Методические рекомендации по выполнению курсовых работ

Подождите немного. Документ загружается.

Расчет произведем по интерполяционной формуле:

),(

max

minmax

max







(6)

где Q

max

– максимальная производительность при максимальной паспортной ширине

разгрузочной щели, м

/ч;

min

– минимальная производительность при минимальной паспортной ширине

разгрузочной щели, м

/ч;

max

– максимальная паспортная ширина разгрузочной щели, мм;

min

– минимальная паспортная ширина разгрузочной щели, мм;

– расчетная ширина разгрузочной щели, мм.

Паспортные данные дробилки [3, стр. 270, прилож. 14]:

max

= 360 м

/ч;

max

= 30 мм;

min

= 180 м

/ч;

min

= 15 мм.

Расчетная ширина разгрузочной щели

= 19 мм.

чмQ

22813236011

180

360)1930(

1530

180360

360 





При расчете дробилок размеры разгрузочных щелей желательно брать в пределах,

указанных в каталоге. По этой причине не подходят дробилки ближайших больших

размеров, а дробилки меньших размеров не подходят по ширине загрузочного отверстия, в

связи с чем ограничиваем выбор дробилкой КСД – 2200 Т.

5) Расчет производительности дробилки КМД – 2200 Гр

Расчет производим по той же формуле (6), что и для КСД.

Паспортные данные дробилки [3, стр. 271, прилож. 15]:

max

= 260 м

/ч;

max

= 20 мм;

min

= 220 м

/ч;

min

= 10 мм;

Расчетная ширина разгрузочной щели

= 12 мм.

 

чмQ

2281220

1020

220260

260 





С учетом коэффициента К

= 1,25 – 1,40, учитывающего влияние циркулирующей

нагрузки [3, стр. 118, ф. 120], производительность дробилки составит (при среднем значении

= 1,32):

чмКQ

30122832,1228 

6) Расчет производительности дробилки КМД – 2500

Паспортные данные дробилки [3, стр. 271, прилож. 15]:

max

= 250 м

/ч;

max

= 20 мм;

min

= 95 м

/ч;

min

= 7 мм;

Расчетная ширина разгрузочной щели

= 12 мм.

 

чмQ

1551220

720

95250

250 





С учетом коэффициента К

=1,32 производительность равна

чмQ

20515532,1 

7) Расчет производительности дробилки КМД – 3000 Т

Для этого типа дробилок в каталоге не приводится ее производительность при

максимальной (20мм) ширине разгрузочной щели. В связи с этим для определения ее

производительности воспользуемся другой формулой [3, стр. 118, ф. 119]:

влтвкр

КККlqQ 

, (7)

где Q

– производительность, м

/ч;

q – удельная производительность, м

/(смч);

кр

, К

тв

, К

вл

– поправочные коэффициенты на крупность питания дробилки,

твердость и влажность руды;

– ширина разгрузочной щели, см.

Отношение размера максимального куска руды в питании Д

к ширине загрузочного

отверстия В равно:

5,0

120



и тогда коэффициент крупности равен К

кр

= 1,3 [3, стр. 99, табл. 12]

Значения К

тв

и К

вл

определены ранее при расчете щековой дробилки и равны 0,95 и

0,95.

Удельная производительность дробилки q = 390 м

/(смч) для открытого цикла [3,

стр. 118, табл. 13].

Ширина разгрузочной щели

= 12 мм = 1,2 см.

= 390  1,2  1,3  0,95  0,95 = 549 м

/ч

С учетом коэффициента К

=1,32 имеем:

=1,32  549 = 725 м

/ч

8) Выбор дробилок к установке

Результаты расчета производительность дробилок записываем в виде таблицы 2. Туда

же записываем мощность двигателей дробилок

Таблица 2 – Варианты установки дробилок

Стадии дробления

Типоразмер

дробилок

Производитель-

ность

Требуемое

число

дробилок

Коэф-т

запаса

по

произв-ти

Установ.

