среднего дробления. - Северо

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ
СЕВЕРО-КАВКАЗСКИЙ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ
(ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)

КАФЕДРА ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ
К ВЫПОЛНЕНИЮ КУРСОВОГО ПРОЕКТА ПО КУРСУ
"ДРОБЛЕНИЕ, ГРОХОЧЕНИЕ И ПОДГОТОВКА
СЫРЬЯ К ОБОГАЩЕНИЮ"
для студентов специальности 090300 – Обогащение
полезных ископаемых
ВЛАДИКАВКАЗ 2006
УДК 622.7
Составители: СОЛОДЕНКО А.Б., ЕВДОКИМОВ С.И.,
МАКСИМОВ Р.Н., КАНАШВИЛИ М.Ж.
Редактор Иванченко Н.К.
Компьютерная верстка Гугкаева Р.А.
 Издательство "Терек" СКГМИ(ГТУ), 2005
.Подписано в печать 14.04.06 Формат 60 х 84 1/16.
Тираж 100 экз. Объем 4,88 усл. п. л. Заказ №___________
Подразделение оперативной полиграфии СКГМИ
Владикавказ, ул. Николаева, 44
-2-
СОДЕРЖАНИЕ
1. ВЫБОР И РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ И ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ (НА ПРИМЕРЕ ОАО "АПАТИТ")
1.1. Выбор и расчет схемы дробления
1.2. Выбор и расчет схемы измельчения
1.3. Выбор и расчет оборудования для дробления
1.4. Выбор и расчет оборудования для грохочения
1.5. Выбор и расчет оборудования для измельчения
1.6. Выбор и расчет оборудования для классификации
2. ВЫБОР И РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ И ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ (НА ПРИМЕРЕ ГАЙСКОЙ ОФ УГМКХОЛДИНГ)
2.1. Обоснование выбранной схемы дробления
2.1.1 Определение производительности цехов и оборудования
цехов дробления
2.1.2 Определение основных технологических характеристик
схемы
2.1.3 Предварительный выбор дробилок
2.1.4 Расчет первой стадии дробления
2.1.5 Расчет второй стадии дробления
2.1.6 Расчет третьей стадии дробления
2.2. Выбор и расчет схемы измельчения
2.2.1 Определение производительности главного корпуса.
Расчет схемы измельчения
2.3. Характеристика основного оборудования. Дробильное
оборудование
2.4. Оборудование для грохочения
2.5. Транспортные машины и механизмы
2.6. Шаровые мельницы
2.7. Классификаторы и гидроциклоны
2.8. Выбор и расчет оборудования для дробления
2.8.1 Расчет щековой дробилки
2.8.2 Расчет дробилок среднего дробления
2.8.3 Расчет дробилок мелкого дробления, работающих в
замкнутом цикле
2.8.4 Расчет неподвижного колосникового грохота
2.8.5 Расчет инерционных грохотов
2.8.6 Выбор и расчет мельниц для I и II стадий измельчения
2.8.7 Расчет мельницы доизмельчения
2.8.8 Расчет гидроциклонов (предварительная классификация)
2.8.9 Расчет гидроциклонов (поверочная классификация)
Литература
-3-
4
13
15
18
21
28
30
31
34
38
41
42
45
49
51
56
58
60
65
69
70
71
72
79
80
82
84
1. ВЫБОР И РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
И ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ
(НА ПРИМЕРЕ ОАО "АПАТИТ")
1.1. Выбор и расчет схемы дробления
Рис. 1.1.
-4-
Расчет I стадии дробления
QГ  8 млн.Т / Г
Определяем производительность цеха крупного дробления по
формуле:
КД
QЦ
 QГ /( N * m * n)  QГ / tk ,Т /Ч
где QГ – газовая производительность фабрики по руде, т/ч,
N – число рабочих дней в году,
m – число рабочих смен в сутки,
n – число рабочих часов в смене,
tk – время принятого режима, ч.
По табл. (2.2) [1] принимаем рабочую непрерывную
семидневную неделю. Чистое время работы оборудования 365 дней в
году в 3 смены по 8 часов. Тогда часовая производительность цеха
составит
3
КД
QЦ
 8 *106 / 365 * 3 * 8  9,132Т /Ч  537,2 м /Ч .
Часовую производительность оборудования цеха крупного
дробления определяем по формуле (2.1) [1]
КД
QЦ
 QГ / t м  QГ /(tk * K В * K Н ),Т /Ч
где tм – машинное время, т/ч,
КВ – коэффициент использования оборудования,
КН – коэффициент неравномерности питания.
По табл. (2.2) [1] принимаем tм = 5124, КВ = 0,80, КН = 0,98.
Тогда часовая производительность цеха КД составит:
3
КД
QЦ
 8 *106 / 5124  1561,3Т /Ч  918,4 м /Ч .
Предусматриваем склад крупнодробленой руды.
Определяем массы продуктов 2 и 3 по формуле (10) [3]
Q1  QОКД
Q2  Q1 * 1a * Ea
Q3  Q4  Q1  Q2
Q2  Q1 * 1140 * T140 ,
-5-
Q1 – производительность оборудования цеха КД  QJКД ,
1140 - содержание класса (-140 + 0) мм в исходной руде.
Находим по прямолинейной характеристике крупности
1140 
140
*100  20 * 0,188 * 0,60  2,3%  0,023д.е.
700
3
Q2  1561,3 * 0,20 * 0,60  187,356Т /Ч  110,21м / Ч
3
Q3  Q4  1561,3  187,4  1373,9Т / Ч  808,2 м / Ч .
Режим работы дробилок среднего и мелкого дробления
принимаем по табл. (2.3) [1]. Это семидневная работа в 3 смены по 8
часов. Тогда часовая производительность цеха:
QЦСМД  8 * 10 / 365 * 3 * 8  913,2Т /Ч .
При загрузке дробилок из бункеров и наличии на складе
крупнодробильной руды по [1] принимаем КВ = 0,80, КН=0,98,
tм = 7008 ч/г .
Тогда часовая производительность оборудования цеха СМД
составит:
3
QЦСМД  8 * 106 / 7008  1141,6Т /Ч  612,7 м / Ч .
По формуле (2.2) [1] определяем общую степень дробления
Д
S общ.  исх. ,
dk
где Дисх и dk – крупность исходного куска руды и продукта
дробления, мм.
dk = 12 мм
Дисх = 700 мм
Sобщ  700 / 12  58,3 мм
Определяем среднюю степень дробления:
Sср = (2.2а) [3]
Sср  N Sобщ , где N – число стадий дробления
Sср  3 58,3  3,88.
Назначаем степени дробления в стадиях крупного и среднего
дробления, округляя среднее значение Sср до ближайших меньших
целых чисел или принимая его на 0,2 – 0,5 меньше, чем N Sобщ .
-6-
Принимаем S1 = 3,6; S2 = 3,9.
Подсчитываем степень дробления в стадии мелкого дробления
S3  Sобщ / S1 * S2 ,
S3  58,3 / 3,6 * 3,9  58,3 / 14,04  4,2 .
Рассчитываем номинальную крупность продуктов. Получаем
их после каждой стадии дробления
Д 5  d HI  194 мм
d HI  Д1 / S1  700 / 3,6  194,4
Д 9  d HII  50 мм
d HII  d HI / S2  194,4 / 3,9  50
d HI II  d HII / S3  50 / 4,2  12
Д11  d HIII  12 мм .
В зависимости от крепости руды и типа дробилки определяем
необходимые размеры выходных щелей дробилок в каждой стадии.
Для получения номинальной крупности продуктов, исходя из
величины Z95: максимальный выход относительной крупности
дробленого продукта, определенный по табл. (2.12) [1]
im  d НМ / Z 95
КД
iII  d HI / Z 95
I  194 / 1,4  140 мм
СД
iIV  d HII / Z 95
II  50 / 2,5  20 мм .
Для третьей стадии дробления, выполняемой в замкнутом
цикле, применяют:
iVI  (1,3  1,5) * imin ,
где imin – минимальная ширина выходной щели дробилки мелкого
дробления (мм).
iVI = 7 мм
В1 = 700/0,8 = 875
В2 = 194/0,8 = 242,5
В3 = 50/0,8 = 62,5 .
Определяем ориентировочно выход продуктов, поступающих в
дробилки каждой стадии по табл. (2.13) [1] и подсчитываем
массовую (Т/Ч) и объемную (м3/ч) производительность дробилок
каждой стадии по формуле:
QП  QO *  П
Q3  QОКД * 0,75  612,7 * 0,75  816,9
СМД
Q7  QО
* 0,75  612,7 * 0,75  816,9
СМД
Q12  QО
*1,3  612,7 *1,3  796,5 .
-7-
Исходные данные для выбора дробилок по стадиям
Стадия
дробления
I
II
III
Таблица 1.1
Производительность
Ширина, мм
приемного
отверстия
900
242,5
62,5
выходной
щели
140
20
7
массовая, QM,
Т
/Ч
Q3 = 1388,7
Q7 = 1388,7
Q9 = 1354,1
объемная, QО,
м3/ч
816,9
816,9
796,5
Этим требованиям удовлетворяют дробилки, приведенные в
табл. 1.2.
Таблица 1.2
Стадия
дробле Тип дробилки
ния
I
II
III
Конусная КД
Щековая
Конусная СД
Конусная МД
Min
ширина
приемного
отверстия, мм
275
250
100
85
Ширина
выходной
щели, мм
155 ± 40
15 – 30
25 – 60
(5 – 15) – 8
7 - 15
Производительность,
м3/ч
310
180 – 36
170 – 320
160 – 220
150 - 210
Размеры
дробилки
ККД – 900/140
ЩДП – 12*15
КСД – 2200 Т
КСД – 1750 Т
КМД – 2200 Т1
КМД – 2200 Т2
По формуле (2.4.) [1] определяем необходимую минимальную
ширину приемных отверстий дробилок каждой стадии
Bm  DHM / K 3 ,
где К3 – коэффициент, учитывающий закругление.
Таблица 1.3
Стадия
дробления
I
II
III
Типоразмер
дробилки
ККД 900/140
ЩДП 12*15
КСД 2200 Т
КСД 1750 Т
КМД 2200 Т1
КМД 2200 Т2
Производительность
одной
дробилки
требуемая
(при
принятой
щели), м3/ч
816,9
420
816,9
280
816,9
240
816,9
130
796,5
172
769,5
150
-8-
Ширина
выходной
щели
Требуемое
число
дробилок
140
140
20
20
7
7
2
3
4
7
5
6
Q
 Qmin
Qi  Qmax  max
(imax  i)
imax  imin
Q3  ККД 900 / 140 табл. [4.2] [1]
3
Q3 
155мм  310М /Ч
3
140 мм  х М /Ч
3
/ х  280М / Ч  ЩДП12 * 15
Q7  360 
3
360  180
(30  20)  240М / Ч  КСД 2200Т
30  15
Q7  190 
3
190  100
(30  20)  130М / Ч  КСД 1750Т
30  15
Q12  220 
3
220  160
(15  7)  172М / Ч  КМД 2200Т1
15  5
Q12  210 
3
210  150
(15  7)  150М / Ч  КМД 2200Т 2
15  7
Требуемое число дробилок:
Rз3  816,9  420  1,9  2
Rз3  816,9  280  2,9  3
Rз 7  816,9  240  3,4  4
Rз 7  816,9  130  6,2  7
Rз12  796,5  172  4,6  5
Rз12  796,5  150  5,3  6 .
Технические характеристики дробилок приняты по табл. (4.2) –
(4.4) [1].
Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность
грохочения. Для предварительного грохочения размер отверстий
сита принимают в пределах от i до Z95*i [1]. По практическим
данным соотношение между размерами отверстий грохотова и
шириной выходных щелей дробилок i ≈ при крупном дроблении: 1
при среднем дроблении 1,5 – 1,8, при мелком дроблении 2,3 [3].
Для крупного грохочения на колосниковых грохотах
эффективность грохочения принимают в пределах Еа = 60 – 70 %, а
для среднего и мелкого грохочения на вибрационных грохотах в
пределах 80 – 85 % (подготовительный процесс).
Для рассчитываемой нами схемы принимаем:
ai = iII
-9-
E1a  60%
aIII=1,8*iIV = 1,8*20=36,
а принимают в пределах, округляя до целых.
a
EIII
 85%
аIII′ = 12 мм .
Для снижения циркулирующей нагрузки в трех стадиях
желательно поддерживать выходную щель дробилок КМД
минимальной для данного типа размера, но поддерживать такую
выходную щель в эксплутационных условиях затруднительно.
Поэтому принимаем:
iVI = 7 мм
aV = 12 мм
EVa  85%
аV′ = 12 мм.
В операции грохочения III отсеивается класс (- 36 + 0) мм, а в
операции V (- 12 + 0) мм.
Размер выходной щели дробилки i. Для расчета II стадии
дробления необходимо определить содержание в продукте 5 класса –
36 мм, а для расчете III стадии дробления необходимо знать в этом
же продукте 5 содержание классов – 20 мм и – 12 мм.
Кроме того, для выбора грохотов необходимо знать содержание
в питании грохота классов с зернами размером меньше размера
отверстий сит и меньшим половины размера отверстий сит, то есть
12
6
необходимо определить значения 5 20 , 12
и 12
.
Таким образом для продукта 5 необходимо определить
значение 536 , 520 и 512 , а для продукта 9 912 , и для продукта 12
12
6
и 12
.
12
Определение 5 36 .
Так как максимальная крупность в классе (- 36 + 0) мм меньше
iII, то расчет проводим по формуле (2.9) [1]:
5 d  1 d  1i * в II d
36
536  136  140
1 * в II .
Содержание мелких классов в исходной руде 136 ; в II36
определяем по прямолинейной характеристике крупности
- 10 -
36
*100  5,1%  0,051д.е.
700
Содержание в исходной руде класса крупнее ширины выходной
щели дробилки определяем по разнице
1140  1  1140  1  0,20  0,80д.е.  80 % .
Вычисляем размерную крупность зерен Z, равную отношению
размера зерен к выходной щели
Z  d  iII  36  140  0,3 .
По найденному значению Z и по кривой 2 рис. 9 [3],
относящейся к типовой характеристике крупности дробленных
продуктов конусных дробилок крупного дробления, определяем в II36
в536  0,051  0,80 * 0,25  0,251  25,1% .
вII Z  вII36  25%
136 
Определение 5 20 и  512 .
Расчеты проводят по формуле (2.9) [1] аналогично определению 536
5 20  1 20  1140 * вII 20
512  112  1140 * в II12 .
Но, исходя из предложения, что для узкого отрезка кривой
содержание мелкого класса – d пропорционально d, можно записать
20  36 20
5 20 
* 5 
* 25,1  15,1 %
36
36
512 
12  36 12
* 5 
* 25,1  7,5 % .
36
36
Определим массы продуктов Q6,, Q7, Q9 по формуле(22) [3]
 aIIIa
Q6  Q5 * 5 aIIIa * EIII
3
12
Q6  Q5 * 512 * EIII
 1141,6 * 0,251* 0,85  243,6Т /Ч  143,3М /Ч
Q5  QОСМД  1141,6Т /Ч
Q7  Q9  Q5  Q6
3
Q7  Q9  1141,6  243,6  898,0Т /Ч  528,2 М /Ч .
- 11 -
Содержание  6 aIIIa и 60.5aIIIa для расчета нижнего грохота
найдем по формулам (23), (24) [3]
6 aIIIa
5 aIIIa
 aIII
 aIII
5 * EIII
 6  12 
 36
5 36 * E III
612
,
0,1

