ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ

Московский Государственный Горный Университет

Кафедра обогащения полезных ископаемых

Курсовая работа по дисциплине:

"Дробление, измельчение и подготовка

сырья к обогащению"

Выполнил: студент

группы ОПИ-1-07

Шматков И.А.

Принял:

Смольяков А.Р.

Москва, 2010.

Содержание.

1. Задание на расчёт схемы и выбор оборудования по дроблению и измельчению

2. Расчёт схемы дробления, грохочения и выбор оборудования

3. Расчёт схемы измельчения и выбор оборудования

4. Список литературы

Задание на расчет схемы и выбор оборудования по дроблению и измельчению.[5]

1.Рассчитать схему дробления и измельчения для производительности и условий, заданных в таблице 1, задание №10.

2.Выбрать дробилки, грохоты, мельницы и классификаторы.

3.Вычертить технологическую схему операций с указанием весов и выходов всех продуктов и схему цепи аппаратов.

4. При выполнении задания принять:

а) Время работы цеха дробления 6 дней в неделю в 2-3 смены по 6-7 часов, при малой производительности 1 смена 6-7 часов;

б) Время работы цеха измельчения семь дней в неделю (без выходных) по 24 часа;

в) Производительность цеха измельчения, размер максимального куска в исходной руде, ситовые анализы исходного материала, поступающего в отделение измельчения, и содержание в нем расчетного класса, содержание расчетного класса в продукте измельчения принять по таблице I для соответствующего номера задания;

г) Схему дробления принять трехстадиальную с предварительным грохочением в 1 и 2 стадиях и с замкнутым циклом грохочения в 3 стадии.

Схема измельчения - одностадиальная, шаровые мельницы взамкнутом цикле с классификаторами. Схема операций дробления и измельчения дана на рис. 1;

д) Удельную производительность мельницы сливного типаноминального диаметра 2,7 м для заданных условий измельчения принять равной 1 т/м³∙час, по вновь образованному классу минус 0.074 мм;

е) Плотность руды - 2,7 т/м³;

ж) Насыпная плотность - 1,6 т/м³.

Расчет схемы дробления, грохочения и выбора оборудования.[5]

1. Определение производительности цеха дробления.

В зависимости от производительности рудника выбираем режим работы - 5 дней в неделю, 3 смены в сутки по 6 часов. Производительность цеха дробления может быть определена по формуле:

Q = Q_c • k /t, т/час,

где: Q_c - заданная суточная производительность фабрики, т/сутки;

t - время работы цеха в сутки, час;

k - поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность подачи сырья( k =1,0-1,1).

Q = Qc- k /t = 5500 • 1,1 /18 = 320,83 т/час.

2. Суммарная характеристика крупности исходной руды. См. рис. 1.

Таблица 1. Ситовой анализ исходной руды:

Классы крупности, мм	Выходы классов крупности, %
	частный	суммарный (по +)
+400	0,00	0,00
-400+300	12,00	12,00
-300+200	15,00	27,00
-200+100	23,00	50,00
-100+50	20,00	70,00
-50+0	30,00	100,00

3. Выбор степеней дробления по стадиям дробления. Общая степень дробления:

i_общ = D_max / d_max

где: D_max - размер максимального куска материала до дробления, мм; d_max - размер максимального куска материала после дробления, мм;

i_общ = D_max / d_max = 400 / 6= 66,7

Степени дробления в каждой стадии назначаются исходя из обычных степеней, которые достигаются в дробилках стандартных типов:

• дробилки крупного дробления: i₁ = от 3 до 4;

• дробилки конусные для среднего дробления: i₂ = от 3 до 5;

• дробилки короткоконусные при работе в замкнутом цикле с грохотом: i₃ = от 4 до 8.

Обычно они задаются двумя степенями i₁ и i₂ вычисляют третью.

При этом i_cp=³i_общ

Принимаем: i₁ = 3; i₂ = 4; i₃ = 5,56; i₁  i₂ i_3.

4. Определение размера максимальных кусков по стадиям дробления: d₅ = d₁/i₁=400 /3 = 133,3 мм,

d₉ = d₅/i₂ = 133,3/4 = 33,3 мм,

d₁₁= d₉/i₃ = 33,3/5,56 = 6 мм.

5. Размер разгрузочных щелей дробилок определяются на основании табл. 1, составленной по средним практическим данным.

b₁ = d₅/z₁ = 133,3/1,4=95,2,

b₂ = d₉/z₂ = 33,3 /1,8 = 18,5,

b ₃ = а ₃

Таблица 2. Максимальная относительная крупность продукта дробления (отношение размера отверстий сита через которое проходит 95% материала, к ширине разгрузочной щели дробилок).

