2. Расчет схемы измельчения и выбор оборудования.

А. Расчет и выбор мельниц

Для измельчения руд перед обогащением в 1 стадию применяют мельницы с разгрузкой через решетку. Размер мельницы выбирается из основании технико-экономического сравнения. Исходными данными для расчета являются практические показатели работы мельниц на действующих фабриках.

Расчет мельниц ведут на основе заданной удельной производительности по вновь образованному расчетному классу -0,074 мм.

Расчет начинают с определения тоннажа продуктов. Согласно схеме(рис. 1 задания) можно написать:

Q₁₁= Q₉= Q_{1 1}= ₁₁= ₁₆=100%

А ₁₄= ₁₅= ₁₁^/+ ₁₇

Продукт 17 циркулирующая нагрузка. Выход этого продукта при расчете схемы измельчения назначается нами в зависимости от условий измельчения. Чем тоньше продукт 16, тем больше выход продукта 17 следует назначить.

Величина оптимальной циркулирующей нагрузки С_опт назначается исходя из содержания класса -0,074 мм в измельченном продукте 5 и соответственно условной максимальной крупности 1-4.

Задавшись величиной С_опт= ₁₇, находим Q₁₇ по выражению

Q₁₇= (Q₁₁^/* ₁₇)/100

Где Q₁₁^/- производительность цеха измельчения, т/ч

Зная Q₁₇ и ₁₇, находим выхода и тоннаж остальных продуктов в схеме измельчения.

Q₁₁^/= Q_зад/24=3000/24=137,5т/ч

Q₁₇=137,5*100/100=137,5т/ч

Величину оптимальной циркулирующей нагрузки С_опт выбираем по таблицы 23, С_опт=100%, тогда ₁₇=100%

Q₁₄= Q₁₁^/+ Q₁₇=137,5+137,5=275т/ч

Q₁₄= Q₁₅=275т/ч

Q₁₁^/= Q₁₆=137,5т/ч

₁₄= ₁₅= ₁₁^/+ ₁₇=100+100=200%

₁₁^/= ₁₆=100%

Б. Расчет мельницы по удельной производительности

Удельная производительность мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяется по формуле:

q_i=q*K_U*K_k*К_д*К_т, т/м³час

где q-заданная удельная производительность по классу -0,074 мм, равная 1 т/м*ч

K_U-коэффициент, учитывающий различие измельченности руды по сравнению с перерабатываемой, принимаемый 1;

К_д-коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов сравниваемых мельниц

К_д=

К_т- коэффициент, учитывающий тип мельницы. При переходе от мельницы с центральной разгрузкой к мельнице с разгрузкой через решетку:

К_т=1,1-1,15

Примечание:

D₁ ,D₂ ,D₃ – внутренние диаметры мельниц, м;

L₁ ,L₂ , L₃ – внутренняя длина мельниц, м;

Значения D и L берем в каталоге для тех типоразмеров мельниц, которве выбирали для сравнения.

Зная удельную производительность q_i , находим производительности мельниц разного типоразмера по вновь образованному расчетному классу -0,074 мм:

Q₁=( q₁*V₁)/( β ₁₆- β ₁₁) Q₂=( q₂*V₂)/( β ₁₆- β ₁₁)

Q₃=( q₃*V₃)/( β ₁₆- β ₁₁)

Где Q₁, Q₂, Q₃- производительности мельниц соответствующего размера по вновь образованному классу -0,074 мм, т/час;

V₁, V₂, V₃- объемы мельниц соответствующих размеров, м³;

β ₁₆, β ₁₁- содержание класса -0,074 м в сливе классификатора и в питание мельниц, доли единиц.

Число мельниц найдется по выражению:

n_i = Q₁₄/ Q_i

где Q₁₄- питание мельниц по исходному дробленному материалу, т/час.

Полученные при расчете n_i округляем в большую сторону до ближайшего целого числа.

Число часов работы мельниц различного размера определяется из выражения:

t_i=(Т* Q₁₄)/ (n_i *Q_i)

Коэффициент загрузки: l_i= t/24*100%

К установке следует принять мельницы такого размера, для которого получается наибольший коэффициент загрузки, а также наименьшие капитальные энергетические затраты.

Для сравнения выберем 3 шаровых мельницы с загрузкой через решетку:

К_д1= =1,16 К_д2= =1,16 К_д3= =1,23

q₁=1*1*1*1,16*1,1=1,28

q₂=1*1*1*1,16*1,1=1,28

q₃=1*1*1*1,2*1,1=1,35

Q₁=(1,3*36)/(0,58-0,05)=86,94 т/ч

Q₂=(1,3*45)/(0,53)=110,38 т/ч

Q₃=(1,35*55)/0,53=140,1 т/ч

n₁=2 n₂=2 n₃=1

t₁=(137,5*24)/(2*88,3)=18,7

t₂=(137,5*24)/(2*110,38)=14,9

t₃=(137,5*24)/(1*140,1)=23,6

l₁= t₁/24*100%=18,7/24*100=77,9%

l₂= t₂/24*100%=62,1%

l₃= t₃/24*100%=98,3%

Выбираем мельницу с большим коэффициентом загрузки и меньшей массой. Ей оказывается мельница МШР 4000*5000