 0,39д.е.  3,9 %
0,3 * 0,85
 6`0,5aIIIa  0,5 * 0,39  0,195 д.е.  19,5 % .
Определим массы продуктов Q11` и Q12` по формулам (25), (26) [3]
 aV
Q11`  Q9 * в IV
* EV aV
12
Q11`  Q9 * в IV
* EV12
3
Q11`  898,0 * 0,77 * 0,85  587,7Т /Ч  345,7 М /Ч .
Вычислим безразмерную крупность класса Z
Z  d  iIV  12  20  0,60 .
По найденному значению Z = 60 и по кривой 2 (рис. 10 [3]),
относящейся к типовой характеристике крупности дробленных
продуктов конусных дробилок среднего дробления и рудам средней
12
твердости, определяем значение в IV
12
в IV
 77%
Q12`=Q11″=Q9-Q11`=898,0-587,7-310,3Т/Ч=182,5М3/Ч .
Определим классы продуктов Q13 и Q12″ по формуле (27) [3]
 1
 1
9 aV 
912 
Q13  Q9  12  aV  ;
Q13  Q9  12  12  .
E
в
вVI 
 V
 EV
VI 
Здесь 912  1  912  1  0,726  0,274 .
Определим  912 по формуле (17) [3]
d
9 d  5 d  5i * в IV
12
912  512  5 20 * в IV
 0,075  0,845 * 0,077  0,726  72,6 %
Здесь 5 20  1  5 20  1  0,17  0,83
- 12 -
912  1  912  1  0,726  0,274
Вычислим безразмерную крупность класса
Z  d  iVI  12  7  1,7
По найденному значению Z=1,7 и по кривой 2 [4] (рис. 1.1),
относящейся к типовой характеристике крупного дробления и рудам
12
средней твердости, определяем вVI
12
VI
 99%
Определяем Q13:
 1
912   1
0,274 
Т
М3
Q13  Q9 
 12   

*
898
,
5

1347
/

792
,
4
/Ч
Ч

0
,
85
0
,
85
0
,
99
в



VI 
3
Q12"  Q13  Q11"  1347  310,3  1036,7Т /Ч  609,8М /Ч
 aV
 0,5 aV
Va  13
и 13
Q
Q
 aV
12
13
 13
 aV11"
 12 11"
EVa * Q13 EVa * Q13
310,3
12
13
 0,27д.е.  27%
0,85 *1347
 0,5 aV
6
12
13
 13
 0,5 * 13
 0,5 * 0,27  0,135  13,5 % .
1.2. Выбор и расчет схемы измельчения
Апатитсодержащую руду измельчают по одностадиальной
схеме с полностью замкнутым циклом. Практически полное
отделение ценных минералов от пустой породы достигают при
измельчении до 50 % класса – 74 мкм.
В проекте принята аналогичная фабричной схема измельчения
(рис. 1.2)
Дано: 1. Производительность по исходному продукту
Q1  991,4Т /Ч .
2. Крупность продукта дробления
dk = 12 мм .
3. Содержание расчетного класса крупности в готовом
продукте измельчения
 47
d
 50 % .
4  4
- 13 -
Схема измельчения
1
2
Измельчение
I стадия
3
Поверочная классификация
Слив на флотацию
пески
Рис. 1.2. Проектируемая схема измельчения.
При крупности дробления продукта dk=12 мм содержание
класса – 74 мкм по данным табл. 32 [3] составляет:
1 74  10 
10  6
(12  10)  9,2 % .
20  10
Назначаем оптимальную циркулирующую нагрузку
исходя их данных практики и рекомендаций Тихонова О. Н.,
Сопт = 300 % .
Сопт,
Определяем значения Q2, Q3, Q5. Учитывая, что β1 < 10 %,
расчеты проводим по формулам (38) [3]:
Q2=Q(1+Cопт );
Q3=Q2;
Q4=Q1;
Q5=Q1*Cопт.
Q2=991,4*(1+3)=3965,6 Т/Ч
Q3=3965,6 Т/Ч
Q4=991,4 Т/Ч
Q5=991,4*3=2974,9 Т/Ч .
- 14 -
Содержание твердого в сливе классификаторов определяем по
формуле (147) [3]
T4
1  0,7 *  (0,7 /  ) * Т * 

Т  1  0,7 *  (2,7 /  ) (1  
74
4
5
Т
74
4
0, 25
5
Т
0, 25
С
С)
,
где Т3 и Т4 – содержание твердого в сливе и песках классификаторов, т. е.
 4 74 - содержание класса -74 мкм в сливе, д. е.
γС – частный выход слива, д. е.
Частный выход слива определяем с учетом того, что
 С  1 /(1  CОПТ )
 С  1 /(1  3)  0,25 .
Содержанием твердого в песках классификаторов Т5 в
зависимости от крупности слива  4 74 задаются на основе данных
стр. 262 [3]
Т5 = 80 %
R5= (1-T5)/T5= (1-0,8)/0,8 = 0,25
При плотности твердого ρТ = 3 Т/М3 содержание твердого в сливе
1  0,7 * 0,50(2,7 / 3) * 0,80 * 0,25  0,13  0,42или 42 % твердого .

0,80  1  0,7 * 0,50(2,7 / 3) * (1  0,25) 0,31
0, 25
T4
0, 25
Разжижение в сливе определяем по формуле (2.15) [1]
R4=(1-T4)/T4
R5=(1-0,80)/0,80=0,25
R4=(1-0,42)/0,42=1,38
R3=(1-075)/0,75=0,33
R1=(1-0,96)/0,96=0,04 .
1.3. Выбор и расчет оборудования для дробления
Для первой стадии дробления возможна установка дробилок
ККД и ЩДП.
В соответствии с расчетом схемы дробления их коэффициент
разгрузки составит:
Q
808,2
K3( ККД 900 /140 )  в 
 1,92  2  0,96
QП
420
- 15 -
К3( КСД 2200Т ) 
Q9 528,2

 2,2  3  0,73
QП
240
К3( КМД 2200Т1 ) 
Q13
792,4

 3,5  4  0,71 ,
QП 172 *1,3
где QП – принятая производительность по паспорту.
Содержание мелких классов (менее 0,5 В) в питании
составляет:
450
L0,5 В  L 450 
*100  64,3%
700
L450  1  L450  1  0,643  0,357
При L+450 =35.7 % по таблице 45 [5]
1,03  1,0
* 5,7  1,0 .
40  30
Институтом Механообработки для расчета объемной
производительности дробилок ККД принята следующая формула
(171) [5].
Qрасч=Коq1в′, М3/Ч ,
К КР  1,03 
где Ко – общий поправочный коэффициент на твердость (Kf),
влажность (KW) и крупность (ККР) руды приняты по табл. (45) [5],
3
q1 – удельная производительность М / ММ *Ч , (определяется по
формуле (170) [5]:
q1  К Д * ( Д 2 * ч * n0 ) .
Коэффициент КД и параметр (Д2*ч*n0) определяют по табл. (52) [5]:
в′- фактическая ширина разгрузочного отверстия, мм
Kf=1,0
KW=1,0
Ko=Kf*KW*Kкр
Ko=1,0*1,0*1,0=1
3
q1=0,9*6,0=3,60 М / ММ *Ч
в′=140мм
- 16 -
3
Qрасч.=1,0*3,60*140=504 М /Ч
808,2
К 3 * ККД 
 1,6  2  0,8 .
504
Производительность КСД (при во <25 мм) определяют по
формуле (185) [5]
Qрасч.=Кf*q1*во,
М3
/Ч ,
где Кf- поправка на крепость руды, берется по табл. (45) [5];
3
q1- удельная производительность, М / ММ *Ч , определяется по
формуле (185) [5];
q1≈0,009*Д2*nо
во- фактический размер разгрузочного отверстия, мм
Kf=1,0
q1=10,0
во=20
Qрасч.=1*10,0*20=200
528,2
K 3 * КСД 
 2,64  3  0,88 .
200
Производительность КМД, работающей в замкнутом цикле, для
средних руд может быть подсчитана по формуле (107) [2]:
QЗ*Ц=К3*Q,
М3
/Ч
где QЗ*Ц - производительность по поступающему в дробилку
3
материалу, М /Ч ,
КЗ – коэффициент относительного изменения производительности дробилок при переходе их на работу в замкнутом цикле,
определяется по стр. 127 [5]. Для этого сначала по табл. (II.29) [5]
определяют степень закругления ( d H / во ) , по которой определяется
номинальная крупность дробленого продукта: dH – степень
закругления х*во, где во – ширина выходной щели, мм. Затем
определяют величину отношения a/dH, где a –размер ячейки грохота,
мм, по которому определяется К3.
Q – производительность дробилки в открытом цикле по
паспорту (табл. 4.4 [1])
dH
4,9  3,0
* ( КМД  2200)  4,9 
* (7  5)  4,14
во
10  5
- 17 -
d H  4,14 * 7  29 мм
а 12

 0,4
d H 29
1,4  1,3
К 3  1,4 
* (0,4  0,3)  1,35
0,5  0,3
3
Qз*Ц  1,35 *172  232,2 М /Ч
К3 
792,4 3,4

 0,85 .
232,2 4
1.4. Выбор и расчет оборудования для грохочения
Перед конусными дробилками устанавливаем неподвижные
колосниковые грохота шириной
В=3*Дисх=3*700=2100 мм=2,100 м .
Принимаем В=2,1 м
Длину грохота принимаем
L=2*В=2*2,1=4,2 м ≈ 4,5 м ,
тогда площадь грохота
F=В*L=2,1*4,5=9,45 м2 .
Расчетная площадь грохочения
Fp 
Q
1561,3  2

 2,32 м 2 .
2,4 * a 2,4 *140
Расчетная объемная производительность грохота, подсчитанная
по формуле (1.24) [5], равна:
Q
Fp  o , м 2 ,
q1 * S
3
где q1- объемная нагрузка на 1 мм щели, М / ММ *Ч
S – ширина щели, мм .
Тогда Fp 
918,4  2 459,2

 2,73м 2 .
1,5 *140
168
- 18 -
Поскольку в обоих случаях Fp<F, то выбранный грохот
обеспечивает требуемую производительность.
Принимаем, что операция предварительного грохочения перед
дробилками среднего и мелкого дробления выполняется на
вибрационных грохотах.
Производительность (в т/ч) гирационных и вибрационных грохотов ориентировочно может быть определена по формуле (114) [3]:
Q=F·q·δ·k·l·m·n·o·p,
где F – рабочая площадь сита, м2,
q – удельная производительность на 1 м2 поверхности сита, м3/ч.
δ– начальная плотность материала, Т/М3.
k, l, m, o, n, p – поправочные коэффициенты.
Значения поправки k – на содержание в исходном материале
зерен размером меньше половины размера отверстий сита определяем по табл. (30) [2]:
20  36 20
5 20 
* 5 
* 25,1  15,1 % .
36
36
Тогда k  0,5 
0,6  0,5
* (15,1  10)  0,55 .
20  10
Значение поправки l – на содержание в переходном материале
зерен размером больше размера отверстий сита - определяем по
табл. (30) [3]:
5 36  1  5 36  1  0,251  0,749д.е.  74,9 % .
2,0  1,55
* (74,9  70)  1,77 .
80  70
Значение поправки m – на эффективность грохочения – определяем по табл. (30) [3]:
Тогда l  1,55 
m  1,0 
1,35  1,0
* (90  85)  1,175 .
90  80
Значение поправки n – на форму зерен и материала –
определяем по табл. (30) [3]. Для дробленого n=1,0.
Значение поправки о – на влажность дробленого материала –
определяем по табл. (30) [3]. Для отверстий сита больше 25 мм
поправка равна о=0,95.
- 19 -
Значение поправки р – на способ грохочения – определяем по
табл. (30) [3]. Для отверстий сита больше 25 мм, сухого или мокрого
грохочения значение поправки равно: р=1,0.
Удельная объемная производительность для сит с отверстиями
от 6 до 40 мм может быть определена по формуле:
a М3
q  24 * lg
, / ( М 2 *Ч ) ,
1,74
q  24 * lg
3
36
 31,6 М / ( М 2 *Ч ) .
1,74
По табл. (29) [3] значение q равно:
q  33,5 
37  33,5
* (31,6  30)  34,06 .
40  30
Принимаем q = (31,6+34,06)/2=32,83.
Тогда требуемая площадь грохочения равна:
F
612,7  3
204,2

 3,96 м 2 .
32,82 * 0,55 *1,77 *1,175 *1,0 * 0,95 *1,0 51,62
По табл. (4.13) [2] принимаем к установке 3 грохота типа ГИТ
51 с Fk=6,12 м2 каждый по одному на дробилку. Тогда требуемая
площадь грохочения перед КМД – 2200 Т 1 равна:
F
204,2
 9,88 .
23,32 * 0,874 *1,0156 *1,175 *1,0 * 0,85 *1,0
В соответствии с технической характеристикой инерционных
грохотов (табл. 4.13 [1] ) принимаем к установке 4 грохота типа ГИТ
61 по одному на дробилку: Fk=8 м2.
Проверяем выбранный грохот по толщине слоя надрешетного
материала в разгрузочном конце грохота [1]:
h
P
153,2

