- •По дисциплине «Проектирование обогатительных фабрик»
- •1.Определение производительности отделений дробления и измельчения
- •2. Определим степени дробления в каждой стадии.
- •3. Ориентировочный расчёт схемы дробления
- •4. Уточнённые расчёты схемы и оборудования отделения дробления
- •2 Дробилки ксд – 2200 Гр2 – д
- •6 Дробилок кмд -2200Гр-д
- •5. Расчёт основного оборудования отделения измельчения
- •Расчет схемы бббсшш
- •3. Ориентировочный расчёт схемы дробления
- •2 Дробилки ксд – 2200 Гр2 – д
- •4 Дробилки кмд -2200Гр-д
- •5. Расчёт основного оборудования отделения измельчения
Расчет схемы бббсшш
Определим общую степень дробления:
Sобщ = ;
Sобщ = 1200/20 = 60
Sобщ = S1∙ S2 ∙ S3
Sср = ,
где n – число стадий дробления для проектируемой схемы,
Scр = 3,91
Назначим степени дробления в стадиях крупного и среднего дробления:
S1 = 3,8; S2 = 4
Уточняем степень дробления в последней стадии дробления:
S3 = ;
S3 =60/3,8 ∙ 4 = 3,94;
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 = 1200/3,9 = 307 мм;
d9 =1200/ 3,9 ∙ 3,84 = 80 мм;
d11 =1200 / 60 = 20 мм;
2. Определяем необходимые размеры щели дробилок.
iII = ;
iIV = ;
iVI = (0.8 ÷ 1) ∙ d11 (в соответствии с рекомендацией К.А.Разумова),
где z - закрупнение дроблённого продукта.
Выбираем zII и zIV [2 , рис.10 и 12 ]:
zII = 1,8 (по ситовым характеристикам твердой руды для щековой дробилки)
zIV = 2,4
Тогда щели:
iII = 307/1,8= 170 мм – щель для первой стадии дробления
iIV щель для второй стадии дробления найдем по интрополяции мм
iVI = мм. – щель для третьей стадии дробления
3.Размеры отверстий сит грохота:
мм,
%;
мм ≈70 мм,
%;
мм,
%;
4. Определяем приближённые значения масс продуктов (Q 3, Q 7 и Q12), поступающих в операции дробления.
Qi = Q1 ×γi,
где γi – выход продуктов в долях единиц.
Определим γi [ 5, табл.5.1]:
γ3 = 85 %;
γ7 = 85 % ;
γ12 = 85 %.
Q3 = Q1 ∙ γ3 = 1960.78 ∙ 0.85 = 1666.7 т /ч ;
Q7 = Q1 ∙ γ7 = 1960.78 ∙ 0,85 = 1666,7 т/ ч ;
Q12 = Q1 ∙ γ12 = 1960.78 ∙ 0,85 = 1666,7 т / ч.
Таблица 3. 1.
Требования к дробилкам
Показатель |
Стадия дробления |
||
I |
II |
III |
|
Крупность наибольших кусков в питании, мм |
1200 |
307 |
80 |
Размер разгрузочной щели, мм |
170 |
36 |
15 |
Производительность, т / ч |
1666.7 |
1666,7 |
1666,7 |
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 |
1059 |
2 |
0,78 |
II |
КСД – 2200 Гр2 – Д |
450 |
300 |
500-820 |
35 – 65 |
1011 |
2 |
0,82 |
III |
КМД -2200Гр-Д |
140 |
110 |
220-325 |
10 – 20 |
498 |
4 |
0,84 |
4. 3. Определим фактические производительности дробилок при требуемой щели:
при i = 180 Q = 550 м3 / ч,
при iII = 170 Q –?
Q = 550 ∙ 170/180 = 535 м3 / ч
Q = 535 ∙ 0,6 ∙ 3,3 = 1059 т / ч
Qф= Qmin+((Qmax-Qmin)/(imax-imin)) ∙ (iф-imin) = 500 + ((820-500)/(65 - 35)) ∙ (36-35) = 510 м3 / ч
Qф=510 ∙ 0,6 ∙ 3,3 = 1011 т/ч
Qф = 220 + (325-220)/(20-10))*(15-10) = 252 м3 / ч
Qф = 252 ∙ 0,6 ∙ 3,3 = 479 т/ч.
4. 4. Количество дробилок:
n = ,
где Q - масса продукта,
Qi - производительность дробилки при намеченной щели.
I. n = Q3/Q=1666,7/1059 = 1,57 ≈ 2
II. n = Q7/Q=1666,7/1011= 1,65 ≈ 2
III. n = Q12/Q=1666,7/479= 3,35 ≈ 4
4.5. Коэффициент загрузки:
кз = ,
где Qтр – нагрузка на дробилку по технологической схеме;
Qфак – фактическая производительность одной дробилки при заданных технологических параметров;
n – количество дробилок, принятых к установке.
I. k = 1667/1059 ∙2=0,78
II. k =1667/1011 ∙ 2 = 0,82
III. k =1667/479 ∙ 4 =0,84
Таблица 4. 1
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 |
1,7 |
5 |
1200 |
307 |
1,6 |
7 |
1130 |
289 |
1,4 |
13 |
988 |
253 |
1,2 |
21 |
847 |
217 |
1,0 |
34 |
706 |
180 |
0,8 |
50 |
565 |
145 |
0,6 |
65 |
424 |
108 |
0,4 |
80 |
282 |
72 |
0,2 |
90 |
141 |
36 |
0 |
100 |
0 |
0 |
Рис. 1 Ситовые характеристики продуктов, где ряд 1 - продукт № 1 и ряд 2 - продукт № 4
Для среднего дробления i = 36 мм, dH рассчитаем по интрополяции dH = 88,6 мм.