мощность

двигателей,

кВТ

требуемая

расчетная однойдробилки

Одной дробилки

Всех

ЩДП-15-21 341 428 1 1,26 250 250

ККД-1200/150 341 538 1 1,58 320 320

II КСД-2200 Т 290 228 2 1,57 250 500

III КМД-2200 Гр 648 301 3 1,39 250 750

КМД-2500 648 205 4 1,27 320 1280

КМД-3000 Т 648 725 1 1,12 400 400

В I стадии принимаем к установке ЩДП-15-21, как требующую меньшего расхода

энергии и более простую в устройстве и эксплуатации.

Во II стадии принимаем две дробилки КСД-2200 Т.

В III стадии принимаем одну дробилку КМД-3000 Т с наименьшим расходом энергии

по сравнению с другими вариантами.

2.2 Выбор и расчет грохотов

2.2.1 Общие сведения

В горнорудной промышленности наибольшее применение находят вибрационные

грохоты типа ГИТ – грохоты инерционные тяжелого типа, их мы и предусматриваем к

установке.

Технологический расчет грохотов заключается в определении площади грохочения

(площади сита) по заданной производительности. Имеется несколько методик расчета

грохотов, мы принимаем наиболее распространенную из них (фирмы «Аллис – Чалмерс»,

США).

Производительность грохота по исходному материалу определяется по формуле:

ponmlkqFQ 



, (8)

где Q – производительность грохота по питанию, т/ч;

F – рабочая площадь сита, м

;

q - удельная производительность грохота при заданном размере отверстий сита,

/( м

ч);

 - насыпная плотность грохотимого материала, т/м

;

, m, n, o, p - поправочные коэффициенты

2.2.2 Выбор и расчет грохотов для II стадии дробления

В соответствии с выбранной схемой (рисунки 1,2) на грохочение поступает продукт

после I стадии дробления в количестве 100%. Размер отверстий сита грохота принимается

равным номинальному размеру дробленого продукта II стадии дробления, т.е. 60 мм. Вид

просеивающей поверхности – резиновые решета, форма отверстий квадратная,

эффективность грохочения принимаем равной 90%. В руде нет мелкого комкующегося

материала, влажность незначительная, поэтому принимаем сухое грохочение.

По таблице 9 [4, стр. 94] находим значение удельной производительности, она равна

q = 46 м

/( м

ч).

Поправочные коэффициенты находим по таблице 10 [4, стр. 95]. При этом при

определении коэффициентов k и

нужно знать содержание в поступающем на грохот

продукте зерен размером менее половины размера отверстий сита (т.е. d ≤ 30 мм) и размером

больше размера отверстий сита (т.е. d≥60 мм). Для этого воспользуемся типовыми

характеристиками крупности дробленых продуктов дробилок ЩДП [4, стр. 156, рис. 96].

Ширина разгрузочной щели дробилки нами определена и равна

= 141 мм. Отношение

размера зерен заданной крупности к ширине разгрузочной щели равно:

;21,0

141





42,0

141





По типовой характеристике находим процентное содержание этих классов крупности:



-30

= 10% и 

+60

= 70%

Значения поправочных коэффициентов:

к=0,5; l=1,55; m=1,0;

n=1,0; o=0,95; p=1,0

Необходимая площадь грохочения равна:

1,10

0,195,00,10,155,15,07,146

580

ponmlkq

F 











Количество дробилок II стадии равно 2. При использовании приемного бункера

крупнодробленой руды перед II стадией дробления целесообразно установить 2 грохота (по

одному перед каждой дробилкой) с подачей руды в дробилки пластинчатыми питателями.

Тогда необходимая площадь сита каждого грохота будет равна половине рассчитанной, т.е.