 42,6 ,
3,6 *  * В *Vm 3,6 * 2 * 0,5
что не превышает допустимых величин [3].
- 20 -
1.5. Выбор и расчет оборудования для измельчения
На АНОФ-1 установлена шаровая мельница с разгрузкой через
решетку (МШР) размером Д*L=2700*3600 мм. Она имеет
следующие характеристики:
1. Внутренние размеры барабана, мм:
диаметр
2510
длина
3600
3
2. Объем барабана, м
17,5
-1
3. Частота вращения барабана, мин
21,0
в % от критической
78,9
4. Электродвигатель, кВт
400
5. Масса, т
77
6. Крупность дробленого продукта, мм
20
Содержание класса – 74 мкм в сливе 50
7.
классификатора, %
Удельная производительность мельницы по
8.
классу – 74 мкм, Т/М3*Ч
1,34
9. Степень заполнения объема мельницы шарами, % 45
10. Производительность по руде, Т/Ч
53,3
11. Толщина футеровки, мм
95
Производительность мельницы
определяем по формуле [1]
по
QМ  V * q d /(k   H ) ,
QМ 
исходной
руде
(Т/Ч)
1,75 *1,34
 53,3 ,
0,5  0,06
где V – объем барабана, м3,
q-d – удельная производительность мельницы по вновь образованному расчетному классу крупности –d, т(м3*ч),
d – верхний размер расчетного класса крупности, мм ,
βи, βk – содержание расчетного класса крупности (-d, мм) соответственно в исходном питании и готовом конечном продукте, д. е.
Удельная производительность действующей на фабрике
мельницы, принимаемой за эталонную [1]:
qэd  QМ * (k  u ) / V , т/(м3*ч).
Удельная производительность проектируемой мельницы [1]:
q d  qэd * Ku * K K * KT * K * K * K L * K Д ,
- 21 -
где К – коэффициенты, учитывающие следующие различия в
свойствах руды и параметрах мельниц;
Ки – измельчаемость руд;
Кк – крупность исходных и конечных продуктов;
КТ – тип мельниц;
Кφ – объемное заполнение мельниц измельчающей среды;
Кψ – частоту вращения мельниц;
KL – длину мельниц;
КД – диаметр мельниц.
Коэффициент измельчаемости руды Ки принимаем равным 1,0,
так как на проектируемой и эталонной мельницах измельчают одну и
ту же руду.
Коэффициент крупности руды определяют как [1]:
КК = m/mэ ,
где m – относительная производительность проектируемой мельницы при запроектированной крупности исходного и конечного
продуктов;
mэ – то же для эталонной мельницы, работающей в промышленных условиях.
Значения m и mэ принимаем по табл. (4.21) [1] или по табл. (33)
[3]:
m (dисх= 12 мм; βK = 50 % класс – 74 мкм)= 1,0
mэ (dисх= 20мм; βK = 50 % класс – 74 мкм)=0, 92
1,03 
1,03  0,98
* (12  10)  1,01
15  10
1,00 
1,00  0,96
* (12  10)  0,98
15  10
1,01 
1,01  0,984
* (50  48)  1,0 ,
65  48
тогда КК =1,0/0,92=1,09.
Коэффициент типа мельницы КТ в нашем случае не вводится,
так как тип разгрузки проектированной мельницы не отличается от
разгрузки эталонной:
КТ=1,0.
- 22 -
Коэффициент заполнения измельчающей средой Кφ вводится
при наличии разницы степени заполнения мельницы молющими
телами проектируемой и эталонной мельниц:
Кφ=φ/φэ ,
где φ и φэ – степень заполнения объема мельниц соответственно
проектируемой и эталонной измельчающей средой, %.
В соответствии с [1] принимаем, что:
φ= 45 %,
тогда Кφ=1,0.
Коэффициент частоты вращения Кψ вводят при разнице между
частотами вращения проектируемой и эталонной мельниц:
Кψ=ψ/ψэ ,
где ψ и ψэ – частота вращения мельницы соответственно
проектируемой и эталонной, % критической.
Коэффициент длины мельницы:
КL=(L/Lэ)0,15 ,
где L и Lэ – длина мельницы соответственно проектируемой и
эталонной, м.
Коэффициент диаметра мельницы:
К Д  ( Д  2t ) /( Д Э  2t Э ) ,
где Д и Дэ – диаметр мельницы соответственно проектируемой и
эталонной, м;
t и tэ – толщина футеровки в проектируемой и эталонной
мельницах, м.
Для сравнения примем нижеприведенные мельницы.
Вариант № 1.
h = 110 мм
МШР – 3600*4000
Д = 3380 мм
L = 4000 мм
V = 36 м3
n = 18,1 мин-1
ψ = 78,7 %
N = 1000 кВт
M = 162 Т
- 23 -
Вариант № 2.
МШР – 3600*5000
h = 110 мм
Д = 3380 мм
L = 5000 мм
V = 45 м3
n = 18,1 мин-1
ψ = 48,7 %
N = 1250 кВт
M = 166 T
Вариант № 3.
h = 120 мм
МШР – 4000*5000 Д = 3760 мм
L = 5000 мм
V = 50 м3
n = 17,4 мин-1
ψ = 79,9 %
N = 2000 кВт
M = 258 T
Вариант № 4.
h = 120 мм
МШР – 4500*5000 Д = 4260 мм
L = 5000 мм
V =71 м3
n = 16,5 мин-1
ψ = 80,4 %
N = 2500 кВт
M = 290 T .
Тогда для сравниваемых вариантов имеем:
Кψ1=78,7/78,9=0,997
Кψ2=78,7/78,9=0,997
Кψ3=79,9/78,9=1,013
Кψ4=80,4/78,9=1,019
КL1=(4/2,7)*0,15=1,06
КL2=(5/2,7)*0,15=1,10
КL3=(5/2,7)*0,15=1,10
КL4=(5/2,7)*0,15=1,10
K Д1  (3380  2 * 0,11) /(2510  2 * 0,095)  1,16
- 24 -
K Д 2  (3380  2 * 0,11) /(2510  2 * 0,095)  1,16
К Д 3  (3760  2 * 0,12) /(2510  2 * 0,095)  1,22
К Д 4  (4260  2 * 0,12) /(2510  2 * 0,095)  1,30
Удельная производительности
мельниц равна:
выбранных
для
сравнения
q1d  1,34 *1,0 *1,34 *1,0 *1,0 * 0,997 *1,06 *1,16  2,20
q2d  1,34 *1,0 *1,34 *1,0 *1,0 * 0,997 *1,10 *1,16  2,28
q3d  1,34 *1,0 *1,34 *1,0 *1,0 *1,013 *1,10 *1,22  2,22
q4d  1,34 *1,0 *1,34 *1,0 *1,0 *1,019 *1,10 *1,30  2,62
Производительность выбранных для сравнения мельниц равна:
QM 1 
36 * 2,20
79,2

 193,17Т /Ч ,
(0,50  0,09) 0,41
где 0,09 – содержание класса -74 мкм в исходном продукте при его
крупности 10 мм, т. е. табл. 32 [3].
QM 2 
45 * 2,28 102,6

 250,24
0,50  0,09 0,41
QM 3 
50 * 2,22
111

 270,73
0,50  0,09 0,41
QM 4 
71* 2,62 186,02

 453,71
0,50  0,09
0,41
Число мельниц, необходимых для установки [Тихонов]:
n=Q/QM ,
где Q –производительность оборудования главного корпуса, Т/Ч;
QM – производительность одной мельницы, Т/Ч.
Производительность оборудования главного корпуса определяем по формуле (2.1) [1]:
QОГК  QГ /(tk * K B * K H ),Т /Ч .
- 25 -
В соответствии с табл. (92.4) [1], при одностадиальном измельчении в шаровых мельницах:
tК=8760 ч/год;
КВ=0,94;
Тогда
QOГК
tM=8053 ч/год;
КН=0,98
8,0 *106

 991,4Т /Ч .
8760 * 0,94 * 0,98
Число мельниц:
МШР – 3600*4000
МШР – 3600*5000
МШР – 4000*5000
МШР – 4500*5000
991,4
 5,13  6
193,17
991,4
n
 3,96  4
250,24
991,4
n
 3,66  4
270,73
991,4
n
 2,19  3 .
453,71
n
Расчет мельницы по эффективности измельчения
Эффективность измельчения для проектируемой мельницы
подсчитывают по формуле (124) [3]:
е = еэ*Ки*Кк,
где е и еэ – эффективность измельчения соответственно проектируемой мельницы по вновь образованному расчетному классу и
эталонной мельницы, Т/(кВт*ч);
Ки и Кк- коэффициенты измельчаемости и крупности, определяемые таким же способом, как и при расчете мельниц по удельной
производительности.
Определяем эффективность измельчения действующей мельницы по вновь образуемому классу -74 мкм [3]:
Q * ( К  и ) Т
eЭ  Э
, / (кВт*ч)
NЭ
еЭ 
66,36 * (0,5  0,06) 29,19

 0,073Т / ( кВт*Ч )  0,08 .
400
400
- 26 -
Определяем эффективность измельчения сравниваемых
мельниц на проектируемой фабрике. Поскольку для всех вариантов
Ки=1,0, Кк=1,09, то эффективность измельчения всех сравниваемых
мельниц равна:
е= 0,073*1,0*1,09=0,08 Т/(кВт*ч) .
Определяем производительность сравниваемых мельниц по
формуле (125) [3]:
N *e Т
QM 
, /Ч
 R  u
QM 1 
1000 * 0,90 * 0,08
 163,64
0,5  0,06
QM 2 
1250 * 0,90 * 0,08
 204,54
0,5  0,06
QM 3 
2000 * 0,90 * 0,08
 327,27
0,5  0,06
QM 4 
2500 * 0,90 * 0,08
 409,09 .
0,5  0,06
Потребляемую мощность в условиях оптимального заполнения
барабанов мельниц шарами (45 – 50 %) и оптимального числа
оборотов барабана (80 % критического) приняли равной 90 % от
установленной мощности.
Определяем расчетное число мельниц:
991,4
n
 6,05  7
МШР 3600*4000
163,64
991,4
n
 4,8  5
МШР 3600*5000
204,54
991,4
n
 3,03  4
МШР 4000*5000
327,27
991,4
n
 2,42  3 .
МШР 4500*5000
409,09
- 27 -
Таблица 1.4
Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
Масса
Установочная
Размеры
мельниц, т мощность, кВт Коэффициент
барабанов Число
Вариант
мельниц мельниц
запаса
одной всех одной всех
Д*L, мм
по удельной производительности мельниц
а
б
в
г
3600*4000
3600*5000
4000*5000
4500*5000
а
б
в
г
3600*4000
3600*5000
4000*5000
4500*5000
6
162
972
1000
4
166
664
1500
4
258
1032 2000
3
290
870
2500
по эффективности измельчения
6
5
4
3
162
166
258
290
972
830
1032
870
1000
1500
2000
2500
6000
6000
8000
7500
6÷5,13=1,17
4÷3,96=1,01
4÷3,66=1,09
3÷2,19=1,37
6000
7500
8000
7500
6÷5,9=1,02
5÷4,85=1,03
4÷3,03=1,32
3÷2,42=1,24
1.6. Выбор и расчет оборудования для классификации
Спиральные классификаторы по сравнению с гидроциклонами
расходуют меньше электроэнергии, могут классифицировать более
крупный материал и имеют более длительные межремонтные
периоды. Основной недостаток – высокая стоимость и большие
габаритные размеры: это увеличивает капитальные затраты на
оборудование и на строительство зданий ОФ. По указанной причине
спиральные
классификаторы
все
более
вытесняются
гидроциклонами.
Однако при сочетании ряда условий, установка спиральных
классификаторов может оказаться экономичной. К таким условиям
относят: умеренные размеры мельниц, позволяющие сопрягать с
мельницей один спиральный классификатор; необходимость
классификации крупного и абразивного материала; высокая
стоимость электроэнергии; ограниченные возможности применения
износоустойчивых материалов для сменных частей центробежных
насосов и гидроциклонов.
С учетом сказанного, в проекте принимаем к установке
спиральный классификатор с непогруженной спиралью (с высоким
порогом).
- 28 -
Для руд средних по содержанию первичных шламов
производительность классификатора с непогруженной спиралью по
сливу может быть подсчитана по формуле (141) [3]:
Q=4,55*m*Кβ*Кδ*КL*KC*Д1,765,
где Q – производительность по твердому материалу в сливе, Т/Ч;
m – число спиралей классификатора;
Кβ – поправочный коэффициент на крупность слива;
Кδ – поправочный коэффициент на плотность δ;
КL – поправочный коэффициент на угол наклона Lo днища
классификатора;
КL – поправочный коэффициент на заданную плотность слива.
В нашем случае принимаем, что m=2.
Значение поправки Кβ определяем по табл. (42) [3] интерпретацией:
1,96  1,70
K  1,96 
* (50  41)  1,77 .
53  41
Тогда номинальная крупность слива dH по той же табл. (42):
d H  0,3 
0,3  0,2
* (50  48)  0,28 мм .
60  48
Поправку на плотность руды δ определяем по формуле (142) [3]:

3,0
K 
 1,11 .
, то есть К  
2,7
2,7
По табл. (42) [3] находим базисное минимальное разбавление:
R2,7  1,8 
2,0  1,8
* (50  41)  1,95 .
53  41
Содержание твердого в сливе классификатора 30 %, тогда
разбавление:
RТ 
Ж 70

 2,33 .
Т 30
Находим отношение:
RT
2,33

 1,19 .
R2,7 1,95
- 29 -
RT
 1,06 и плотности руды
R2,7
δ = 3,0 Т/М3 находим величину поправки:
По табл. (43) [3] для отношения
K C  1,07 
1,23  1,07
* (1,19  1,0)  1,22 .
1,2  1,0
При угле наклона днища классификатора, равном L=17о;
поправка на угол наклона [3] равна:
КL=1,03.
Поправку на содержание первичных шламов не вводят.
Определяем диаметр спиралей двухспирального классификатора:
991,4  6
165,23
Д 1,765 

 7,35 .
4,55 * 2 *1,77 *1,11*1,03 *1,22 22,47
Ближайший диаметр стандартного классификатора Д = 3,0 м.
Расчетная производительность двухстадиального классификатора Д = 3,0 м.
Q=4,55*m*Кβ*Кδ*КL*KC*Д1,765=4,55*2*1,77*1,11*1,03*1,22*3,01,765
Q=156,14 Т/Ч.
Проверяем производительность выбранного классификатора по
пескам по формуле (143) [3], принимая частоту вращения спиралей 2
мин-1:

