = 6 мм.

Все избыточные куски руды будут отсеяны на грохоте поверочного грохочения и возвращены в дробилку. Для мелкого дробления твердых и средней твердости руд применяем короткоконусные дробилки [прил. 9]. Дробилки выбираем по ширине загрузочного отверстия и по производительности при заданной ширине выходной щели S₃.

В третьей стадии дробилка работает в замкнутом цикле с поверочным грохочением, поэтому ее выбор осуществляется по тоннажу вновь поступающего в нее продукта величиной Q^'₁₂, т. е. по верхнему классу, отсеивающемуся на грохоте от продукта 9. Продукт 13 (Q₁₃) - циркулирующая нагрузка дробилки - поступает в ту же дробилку, что и продукт величиной Q^'₁₂. В сумме Q^'₁₂ и Q₁₃ составляют продукт 12, фактически поступающий в дробилку третий стадии дробления. Но при выборе дробилки в расчет не принимается, так как производительность для конусных дробилок мелкого дробления дана в каталогах с учетом циркулирующей нагрузки.

Определяем выход продукта Q^'₁₂

^'₁₂ = Q₉ ∙ (1 - E₃ ∙ β₉^-d3), (5.1)

где Е₃ - эффективность грохочения в третьей стадии дробления в долях единиц, для вибрационных грохотов Е₃ = 0,8 - 0,85; Q₉ = 1125 т/ч - массовый выход продукта 9; β₉^-d3 определяется по графику характеристики крупности продукта 9 (см. рис. 5.2) при d₃ = 6 мм.

β₉^-d3 = 20 % = 0,20,

Q^'₁₂ = 1125 ∙ (1 - 0,8 ∙ 0,2) = 945 т/ч = 590,6 м³/ч.

Результаты ситового анализа приведены в таблице 5.1.

Таблица 5.1

Результаты ситового анализа

Рис. 5.1 Характеристика крупности продукта 8

Для определения содержания β₉^-d3 необходимо знать характеристику крупности продукта 9. Для получения этой характеристики необходимо сложить характеристики продуктов 6 и 8. Характеристику продукта 8 строим по данным таблицы 8. Характеристику крупности продукта 6 определяем как характеристику крупности подрешетного продукта, отсеянного от продукта 5 на грохоте с диаметром отверстий d₂ мм. Нахождение характеристики крупности продукта 9 производится так же, как для продукта 5. Данные заносим в таблицу 5.2.

Таблица 5.2

Расчет характеристики крупности продукта 9

Графу 1 разбиваем на классы крупности произвольно. Графу 2 определяем по графику: «Характеристика крупности продукта 5» см. рис. 4.2. Для заполнения графы 3 значения β₆^-d2 определяем по формуле

 (5.2)

где Е₂ - эффективность грохочения, Е₂ = 0,8; выходы продуктов 5 и 6 - Q₅ = 1125 т/ч; Q₆ = 216 т/ч;

β₅^-d2 - кумулятивное содержание класса 5 с d₂. Определяем β₅^-d2 по характеристике крупности продукта 5 (рис. 4.2).

Для заполнения графы 5 определяем содержание искомых классов в продукте 9 по формуле

, (5.3)

где Q₆ = 216 т/ч; Q₈ = 720 т/ч; Q₉ = 1125 т/ч - массовые выходы продуктов 6, 8 и 9.

β₈^-d2 - кумулятивное содержание класса 8 с d₂. Определяем β₈^-d2 по характеристике крупности продукта 8 (рис. 5.1).

;  

В графу 6 заносим выходы продукта 9 в процентах. Графа 7 дает кумулятивную характеристику по плюсу этого же продукта, т. е. для того чтобы заполнить графу 7 необходимо от 100 отнять значения графы 6.

По вычисленным значениям графы 6 и 7 (табл.9), строим график: «Характеристика крупности продукта 9» рис.5.2.

Рис. 5.2 Характеристика крупности продукта 9

Количество дробилок n₃ для третьей стадии дробления, определяется из соотношения

₃ = Q^'₁₂/q₃, (5.4)

где q₃ - производительность одной дробилки, выбранной по каталогу, при требуемой ширине разгрузочной щели, т/ч;

Q^'₁₂ - выход продукта, Q^'₁₂ = 945 т/ч.

Выбираем по каталогу [прил. 9] конусную дробилку мелкого дробления - КМД-1200 Гр.

 = 46,5 м³/ч.

