Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению

Определение общей степени дробления для цеха дробления. Подбор степени дробления. Расчет и выбор дробилок, колосникового грохота. Расчет грохота второй стадии дробления. Расчет схемы измельчения и выбор оборудования для измельчения и классификации.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 20.01.2016
Размер файла 518,6 K

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

1. Общие положения

1.1 Задачи курсового проекта

1.2 Характеристика исходных данных для работы

2. Расчет технологической схемы дробления и измельчения

2.1 Определение общей степени дробления для цеха дробления

2.2 Подбор степени дробления для каждой стадии

3. Расчет первой стадии дробления

3.1 Расчет и выбор дробилок

3.2 Расчет колосникового грохота

4. Расчет второй стадии дробления

4.1 Расчет и выбор дробилок

4.2 Расчет грохота второй стадии дробления

5. Расчет третьей стадии дробления

5.1 Расчет и выбор дробилок

5.2 Расчет грохота третьей стадии дробления

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

6.1 Выбор мельниц

6.2 Выбор спиральных классификаторов3

Список использованных источников

Графическая часть: «Технологическая схема операций дробления и измельчения»

1. 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:

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

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

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

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

5) 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

Номер задания

Производительность цеха дробления и измельчения , т/сут

Диаметр

максимального куска в

исходной руде, мм

Номер характеристики

крупности исходной

руды

Номер характеристики

крупности дробленого

продукта (после 1 и 2

стадий)

Номер характеристики

крупности дробленого

продукта после 3

стадии

Диаметр максимального куска в питании мельниц, мм

Содержание

материала -0,074 мм в

сливе

классификатора, %

Содержание

материала -0,074 мм в

питании мельниц, %

10

13500

800

3

11

7

6

72

12

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

Классы крупности в

долях, Dmax

Номер характеристики

3

Выход классов крупности, %

- Dmax + 0,75 Dmax

12

- 0,75 Dmax + 0,5 Dmax

15

- 0,5 Dmax + 0,25 Dmax

23

- 0,25 Dmax + 0,125 Dmax

20

- 0,125 Dmax

30

Итого

100

Таблица 1.2.1

Характеристика крупности исходной руды

Классы крупности в долях, Dmax

Выход классов крупности, %

- 800 + 600

12

- 600 + 400

15

- 400 + 200

23

- 200 + 100

20

- 100 + 0

30

Итого

100

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

Таблица 1.3

Классы крупности в

долях разгрузочного

отверстия дробилки, S

Номера характеристик

11

7

Выход классов крупности, %

+ 2S

10

2

-2S + 1,5S

11

8

-1,5S + S

15

23

-S + 0,75S

13

16

-0,75S + 0,5S

15

19

0,5S + 0,25S

16

19

- 0,25S

20

13

Итого

100

100

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

Классы крупности в долях разгрузочного отверстия дробилки,

S1

Выход классов крупности, %

Классы крупности в долях разгрузочного отверстия дробилки,

S2

Выход классов крупности, %

Классы крупности в долях разгрузочного отверстия дробилки,

S3

Выход классов крупности, %

+ 320

10

+ 32

10

+ 12

2

- 320 + 240

11

- 32 + 24

11

- 12 + 9

8

- 240 + 160

15

- 24 + 16

15

- 9 + 6

23

- 160 + 120

13

- 16 + 12

13

- 6 + 4,5

16

- 120 + 80

15

- 12 + 8

15

- 4,5 + 3

19

- 80 + 40

16

- 8 + 4

16

- 3 + 1,5

19

- 40 + 0

20

- 4 + 0

20

- 1,5 + 0

13

Итого

100

Итого

100

Итого

100

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.

2. 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.

2.1 Определение общей степени дробления для цеха дробления

Определяем общую степень дробления для цеха дробления

, (2.1)

где in - общая степень дробления для цеха дробления;

Dmax - диаметр максимального куска в исходной руде, мм;

dmax - диаметр максимального куска в питании мельниц, мм.

= 133,33.

2.2 Подбор степени дробления

Подбираем степень дробления для каждой стадии

in = i1 • i2 • i3 , (2.2)

где in - 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 = iср, то in = iср3.

(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.

3. 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 ч 1,2) • Dmax, (3.1)

где В - ширина приемного отверстия дробилки, мм;

Dmax - 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 = Dmax/ 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 12Ч15 и конусную ККД-1500(Б)/180.