Q  5,45 * m * Д 3 * n * ( ) * K L ;Т / Ч .
2,7
3
Q  5,45 * 2 * 33 * 2 * ( ) *1,03  672,95;Т / Ч .
2,7
Проверка показывает, что даже при минимальной частоте
вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую
производительность по пескам.
После выбора оборудования для измельчения и классификации
следует назначить циркулирующую нагрузку. Циркулирующая
нагрузка устанавливается на практике изменением подачи руды в
мельницу, поэтому при проектировании ее можно назначать.
Высокие циркулирующие нагрузки связаны с увеличением расходов
- 30 -
на транспортирование и классификацию. При классификации в г/цах циркулирующую нагрузку назначают от 200 до 600 %. Меньшие
цифры относятся к грубому, а большие к тонкому измельчению. В
соответствии с табл. (23) [3] принимаем Сопт=250 %.
Выбранное значение циркулирующей нагрузки следует
проверить из условия, чтобы удельная нагрузка мельниц по общему
питанию не превышала [1,3]:
QП
 12Т / ( М 3 *Ч ) ,
V
где QП – производительность мельницы по общему питанию, Т/Ч;
V – объем мельницы, м3.
Тогда определяем:
991,4 / 6 * 2,5
 11,5Т / ( М 3 *Ч ) ,
36
что не превышает допустимых величин.
- 31 -
2. ВЫБОР И РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
(НА ПРИМЕРЕ ГАЙСКОЙ ОФ УГМК-ХОЛДИНГ)
2.1. Обоснование выбранной схемы дробления
За основу схемы дробления руды принята схема действующей
фабрики-аналога (рис.2.1). Однако с учетом современных требований, предъявляемых к схемам рудоподготовки, в схему дробления
Гайской обогатительной фабрики внесены следующие изменения:
1. Перед крупным дроблением устанавливается предварительное
грохочение.
2. Перед средним дроблением предусматривается поверочное
грохочение с выводом готового дробленного продукта.
3. Предусматриваем раздельное выполнение операций предварительного и поверочного грохочения в стадии мелкого дробления.
4. Крупность дробленного продукта принимаем (-15) мм.
а
E
IIIa =100 %
D1 = 1200
iII = 195
D9 = 70
S1 = 4,0
aV = 15
D5 = 300
E I а =60
iIV = 7
%
aVa = 15
aI = 195
S3 = 4,7
BII = 1500
 а =85 %
EV
aIII = 40
aIIIa = 15
 а =85%
EVа
iIV = 25
D11 = 15
S2 = 4.3
BIV = 375
а
E
III =85 %
BVI = 82
- 32 -
Рис. 2.1. Проектируемая схема дробления.
2.1.1. Определение производительности цехов и оборудования
цехов дробления
Определяем производительность цеха крупного дробления [1]:
Q
Q
Q цкд  г  г ,
N
t
mn
k
Qг – годовая производительность фабрики; Qг = 4,7 млн т/год;
- 33 -
N – число рабочих дней в году; принимаем по режиму работы
рудника N=365 дней;
m – число рабочих смен в сутки; m=3 смены;
n – число рабочих часов в смене; n=8 часов;
где tk – расчетное время обслуживания оборудования технологическим персоналом в году; tk= N·m·n = 365·8·3 = 8760 ч/год.
4700000
 536,5т / ч .
8760
Производительность оборудования определяем [1]:
Q
Qг
,
Q окд  г 
t
t k k
Q цкд 
м
k b н
где tм – расчетное время работы оборудования при полной производительности; принимаем из табл. (2.2.) [1]; tм = 6570 ч/год;
kв – коэффициент использования оборудования;
kн – коэффициент неравномерности питания.
4700000
 715,4т / ч
Q1  Q окд 
6570
Q
715,4
 298,1м3 / ч ,
Q1  1 
2,4
н
ρн = ρ∙Δ – насыщенная плотность;
ρ – плотность руды; ρ = 4,0 т/м3;
Δ – коэффициент разрыхления; Δ = 0,5 ÷ 0,7 = 0,6
ρн = 4,0 ∙ 0,6 = 2,4 т/м3 .
Так как между корпусами крупного и мелкого дробления не
предусматривается бункер-склад крупнодробленной руды, то:
Qцкд  Qцсм  536,5т / ч и
3
Q1  Q окд  Q см
o  715,4т / ч  298,1м / ч .
2.1.2. Определение основных технологических характеристик
схемы
Определяем общую степень дробления [1]
Д исх
,
S общ 
dk
где Дисх и dk – исходная и конечная крупность продуктов; Дисх =1200
мм, dk=15 мм.
- 34 -
S общ 
1200
 80 .
15
Определяем среднюю степень дробления
S ср  N S общ .
N – число стадий дробления.
Так как Sобщ=80>25, то принимаем трехстадийную схему дробления.
3
S ср  80  4,31.
Назначаем степень дробления в стадиях крупного и среднего
дробления, определяем среднее значение до ближайших меньших
целых чисел или принимаем его на 0,2÷0,5 меньше Sср.
Принимаем S1=4,0 и S2=4,3, тогда:
S3 
S3 
S общ
S1  S 2
,
80
 4,65  4,7 .
4,0  4,3
Рассчитываем номенклатурную крупность продуктов, получаемых после каждой стадии дробления:
Д нI 1200

 300 мм ,
d нI  Д нII  Д 5 
4,0
S1
d нI 300

 69.8  70 мм ,
d нII  Д нIII  Д 9 
4
,
3
S2
d нIII 70

 14.9  15 мм .
d нIII  Д 11 
4
,
7
S1
Определяем необходимую минимальную ширину выходных
отверстий дробилок в каждой стадии дробления, исходя из величины
максимальной относительной крупности дробленного продукта Z95,
т.е. размер отверстий сита, через которые проходит 95 % продукта.
Величину Z95 определяем по таблице 2.12 [1] в зависимости от
категории крепости руды и стадии дробления.
- 35 -
Наша
перерабатываемая руда
в
условиях
обогатительной фабрики является рудой крепкой, тогда:
Гайской
кд  1,55 ; Z сд  2,9 ; Z мд  3,5 .
Z 95
95
95
С учетом этого:
im 
d нm
,
Z 95m
m – номер операции в схеме.
d нI 300,0

 194,6  195мм ,
im 
кд
1
,
55
Z 95
im 
d нII 70,0

 24,3  25 мм .
cд
2,9
Z 95
Для третьей стадии дробления замкнутого цикла принимаем [1]:
iVI=(1,3÷1,5)imin
где imin – минимальная ширина выходной щели дробилки мелкого
дробления.
Для снижения циркулирующей нагрузки в третьей стадии
дробления желательно поддерживать выходную щель дробилки
КМД минимальной для данного типоразмера. Однако поддерживать
такую выходную щель в эксплутационных условиях затруднительно.
В нашем случае размер щели по практическим данным должен
быть 15/3,5=4,3≈4 мм. Минимальный размер щели дробилки
КМД – 2200 =5 мм. Принимаем iVI = 1,4∙5 = 7 мм.
Определяем необходимую минимальную величину Bm приемных отверстий дробилок в каждой стадии:
Bm 
Д нm
,
к3
к3 – коэффициент, учитывающий закрупнение куска максимального
размера Дmax по сравнению с номинальным Дн.
Дн = 0,8÷0,85 Дmax
к3 =0,8 – для стадий крупного и среднего дробления;
к3 = 0,85 – для мелкого дробления.
- 36 -
Для проектируемой схемы:
BII=
BIV=
BVI=
Д нI
0,8

1200
 1500мм ,
0,8
d нII 300,0

 375мм ,
0.8
0.8
d нIII 70,0

 82,3  82 мм .
0,85 0,85
Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность
грохочения. Для предварительного грохочения размер сита
принимаем в пределах от i до i·Z95 [1]
am = im ÷ (im· Z95) .
По практическим данным соотношение между размерами
отверстий грохотов и шириной входных щелей дробилок примерно:
при крупном дроблении – 1, при среднем дроблении – 1,5÷1,8 и
мелком – 2 ÷ 3 [3].
Для рассчитываемой нами схемы принимаем aI = iII= 195 мм
a
при E 
I  60 %.
В операции предварительного грохочнения III верхнее защитное
сито грохота может иметь размер в пределах aIII = 25÷
(25·2,9)=70мм.
Принимаем aIII =40 мм (в этом случае aIII/iIV = 40/23=1,74, что
соответствует практическим данным о величине соотношения между
размером отверстий грохотов при среднем дроблении am и шириной
входных щелей дробилок im[3].
Размер отверстий нижнего сита принимаем равным крупности
дробленного продукта aIIIа = 15 мм.
Эффективность грохочения по первому ситу E  a  E  40  85 %.
III
III
Поскольку aIIIа = 15 мм значительно меньше aIII =40 мм, то
принимаем, что класс (-aIIIа+0) мм через сито aIII проходит с
 15
a
эффективностью E 
IIIaIIIa  E IIIa  100 % .
Для третьей стадии дробления принимаем аV = аVa = 15 мм при
 a  85 % и E  a  85 %.
EV
Va
- 37 -
Проверим соответствие выбранной схемы
выпускаемому оборудованию.
2.1.3. Предварительный выбор дробилок
дробления
Определяем приближенные значения масс продуктов 3,7 и 12,
поступающих в операцию дробления. Для этого по табл. 2.13 [1]
определяем ориентировочный выход продуктов, поступающих в
дробилки каждой стадии, и подсчитываем массовую и объемную
производительности дробилок каждой стадии:
QП = Q1 γП ,
γП – выход продукта, определяемый по табл. 2.13 [1];
Q1 – производительность оборудования цеха.
Для проектируемой нами схемы γ3 =70 ÷ 80 = 75 % и
γ12 = 120 ÷ 150 = 135 %, тогда
Q3 = 715,4∙0,75 = 608,1 т/ч = 253,4 м3/ч ,
Q7 = 715,4∙0,75 = 608,1 т/ч = 253,4 м3/ч ,
Q12 = 715,4∙1,35 = 1216,2 т/ч = 506,7 м3/ч .
Требования, которым удовлетворяют дробилки, приведены в табл. 2.1.
Таблица 2.1
Исходные данные для выбора дробилок по стадиям
Стадии
дробления
I
II
III
Ширина, мм
приемного
выходной
отверстия
щели
1500
195
375
25
82
7
Производительность
массовая, т/ч
объемная,
м3/ч
608,1
253,4
608,1
253,4
1261,2
506,7
Согласно результатам предварительного расчета, указанным
требованиям удовлетворяют: для первой стадии дробления –
щелевая дробилка размером 1500 мм, для второй стадии дробления –
конусная дробилка среднего дробления размером 2200 мм и для
мелкого дробления – конусная дробилка мелкого дробления размером 2200 мм. Технологические требования приведены в табл. 2.2.
Производительность по каталогу при проектных размерах
выходных щелей дробилок определяют [1]:
Q  Qmin
(i п  imin ) ,
Q п  Qmin  max

imax imin
- 38 -
где imax, imin, iп – максимальный, минимальный и проектируемый
размеры выходных щелей дробилки, мм;
Qmax, Qmin – максимальная и минимальная производительность
дробилки по каталогу, м3/ч.
Таблица 2.2
Технологические характеристики выбранных дробилок
Стадии
дробления
Марки
дробилок
I
ЩДП-15х21
ККД-1500/180
КСД-2200Т
КСД-3000Т
КМД-1750Т
КМД-2200Т1
КМД-2200Т2
КМД-3000Т-П
II
III
Ширина
Пределы
приемного регулирования
отверстия, разгрузочной
мм
щели
1500х2100
1500
275
475
80
100
85
95
ЩДП-15х21
Q п  375 
КСД-2200Т
585  375
(195  155)  543 м3/ч,
205  155
Q п  180 
КМД-1750Т
360  180
(25  15)  300 м3/ч,
30  15
Q п  85 
КМД-2200Т1
Q п  160 
КМД-3000Т-П
180±45
180
15-30
25-50
5-15
5-15
7-15
6-20
Производительность
дробилки в пределах
регулирования
разгрузочной щели,
м3/ч
375÷585
1450
180÷360
125÷850
85÷110
160÷220
150÷210
320÷440
110  85
(7  5)  90 м3/ч,
15  5
220  160
(7  5)  172 м3/ч,
15  5
440  320
(7  6)  328,6  329 м3/ч.
20  6
Производительность дробилок мелкого дробления при работе в
замкнутом цикле [3]:
Q п  320 
Qзц = kц∙Qп , м3/ч ,
kц – коэфициент на замкнутом цикле, kц = 1,3
- 39 -
Qп – производительность дробилки КМД по каталогу в открытом
цикле, м3/ч.
Тогда КМД-1750Т
Qзц = 90∙1,3 = 117 м3/ч ,
КМД-2200Т1
Qзц =172∙1,3=223,6 ≈ 224 м3/ч ,
КМД-2200Т2
Qзц = 150∙1,3 = 195 м3/ч ,
КМД-3000Т-П
Qзц = 329∙1,3 = 427,7 ≈ 428 м3/ч .
Коэффициент загрузки дробилок будет:
Qm
,
кз 
n  Qп
где Qm – производительность в операции, м3/ч;
n – количество дробилок;
Qп – каталожная производительность при проектной щели, м3/ч.
253,4
 0,5
543
253,4