Насыпная плотность ρ = 1,6 т/м³, тогда q₃ = 46,5 ∙ 1,6 = 74,4 т/ч.

Определяем количество дробилок n₃

n₃ = 945/74,4 = 12,7 ≈ 13 штук.

5.2 Расчет грохота третьей стадии дробления

Для выбора грохота третьей стадии дробления необходимо найти количество руды, Q₁₀ поступающей на грохочение. Для этого построим характеристику крупности дробленой руды в третий стадии дробления, продукт 13 (таблица 5.4). Для определения характеристики крупности продукта 10 суммируют характеристики продуктов 9 и 13. Все данные заносим в таблицу 5.3 (S = S₃).

Таблица 5.3

Результаты ситового анализа

Рис. 5.3 Характеристика крупности продукта 13

Q₁₀ = Q₉ + Q₁₃,

Q₉ = Q₅ = Q₁.

Массовые выходы продуктов 10, 13

 (5.5)

где Е₃ = 0,8 - эффективность грохочения третьей стадии; Q₉ = 1125 т/ч - массовый выход продукта 9;

β₉^-d3 определяется по графику на рис. 5 при d₃ = 6 мм β₉^-d3 = 0,2; β₁₃^-d3 определяется по графику рис. 5.3, β₁₃^-d3 = 0,66.

Тогда

Q₁₀ = 1125 + 1789,8 = 2914,8 т/ч,

Q₉ = Q₅ = 1125 т/ч.

 т/ч.

Строим характеристику крупности продукта 10. Составляем таблицу 5.4, аналогичную таблице 5.3. Для этого рассчитываем по формуле кумулятивные содержания классов по минусу от 0 до d₃ мм мм.

Таблица 5.4

Расчет характеристики крупности продукта 10

Графу 1 разбиваем на классы крупности произвольно. Графу 2 определяем по графику: «Характеристика крупности продукта 9» см. рис. 5.2. Графу 3 определяем по графику: «Характеристика крупности продукта 13» см. рис. 5.3. Для заполнения графы 4 определяем кумулятивные содержания классов по минусу от 0 до d₃ мм в продукте 10 по формуле

 (5.6)

где  ,  - содержание класса меньше d₃ мм (кумулятивные выходы по минусу) в продуктах 9, 10, 13 соответственно в долях единиц.

, , ,  (определяем по рис. 5.2 для каждого диапазона).

, , , (определяем по рис. 5.2 для каждого диапазона).

Определяем выход продукта 10

γ₁₀ = γ₉ + γ₁₃ = 100 + 159,1 =259,1 %.

Определяем выход продукта 13

γ₉ = 100 %,  - выходы продуктов 9 и 13.

Строим характеристику крупности продукта 10 (рис. 5.4)

Рис. 5.4 Характеристика крупности продукта 10

Расчет грохота ведется аналогично расчету во второй стадии дробления.

Рекомендуется в обеих стадиях принять грохоты одного и того же типа. При расчете необходимой площади грохочения в третьей стадии значения удельной производительности грохота и коэффициентов (q, δ, k, l, m, n, o, p) входящих в формулу, выбираем в зависимости от характеристики крупности продукта 10 согласно данным.

Число грохотов в третьей стадии дробления может достигать 3 - 4 на дробилку, но при этом приходится перед грохотами проектировать распределительные бункеры.

Общая площадь грохочения

, (5.7)

где q - удельная производительность грохота, м³/ч∙м² [2, с. 94; 3, с. 68]; δ, k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, определяемые по справочнику [2, с. 95; 3, с. 69;].

S₃ = 6 мм, следовательно: q = 13 м³/ч∙м²;

δ - постоянная величина: δ = 1,6 т/м³;

 =  = 3, содержание в исходном материале зерен размером меньше половины размера отверстий сита, %, определяем по графику: «Характеристика крупности продукта 13» см. рис. 5.3, равно 30, следовательно, k = 0,8;

100 - содержание в исходном материале зерен размером меньше половины размера отверстий сита, % т. е 100 - 30 = 70 %, (содержание в исходном материале зерен размером больше размера отверстий сита), следовательно, l = 1,55;

Е₂ = 0,8 = 80 %, следовательно, m = 1,35; n = 1; о = 1; р = 1.

 = 83,7 м².

По [3, прил. 2] подбираем подходящий условиям грохот и рабочую площадь просеивающей поверхности. Для второй стадии грохочения предпочтительно ставить грохоты тяжелого типа, которые принимают крупные куски.