10,1/2 = 5,05 м

По приложению 4 [3, стр. 262] выбираем грохоты ГИТ – 51 с размером просеивающей

поверхности В  L = 1750  3500 мм или F = 6,1 м

Выбранные грохоты проверяем по толщине слоя материала в разгрузочном конце

грохота по формуле [4, стр. 96]:







НАД

3600

, (9)

где h – толщина слоя материала в разгрузочном конце грохота, м;

НАД

– масса надрешетного продукта, т/ч;

В – рабочая ширина грохота, м;

 - насыпная плотность материала, т/м

;



– скорость продвижения материала по грохоту, м/с.

Практические значения 

для грохотов с круговыми колебаниями короба находятся в

пределах 0,5 – 0,63 м/с [4, стр. 97], принимаем 

= 0,56 м/с.

Количество надрешетного продукта (см. рисунок 2 данного расчета).

НАД

= Q

= 493 т/ч, или

чт /5,246

493



на один грохот.

Тогда

мммh 41041,0

7,156,075,13600

5,246







Допустимая толщина слоя составляет 100 мм [4, стр. 96], выбранные грохоты

удовлетворяют это условие.

2.2.3 Выбор и расчет грохотов для III стадии дробления

На грохочение поступает (см. рисунок 2):

гр

= Q

+ Q

= 580 + 1102 = 1682 т/ч или 341 + 648 = 989 м

/ч

Расчет производим по той же методике, что и для грохота II стадии.

Размер отверстий сита грохота принимаем равным номинальному размеру дробленого

продукта III стадии, т.е. 15 мм. Вид просеивающей поверхности - тканое сито, форма

отверстий квадратная.

Удельную производительность грохота определяем по таблице 9 [4, стр. 94] методом

интерполяции:

)(7,23)1315(

1316

225,24

чммq 





Питание грохота состоит из продуктов 3, 5 и 9. Рассчитаем содержание в нем класса –

7,5 мм, необходимое для определения коэффициента К.

1) Определим количество этого класса в продукте дробления ЩДП.

05,0

141

5,7





По типовой характеристике [4, стр. 156, рис. 96] при Z=0,05 содержание этого класса

составляет примерно 3% или

- 7,5

= 580  0,03 = 17,4 т/ч

С достаточной для практики точностью можно считать, что при грохочении во II

стадии весь он перешел в подрешетный продукт, т.е.

- 7,5

= Q

- 7,5

= 17,4 т/ч

2) Определим количество класса – 7,5 мм в продукте дробления КСД

4,0

5,7





По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=0,4 находим содержание

класса - 7,5 мм в продукте 5: оно составляет 15%

- 7,5

= 493 0,15 = 74 т/ч

3) Определим количество класса - 7,5 мм в продукте дробления КМД

63,0

5,7





III

По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=0,63 находим содержание

класса - 7,5 мм в продукте 9: оно составляет 17%

- 7,5

= 1102  0,17 = 187,3 т/ч

Общее количество класса – 7,5 мм в питании грохота составляет:

гр

- 7,5

= Q

- 7,5

+ Q

- 7,5

+ Q

- 7,5

= 17,4 + 74,0 + 187,3 = 278,7 т/ч или

%17

110249387

1007,2781007,278

953

5,7

















QQQ

гр

Коэффициент К равен [4, стр. 95, табл. 10]:

57,0)1720(

1020

5,06,0

6,0 



К

Аналогичным образом находим содержание класса +15 мм в продуктах 3, 5, 9, что

необходимо для определения коэффициента l.

4) Определим количество класса +15 мм в продукте 3.

Определим вначале количество класса –15 мм в продукте дробления ЩДП.

1,0

141





По типовой характеристике [4, стр. 156, рис. 96] при Z=0,1 его количество составит

5%.

- 15

= 580  0,05 = 29 т/ч

Количество класса +15 мм в продукте 3 составит:

-+15

= Q

- Q

- 15

= 87-29 = 58 т/ч

5) Определим количество класса +15 мм в продукте 5.

8,0





По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=0,8 содержание его составляет

60%

+15

= 493 0,6 = 295,8 т/ч

6) Определим количество класса +15 мм в продукте 9.