Для расчета схемы дробления необходимо знать содержание класса минус d1 мм, т.е. в-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

Классы крупности в

долях, Dmax

Выход классов крупности, %

Суммарный выход по «+», %

Суммарный выход по «-», %

- 800 + 600

12

12

100

- 600 + 400

15

27

88

- 400 + 200

23

50

73

- 200 + 100

20

70

50

- 100 + 0

30

100

30

Итого

100

-

-

Строим характеристику крупности по таблице 3.1.

Рис. 3.1 Характеристика крупности исходной руды

По графику на рис. 3.1 определяем в-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,

Q2 = Q1• в-d1• Е1, (3.4)

где в-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.

в-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; г1 = 100; г2 = Q2• 100/Q1; г3 = 100 - г2; г4 = г3; г5 = г1

Q3 = 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.

г1 = 100 %.

г2 = 675 • 100/2250 = 30 %,

г2 = 337,5 • 100/1125 = 30 %,

г2 = 225 • 100/750 = 30 %.

г3 = 100 - 30 = 70 %,

г3 = 100 - 30 = 70 %,

г3 = 100 - 30 = 70 %.

г4 = 70 %,

г4 = 70 %,

г4 = 70 %.

г5 = 100 %.

где Q2, Q3 - выходы продуктов 2 и 3.

После определения выходов продуктов 2 и 3 (г2 и г3 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 = Qном• Sрасч/Sном, (3.5)

где Qном - номинальная производительность м3/ч;

Sрасч - расчетная ширина разгрузочной щели, мм;

Sном - оптимальная ширина выходной щели, мм.

Qном = 1150 м3/ч; Sрасч = 160 мм; Sном = 180 мм.

q = 1150 • 160/180 = 1022,2 м3/ч.

Определяем q в т/ч

qт/ч = q • с = 1022,2 • 1,6 = 1635,5 т/ч. (3.6)

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

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

n1 = QЗ/q1, (3.7)

где QЗ - количество руды, поступающей на первую стадию дробления; q1 - производительность конусной дробилки при требуемой ширине разгрузочной щели

n1 = 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 ЩДП12Ч15 производительность определяется по формуле

q = Qном• Sрасч/Sном, (3.9)

Qном = 310 м3/ч; Sрасч = 160 мм; Sном = 155 мм.

q = 310 • 160/155 = 320 м3/ч,

qт/ч = q • с = 320 · 1,6 = 512 т/ч.

Количество щековых дробилок определяется по формуле

n1 = QЗ/q1, (3.10)

n1 = 1575/512 = 3,07 ? 4,

n1 = 787,5/512 = 1,54 ? 2,

n1 = 173/512 = 1,03 ? 2.

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

q1 - 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 12Ч15, по ширине приемного отверстия и диаметру максимального куска.

Таблица 3.2

Сравнение щековой и конусной дробилок для первой стадии дробления

Тип

дробилки

Число дробилок

Коэффи-

циент

загрузки

Производительность

дробилки, т/ч

Число часов работы дробилки

Масса дробилки, т

Установочная мощность, кВт

одной

всех

одной

всех

одной

всех

всех

Конусная

ККД-1500(Б)/180

1

96,3

1635,5

1635,5

6

6

393

393

640

1

48,1

1635,5

1635,5

12

12

393

393

640

1

32,1

1635,5

1635,5

18

18

393

393

640

Щековая

ЩДП 12Ч15

4

76,9

512

2048

6

6

115,7

462,8

640

2

76,9

512

1024

12

12

115,7

231,4

320

2

51,3

512

1024

18

18

115,7

231,4

320

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

Масса одной конусной дробилки mк = 393 т, одной щековой дробилки mщ = 115,7 т.

Мощность одной конусной дробилки Рк = 640 кВт, одной щековой дробилки Рщ = 320 кВт.

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.

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 12Ч15 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 = (2ч3) • Dmax, (3.13)

B = (2 ч 3) • 800 = 1600 ч 2400 мм2.

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

L ? 2 • В,

L ? 2 • (1600 ч 2400) = 3200 ч 4800 мм2.