Количество грохотов n для второй стадии дробления

= F/f, (5.8)

где f - площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м².

=  =   6,44 м²,

 = 83,7/6,44 = 12,99 ≈ 13,

т.е. на каждую дробилку приходится по грохоту.

Выбираем по каталогу тринадцать наклонных инерционных грохота тяжелого типа ГИТ 51М [3, прил. 3] с площадью одного сита 6,44 м².

6. РАСЧЕТ СХЕМЫ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ И ВЫБОР ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ И КЛАССИФИКАЦИИ

6.1 Выбор мельниц

Вследствие разных режимов работы цехов дробления и измельчения их производительности не совпадают. Между цехами обычно предусматривается бункер дробленой руды, являющийся буферной емкостью. Бункер дробленой руды должен обеспечить бесперебойную работу цеха измельчения, поэтому емкость его должна быть 36 - 48-часовой производительности цеха измельчения (одна или две смены перед выходными днями, 6 - 12 часов, весь выходной день, 24 часа и одна смена после выходного дня, 6 часов).

Расчетная производительность цеха измельчения определяется по заданной (табл. 1.1) суточной производительности фабрики (т/ч):

; Q₁₁^изм ≠ Q₁,

где Q_зад = 13500 т/сут - суточная производительность фабрики.

; Q₁₁^изм ≠ Q₁ (Q₁ = 1125 т/ч);≠1125.

В современной практике для измельчения руд перед флотацией при одностадиальных схемах измельчения применяют мельницы с разгрузкой через решетку. Потому при расчете и выборе мельниц должен решаться только вопрос об их размерах.

Размер мельниц выбирают на основании технико-экономического сравнения. Исходными данными для расчета производительности мельниц являются практические показатели действующей мельницы на работающей фабрике данного месторождения. Расчет мельниц ведут по удельной производительности по вновь образованному классу -0,074 мм (-200 меш.). Расчет начинается с определения Q₁₇ и γ₁₇ - продукт 17 - циркулирующая нагрузка.

Выход этого продукта, γ₁₇, при расчете схемы назначают в зависимости от крупности продукта 16 - слива классификатора (табл. 1.1 согласно варианта 10). Чем тоньше продукт 16, тем следует назначить больший выход для продукта 17. В практике проектирования обычно принимают при содержании в продукте 16 материала - 0,074 мм [1].

β₁₆^-0,074 = 45 %, γ₁₇ = 300 %; β₁₆^-0,074 = 90 %, γ₁₇ = 700 %.

Содержание материала -0,0074 мм в сливе классификатора в, %: β₁₆^-0,074 = 72 %;

Выход продукта 17 находим по формуле

, (6.1)

Рассчитав γ₁₇ , определим Q₁₇

.

Определяем массу продуктов 16, 14, 15 согласно схеме, представленной на рисунке 1.1

Q₁₁^изм = Q₁₆; Q₁₄ = Q₁₅; Q₁₄ = Q₁₁^изм + Q₁₇;

₁₆ = 562,5 т/ч; Q₁₄ = 562,5 + 3036,96 = 3599,46 т/ч; Q₁₅ = 3599,46 т/ч.

Определим производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу - 0,074 мм

, (6.2)

где Q_i^m - производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу, т/ч; q_i - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³∙ч; V_i - объем проектируемой мельницы соответствующего размера (выбирают по каталогу), м³; β₁₆^-0,074 - содержание материала - 0,074 мм в сливе классификатора в долях единиц (табл. 1); β₁₁^-0,074 - содержание материала - 0,074 мм в питании мельниц в долях единиц (табл. 1,1).

β₁₆^-0,074 = 72 % = 0,72; β₁₁^-0,074 = 12 % = 0,12.

Для технико-экономического сравнения в проекте выбираем три-четыре типа размера мельниц с разгрузкой через решетку (D_i × L_i) [прил. 10].

Удельную производительность проектируемой мельницы рассчитывают по формуле

q = q_зад ∙ K_и ∙ K_к ∙ K_т ∙ K_d , (6.3)

где q_зад - удельная производительность действующей или эталонной мельницы, q_зад = 0,9 т/м³∙ч; K_и , K_к - коэффициенты, учитывающие измельчаемость и крупность руды, поступающей на измельчение, в проекте принять K_и = 1, K_к = 1; K_т - коэффициент, учитывающий способ разгрузки мельницы, при переходе от центральной разгрузки к разгрузке через решетку K_т = 1,15; K_d - коэффициент, учитывающий различия диаметров мельниц, проектируемой и работающей на фабрике

где D = 3,3 м, внутренний диаметр действующей мельницы; D₁, D₂, D₃ - внутренний диаметр проектируемых к установке мельниц, м; 0,15 - двойная толщина футеровки мельниц, м.