 0,2
1450
253,4

 0,8
300
253,4

 0,6
425
506,7

 0,9
5  117
506,7

 0,8
224  3
506,7

 0,9
195  3
506,7

 0,6 .
428  2
ЩДП-15х21
К
ККД-1500/180
К
КСД-2200Т
К
КСД-3000Т
К
КМД-1750Т
К
КМД-2200Т1
К
КМД-2200Т2
К
КМД-3000Т-П
К
- 40 -
Принимаем предварительно к установке одну дробилку
ЩДП-15х21, одну дробилку КСД-2200Т и три дробилки КМД2200Т1, работающих в замкнутом цикле.
2.1.4. Расчет первой стадии дробления
Расчет первой стадии дробления сводится к определению
характеристики крупности продукта 3. Масса класса –d в продукте 3
равна сумме масс этого класса в продукте 1 приращения его в
операции дробления II. Приращение мелкого класса в первой стадии
дробления при d≤ i (Д5 < iII) определяется [2]:
вес нижнего продукта (просев грохота):
Q  Q  а Е  а ;
Q  Q  195 Е  195 ,
2
1 1
1
2
1 1
1
вес верхнего продукта (отсев грохота):
Q3 = Q4 = Q1 – Q2 .
Для определения 1195 строим по данным практики (работа
фабрики-аналога) характеристику крупности исходной руды.
Характеристику исходной руды построим для крепкой руды [2]
при заданном размере максимального куска 1200 мм. По графику
устанавливаем, что максимальный кусок соответствует 1,4 единицам, отложенным по оси абсцисс, следовательно, единице будет
соответствовать абсолютный размер 1200/1,4 = 857 мм. Аналогично
пересчитана шкала крупностей и для продукта дробления при щели
195 мм. Результаты пересчета записаны в табл. 3, а характеристики
изображены на рис. 2.2.
- 41 -
Рис. 2.2. Характеристика крупности исходной руды 1 d .
Значение 1195 , по построенному графику, равно 19 . Значение
1195 можно также определить по кривой 1 графика 2.5 [1]. Для этого
определим величину абсцисс в долях от Дн: 195/1200 = 0,16.
По графику находим, что 1195 = 38%, тогда
Q2 = 715,4·0,19·0,60 = 81,6 т/ч = 34,0 м3/ч ,
Q3 = Q4 = 715,4-81,6 = 633,8 т/ч = 264,1 м3/ч.
Таблица 2.3
Пересчет типовой характеристики в характеристике исходной руды
и продукта конусной дробилки крупного дробления
По типовой характеристике
крупность классов в
суммарный
долях ширины щели выход классов
дробилки, мм
по плюсу, %
+0,2
78
+0,4
40
+0,6
31
+0,8
23
+1,0
18
+1,2
13
+1,3
10
+1,4
8
Исходная руда.
Крупность
классов, мм
- 42 -
200
300
400
500
600
850
1000
1200
Продукт ЩДП
при i = 195 мм.
Крупность
классов , мм
+28
+56
+84
+112
+140
+168
+182
+200
2.1.5. Расчет второй стадии дробления
В операции грохочения III верхнее сито защитное, оно имеет размер
отверстий аIII = 40 мм. Размер отверстий второго нижнего сита аIIIа
назначен таким же, как в операции грохочения V, аIIIа = аV = 15 мм.
Определим массы продуктов Q6, Q8, Q9.
 а IIIa Е  а IIIa ,
а
Q 6  Q 5 5 а IIIa Е 
IIIaIIIa  Q 6 6
IIIa
а
Q 6  Q55 а III Е 
IIIaIII
Q 7  Q9  Q5  Q 6
15
Q 6  Q 0 5 15 Е 
III .
Предварительно определим 5 40 . Так как максимальная
крупность зерен в классе (-70+0 мм) меньше iI = 195 мм, то расчет
будет:
d
5 d  1 d  1 i  b 
II ,
40
5 40  1 40  1 195  b 
II .
Содержание крупных классов:
1 195  100  1 195  100  19  81%  0,81.
Значение 1 40 определим по графику (рис. 2.2) 1 40 = 5 % = 0,05.
Для определения содержания класса (-40+0 мм) в продукте
крупного
дробления
можно
воспользоваться
типовой
характеристикой крупности, предварительно определив Z:
d
Z кд   40 / 195  0,21.
i
Тогда по кривой 1 (рис. 10) [4] определим значение bII40 = 25 % = 0,25.
- 43 -
Значение bII40 по усредненной типовой характеристике
продукта, выгружаемого из дробилок крупного дробления и
определяемого по кривой 2 (рис. 2.5) [1] в долях от dн: 40/195 = 0,21,
bII40 = 30% = 0,3. Построим характеристику крупности продукта,
выгружаемого из дробилки крупного дробления, по данным
перерасчета типовой характеристики крупности (табл. 2.3).
Построение характеристики крупности показано на рис. 2.3, исполь 40
зование которого позволяет определить, что b II = 39 % = 0,39.
Принимаем bII40 = 30 % = 0,3. Тогда:
Расчет
5  0,05  0,81  0,3  0,293  29,3% .
значений 5 25 и 5 15 проводят
исходя
из
предположения, что для узкого отрезка кривой характеристики
крупности содержания мелкого класса –d пропорционально d, тогда:
5 25 
25  40 25


 0,293  0,183  18,3%
40 5
40
5 15 =
15  40 15
 5

 0,293  0,11  11,0% .
40
40
Определим массы продуктов:
Q6 = 715,4·0,293·0,85 = 178,2 т/ч = 74,2 м3/ч
Q6 = 715,4·0,11·1 = 78,7 т/ч = 32,8 м3/ч
Q7 = Q9 = Q5-Q6 = 715,4-78,7 = 636,7 т/ч = 265,3 м3/ч .
При условии, что отсев поверочного грохочения (нижнего сита)
не поступает в дробилки КСД, а объединяется с их продуктом
дробления (пунктирная линия на рис. 2.3), то:
Q7 = Q9 = Q5-Q6 = 715,4-178,2 = 537,2 т/ч = 223,8 м3/ч .
- 44 -
Определим содержание   а IIIa
6э
и   0,5а IIIa для расчета нижнего
6э
сита грохочения [3]:
5 а IIIa
 а IIIa
=


э


а
а
6
5 IIII Е III III
Рис. 2.3. Характеристика
крупности исходной руды 1 d .
 15 
6
э
5 15
5 40  Е III40
0,11
 0,442  44,2 %
0,293  0,85
  0,5 а IIIа  0,5  а IIIa
6э
6э
 7  0,5  0,442  0,221  22,1%
6
2.1.6. Расчет третьей стадии дробления
Определяем тоннаж продуктов Q11 и Q12 [3]:
'  Q   аV   аV
Q11
ЕV
9 b IV
Q11  Q9  bIV15  ЕV15
'
Q12  Q9  Q11 .
Определяем безразмерную крупность зерен Z:
сд
Z  d / iIV  15 / 25  0,6 .
- 45 -
По найденному значению Z сд и по кривой 1 (рис. 12 [4]),
относящейся к типовой характеристике крупности дробленых
продуктов конусных дробилок среднего дробления и крепким рудам,
определяем значение:
15
bIV  25%  0,25 .
По кривой 3 (рис. 2.5 [1]) значение bIV15 при величине абсцисс
15/70 = 0,21 (доли от dн) равно bIV15  25%  0,29 .
Построим типовые характеристики крепких руд для дробилок
КСД и КМД при размере выходной щели iIV=25 мм, iVI=7 мм.
Примем для построения следующие суммарные классы: 0,1; 0,2;
0,4; 0,6; 0,8; 1,0 от максимального куска, а размер этого куска берем
из табл. 6 и 7 [3]. Выхода снимаем с рис. 12 и 13 [4]. Результаты
пересчета приведены в табл. 2.4, а графики на рис. 2.4 и 2.5.
Рис. 2.4. Характеристика крупности
разгрузки конусной дробилки
среднего дробления.
- 46 -
Рис.2.5. Характеристика крупности разгрузки
конусной дробилки мелкого дробления.
По графику (рис. 2.4) определили:
15
b IV =0,49.
Таблица 2.4
Пересчет типовых характеристик для дробилок КСД и КМД
к заданным размерам выходных щелей
По типовой характеристике
крупность
суммарный
класса в долях
выход класса
максимального
по плюсу, %
куска
Продукт
КСД при i=25
мм,
крупность
класса, мм
Продукт
КМД при i=7 мм,
крупность
класса, мм
d95 = 25 мм,
z95 = 3,5 мм
+0,1
+0,2
80
66
5,0
10,0
2,2
4,5
+0,3
+0,4
52
40
15,0
20,0
6,7
9,0
+0,5
+0,6
31
22
25,0
30,0
11,2
13,4
+0,7
+0,8
14
11
40,0
50,0
16,0
18,5
+0,9
7
55,0
22,1
- 47 -
+1,0
5
70,0
25,0
Находим тоннаж продуктов:
'
Q11  636,7  0,49  0,85  265,2т / ч  110,5 м3 / ч
'
Q12  636,7  265,2  371,5т / ч  154,8 м3 / ч .
При условии объединения отсева нижнего сита с продуктом
дробления:
'
Q11  537,2  0,49  0,85  223,7т / ч  93,2 м3 / ч
'
Q12  537,2  223,7  313,5т / ч  130,6 м3 / ч .
Определим массы продуктов Q12 и Q13 [3]:


9 аV 
 1
Q13  Q9     аV  1
 ЕV аV bVI



15
 1


9

Q13  Q9   15  15  1
bVI 
 ЕV
''
''
Q12  Q13  Q11 .
Определяем
15
9
[3]:
15
15
5
25
5
и
15
5
i
 5  5  bIVd
15
 5  5  bIV15 .
9
Значения
d
9
15
25
были определены ранее:
25
5
=18,3%=0,183,
=0,11=11%, тогда:
25
5
Значение
25
 100  5  100  18,3  81,7%  0,817 .
15
b IV =49 %= 0,49 (рис. 2.4), тогда
15
9
=0,11+0,817·0,49=0,51=51%
- 48 -
15
9
15
=100- 9 =100-51=49%=0,49.
12
Значение bVI
, определенное по кривой 3 (рис. 2.5 [1]),
относящееся к усредненной типовой характеристике материала,
выгружаемого из дробилок мелкого дробления, и значение абсциссы
в долях от dн равно 15/15=1 и составляет b IV15 =94%=0,94.
Значение
15
b IV , определенное по графику (рис. 2.5), равно
15
b IV =82%=0,82.
Определим безразмерную крупность зерен Z:
мд
Z  d / iVI  15 / 7  2,1 .
По найденному значению Z мд и по кривой 1 (рис. 13 [3]),
относящейся к типовой характеристике крупности дробленых
продуктов конусных дробилок мелкого дробления и крепким рудам,
15
определим значение bVI
= 87%=0,87. Принимаем его равным
15
bVI =87%=0,87, тогда
Q13 =
 1 0,49 

 1  636,7  1,177  0,563  1  471,2т / ч  196,3 м3 / ч ,
636,7· 
 0,85 0,87 
Q12 = Q13-Q11 = 471,2-371,5=99,7 т/ч =41,5 м3/ч.
Для расчета грохотов в операции Va найдем

15
13а  13 
V
13а

V
Q11
Q
 15 11

ЕVaа  Q13 ЕVa  Q13
V
13  0,5  13а

15
13 
V
15
 0,513
371,5
 0,928  92,8%
0,85  471,2
- 49 -
и

130,5а [3]:
V
7
13  0,5  0,928  0,464  46,4%
2.2. Выбор и расчет схемы измельчения
2.2.1. Определение производительности главного корпуса.
Расчет схемы измельчения
Определим производительность главного корпуса [1]:
Qц =
Qг
N
m n
=
Qг
,
tк
где Qг – годовая производительность; Qг – 4,7 млн.т/год,
N – число рабочих дней в году; N = 365 дней,
m – число рабочих смен в сутки; m = 3 смены,
n – число рабочих часов в смене; n = 8 ч,
tк
–
расчетное
время
обслуживания
оборудования
технологическим персоналом; tк =87604 ч/год.
Qц =
4700000
= 536,5 т/ч = 12876,7 т/сут .
8760
Производительность оборудования [1]:
Q0 
Qг
Qг

t м t к  кв кн
tм – машинное время,
Кв – коэффициент использования оборудования,
Кл – коэффициент неравномерности питания.
Из табл. 2.4 [1] принимаем tм =7711 ч/год.
Q1 = Q0 =
4700000
 609,5 т/ч = 12799,5 т/сут .
7711
Так как наша проектная руда является
циркулирующую нагрузку принимаем [1] С = 300 %.
Определим тоннаж по всем продуктам:
Q5 = Q1·C = 609,5·3 = 1828,5 т/ч ,
- 50 -
крепкой,
то
Q2'= Q5+Q1 = 609,5+1828,5 = 2438 т/ч .
При крупности дробленного продукта dк =15 мм содержание
класса –0,074 мм в исходном продукте будет [3]:
10  6
74
 15  10  8 % .
β1  10 
20  10
Обозначим отношение объемов мельниц VII/VI = m.
VII = 36 м 3 и VI = 32 м 3 (принимаем по фабрике-эталону).
36
 1,125 .
m=
32
Отношение
удельных
производительностей
по
вновь
d
d
образованному классу 9 II / 9 I  k . Так как практические данные у
нас отсутствуют, то примем 9IId / 9I d  0,8 .
Содержание расчетного класса – 0,074 + 0 мм в продукте
разгрузки мельницы I в сутки будет:


d
d
d
d
β2  β1  β4  β1 / 1  k  m  ,
70  8
 40,6 %  41% кл.–0,074 мм.
1  1,125  0,8
Дальнейший расчет сводим к расчету одностадиальной схемы с
совмещением операций предварительной и поверхностной
классификации.
0,074
β2
8
Плотность слива задаем по данным аналогов или определяем по
формуле [3]:
0,25


74  2,7 
  Т тв
1  0,7 Т с  
n γс
ρ

 

тв
,
Тс 
0,27


тв
74  2,7 
  1  γс
Т n  1  0,7 Т с 
ρ

 



где Т тв
и Т ств - содержание твердого в сливе и в песках; Т тв
= 77 %,
n
n
Т-74 - содержание класса (-0,074+0) мм в сливе; Т-74 = 0,6,
γс – частный выход слива:
1
1

 0,25
с 
1  сонт 1  3
- 51 -
тв
Тс
0 ,25

 2,7  
  0 ,77  0 ,25
1  0 ,7  0,6
4
,
0

 

