Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению

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 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.

2.2 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.



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) • 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 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 = 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

q_т/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 = Q_З/q₁, (3.7)

где Q_З - 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 = Q_ном• S_расч/S_ном, (3.9)

Q_ном = 310 м³/ч; S_расч = 160 мм; S_ном = 155 мм.

q = 310 • 160/155 = 320 м³/ч,



q_т/ч = q • с = 320 · 1,6 = 512 т/ч.

Количество щековых дробилок определяется по формуле

n₁ = Q_З/q₁, (3.10)

n₁ = 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;

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 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.

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) • D_max, (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 = 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

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; 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 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):

; 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 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

Q₁₁^изм = Q₁₆; Q₁₄ = Q₁₅; Q₁₄ = Q₁₁^изм + 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 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; 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 (D_i Ч 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

№ 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'• Q₁^m, (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

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 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:

Q_песк = 135 • m • k₁• n • D₂³, (6.9)

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

n - 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;

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

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

n_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

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:

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

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 %

D_max = 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 %

Q_14,15 = 3599,4 т/ч

Классификация

Q₁₆ = 873,7 т/ч Q₁₇ = 4556,2 т/ч

г₁₇ = 540 %

Размещено на Allbest.ru