25,1





III

По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=1,25 находим его процентное

содержание, оно составляет 50%

+15

= 1102  0,5 = 551,0 т/ч

Общее количество класса +15 мм в питании грохота составит:

гр

= Q

+15

+ Q

+15

+ Q

+15

= 58 + 295,8 + 551,0 = 904,8 т/ч или

%54

110249387

1008,9041008,904

953

















QQQ

гр

Коэффициент

равен [4, стр. 95, табл. 10]:

24,1)5054(

5060

18,132,1

18,1l 





Значения остальных коэффициентов (табл. 10):

m = 1,0; n = 1,0; o = 0,8; p = 1,0.

Необходимая площадь грохочения равна:

8,73

0,18,00,10,124,157,07,17,23

1682

ponmlkq

гр













К установке выбираем грохоты ГИТ 71 с площадью просеивающей поверхности В 

L = 2,5 м  5,0 м = 12,5 м

каждый.

Количество грохотов

5,12

8,73

n

Производим проверку грохотов по толщине слоя материала в разгрузочном конце

грохота по формуле (9).

,21021,0

67,156,05,23600

1102

3600

ммм

НАД













что приемлемо.

2.3 Выбор и расчет схемы измельчения и измельчительного оборудования

2.3.1 Выбор схемы измельчения

Согласно заданию измельчение руды перед коллективной флотацией производится до

50% класса –0,074 мм. При таком помоле целесообразно применение одностадийного

измельчения в замкнутом цикле с классифицирующим аппаратом. Хвосты коллективной

флотации являются отвальным продуктом, а коллективный концентрат доизмельчается до

85% класса –0,074 мм и затем направляется на селективную флотацию. На фабриках,

перерабатывающих полиметаллические руды, для доизмельчения коллективных

концентратов применяются обычно одностадийные схемы измельчения в шаровых

мельницах в замкнутом цикле с классификацией (обычно в варианте совмещенных

предварительной и контрольной классификации). Аналогичную схему принимаем и в нашем

случае. Арабскими цифрами нумеруем продукты.

Руда дробленая

Измельчение

Классификация

4 слив 3 пески

Коллективная флотация

5 9

Классификация хвосты отвальные

7 10

Измельчение Слив на селекцию

Рисунок 3 – Схема измельчения

2.3.2 Расчет качественно-количественной схемы измельчения

Принимаем следующие условные обозначения:

 - выход продукта, % от исходной руды;

Q – выход продукта, т/ч;

 - содержание расчетного класса –0,074 мм в продукте, %;

К – коэффициент использования оборудования, принимаем К=0,95

Часовая производительность отделения измельчения равна:

чт

ГОД

/348

95,024340

2700000

24340











где

ГОД

- годовая производительность фабрики, т/год;

340 – количество рабочих дней отделения измельчения, дней/год;

24 – количество рабочих часов в сутки;

К – коэффициент использования оборудования.

= Q

= 348 т/ч

чт /244

100

70348

100

70Q









= Q

- Q

= 348 – 244 = 104 т/ч

= Q

= 104 т/ч

Величину циркулирующей нагрузки принимаем по практическим данным [5, стр.

380, табл. 178]:



= 200%, 

= 

= 250 % от операции или 

= 250  0,3 = 75% от руды.

Тогда

чт

Q /696

100

200348

100

200











чт

Q /261

100

75348

100











Содержание расчетного класса –0,074 мм в дробленой руде принимаем по

усредненным практическим данным [4, стр. 352]:



-74

= 8%

Результаты расчета наносим на схему (рисунок 4)

2.3.3 Расчет водно-шламовой схемы измельчения

Принимаем следующие условные обозначения:

γ – выход твердого, % от исходного питания;

– содержание твердого в продукте, %;

Q – количество твердого, т/ч;

Т – объем твердого в продукте, м

/ч;

R – разжижение пульпы;

W – количество воды в продукте, м

/ч;

V – объем пульпы, м

/ч;

L – количество свежей воды, подаваемой в продукт или операцию, м

/ч.

Расчетные формулы:

 







100

, (10)

QWR :

(11)