Тогда площадь грохота определяется из выражения

F = B • L, (3.14)

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

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

, (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

Классы крупности в

долях S1

Выход классов

крупности, %

Суммарный выход

по “плюсу”, %

Суммарный выход

по “минусу”, %

+ 320

10

10

100

- 320 + 240

11

21

90

- 240 + 160

15

36

79

- 160 + 120

13

49

64

- 120 + 80

15

64

51

- 80 + 40

16

80

36

- 40 + 0

20

100

20

Итого

100

-

-

Рис. 4.1 Характеристика крупности продукта 4

В продукте 5 максимальным куском будет d1 = Dmax/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

Классы

крупности,

мм

Кумулятивные выходы или содержания классов

по минусу в долях

Суммарные

выходы по

“плюсу” продукта 5, %

Продукт 1

Продукт 2

Продукт 4

Продукт 5

доли

%

1

2

3

4

5

6

7

0 - 200

0,5

1,0

0,74

0,82

82

18

0 - 150

0,41

0,82

0,62

0,68

68

32

0 - 100

0,31

0,62

0,45

0,50

50

50

0 - 50

0,20

0,40

0,22

0,28

28

72

0 - 30

0,14

0,28

0,13

0,18

18

82

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

Для заполнения графы 3, значения в2-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 • в5-d2• E2;

Q7 = Q5 - Q6

Q8 = Q7;

Q9 = Q5.

г6 = Q6 •100/Q5;

г7 =100 - Q6;

г8 = г7;

г9 = г5 = 100 ,

где в5-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;

г 5, г6, г 7, г 8, г 9 - выходы продуктов 5, 6, 7, 8, 9, %.

в5-d2 - определяем по графику (рис. 4.2) в5-d2 = 24 % = 0,24; d2 = 40 мм; E2 = 0,8.

Q5 = 1125 т/ч;

Q6 = 1125 • 0,24 • 0,8 = 216 т/ч;

Q7 = 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

г6 = Q6 • 100/Q5 = 216 • 100/1125 = 19,2 %;

г7 =100 - г6 =100 - 19,2 = 80,8 %;

г8 = г7 = 80,8 %;

г9 = г5 = 100 %.

Рассчитываем необходимое количество дробилок для второй стадии дробления n2

n2 = 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, мі/ч;

d1 и d2 - ближайшее меньшее и большее значение размера отверстий сита, мм; dрасч = 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 с = 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]; д, 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;

д - постоянная величина: д = 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

n = 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.

5. 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:

S3 = 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

Q'12 = Q9 • (1 - E3 • в9-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; в9-d3 определяется по графику характеристики крупности продукта 9 (см. рис. 5.2) при d3 = 6 мм.

в9-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

Классы крупности в

долях, S2

Выход классов

крупности, %

Суммарный выход

по “плюсу”, %

Суммарный выход

по “минусу”, %

+ 32

10

10

100

- 32 + 24

11

21

90

- 24 + 16

15

36

79

- 16 + 12

13

49

64

- 12 + 8

15

64

51

- 8 + 4

16

80

36

- 4 + 0

20

100

20

Итого

100

-

-

Рис. 5.1 Характеристика крупности продукта 8

Для определения содержания в9-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

Классы

крупности,

мм

Кумулятивные выходы или содержания классов

по минусу в долях

Суммарные

выходы по

“плюсу” продукта 9, %

Продукт 5

Продукт 6

Продукт 8

Продукт 9

доли

%

1

2

3

4

5

6

7

0 - 30

0,17

0,38

0,87

0,75

75

25

0 - 25

0,16

0,36

0,80

0,68

68

32

0 - 20

0,13

0,29

0,71

0,60

60

40

0 - 15

0,10

0,22

0,61

0,50

50

50

0 - 10

0,06

0,13

0,41

0,31

31

69

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 в6-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;

в5-d2 - кумулятивное содержание класса 5 с d2. Определяем в5-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.

в8-d2 - кумулятивное содержание класса 8 с d2. Определяем в8-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

n3 = 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 с = 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

Классы крупности в

долях, S3

Выход классов

крупности, %

Суммарный выход

по “плюсу”, %

Суммарный выход

по “минусу”, %

+ 12

2

2

100

- 12 + 9

8

10

98

- 9 + 6

23

33

90

- 6 + 4,5

16

49

67

- 4,5 + 3

19

68

51

- 3 + 1,5

19

87

32

- 1,5 + 0

13

100

13

Итого

100

-

-

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;

в9-d3 определяется по графику на рис. 5 при d3 = 6 мм в9-d3 = 0,2; в13-d3 определяется по графику рис. 5.3, в13-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

Классы

крупности,

мм

Кумулятивные выходы или содержания классов

по минусу в долях

Суммарные

выходы по

“плюсу” продукта 10, %

Продукт 9

Продукт 13

Продукт 10

доли

%

1

2

3

4

5

6

0 - 10

0,32

0,93

0,69

69

31

0 - 8

0,30

0,83

0,63

63

37

0 - 6

0,20

0,66

0,48

48

52

0 - 4

0,15

0,46

0,34

34

66

0 - 2

0,05

0,22

0,15

15

85

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

г10 = г9 + г13 = 100 + 159,1 =259,1 %.