 
 0 ,35  35 % твердого.
0 ,25


 2 ,7 
0 ,75  1  0 ,7  0 ,6
  1  0 ,25
 4,0  

Содержание твердого в разгрузках мельницы принимаем равным
75 % твердого. В итоге заполняем таблицу 2.5, баланса воды и руды.
Таблица 2.5
Баланс воды и руды
Выход
Процент
Массовый расход, т/ч
γ, %
твердого, % твердого
воды
пульпы
Поступает в операцию измельчения
Руда
100,0
95
609,5
32,08
641,58
Вода
171,09
171,09
Итого:
100,0
75,0
609,5
203,17
812,67
Выходит с операции измельчения
Разгрузка мельницы
100,0
75,0
609,5
203,17
812,67
Итого:
100,0
75,0
609,5
203,17
812,67
Поступает в операцию классификации
Разгрузка мельницы I
100,0
75,0
609,5
203,17
812,67
Разгрузка мельницы II 300,0
75,0
1828,5
609,5
2438,0
Вода
865,44
865,44
Итого:
400,0
59,23
2438,0
1678,11 4116,11
Выходит из операции классификации
Слив классификатора
100,0
35,0
609,5
1131,93 1741,43
Пески классификатора 300,0
77,0
1828,5
546,18
2374,68
Итого:
400,0
59,23
2438,0
1678,11 4116,11
Поступает в операцию измельчения
Пески классификатора 300,0
77,0
1828,5
546,18
2374,68
Вода
63,32
63,32
Итого:
30,0
75,0
1828,5
609,5
2438,0
Выходит с операции классификации
Разгрузка мельницы
300,0
75,0
1828,5
609,5
2438,0
Итого:
300,0
75,0
1828,5
609,5
2438,0
Продукт
2.3. Характеристика основного оборудования.
Дробильное оборудование
- 52 -
Область применения механических дробилок различной
конструкции определяется главным образом прочностью и
крупностью дробимого материала. На твердых породах, какими
являются руды, перерабатываемые на Талнахской обогатительной
фабрике (коэффициент крепости по шкале М.М. Протодъяконова
14÷16), используют конусные дробилки.
Рабочим органом конусной дробилки является подвижный
дробящий конус, помещенный эксцентрично внутри неподвижного
конуса (чаши). В результате движения внутреннего конуса в рабочем
пространстве происходит раздавливание, излом и истирание кусков
руды, т.е. процесс дробления идет непрерывно по мере
последовательного перемещения материала по окружности конуса.
Под действием силы тяжести дробленый материал разгружается
через выходную щель.
Дробилка КРД 700/75
Станина дробилки (рис. 2.6) устанавливается на фундаментные
плиты и служит базой для монтажа узлов дробильной чаши,
приводного вала и эксцентрика. Внутренняя поверхность станины и
дробящий конус защищены футеровкой из стали 110Г13Л.
Приводной вал установлен на подшипниках скольжения и
помещен в стальной корпус, расположенный в горизонтальном
патрубке станины. На один конец приводного вала насажена при
прессовой посадке коническая шестерня, входящая в зацепление с
зубчатым колесом эксцентрика. Другой конец вала посредством
муфты соединяется с промежуточным валом, несущим ведомый
шкив. Ведомый шкив приводится в движение от электродвигателя
через клиноременную передачу. Нижняя гидравлическая опора
дробилки (пест) изготовлена из высоколегированной стали.
Дробилка состоит из нескольких, соединенных между собой
колец (поясов). Верхний пояс – приемная воронка отлитая вместе с
траверсой, в центральной части которой помещен колпак,
прикрывающий подвесной подшипник главного вала, на который
насажен подвижный дробящий конус. Главный вал с дробящими
конусами приводится во вращение от приводного вала через
систему
зацеплений.
Регулирование
разгрузочной
щели
обеспечивает гидравлический цилиндр.
Все рабочие органы дробилок покрыты футеровкой, что
предохраняет их от износа.
- 53 -
Геометрическая ось главного вала наклонена под небольшим
углом к вертикальной оси дробилки, поэтому при вращении
эксцентрикового стакана ось вала вместе с дробящим конусом
совершают круговые колебательные движения. Расстояние между
футеровками подвижного и неподвижного конуса попеременно
уменьшается и увеличивается, причем на месте сближения конусов
происходит дробление руды, на месте удаления поверхности
подвижного конуса от неподвижного – разгрузка дробленой руды.
- 54 -
Рис. 2.6. Конусная дробилка КРД-700/75.
1.
2.
3.
4.
5.
Станина;
Корпус;
Траверса;
Дробящий конус;
Эксцентрик;
6.
7.
8.
9.
Приводной вал;
Пылевое уплотнение;
Опора дробящего конуса;
Опора дробящего конуса.
Дробилка NORDBERG HP-700
Принцип действия конусных дробилок для среднего дробления
(рис. 2.7, 2.8) аналогичен принципу действия конусных дробилок для
крупного дробления и отличается лишь крупностью подаваемого
сырья и получаемого продукта.
Рис. 2.7. Конусная дробилка NORDBERG HP-700.
Сравнительные
характеристика
конусных
дробилок,
установленных на Талнахской обогатительной фабрике, представлены
в табл. 2.6.
Таблица 2.6
Тип, марка
Место
заводустан
изготовите
овки
ль
Максима
льный
размер
куска в
Размер Максимальн Произв Мощно
разгруз ый размер одител
сть
Вес,
очной куска после ьность,
эл.
т
3
щели, дробления,
м /ч
двигате
- 55 -
КРД700/75
«Уралмаш»
завод
«Nordberg»
HP-700
США
загрузке,
мм
мм
мм
ДО
560
75
200
ДСО
100
6 - 20
20
ля, кВт
400600
100400
250
164
440
61,9
Рис. 2.8. Разрез дробилки «NORDBERG HP-700».
1. Чаша; 2. Кольцо адаптера чаши; 3. Регулировочное кольцо; 4.
Загрузочный бункер; 5. Муфта; 6. Камера муфты; 7. Платформа подачи;
8. Зажимной болт; 9. Ведущее колесо; 10. Кожух; 11. Головная часть; 12.
Шаровая опора; 13. Верхняя втулка головной части; 14. Зажимное
кольцо; 15. Камера чаши; 16. Пылевое покрытие; 17. Палец основной
конструкции; 18. Регулировочное кольцо; 19. Изоляция пылевого
покрытия; 20. Основная конструкция; 21. Противовес; 22. Шкив
- 56 -
дробилки; 23. Коробка вала; 24. Покрытие маслобойного кольца; 25.
Маслобойное кольцо; 26. Внешняя втулка вала; 27. Защитное покрытие
коробки вала; 28. Изоляция коробки вала; 29. Внутренняя втулка вала; 30.
Вал; 31. Шестерня; 32. Верх. и ниж. опорные подшипники; 33. Главный
вал; 34. Втулка эксцентрика; 35. Зубчатая передача; 36. Эксцентрик; 37.
Защитное покрытие; 38. Покрытие противовеса; 39. Штифт; 40.
Предохранительный гидроцилиндр. 41. Камера основной конструкции;
42. «Т» и «U» образные уплотнения; 43. Нижняя втулка головной части;
44. Зажимной цилиндр; 45. Механизм регулировки гидравлики.
Конусные дробилки выбирают по производительности, которая
зависит от размера выходной щели. Ширина выходной щели
является определяющим признаком крупности дробленого
материала.
2.4. Оборудование для грохочения
Техническая характеристика грохотов, установленных на
фабрике, приведена в табл. 2.3. Грохочение – это разделение
материала на просеивающих поверхностях с калиброванными
отверстиями на продукты различной крупности. В результате
операции грохочения получают верхний (надрешетный) продукт –
плюс и нижний (подрешетный) продукт - минус. По условиям
работы грохота (в зависимости от крупности наибольших кусков в
питании) различают крупное, среднее, мелкое и тонкое грохочение.
- 57 -
Рис. 2.9. Грохот ГИТ-71Н:
1. Короб;
3. Двигатель;
2. Вибратор;
4. Опора.
На фабрике существует среднее (куски до 300 мм) и мелкое
(куски до 100 мм) грохочение. В качестве просеивающей
поверхности используют колосниковые решетки и полиуретановые
сита фирм «Polydeck» и «Trellstep».
Основным классифицирующим признаком для грохотов
является характер движения рабочего органа. По характеру
движения рабочего органа грохота – короба или способу
перемещения материала грохота, установленные на фабрике, относят
к группе вибрационных грохотов. Вибрационный грохот отличается
отсутствием жесткой связи короба с источником вибраций.
Вибрационные грохоты делят на грохоты с круговыми
(инерционные и самоцентрирующиеся) и прямолинейными
вибрациями (самобалансные).
Просеивающие поверхности грохотов могут располагаться
наклонно ( =15 – 30) или горизонтально ( = 0 или  = 5-6 ,т.е.
слабонаклонные). Грохот состоит из опорной рамы, короба, сита,
приводного устройства, вибровозбудителя (рис 2.9, 2.10).
Механическими параметрами режима грохота являются:
амплитуда колебания короба и частота вращения рабочего вала.
Грохот инерционный двухрядный Nordberg 10” х 24”
Таблица 2.7
Тип, марка
заводизготовитель
ГИТ 71Н
Завод горного
Место
установки
Производи
тельность,
т/ч
Размер
отверстий,
мм
Мощност
ь эл.
двигателя
, кВт
Вес, т
ДО
до 1200
60
30
12,3
- 58 -
оборудования г.
Воронеж
«Nordberg» 10’x
24’
США
ДСО
800-1000
12 (14) / 6
(5)
50
16
3
1
2
Рис. 2.10. Грохот инерционный двухрядный Nordberg 10” х 24”:
1. Корпус;
2. Опоры под пружины;
3. Место установки вибраторов.
2.5. Транспортные машины и механизмы
Технологический процесс на обогатительных фабриках состоит
из отдельных последовательных операций обработки полезных
ископаемых. Руда и продукты обогащения перемещаются от одних
- 59 -
аппаратов к другим или из одного цеха в другой транспортными
устройствами.
По роду действия транспортные устройства можно разделить
на две основные группы: непрерывного и периодического действия.
К транспорту непрерывного действия относят конвейеры, питатели,
насосы, самотечный транспорт. Транспортом периодического
действия являются автомобильный и железнодорожный, автокары и
краны. Транспортные устройства непрерывного действия обычно
применяют для перемещения руды и продуктов обогащения внутри
фабрики, а периодического действия – на складах и вне фабрики.
Питатели
По конструктивному оформлению
пластинчатые (рис.2.11) и ленточные.
- 60 -
питатели
делят
на
Рис. 2.11. Питатель пластинчатый 2-12-120, 2-18-12:
1.
2.
3.
4.
5.
Лента;
Рама;
Ролики верхние;
Ролики нижние;
Натяжное устройство;
6. Вал ведущий;
7. Редуктор;
8. Электродвигатель;
9. Муфта зубчатая;
10. Муфта зубчатая.
Пластинчатые питатели
Пластинчатые питатели устанавливают горизонтально. Питатель
(рис.2.11) состоит из рамы, пластинчатой ленты, опорных роликов
верхней и нижней ветви, ведущего и хвостового валов, натяжного
устройства и привода. На ведущем валу крепится звездочка. Лента
огибает ведущий и натяжной валы и представляет собой прочную
цепь браслетного типа, состоящую из отдельных пластин. Пластины
соединены между собой шарнирно с помощью осей. Верхние и
нижние опорные ролики установлены на подшипниках качения.
Вращение приводному валу передается от электродвигателя через
редуктор. Количество руды, поступающей из бункера на ленту
питателя, регулируют, изменяя скорость движения ленты. Для
регулирования
направления
движения
полотна
питателя
предусмотрено специальное винтовое устройство, состоящее из вала
с двумя звездочками, перемещающегося по направляющим.
2.6. Шаровые мельницы
Дробильно-измельчительное оборудование, используемое на
фабрике, по режиму работы относится к машинам непрерывного
действия, по способу измельчения – к мельницам мокрого
измельчения, по принципу действия и конструкции к барабанным.
Техническая характеристика мельниц дана в табл. 2.7.
Мельница представляет собой (рис. 2.12  2.15) пустотелый
цилиндрический барабан, закрытый торцевыми крышками и
заполненный определенным количеством измельчающих тел. При
вращении барабана измельчающие тела благодаря трению
увлекаются внутренней поверхностью барабана и, поднимаясь на
некоторую высоту, свободно падают или перекатываются вниз. При
- 61 -
этом материал, находящийся в мельнице, измельчается ударами
падающих тел, кроме того, происходит его истирание и
раздавливание. Материал на измельчение подается непрерывно
через центральное отверстие в одной из торцевых крышек, и
продвигаясь по барабану, измельчается. Разгрузка измельченного
материала производится также непрерывно через отверстие в
противоположной торцевой крышке через полую цапфу. Это так
называемые шаровые мельницы с центральной разгрузкой.
Движение пульпы вдоль оси мельницы происходит за счет разницы
уровней отверстий в загрузочной и разгрузочной цапфах. Чтобы
исключить механический вынос шаров, в разгрузочную цапфу
устанавливают патрубок с обратной спиралью.
На 1-ой стадии измельчения установлены мельницы с
принудительной разгрузкой, измельченный материал удаляется с
помощью элеватора. На 2-ой стадии установлена мельница с
центральной разгрузкой.
Механический
режим
работы
барабанных
мельниц
характеризуется частотой вращения барабана и заполнением
мельниц измельчающими телами. При малой частоте вращения
барабана, измельчающие тела совершают каскадный режим
движения. При увеличении скорости вращения барабана мельниц
измельчающие тела, поднявшись по круговой траектории,
совершают свободный полет. Этот режим работы называется
водопадным и используется при измельчении крупнодробленых и
трудноизмельчаемых материалов.
Основным качественным показателем работы мельниц является
содержание готового или расчетного класса в продуктах измельчения.
Для Талнахской фабрики готовым классом является класс - 0,045 мм.
- 62 -
Рис. 2.12. Мельница шаровая МШРГУ 4500*6000:
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Барабан;
Торцевая крышка;
Торцевая крышка;
Пустотелые цапфы;
Пустотелые цапфы;
Коренные подшипники;
7. Коренные подшипники;
8. Зубчатый венец;
9. Питатель;
10. Бутара;
11. Привод перефутеровки;
12. Синхронный эл. двигатель.
- 63 -
Рис. 2.13. Шаровая мельница с разгрузкой через решётку
для мокрого измельчения МШР:
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
Барабан;
Загрузочная крышка;
Разгрузочная крышка;
Пустотелая цапфа;
Пустотелая цапфа;
Подшипник;
Подшипник;
Венцовая шестерня;
Комбинированный
питатель;
1. Защитная загрузочная
втулка;
2. Защитная разгрузочная
втулка;
3. Футеровка
цилиндрической
части
барабана;
4. Футеровка
крышки
барабана;
5. Люк;
6. Разгрузочная
решётка;
7. Элеваторный
пульпоподъёмник;
8. Разгрузочный конус;
9. Ведущая шестерня;
10. Вал.
Рис. 2.14. Шаровая мельница с центральной загрузкой
для мокрого измельчения МШЦ - 4500*6000:
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Барабан;
Загрузочная крышка;
Разгрузочная крышка;
Пустотелая цапфа;
Пустотелая цапфа;
Подшипник;
Подшипник;
Венцовая шестерня (зуб-венец);
9. Барабанный питатель;
10. Защитная загрузочная втулка;
11. Защитная разгрузочная втулка;
12. Футеровка
цилиндрической
части барабана;
13. Футеровка крышки барабана;
14. Люк.
- 64 -
Производительность мельниц теоретически рассчитывается по
формуле:
V * 100 3
Q  q * V  q0
, м / ч,
(22)