Определяют количество мельниц n_i каждого выбранного типоразмера, необходимое для измельчения поступающей в цех руды

, (6.4)

Полученное значение округляют в большую сторону до . После этого рассчитывают коэффициент запаса k_i для каждой мельницы

 , (6.5)

Количество мельниц принимаем на основании технико-экономического сравнения ряда мельниц различного размера согласно таблице 6.1.

Данные в графы 3, 7, 8 берем из каталога, а в графы 4, 5, 6 - рассчитываем.

По данным таблицы 6.1 выбираем мельницу, для которой требуются наименьшие затраты.

Таблица 6.1

Характеристики мельниц

В графу 2 записываем мельницы, выбранные произвольно по каталогу [прил. 10]. Графу 6 (производительность мельниц) считаем по формуле

= n₁'∙ Q₁^m, (6.6)

₁ = 32 ∙ 17,77 = 568,6 т/ч.₂ = 16 ∙ 35,55 = 568,8 т/ч.

Q₃ = 5 ∙ 132,4 = 662 т/ч.

МШР 2700×2700

= 0,79;

q = 0,9 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 1,15 ∙ 0,79 = 0,82 т/м³·ч;

 = 17,77 т/ч;

 = 31,65;

n' = 32;

 = 1,011.

МШР 3200×3800

= 0,88;

q = 0,9 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 1,15 ∙ 0,88 = 0,79 т/м³·ч;

 = 35,55 т/ч;

 = 15,82;

n' = 16;

 = 1,0114.

МШР 4500×5000

= 1,081;

q = 0,9 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 1,15 ∙ 1,081 = 1,119 т/м³·ч;

 = 132,4 т/ч;

 = 4,249;

n' = 5;

 = 1,117.

На основании технико-экономического сравнения выбираем по каталогу [прил. 10] мельницу с наибольшим коэффициентом запаса, наибольшей производительностью и наименьшей мощностью всех мельниц МШР 3200×3800.

.2 Выбор спиральных классификаторов

Для работы в замкнутом цикле с мельницами чаще устанавливают спиральные классификаторы. Они изготавливаются двух типов - с погруженной и непогруженной спиралью. Спиральные классификаторы с непогруженной спиралью применяются для получения крупного слива. Классификаторы с погруженной спиралью имеют большую площадь зеркала пульпы и большую производительность, при том же диаметре спирали. Поэтому при высоких производительностях и тонком по крупности сливе, мельче 0,1 мм, рекомендуется выбирать классификаторы с погруженной спиралью. Количество классификаторов должно быть равно числу мельниц.

Производительность одного классификатора по сливу

Q_сл.= Q/n_i, (6.7)

где Q_сл. - суточная производительность классификатора по твердому в сливе, т/час;

Q - производительность фабрики, т/сут, Q = 13500 т/сут;

n_i - количество классификаторов, 16.

Q_сл.= 13500/16 = 873,75 т/ч.

Расчет спиральных классификаторов сводится к определению диаметра спирали и выборе по нему аппарата по [4, прил. 8].

Диаметр спирали классификатора с непогруженной спиралью

 (6.8)

где m - число спиралей классификатора, m = 2;

k₁ = 1,0 - коэффициент учитывающий плотность руды, при плотности руды по заданию σ = 1,36 т/м³;

k₂ - коэффициент учитывающий крупность слива (β₁₆^-0,074 = 72 %), k₂ = 1,0.

.

По каталогу [4, прил. 8] выбираем спиральный классификатор типа. 1КСН 30.

Выбранный классификатор проверяем по пескам:

Q_песк = 135 ∙ m ∙ k₁∙ n ∙ D₂³, (6.9)

где Q_песк - суточная производительность одного классификатора по пескам, т/сут;- число оборотов спирали [4, прил. 8], n = 16, число оборотов спирали; k₁ = 1.

Q_песк = 135 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 16 ∙ 3³ = 58320 т/сут.