Табл.7

Сравнение шаровых мельниц различных типоразмеров

Тип мельниц	Число мельниц	Производительность		Установлен. мощ-ть кВт*час	Вес,т		Коэф загрузки
		1 мел-цы	Всех мел-ц		На ед.	Всего
МШР 3600*4000	2	88,31	176,62	1000	162	324	77,9
МШР 3600*5000	2	110,38	220,8	1250	165	330	62,1
МШР 4000*5000	1	140,1	140,1	2000	258	258	98,3

В. Выбор классификаторов

Для работы в замкнутом цикле с мельницами устанавливают спиральные классификаторы. Выбор классификаторов производится по их производительности по сливу, определяемой по таблицам и эмпирическим формулам.

Производительность классификаторов зависит, прежде всего, от крупности слива. Расчет спиральных классификаторов заключается в определение диаметра спирали и выборе по нему машины по каталогу.

Для классификаторов с погруженной спиралью:

D=-0,07+0,115 =-0,07+0,115 =0,7м

D=-0,07+0,115 =0,6м

Для классификаторов с не погруженной спиралью:

D=-0,08+0,103 =-0,08+0,103 =0,6м

D=-0,08+0,103 =0,4м

Где Q_сл- производительность 1 классификатора по сливу, т/сут

Q_сл=Q₁₆/ n_i=137,5/3=46

Q₁₆- заданная производительность фабрики, т/сут

D – диаметр спирали, м;

m- число спиралей классификатора;

b- коэффициент, учитывающий плотность руды, берется по табл 47

а- коэффициент, учитывающий крупность слива, берется по таблице 46

По каталогу выбираем к установке спиральный классификатор с диаметром спирали, равным вычисленному значению или ближайшему большему. Округление в меньшую сторону допустимо только в том случае, если перегрузка по сливу не превышает 10%.

Выбранный классификатор проверяется по пескам. Производительность спиральных классификаторов по пескам определяется по эмпирической формуле:

Q_песк=135*m*b*n*D³, т/сут

2КСН-24 Q_песк=135*2*1*1,8*2,7³=9565,9 т/сут

1КСН-30 Q_песк=135*1*1*1,5*3,3=7277,2т/сут

Где n- число оборот спирали, об/мин

Если Q_песк Q_песк^/= , т/сут

То классификатор справляется с транспортом песков. В противном случае надо несколько увеличить число оборотов спирали.

Классификатор 2КСН-24 справляется с траспортировкой песков лучше, чем 1КСН-30.

Завершив расчет и выбор основного оборудования, составляем спецификацию оборудования.

Табл.8

Спецификация основного оборудования для дробления, грохочения, измельчения, классификации.

Наименование оборудования	Кол-во, шт	Основные размеры,мм	Установочная мощность,квт	Масса,т
ЩДП 12*15	1	1200*1500	160	141
КСД-2200Т	1	2200	250	86
КМД-2200Гр	2	2200	250	97
Неподвижный колосниковый грохот	1	600*2500
ГИЛ-32	1	1250*2500	4	1,6
ГИТ-51М	1	1750*3860	17	0,8
МШР-4000*5000	1	4000*5000	2000	258
Классификатор с погруженной спиралью 2КСН-24	1	2400*9200	22	43

Подсчитаем расход электроэнергии на тонну руды отдельно для дробления и измельчения

Э_др= = (160+250*2+250+4+17)/183,3=5,08 кВт*ч/т

Э_изм =(2000+22)/137,5=14,7 кВт*ч/т

Э= Э_др+ Э_изм=5,08+14,7=20,05 кВт*ч/т

Исходная руда

Q₁ =183,3 т/ч

γ₁ = 100 %

d = мм

Грохочение 1 ст. α₁=200мм

Q₂= 83,6т/ч Q₃=99,7т/ч

γ₂ =45,6% γ₃ =54,5%

Дробление | ст.

Q₅=183,3т/ч

γ₅ =100%

Грохочение || ст. α₂=50мм

Q₆=64,7т/ч Q₇=118,6т/ч

γ₆= 35,3% γ₇=64,7%

Дробление || ст.

Q₉=183,3т/ч

γ₉=100%

Q₁₀=373,57т/ч

γ₁₀=203,8%

Грохочение ||| ст. α₃=10мм

Q₁₁= 183,3т/ч Q₁₂ =190,27

γ₁₁=100% γ₁₂=103,8%

Q₁₁^/ =137,5т/ч

γ₁₁^/ = 100% Дробление ||| ст.

Q₁₄=275т/ч

γ₁₄=200%

Измельчение

Q₁₅=275т/ч

γ₁₅=200%

Классификация Рис.1 Технологическая схема

операций

Q₁₇=137,5т/ч Q₁₆=137,5т/ч

γ₁₇=100% γ₁₆=100%

Рис.8 Схема цепей и аппаратов