где V – рабочий объем мельницы, м3;
 и  – содержание готового класса в продукте измельчения и в
исходном питании, % ;
q – удельная нагрузка по исходному питанию, т/м3*ч, которая
зависит от ряда факторов: крупности исходного питания,
измельчаемости руды, диаметра и типа мельницы, заполнения
мелющими телами, частоты вращения, плотности материала и др.;
qо – удельная производительность по вновь образованному
(расчетному) классу, т/м3*ч;
Практически qо определяется по эталонным мельницам. По
факту 1997 года она составила 0,603 т/м3 *ч.
3
1
4
5
2
6
7
8
9
10
Рис. 2.15. Шаровая мельница с центральной загрузкой
для мокрого измельчения МШЦ - 5500*6500:
1. Загрузка мельницы;
6. Стенка разгрузочная;
2. Патрубок загрузочный;
7. Патрубок разгрузочный;
3. Сегмент;
8. Горловина;
4. Корпус барабана;
9. Бутара;
5. Зуб-венец;
10. Крышка.
Таблица 2.8
Техническая характеристика мельниц
- 65 -
Электродвигате
Тип, марка,
Скорос
ль
Размер
Рабочи
Вес
заводМесто
ть
Вес
барабана,
й
без
число
изготовитель
устано
вращен
шаров, мощно
мм
объём,
шаров,
оборот
г. Нововки
ия,
т
сть,
3
L * D
м
т
ов
Краматорск
об/мин
кВт
в мин
МШРГУ4500*6000
4430 *
ИФЦ
83
16,66 265
160
2500
150
НКМЗ
6010
МШЦ4500*6000
4430 *
ИФЦ
82
16,7
252
120
2500
150
НКМЗ
6010
МШЦ5500*6500 5560 *6540 ИФЦ 140
16,7
370
260
2500
150
НКМЗ
2.7. Классификаторы и гидроциклоны
Шаровые мельницы на фабриках работают в сочетании с
операциями классификации.
В качестве классифицирующих аппаратов используют
классификаторы и гидроциклоны, технические характеристики
которых даны в табл. 6.7, 6.8.
Механические классификаторы работают по принципу
разделения исходного продукта в горизонтальном потоке. Разгрузка
песков осуществляется механическим способом.
Спиральный классификатор (рис. 2.16) состоит из корыта с
полукруглым днищем 1, одной или двух спиралей 3, приводного
механизма 4 и механизма подъема спиралей 2. Основные размеры
спиральных классификаторов – диаметр спирали и длина корыта.
Обычно в классификаторах устанавливают двухзаходные спирали.
Шаг спирали равен 0,5 – 0,6 ее диаметра. Корыто классификатора
устанавливают на опорной раме под углом 24 – 16 С. Внутри
корыта на пустотелом валу укреплена спираль. Наружную часть
спирали для предохранения от износа изготовляют из сменных
сегментов, на которые крепится резиновая футеровка. Верхний
конец спирали через подшипник опирается на специальный
кронштейн; нижний конец – на подшипник, который с помощью
траверсы и подъемного механизма может перемещаться в
вертикальной плоскости.
- 66 -
).
Рис. 2.16. Спиральный классификатор: 1 – Наклонное корыто; 2 – Привод
механизма подъёма спирали классификатора; 3 – Футеровочные пластины;
4 – Привод классификатора КСП-24. (привод КСН-30 осуществляется через
планетарный редуктор установленный на вале классификатора
Питание подают под зеркало пульпы в классификаторе через
приемный карман в боковой стенке корыта. Крупные частицы
оседают на дно корыта и перемещаются спиралью к вехнему концу,
где разгружаются через песковое отверстие. Мелкие части,
взвешенные в пульпе, переливаются через порог в нижней части
корыта и отводятся через сливной патрубок.
Различают спиральные классификаторы с погруженной и
непогруженной спиралью. У классификаторов с погруженной
спиралью нижний конец спирали полностью находится в пульпе. У
классификаторов с непогруженной спиралью верхняя часть каждого
витка спирали находится над уровнем пульпы.
Спиральные классификаторы обладают рядом преимуществ
перед другими типами механических классификаторов: простотой
конструкции; возможностью остановки и пуска под нагрузкой;
значительным наклоном днища классификатора, что позволяет
осуществлять самотечный транспорт песков в мельницы.
Таблица 2.9
Техническая характеристика спиральных классификаторов
Тип
Размеры
Мощность
Частота
Угол
Масса
спирали, мм Число
эл. двиг., кВт
вращения наклона
без эл.
спи
привод подъем
спиралей, корыта,
двигат
диаметр длина ралей
спира- спираоб/мин
градус
еля
лей
лей
- 67 -
1 КСН30
установлен в
ДСО
1 КСП24
установлен в
ИФЦ
3000
12500
1
1,5; 3,0
18,5
40,0
2,8
42,0
2400
14000
1
2,0; 4,0
15
13,0
4,5
35,0
Производительность классификаторов по сливу и пескам
определяют отдельно по эмпирическим формулам. Выход слива
классификатора расcсчитывают по формуле:
Y = 100 * (-) * (-),
(23)
где , ,  – содержание готового класса в питании, сливе и песках,
%.
Контроль за работой классификаторов осуществляют
посредством замера плотности пульпы слива. Массовая доля
твердого рассчитывается
100(  1)m
T
,
(24)
(  1)
где  - плотность пульпы, т/м3 ;
 - плотность твердого, т/м3 .
Плотность пульпы определяют гравиметрическим методом, а
плотность Талнахских руд равна 4,5 т/м3 .
Определяющим фактором для получения слива необходимой
крупности является степень разжижения пульпы. В весьма плотных
пульпах осаждение крупных частиц происходит медленнее, поэтому
слив получается более грубым.
Регулирование плотности слива осуществляется водой, подача
воды поддерживается постоянной.
При остановках классификатора материал из корыта не
выпускают, но спирали поднимают.
Для классификации более тонкого материала используют
гидроциклоны
(рис.2.17).
Материал
классифицируется
в
гидроциклоне по гидравлической крупности в центробежном поле.
- 68 -
Гидроциклон (рис. 2.17) состоит из корпуса 4,5
цилиндроконической формы, питающего 2, сливного 3 и пескового 6
патрубков. Питающий патрубок присоединен к цилиндрической
части гидроциклона по касательной. Сливной патрубок установлен в
центре крышки и опущен в цилиндрическую часть гидроциклона.
Коническая часть корпуса 5 состоит из нескольких разъемных
конусов, в нижней части последнего монтируется песковая насадка.
Внутреннюю часть гидроциклона футеруют резиной или
полиуретаном.
Пульпа вводится в гидроциклон по касательной под давлением,
в результате чего она приобретает вращательное движение с
большой угловой скоростью. Наиболее крупные частицы достигают
внутренней поверхности гидроциклона, так как на них действуют
большие центробежные силы, чем на мелкие. Крупные частицы –
пески перемещаются у внутренней поверхности гидроциклона по
нисходящей спирали и разгружаются через песковую насадку.
Тонкие частицы вместе с водой образуют внутренний поток,
который перемещается вверх и выходит через сливной патрубок.
- 69 -
Рис. 2.17. Классифицирующий конический гидроциклон:
1. Сливная насадка;
2. Питающий патрубок;
3. Сливной патрубок;
4. Цилиндр;
5. Конусы;
6. Сменная песковая насадка.
Таблица 2.8
Техническая характеристика гидроциклонов
Тип, марка,
Место
заводДиаметр
установки
изготовитель
ГЦ-1000,
завод ГШО
ГК
1000
г. Днепропетровск
ГЦ-660
ГК
660
“Warman»
Диаметр
входного
патрубка
Диаметр
пескового
отверстия
Диаметр
сливного
отверстия
100*300
100110
200220
250
102127
180250
2.8. Выбор и расчет оборудования для дробления.
2.8.1 Расчет щековой дробилки
Часовую производительность щековой дробилки ЩДП-15х21
определяют по формуле:
Q = ρн·qo·L·i´·kf·kw·kкр ,
где ρн – насыпной вес руды; ρн = 2,4 т/м3,
qo – удельная производительность; qo = 1275 м3/(м2ч), (табл. 59 [5]).
L – длина загрузочного отверстия; L = 2,1 м,
i´ = фактический размер разгрузочного отверстия; i´ = 0,195 м,
kf – поправка на крепость руды; для твердых руд kf = 0,95,
kw – поправка на влажность руды; при влажности 5% kw = 1,
kкр – поправка на содержание крупных классов в питании
дробилки (кусков крупнее 0,5 ширины загрузочного отверстия).
Содержание кусков крупностью 0,5В в исходной руде
определяют по формуле:
750
 750
1  1200 100  62,5%  0,625
- 70 -
750
1
 100  1750  100  62,5  37,5
По табл. 45[5] и по расчету получаем kкр = 1,01.
Q = 2,4·1275·2,1·0,195·0,95·1·1,01 = 1202,3 т/ч.
Количество дробилок:
Q3 633,8

 0,53  1.
Q 1202,3
Устанавливаем одну дробилку марки ЩДП – 15х21 (N= 250 кВт).
n 
2.8.2 Расчет дробилок среднего дробления
Производительность дробилок КСД определяют:
Q = kf·q1·i, м3/ч ,
где kf – поправка на крепость руды; для твердых руд kf = 0,95, (табл.
45 [5]),
q1 – удельная производительность; из табл. 59 [5] q1 = 10 м3/(мм ч),
i – фактический размер разгрузочного отверстия; i = 25 мм.
Q = 0,95·12·25, м3/ч.
Количество дробилок:
n 
Q7
Q

265,3
 0,53  1 .
285
Принимаем к установке одну дробилку марки КСД-2200Т
(N= 250кВт).
2.8.3. Расчет дробилок мелкого дробления, работающих
в замкнутом цикле
Производительность дробилок КМД, работающих в замкнутом
цикле, определяют:
Qзц = kц ·Q м3/ч ,
kц
–
коэффициент
относительного
изменения
производительности дробилок при переходе на работу в замкнутой
цепи. Из [5] определили, что kц = 1,35.
- 71 -
Q – производительность дробилки в открытом цикле по
паспорту, по табл. 4.4 [1] Q = 150 м3/ч.
Qзц = 1,35 ·150 = 202,5 м3/ч .
Количество дробилок:
n=
Q13 196,3

 0,97  1.
Q зц 202,5
Устанавливаем одну дробилку марки КМД – 2200Т2 (N = 320 кВт),
работающую в замкнутом цикле.
2.8.4 Расчет неподвижного колосникового грохота
Исходя из условий «незастревания» максимальных кусков
ширину грохота В определяют В = 3 Дmax. [1]
Дmax = диаметр максимальных кусков в питании, Дmax = 1200 мм.
В = 3·1200 = 3600 мм = 3,6 м.
Площадь грохочения определяют по эмпирической формуле:
Q
,
F 



q 0 a н k
Q – производительность; Q = 715,4 т/ч,
н - насыпная плотность; н = 2,4 т/м3,
qo – удельная объемная производительность; qo = 0,187 м3/(м2·ч) на 1
мм щели,
а – размер щели; а = 195 мм,
k – коэффициент, учитывающий эффективность грохочения, при
а
Е1  60 %
k = 2,0.
715,4
 4,1 м2.
F=
0,187  195  2,4  2
Угол наклона грохота принимаем равным 38÷450.
2.8.5. Расчет инерционных грохотов
Площадь грохочения определяем [1]:
- 72 -
Q
F=
q 0   н  k1  k 2  k 3  k 4  k 5  k 6
, м2
Q – производительность, т/ч,
н – насыпная плотность; н = 2,4 т/м3,
qo – удельная объемная производительность, м3/(м2·ч),
k – поправка на эффективность грохочения, при Е1 а  60 %
k1 =
100  Е
8

100  85
 1,875 ,
8
k2 – поправка на несовершенство условий грохочения,
k3 – поправка на положение просеивающей поверхности в коробе;
k3= 1,0,
k4 – поправка на исходный материал; k4 = 1,0 (руда),
k5 – поправка на влажность исходного материала; k5= 1,0 (сухой
материал),
k6 – поправка на способ грохочения; k6 = 1,0 (сухое грохочение).
III грохочение:
Q5 = 715,4 т/ч
qo = 31 м3/(м2·ч)
k2 =0.90
715,4
 5,7 , м2 .
F=
31,0  2,4  1,875  0,9  1 1  1  1
Устанавливаем один грохот марки ГИТ51А с просеивающей
поверхностью Fнат = 6,1 м2 (N = 22 кВт).
V – грохочение:
Q9 = 636,7 т/ч
qo = 15,5 м3/(м2·ч)
k2 =0,90
F=
636,7
 10,1 м2 .
15,5  2,4  1,875  0,9  1  1 1  1
Устанавливаем один грохот марки ГИТ71M с площадью грохочения
Fнат = 13,2м2 (N = 30 кВт).
2.8.6. Выбор и расчет мельниц для I и II стадий измельчения
- 73 -
Эталонные условия
Первая стадия измельчения эталонной установки
Тип мельницы
Внутренний диаметр барабана (без футеровки), мм
Длина барабана, мм
Толщина футеровки, мм
Рабочий объем барабана, м3
Частота вращения в % от критической
Масса мельницы (без двигателя и шаров), т
Крупность дробленого продукта, мм
Содержание кл. (-0,074+0) мм, %:
в исходной руде
в конечном продукте
Степень заполнения мельницы шарами, %
Производительность по руде, т/ч
По кл. (-0,074+0) мм, т/(м3ч)
Содержание влаги в руде, %
МСЦ
3200
4500
105
32
82
141
15
8
70
45
94,8
1,14
5
Вторая стадия измельчения эталонной установки
Тип мельницы
МЩЦ
Внутренний диаметр барабана (без футеровки), мм
3200
Длина барабана, мм
4500
3
Рабочий объем барабана, м
32
Частота вращения в % от критической
75,0
Масса мельницы (без двигателя и шаров), т
90
Мощность электродвигателя, кВт
900
3
Удельная производительность по кл.-0,074 мм, т/(м ч) 0,87
Заполнение мельницы мелющими телами, %
45
Содержание кл.-0,074 мм в продукте измельчения, %
70
Производительность мельницы по руде, т/ч
85,3
Производительность рассчитываемой мельницы определяют [5]:
Q = qo3·Vф·Кд·КТ·Кср·Кφ·Кб = qo3·Vприв
Vприв = Vф·Кд·КТ·Кср·Кφ·Кб ,
где qo3 – удельная производительность эталонной мельницы по руде,
т/(м3ч),
Vф – фактический объем мельницы, м3,
- 74 -
Кд – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах
рассчитываемой и эталонной мельницы [5],
Д н  2t 

Кд = 

 Д нэ  2 t э 
0,5
,
Дн и Днэ – номинальный внутренний диаметр барабана
рассчитываемой и эталонной мельниц, м,
t и tэ – толщина футеровки рассчитываемой и эталонной мельниц, м,
КТ – коэффициент, учитывающий различие в типах
рассчитываемой и эталонной мельниц,
Кφ – коэффициент, учитывающий различие в заполнении мельниц
измельчающей средой.
Для шаровых мельниц [5]:
Кφ =
Для стержневых мельниц [5]:
Кφ =
  1,07  
 э  1,07   э
.
  1,17  
,
 э  1,17   э
Кψ – коэффициент, учитывающий различия в относительной частоте
вращения мельниц.