Должно выполняться условие:

Q_песк ≥ Q₁₇

, (6.10)

где Q₁₇ - масса циркулирующей нагрузки мельницы, т/сут;- производительность фабрики, т/сут, Q = 13500;

γ₁₇ - выход продукта 17 в долях единиц, γ₁₇ = 5,40;_i - число классификаторов, n_i = 16.

58320 ≥ 4556,2.

Составляем спецификацию основного оборудования цехов дробления и измельчения согласно табл. 6.2.

Таблица 6.2

Спецификация основного оборудования цехов дробления и измельчения

По суммарной установочной мощности и заданной производительности фабрики подсчитывают расход энергии на тонну руды (кВт∙час/т) по цехам дробления и измельчения отдельно.

Суммарная установочная мощность для цеха дробления, =2282,5 кВт.

Суммарная установочная мощность для цеха измельчения, =13280 кВт.

Расход энергии для цеха дробления, на тонну руды, кВт∙ч/т:

Е_дробл =  , (6.11)

где  - суммарная установочная мощность для цеха дробления, кВт;

t - время работы цеха дробления, ч (6, 12 или 18 часов в сутки);

Q - производительность цеха дробления, т/сут.

Е_дробл =  = 2,029 кВт∙ч/т.

Расход энергии для цеха измельчения, на тонну руды, кВт∙ч/т:

Е_изм =  , (6.12)

где  - суммарная установочная мощность для цеха измельчения, кВт;

t - время работы цеха измельчения, ч (24 часа в сутки);

Q - производительность цеха измельчения, т/сут.

Е_изм =  = 23,609 кВт∙ч/т.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Разумов, К. А. Проектирование обогатительных фабрик: Учебник для вузов / К. А. Разумов, В. А. Перов. - 4-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1982. - 518 с.

2. Евменова, Г.Л. Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению: пособие по курсовому проектированию : Учеб. пособие для вузов / Г.Л Евменова, Г.В.Иванов, А.А. Байченко, ГУ КузГТУ - Кемерово, 2005. - 96 с.

3. Андреев, С. Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Учебник для вузов / С. Е. Андреев, В. М. Зверевич, В. А. Перов. - 3-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1980. - 415 с.

4. Перов, В. А. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Учеб. пособие для вузов / В. А. Перов, С. Е. Андреев, Л.Ф. Биленко. - 4-е изд. перераб. и доп. - М.: Недра, 1990. - 301 с.

5. Шилаев, В. П. Основы обогащения полезных ископаемых: Учеб. пособие для вузов. - М.: Недра, 1986. - 296 с.

6. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / под ред. О. С. Богданова, В. А. Олевского. - 3-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1982. - 366 с.

Графическая часть: «Технологическая схема операций дробления и измельчения»

Исходная руда

                                                                  Q₁ = 1125 т/ч

                       γ₁ = 100 %

                             D_max = 800 мм

                                             Грохочение I ст. d₁ = 200 мм

        Q₂ = 337,5 т/ч                                                                Q₃ = 787,5 т/ч

         γ₂ = 30 %                                                                        γ₃ = 30 %

                                                                        Дробление I стадия

                                                                                                 Q₄ = 787,5 т/ч

                                                                                                  γ ₄ =70 %

                                     Q₅ = 1125 т/ч

                                     γ₅ = 100 %

                                            Грохочение II ст. d₂ = 40 мм

        Q₆ = 216 т/ч                                Q₇ = 909 т/ч

        γ₆ = 19,2 %                                   γ₇ = 80,8 %

                                                                          Дробление II стадия

                                                 Q₈ = 720 т/ч

         Q₉ = 1125 т/ч                                                         Q₈ = 720 т/ч

          γ₉ = 100 %                                                              γ₈ = 80,8 %

                                            Грохочение III ст. d₃ = 6 мм

       Q₁₁ = 1125 т/ч                                                               Q׳₁₂ = 945 т/ч

 γ₁₁ = 100 %                  Q₁₀ = 2914,8 т/ч                    Q ₁₂ = 1789 т/ч                                        γ₁₀ = 259,1 %

                                                                          Дробление III стадия

                                                                                              Q₁₃ = 1789 т/ч

                       Измельчение                                                γ₁₃  = 159,1 %

    Q_14,15 = 3599,4 т/ч      

                               Классификация

Q₁₆ = 873,7 т/ч                             Q₁₇ = 4556,2 т/ч                                                                                                       

                                            γ₁₇  = 540 %