МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ

ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ

ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ

«МАГНИТОГОРСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Им. Г. И. Носова»

Кафедра обогащения полезных ископаемых

Расчетно-графическая работа

По дисциплине «Проектирование обогатительных фабрик»

Выполнил: студ. гр.ГФ-05-2 Ангелова Е.И.

Проверил: профессор, д.т.н. Чижевский В.Б.

Магнитогорск

2009

Рассчитать две схемы рудоподготовки и выбрать экономически выгодный вариант.

Таблица 1.

Исходные данные

Про- изво- дитель-ность, мл/год	Круп- ность исход-ного куска, мм	d11	d13	Плотность руды, т/м3	1 и 2	2 и 3	Содержа- ние класса –74мкм, в Сливе, %
14.0	1200	12	20	3,3	12(22)	19(34)	70

Коэффициент разрыхления горных пород – 0,65 ÷ 0,6.

Коэффициент измельчаемости – 0,95.

Показатели работы эталонной мельницы:

- тип мельницы – шаровая с разгрузкой через решетку;

- крупность исходной руды, поступающей в мельницу – меньше 15 мм;

- измельчение до 40 % класса минус 74 мкм;

- номинальный диаметр мельницы 2,7 м;

- удельная производительность q = 1,15 т/м³

1.Определение производительности отделений дробления и измельчения

Часовая производительность главного корпуса фабрики Q_ц, (т/ч):

Q_ц= ,

где Q_ф – годовая производительность фабрики, т/год,

N – число рабочих дней в году;

m – число рабочих смен в сутки;

n – число рабочих дней в смену;

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

к_в – коэффициент использования оборудования.

2. Определим степени дробления в каждой стадии.

Общая степень дробления:

S_общ = ;

S_общ = 1200/12 = 100

S_общ = S₁∙ S₂ ∙ S₃

S_ср = ,

где n – число стадий дробления для проектируемой схемы,

S_cр = 4,65

Назначим степени дробления в стадиях крупного и среднего дробления:

S₁ = 4; S₂ = 4,2

Уточняем степень дробления в последней стадии дробления:

S₃ = ;

S₃ =100/4 ∙ 4,2 = 5,95;

3. Ориентировочный расчёт схемы дробления

1. В соответствии с ББАШШ схемой подготовки руды определяем условную максимальную крупность продуктов, после каждой стадии дробления:

d₅ = ; d₉ = ; d₁₁ = ;

d₅ = 1200/4 = 300 мм;

d₉ =1200/ 4 ∙ 4,2 = 76 мм;

d₁₁ =1200 / 100 = 12 мм;

2. Определяем необходимые размеры щели дробилок.

i_II = ;

i_IV = ;

i_VI = (0.8 ÷ 1) ∙ d₁₁ (в соответствии с рекомендацией К.А.Разумова),

где z - закрупнение дроблённого продукта.

Выбираем z_II и z_IV [2 , рис.10 и 12 ]:

z_II = 1,8 (по ситовым характеристикам твердой руды для щековой дробилки)

z_IV = 2,4

Тогда щели:

i_II = 300/1,8= 165 мм – щель для первой стадии дробления

i_IV щель для второй стадии дробления найдем по интрополяции мм

i_VI = мм. – щель для третьей стадии дробления

3.Размеры отверстий сит грохота:

мм,

%;

мм ≈65 мм,

%;

мм,

%;

4. Определяем приближённые значения масс продуктов (Q ₃, Q ₇ и Q₁₂), поступающих в операции дробления.

Q_i = Q₁ ×γ_i,

где γ_i – выход продуктов в долях единиц.

Определим γ_i [ 5, табл.5.1]:

γ₃ = 85 %;

γ₇ = 90 % ;

γ₁₂ = 130 %.

Q₃ = Q₁ ∙ γ₃ = 1960.78 ∙ 0.85 = 1666.7 т /ч ;

Q₇ = Q₁ ∙ γ₇ = 1960.78 ∙ 0,9 = 1767 т/ ч ;

Q₁₂ = Q₁ ∙ γ₁₂ = 1960.78 ∙ 1,30 = 2550 т / ч.

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

Таблица 3. 1.

Требования к дробилкам

Показатель	Стадия дробления
	I	II	III
Крупность наибольших кусков в питании, мм	1200	300	76
Размер разгрузочной щели, мм	165	36	10
Производительность, т / ч	1666.7	1767	2550

Таблица 3. 2.

Технические характеристики выбранных дробилок

Стадия дробления	Тип и размер дробилки	Ширина пасти, мм	Наибольший размер кусков в питании, мм	Производительность, м3 /ч	Предел регулирования разгрузочной щели, мм	Производительность, т / ч	Требуемое кол – во, шт	Коэффициент загрузки, доли ед.
I	ЩДП15×21	1500	1300	550	180 ± 45	1000	2	0,78
II	КСД – 2200 Гр2 – Д	450	300	500-820	35 – 65	990	2	0,89
III	КМД -2200Гр-Д	140	110	220-325	10 – 20	436	6	0,95

4. 3. Определим фактические производительности дробилок при требуемой щели:

1. при i = 180 Q = 550 м³ / ч,

при i_II = 165 Q –?

Q = 550 ∙ 165/180 = 505 м³ / ч

Q = 505 ∙ 0,6 ∙ 3,3 = 1000 т / ч

Сравним выбор двух щековых дробилок типа ЩДП15×21 и одной конусной типа ККД – 1500/180

(для конусной) Q = 1900 ∙ 165/180 = 1742 м³ / ч

Q = 1742 ∙ 0,6 ∙ 3,3 = 3450 т / ч

n = = ,

где коэффициент загрузки конусной дробилки k = 0.48

Определим количество потребляемой электроэнергии:

2 дробилки ЩДП15×21 – N = 2∙250=500 кВт,

1 дробилка ККД – 1500/180 – N = 630 кВт,

В результате сравнения получили, что установка двух дробилок типа ЩДП15×21 является экономически выгодным вариантом.

2. Qф= Qmin+((Qmax-Qmin)/(imax-imin)) ∙ (iф-imin) = 500 + ((820-500)/(65 - 35)) ∙ (35-35) = 500 м³ / ч

Qф=500 ∙ 0,6 ∙ 3,3 = 990 т/ч

3. Qф = 220 + (325-220)/(20-10))*(10-10) = 220 м³ / ч

Qф = 220 ∙ 0,6 ∙ 3,3 = 436 т/ч.

4. 4. Количество дробилок:

n = ,

где Q - масса продукта,

Q_i - производительность дробилки при намеченной щели.

I. n = Q₃/Q=1666,7/1000= 1,67 ≈ 2

II. n = Q₇/Q=1767/990 = 1,78 ≈ 2

III. n = Q₁₂/Q=2550/436= 5,84 ≈ 6

4.5. Коэффициент загрузки:

к_з = ,

где Q_тр – нагрузка на дробилку по технологической схеме;

Q_фак – фактическая производительность одной дробилки при заданных технологических параметров;

n – количество дробилок, принятых к установке.

I. k = 1667/1000 ∙2=0,78

II. k =1767/990 ∙ 2 = 0,89

III. k =2550/437 ∙ 6 =0,95