Для стержневых мельниц Кψ =
[5].
э
ψ 1  0,12 / 29  10 ψ
Для остальных типов мельниц [5] Кψ =
.
9

10
ψ
э
ψ э1  0,1 / 2
На практике принимают для МСЦ ψ = 60÷65 %.
Для МЩР и МЩЦ ψ = 79÷81 %.
Кб – коэффициент, учитывающий различие в плотности
измельчающей среды (учитывается только для мельниц
самоизмельчения и рудногалечных).
Q – производительность рассчитываемой мельницы, т/ч.
Приведенные объемы мельниц, используемых в разных стадиях
измельчительной установки, суммируются [5]:
- 75 -
прив
V0
 n1  V 1прив  n2  V прив
2
прив
прив
прив
V 0 , V 1 , V 2 – приведенный объем мельниц, общий, в первой и
второй стадиях измельчения, м3.
n1 и n2 – количество мельниц по стадиям, шт.
При заданном содержании расчетного класса крупности в
продукте первой стадии измельчения принимается следующий
порядок расчета:
– определяется расчетная удельная производительность
мельниц по вновь образованному классу крупности, общая по всей
установке и по первой стадии [5]:
общ
прив
qdp  qdэ  К и  К к  К о ,
р
прив
qd1  qd1э  К и  К к  К 1 ,
прив
прив
где qdэ и qd1э – приведенная к одному типоразмеру мельниц
эталонная удельная производительность по вновь образованному
классу, соответственно по установке и по первой стадии
измельчения, т/м3ч;
Кβо и Кβ1 – коэффициент, учитывающий влияние содержания
расчетного класса крупности в готовом продукте и по первой стадии
измельчения, соответственно, отн.ед;
Ки – коэффициент, учитывающий влияние измельчаемости руд
[5]:
d
q
пр
,
Ки 

d
qэ
где qпр и qэ – удельная производительность мельниц по вновь
образованному классу –d при измельчении соответственно
проектируемой и эталонной руд, т/м3ч;
Кк – коэффициент, учитывающий влияние крупности исходного
питания мельниц [5]:
m

,
кк
mэ
m и mэ – относительная удельная производительность мельницы
по вновь образованному классу -0,074 мм при измельчении
проектируемой и эталонной руды, отн.ед;
- 76 -
Кβ – коэффициент, учитывающий влияние на процесс
измельчения крупности готового продукта или содержание в нем
расчетного класса крупности [5].
к 
m ,
mэ
m и mэ – относительная удельная производительность мельницы
по вновь образованному классу -0,074 мм соответственно при
заданном и фактическом содержании этого класса в готовом
продукте проектируемой и эталонной мельницы, отн.ед.
Для эталонной установки по известным фактическим
показателям ее работы (Qoэ, αdэ. βdэ) определяется приведенная
удельная производительность эталонной мельницы по вновь
образованному расчетному классу крупности [5].
Q оэ
  dэ   dэ
прив
V оэ
 dэ и dэ - содержание расчетного класса крупности в исходном и
готовом продуктах эталонной установки, доли ед.,

q прив
dэ
Q оэ - производительность по руде эталонной установки, т/ч.
Объемы мельниц в эталонной установке приводим к одному
типоразмеру – объему мельницы II стадии измельчения эталонной
установки.
Первая стадия измельчения эталонной установки
t = 0,040 + 0,02 · 3,2 = 0,104 м
tэ = 0,040 + 0,02 · 3,2 = 0,104 м
3,2  2  0,104 
КД = 

3
,
2

2

0
,
104


0,5
1
 МШЦ 
КТ = 
 1
МШЦ


Кφ =
0,45 1,07  0,45
1,02
0,42 1,07  0,42
- 77 -
0,82 1  0,1 / 29100,82
Кψ =
=1,07

9 10 0, 75
0,75 1  0,1 / 2
3
V 1прив
э  32,0  1  1  1,02  1,07  34,9 м .
Вторая стадия измельчения эталонной установки
Поскольку отличия параметров у мельниц нет, то
3
V прив
2э  V ф  32 м ,
Общий приведенный объем эталонной установки
прив  1  34,9  1  32  66,9 м3.
V оэ
Эталонная удельная производительность по вновь образованному
классу крупности, соответственно:
по установке:
85,3
0,7  0,08  0,79 т/м3ч;

q прив
dэ
66,9
по первой стадии измельчения:

q прив
d1э
94,8
0,41  0,08  0,9 т/м3ч .
34,9
Поскольку за эталонную принята действующая мельница, то
отличия в измельчаемости руд нет, тогда КТ = 1,0.
Определяем значение Кк:
для всей установки:
m=1,1 (при dк = 15 мм, βк = 70%, Кл.-0,074 мм)
mэ = 1,0 (при dк = 20 мм, βк = 70%, Кл.-0,074 мм)
Кк =
1,1
 1,1;
1,0
для первой стадии измельчения:
m=1,07, mэ=1,0 (при dк = 15 мм, βк = 41%, Кл.-0,074 мм)
Кк =
1,07
 1,07 .
1,0
- 78 -
Определяем значение Кβ
для всей установки:
mэ=1,0, Кβо = 1,094/1,0 = 1,094 ;
для первой стадии измельчения:
m=1,13 
1,13  1,07
 15  15  1,13
15  10
mэ = 0,96
Кβ1 = 1,13/0,96=1,178.
Тогда расчетная удельная производительность мельниц по вновь
образованному классу крупности равна:
общая по всей установке
общ
qdp =0,79·1,0·1,1·1,094=0,82 (т/м3ч);
для первой стадии измельчения
р
qd1 =0,9·1,0·1,07·1,178=1,13 (т/м3ч).
Определяем расчетную удельную нагрузку по исходному питанию
по всей установке и по первой стадии измельчения [5]
о
о
о
qор  qdp / d  d


прив  1  34,9  1  32  66,9 м3 ,
V оэ
р
q
d1
q ор1 
 d1   d
αd, βd1 и βdo – содержание расчетного класса крупности в исходном
питании мельниц в продукте первой стадии измельчения и
установки в целом
0,82
о
 1,32 т/м3 ,
qор 
0,7  0,08
о
qор =
1,13
 3,42 т/м3 .
0,41  0,08
- 79 -
Определяем необходимый приведенный объем мельниц по заданной
производительности [5]:
Q1
прив
Vо  о
qор
прив
V 01 
Q1
о
q01
прив
прив
прив
V 02  V 0  V 01

609,5
 461,7 м3
1,32
прив
V 01 
609,5
 177,7 м3
3,42
прив
Vо
прив
V 02  461,7  177,7  284 м3 .
Для первой стадии измельчения принимаем к установке две
мельницы типа МСЦ размером 4500х6000 с общим объемом
Vф1 = 82·2=164 м3.
Для второй стадии измельчения принимаем к установке две
мельницы типа МШЦ размером 5500х6500 с общим объемом
Vф2 = 140·2=280 м3.
2.8.7. Расчет мельницы доизмельчения
Q20 =γ20·Q1 = 0,2574x12876,7= 3314,46 т/сут или 138,10 т/ч
γ20 =25,74 %
Апр = 25÷35; Апр = 30кВт/т -0,074 мм
βн = 70% класса -0,074 мм
βк = 90% класса -0,074 мм
к = 0,9
W
доизм
дв
доизм
W дв 

Q20 к  н  Апр
, кВт ,
к
138,100,9  0,7 30
 920,67 , кВт.
0,9
- 80 -
Принимаем для сравнения:
1. МШЦ 3200х3100 (W = 630 кВт)
2. МШЦ 3200х4500 (W = 900 кВт)
3. МШЦ 3600х5500 (W = 1250 кВт)
4. МШЦ 2700х3600 (W = 400 кВт)
Количество мельниц будет:
доиз
n= W дв
W
.
1. n = 920,67/630 = 1,46 ≈ 2
2. n = 920,67/900 = 1,02 ≈ 1
3. n = 920,67/1250 = 0,74 ≈ 1
4. n = 920,67/400 = 2,3 ≈ 3
Принимаем одну мельницу МШЦ 3200х4500 (W=900 кВт).
2.8.8. Расчет гидроциклонов (предварительная классификация)
1. Определяем объем слива:
 1 1Т с 
 , л/мин
Qc = 16,7Q 

Тс 
 m
где Q – производительность гидроциклона по сливу, т/ч,
σm – плотность твердого, т/м3,
 1 1  0,26 

Qc=16,7·12876,7/24 
  16,7  536,530,25  2,85  ,
0,26 
 4,0
 27776,16 л/мин.
2. Определяем тоннаж и объем песков:
Sn = Q/24 = 51506,8/24 = 2146,12 т/ч ,
- 81 -
 1 1Т n 
 =16,7·2146,12
Qп=16,7Q 


Тn 
 m
 1 1  0,8 
 
  16,7  2146,120,25  0,25  17920,10 л/мин.
4
0
,
8


3. Определяем объем питания гидроциклонов:
Qг = Qc+Qn = 27776,16+17920,10 = 45696,26 л/мин .
4. Определяем объемную производительность одного гидроциклона
по питанию:
Qг  5 К д  К   d n  d   gH , л/мин ,
Кд – коэффициент диаметра гидроциклона; Кд = 0,8 
1,2
;
1  0,1 Д
Д – диаметр гидроциклона, см, принимаем Д = 50 см;
Кд = 0,8 
1,2
 1,0 ;
1  0,1  50
Кα – коэффициент угла конусности
Кα = 0,79 
0,044
0,0379  tg

2
α = угол конусности, принимаем α =200.
0,044
 1,0
Кα = 0,79 
20
0,0379  tg
2
d –диаметр сливного патрубка, см
d = (0,2÷0,35)Д
d = 0,32·50 = 16,0 cм (по каталогу 160 мм)
dn – эквивалентный питатель питающей насадки в наименьшем
сечении;
dn =0,8d = 0,8x16 = 13 cм (по каталогу dn =13 см).
g –ускорение силы тяжести; g = 9,81 м/с2,
Н – давление на входе, кгс/см2
- 82 -
Qг = 5·1·1·16·13· 9,811 = 3257,38 л/мин.
5. Число гидроциклонов
Q
45696,26
n= г
 14,0 шт.
'
3257
,
38
Qг
Принимаем 14 гидроциклонов.
6. Определяем диаметр песковой насадки:
Δd 3
  1603
Qn
4,4 Q с
, мм
17920,10
 160  3 0,147  160  0,54  86,4 , мм
4,4  27776,16
7. Проверяем гидроциклоны по удельной нагрузке песковой насадки
q n=
qn=
4Sn
  Д2n
4  2146,12
 2,62 т/см2ч.
2
3,14  8,64  14
2.8.9. Расчет гидроциклонов (поверочная классификация)
1. Определяем объем слива:
 1 1 Т 
с  , л/мин,

Qc = 16,7Q 
σ
Т с 
 m
где Q – производительность гидроциклона по сливу, т/ч,
σm – плотность твердого, т/м3,
 1 1  0,27 

Qc = 16,7· 3314,46/24 
 = 16,7·138,1(0,26+2,7) =
0,27 
 3,8
= 6663,05, л/мин.
2. Определяем тоннаж и объем песков:
Sn = Q/24 = 3314,46/24 = 138,1 т/ч
- 83 -
 1 1 Т 
n  =16,7·138,1

Qп=16,7Q 
σ
Т n 
 m
 1 1  0,7 


  16,7  138,10,26  0,43  1587,19 л/мин.
0,7 
 3,8
3. Определяем объем питания гидроциклонов:
Qг = Qc+Qn = 6663,05+1587,19 = 8250,24 л/мин .
4. Определяем объемную производительность одного гидроциклона
по питанию:
Q'г  5 К д  К α  d n  d  gH , л/мин,
где Кд – коэффициент диаметра гидроциклона; Кд = 0,8 
1,2
;
1  0,1 Д
Д – диаметр гидроциклона, см, принимаем Д = 50 см;
Кд = 0,8 
1,2
 1,0 ;
1  0,1  50
Кα – коэффициент угла конусности
Кα = 0,79 
0,044
0,0379  tg
α = угол конусности, принимаем α =200.
Кα = 0,79 
0,044
20
0,0379  tg
2
d –диаметр сливного патрубка, см

2
 1,0
d = (0,2÷0,35)Д
d = 0,32·50 = 16,0 cм (по каталогу 160 мм)
dn – эквивалентный диаметр питающей насадки в наименьшем
сечении.
dn =0,8d = 0,8·16 = 13 cм (по каталогу dn =13 см).
g –ускорение силы тяжести; g = 9,81 м/с2,
Н – давление на входе, кгс/см2
- 84 -
Qг = 5·1·1·16·13· 9,811 = 3257,38 л/мин.
5. Число гидроциклонов
Q
8250,24
 2 ,54  3 шт.
n= г 
'
3257
,
38
Qг
Принимаем 4 гидроциклона.
6. Определяем диаметр песковой насадки:
d 3
  1603
Qn
4 ,4 Q с
, мм
1587,19
 160  3 0,054  160  0,38  60,8 , мм .
4,4  6663,05
7. Проверяем гидроциклоны по удельной нагрузке песковой насадки
q n=
qn=
4Sn
π  Д2n
4  2146,12
 2,62 т/см2ч.
2
3,14  8,64  14
ЛИТЕРАТУРа
1. Справочник по проектированию рудных обогатительных
фабрик: В 2 кн./Редкол,: О.Н.Тихонов и др. –М.: Недра,1988.Кн.1/В.Ф.Баранов, П.С.Вольфсон, П.И.Круппа и др.- с.374: ил.
2. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики /
Под ред. О.С.Богданова, Ю.Ф.Ненарокомова, 2 изд., перераб. и
доп.М.: Недра, 1984. 358с.
3. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных
фабрик. Учебник для ВУЗов. 4 изд., перераб. и доп. - М.: Недра,
1982. 518с.
4. Разумов К.А. Проектирование обогатительных фабрик. Изд. 3,
перераб. и доп. – М.: Недра, 1970. 592 с.
5. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы
/ Под ред. О.С.Богданова, В.А. Олевского, 2 изд., перераб. и доп. –
М.: Недра, 1982. 366 с.
- 85 -
6. Справочник по обогащению руд. Основные процессы. Под
ред. О.С.Богданова, 2 изд., перераб. и доп. – М.: Недра, 1983. 381 с.
7. Справочник по обогащению руд. Специальные и
вспомогательные процессы, испытания обогатимости, контроль и
автоматика / Под. ред. О.С. Богданова, В.Н. Ревнивцева, 2 изд.,
перераб. и доп.
– М.: Недра, 1983. 376 с.
8. Справочник по проектированию рудных обогатительных
фабрик: в 2 кн./Редкол. О.Н. Тихонов и др. – М.: Недра, 1988.- кн.2/
Г.И. Адамов, В.Ф.Баранов, Б.П. Бутусов и др. – 341 с.: ил.
9. Андреев С.Е., Перов В.А., Зверевич П.В. Дробление,
измельчение и грохочение полезных ископаемых. 3 изд., перераб. и
доп. – М.: Недра, 1980. 415 с.
10. Фоменко Т.Г. Гравитационные процессы обогащения
полезных ископаемых. – М.: Недра, 1966. 332 с.
11. Абрамов А.А. Флотационные методы обогащения. – М.: Недра,
1984. 383 с.
12. Абрамов А.А Технология обогащения руд цветных металлов.
– М.: Недра, 1983. 359 с.
- 86 -