Таблица № 4. 2.
Пересчёт типовых характеристик для дробилки КСД к заданным размерам выходных щелей
Крупность классов в долях max куска |
Выход, % |
Крупность классов продуктов КСД при i = 32 мм, мм |
1 |
5 |
88,6 |
0,8 |
15 |
70,88 |
0,6 |
32 |
53,16 |
0,4 |
60 |
35,44 |
0,2 |
81 |
17,22 |
0 |
100 |
0 |
Для мелкого дробления i = 15, dH = 41 мм.
Таблица № 4.3.
Пересчёт типовых характеристик для дробилки КМД к заданным размерам выходных щелей
Крупность классов в долях max куска |
Выход, % |
Крупность классов продуктов КМД при i = 10 мм, мм |
1 |
5 |
41 |
0,8 |
15 |
32,8 |
0,6 |
32 |
24,6 |
0,4 |
60 |
16,4 |
0,2 |
81 |
8,2 |
0 |
100 |
0 |
Рис. 2 Ситовые характеристики продуктов № 8 и №13
Произведём расчет масс продуктов первой стадии дробления (Q2 и Q3):
Q2 = Q1× × Е1,
где - содержание класса крупности меньше размера отверстий сита грохота в первой операции.
Е1 – эффективность грохочения в первой операции доли ед.
Q1 – масса первого продукта, т /ч.
Т.к. в первой стадии дробления осуществляется операция грохочения, то:
Q2 = Q1× × Е1=1960,78 ∙ 0,17 ∙ 0,6 = 200 т/ч
Q1 – Q2=Q3=Q4 т/ч Q3=Q4=1960,78 – 200 = 1760,78 т/ч
Построим ситовую характеристику продукта № 5:
d = 200 ÷ 0 , iII = 170 мм,
для d <iII
для d > iII ,
где d – расчётный класс крупности или число, характеризующее любой класс крупности.
0,14 + 0,86 ∙ 0,70 = 0,75 = 74 %
0,11 + 0,9 ∙ 0,65 = 0,545 =53 %
0,08 + 0,9 ∙ 0,30 = 0,35 = 35 %
0,05 + 0,9 ∙ 0,15 = 0,18 = 19%
0,02 + 0,9 ∙ 0,05 = 0,065 =6,5 %
Таблица 4. 4.
Вспомогательная таблица продукта № 5.
-
d, мм
Выход, %
по минусу
по плюсу
200
74
26
150
53
47
100
35
65
50
19
81
10
6,5
93,5
0
0
100
Рис. 3 Ситовая характеристика продукта № 5
Находим массу продукта № 5.
Q5 = Q2 + Q3 = Q1 = 1960,78 т/ч
Находим массы продуктов №6 и №7 (Q6 и Q7):
Q6 = Q1 ∙ ∙ EIII,
где - содержание в продукте № 5 расчётного класса крупности менее размера отверстий сита грохота в третьей операции, определяется из суммарной ситовой характеристики, доли ед.
Q6 = 1960,78 ∙ 0,24 ∙ 0,85 = 400 т /ч
Q7 = Q8 = Q5 – Q6
Q7 = Q8 = 1960,78 – 400 = 1560,78 т /ч
Построим ситовую характеристику продукта № 9:
iIV = 41 мм
для d <iIV
для d > iIV ,
0,25 + 0,75 ∙ 0,85 = 0,89 = 89 %
0,22 + 0,78 ∙ 0,77 = 0,82 = 82 %
0,19 + 0,81 ∙ 0,64 = 0,71 = 71 %
0,16 + 0,83 ∙ 0,33 = 0,44 = 44 %
0,09 + 0,83 ∙ 0,22 = 0,27 = 27 %
0,05 + 0,83 ∙ 0,11 = 0,14 = 14 %
Таблица 4.5.
Вспомогательная таблица продукта № 9.
-
d, мм
Выход, %
по минусу
по плюсу
70
89
11
60
82
18
50
71
29
30
44
56
20
27
73
10
14
86
0
0
100
Рис. 4 Ситовая характеристика продукта № 9
Масса продукта № 9 (Q9):
Q13 = Q10 + Q11 = Q9 = 1960,78 т/ч
Находим массы продуктов №6 и №7 (Q6 и Q7):
Q10 = Q1 ∙ ∙ EV,
Q6 = 1960,78 ∙ 0,20 ∙ 0,85 = 334
Q11 = Q9 – Q10 = Q1 – Q10
Q11 = 1960,78 - 334 = 1627 т /ч
4.2. Корректировка производительности дробилок, расчёт и выбор грохотов.
производительность дробилки определяется по формуле
– каталожная производительность м3/ч;
=0,85 – поправка на крепость руды;
=3,3/2,7=1,22– поправка на плотность руды;
=1+(0,8-( /B)) – поправка на крупность питания;
=1+(0,8-(1200/1500)) = 1
=1+(0,8-(300/450)) = 1,13
=1+(0,8-(76/110)) = 1,11
=0,85 – поправка на влажность.
Значения поправочных коэффициентов принимаются по табл. 7 [3,стр. 19].
Qф1=1059 ∙ 0,9 ∙ 1,22 ∙1 ∙ 0,85=988 т/ч
Qф2=1011 ∙ 0,9 ∙ 1,22 ∙ 1,13 ∙ 0,85=1056 т/ч
Qф3=479 ∙ 0,9 ∙ 1,22 ∙ 1,11 ∙ 0,85=496 т/ч
Пересчитываем коэффициенты загрузки дробилок и количество дробилок:
По результатам уточненного расчета принимаем: 2 дробилки ЩДП15×21