Определяем выход продукта 13

г9 = 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, д, 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]; д, 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;

д - постоянная величина: д = 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

n = F/f, (5.8)

где f - площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м2.

f = = 6,44 м2,

n = 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):

; Q11изм ? Q1,

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

; Q11изм ? 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 г17 - продукт 17 - циркулирующая нагрузка.

Выход этого продукта, г17, 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].

в16-0,074 = 45 %, г17 = 300 %; в16-0,074 = 90 %, г17 = 700 %.

Содержание материала -0,0074 мм в сливе классификатора в, %: в16-0,074 = 72 %;

Выход продукта 17 находим по формуле

, (6.1)

Рассчитав г17 , определим Q17

.

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

Q11изм = Q16; Q14 = Q15; Q14 = Q11изм + Q17;

Q16 = 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 Qim - производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу, т/ч; qi - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м3•ч; Vi - объем проектируемой мельницы соответствующего размера (выбирают по каталогу), м3; в16-0,074 - содержание материала - 0,074 мм в сливе классификатора в долях единиц (табл. 1); в11-0,074 - содержание материала - 0,074 мм в питании мельниц в долях единиц (табл. 1,1).

в16-0,074 = 72 % = 0,72; в11-0,074 = 12 % = 0,12.

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

Удельную производительность проектируемой мельницы рассчитывают по формуле

q = qзад • Kи • Kк • Kт • Kd , (6.3)

где qзад - удельная производительность действующей или эталонной мельницы, qзад = 0,9 т/м3•ч; Kи , Kк - коэффициенты, учитывающие измельчаемость и крупность руды, поступающей на измельчение, в проекте принять Kи = 1, Kк = 1; Kт - коэффициент, учитывающий способ разгрузки мельницы, при переходе от центральной разгрузки к разгрузке через решетку Kт = 1,15; Kd - 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 ni каждого выбранного типоразмера, необходимое для измельчения поступающей в цех руды

, (6.4)

Полученное значение округляют в большую сторону до . После этого рассчитывают коэффициент запаса ki 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

пп

Тип

мельниц

Основные размеры мельниц

Коэффициент запаса

Количество мельниц

Производительность

Масса

мельниц

Установочная

мощность

одной

всех

1

2

3

4

5

6

7

8

9

1

МШР

2700Ч2700

1,011

32

568,64

71

315

10080

2

МШР

3200Ч3800

1,0114

16

568,8

-

800

12800

3

МШР

4500Ч5000

1,177

5

662

300

2500

12500

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

Q = n1'• Q1m, (6.6)

Q1 = 32 • 17,77 = 568,6 т/ч.

Q2 = 16 • 35,55 = 568,8 т/ч.

Q3 = 5 • 132,4 = 662 т/ч.

МШР 2700Ч2700

= 0,79;

q = 0,9 • 1 • 1 • 1,15 • 0,79 = 0,82 т/мі·ч;

= 17,77 т/ч;

= 31,65;

n' = 32;

= 1,011.

МШР 3200Ч3800

= 0,88;

q = 0,9 • 1 • 1 • 1,15 • 0,88 = 0,79 т/мі·ч;

= 35,55 т/ч;

= 15,82;

n' = 16;

= 1,0114.

МШР 4500Ч5000

= 1,081;

q = 0,9 • 1 • 1 • 1,15 • 1,081 = 1,119 т/мі·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 3200Ч3800.

6.2 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

Qсл.= Q/ni, (6.7)

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

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

ni - количество классификаторов, 16.

Qсл.= 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 у = 1,36 т/м3;

k2 - коэффициент учитывающий крупность слива (в16-0,074 = 72 %), k2 = 1,0.

.

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

Выбранный классификатор проверяем по пескам:

Qпеск = 135 • m • k1• n • D23, (6.9)

где Qпеск - суточная производительность одного классификатора по пескам, т/сут;

n - число оборотов спирали [4, прил. 8], n = 16, число оборотов спирали; k1 = 1.

Qпеск = 135 • 1 • 1 • 16 • 33 = 58320 т/сут.

Должно выполняться условие:

Qпеск ? Q17

, (6.10)

где Q17 - масса циркулирующей нагрузки мельницы, т/сут;

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

г17 - выход продукта 17 в долях единиц, г17 = 5,40;

ni - число классификаторов, ni = 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

Наименование

оборудования

Количество, шт

Тип

Масса единицы, т

Установочная мощность,

кВт

единицы

всего

Цех дробления

ЩДП

2

12Ч15

115,7

160

320

КСД

3

2200Т

89

250

7500

ГИТ

3

31

1,4

5,5

16,5

КМД

13

1200 Гр

21

75

975

ГИТ

13

51 М

0,8

17

221

Цех измельчения

МШР

16

3200Ч3800

-

800

12800

1КСН

16

30

42,0

30,0

480

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:

Едробл = , (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.

Едробл = = 2,029 кВт•ч/т.

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

Еизм = , (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.

Еизм = = 23,609 кВт•ч/т.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

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.

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.

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.

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.

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

г1 = 100 %

Dmax = 800 мм

Грохочение I ст. d1 = 200 мм

Q2 = 337,5 т/ч Q3 = 787,5 т/ч

г2 = 30 % г3 = 30 %

Дробление I стадия

Q4 = 787,5 т/ч

г 4 =70 %

Q5 = 1125 т/ч

г5 = 100 %

Грохочение II ст. d2 = 40 мм

Q6 = 216 т/ч Q7 = 909 т/ч

г6 = 19,2 % г7 = 80,8 %

Дробление II стадия

Q8 = 720 т/ч

Q9 = 1125 т/ч Q8 = 720 т/ч

г9 = 100 % г8 = 80,8 %

Грохочение III ст. d3 = 6 мм

Q11 = 1125 т/ч QЧ12 = 945 т/ч

г11 = 100 % Q10 = 2914,8 т/ч Q 12 = 1789 т/ч г10 = 259,1 %

Дробление III стадия

Q13 = 1789 т/ч

Измельчение г13 = 159,1 %

Q14,15 = 3599,4 т/ч

Классификация

Q16 = 873,7 т/ч Q17 = 4556,2 т/ч

г17 = 540 %

Размещено на Allbest.ru


Подобные документы

  • Выбор и обоснование схемы дробления и измельчения, дробильного, классифицирующего и измельчительного оборудования. Характеристика крупности исходной руды. Расчет стадий дробления, грохотов, мельниц, классификатора. Ситовые характеристики крупности.

    курсовая работа [1,7 M], добавлен 19.11.2013

  • Особенности и этапы осуществления технологии дробления. Уточненный расчет схемы грохочения. Выбор и расчет дробилок. Определение потребности оборудования для рудоподготовки, вспомогательного оборудования. Положения техники безопасности в цехе дробления.

    курсовая работа [83,3 K], добавлен 12.01.2015

  • Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.

    курсовая работа [59,7 K], добавлен 25.02.2012

  • Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.

    курсовая работа [67,5 K], добавлен 09.01.2012

  • Выбор и расчет основного технологического оборудования процесса переработки минерального сырья, питателей. Расчет операций грохочения. Выбор и обоснование количества основного оборудования, их технические характеристики, назначение и основные функции.

    курсовая работа [379,9 K], добавлен 17.10.2014

  • Теоретические основы дробления, измельчения. Свойства материалов подвергаемых измельчению. Требования предъявляемые к продуктам измельчения. Классификация методов машин для измельчения материалов. Щековые и молотковые дробилки, дробильное оборудование.

    контрольная работа [691,0 K], добавлен 09.11.2010

  • Расчет операции дробления и грохочения. Выбор типоразмера дробилки. Расчет фракционного состава дробленого продукта. Определение выходов и объемов промежуточного продукта. Расчет размерных параметров виброгрохота и определение рабочей площади грохочения.

    курсовая работа [1,6 M], добавлен 01.06.2012

  • Отличия дробления и измельчения по своему технологическому назначению и месту в цепи последовательных операций обогатительных фабрик. Применяемые способы разрушения, степень и стадии. Особенности щековых, конусных, валковых и молотковых дробилок.

    реферат [2,1 M], добавлен 18.05.2011

  • Обзор основных конструкций щековых дробилок. Определение геометрических параметров дробилки: параметры камеры дробления, угла захвата, хода сжатия. Определение частоты вращения эксцентрикового вала, производительности, работы дробления и мощности привода.

    курсовая работа [833,6 K], добавлен 14.11.2017

  • Обзор особенностей строения дробилок, предназначенных для измельчения горных и каменных пород. Классификация дробильных машин по механико-конструктивным признакам и методу дробления камня: щековые, конусные, валковые, молотковые, центробежные, самоходные.

    реферат [29,9 K], добавлен 07.04.2015

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.