Характеристика руд	Дробилки для крупного дробления		Дробилки для среднего и мелкого дробления
	конусные (ККД)	щековые (ЩКД)		нормальные конусные	короткоконусные
Твердые	1,6	1,7		2,4-3,0	2,7-4,0
Средней твердости	1,4	1,5		1,8-2,5	2,2-3,0
Мягкие	1,1	1,3		1,3	1,7

6. Размеры загрузочных отверстий дробилок принимаются на 10 - 12% более размера максимального куска, поступившего в дробилку:

B ₁= 1,1 ∙d₁= 1,1∙ 400 = 440 мм,

B ₂= 1,1∙ d₅ = 1,1 ∙133,3 = 146,6 мм,

B ₃= 1,1 ∙ d₉ = 1,1 ∙ 33,3 = 36,6 мм.

7. Размеры отверстий сит грохотов принимаются в пределах между размером куска, получаемого в данной стадии дробления, и размером выпускной щели дробилки.

Принимаем:

-для первой стадии грохочения: а₁ = d₅ = 133,3 мм;

-для третьей стадии грохочения при замкнутом цикле размер отверстий сита грохота принимается равным размеру куска: а_з = d₁₁ = 6 мм;

-для второй стадии грохочения: d₉ ≥ а₂ > b₂: а₂ =25 мм (33,3 > 25 > 18,5)

8. Эффективность операций грохочения принимается в соответствии с предполагаемым типом грохотов.

В первой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые грохота, эффективность грохочения которых принимается: Е₁= 0,6 ― 0,7.

Во второй и третьей стадиях могут применяться полувибрационные и вибрационные грохота, эффективность грохочения которых принимается: Е₂ = Е_з = 0,8 ― 0,85.

Принимаем: Е₁ = 0,6,

Е₂ = Е₃ = 0,8.

9. Определение выхода продуктов после 1-ой стадии дробления. Q₂ = Q₁*β₁^-а*Е₁, т/час; γ₂ = (Q₂ / Q₁) ∙ 100, %;

Q₃ = Q₁ – Q₂, т/час; γ_з=100-γ₂,%;

Q₄ = Q₃, т/час; γ₄ = γ₃,%;

Q₅ = Q₁, т/час; γ₅ = γ₁, %,

где: Q₂, Q₃, Q₄, Q₅ - количество продуктов 2, 3, 4 и 5 соответственно,т/час;

γ₂ , γ₃, γ₄ , γ₅ - выход продуктов 2, 3, 4 и 5 соответственно, %;

β₁^–а - содержание класса размером меньше a₁ определяется по характеристике крупности исходной руды.

Q₂ = 320,83*0,59*0,6 = 113,57 т/час γ₂ = (113,157 / 320,83) ∙ 100 = 35,4 %;

Q₃ = 320,87-113,57=207,26 т/час; γ₃ = 100 – 35,4 = 64,6 %;

Q₄ = 207,26 т/час; γ₄ = 64,6%;

Q₅ = 320,83 т/час; γ₅ = 100 %.

10. Выбор дробилки для первой стадии дробления осуществляется по её техническим характеристикам.

Таблица 3. Результаты технико-экономического сравнения различных вариантов.[6]

Тип дробилки	Число дробилок шт.	Коэф.загрузки, %	Производительность т/час		Число часов работы всех дробилок	Вес, т
						На единицу	Всего
			На единицу	Всего
Щековые	1	98	210,9	210,9	18	56,5	56,5
Конусные	2	55	187,1	187,1	10	42,4	42,4

Примечания к таблице 3:

1. Qщ и Qк - производительность щековой и конусной дробилок при требуемой ширине разгрузочной щели, т/час;

Q_щ и Q_K - находится по каталожным данным путем интерполяции по следующим формулам:

Q_щ,к = Q_max - (Q_max - Q_min )∙ ( b_mах - b ) / ( b_mах – b_min );

или Q_щ,_к = Q_H – Q_Н ∙ ( b_Н - b ) / b_Н ;

или Q_щ,_к = Q_max + (Q_max – Q_min ) ∙ ( b - b_min ) / ( b_mах - b_min );

или Q_щ,_к = Q_H + Q_н ∙ ( b - b_н ) / b_н ,

где : Q_щ,к - искомая производительность дробилок при требуемой

ширине разгрузочной щели, т/час;

Q_max, Q_min - максимальная и минимальная производительность дробилок

по каталогу, т/час;

b_max, b_min - максимальная и минимальная ширина разгрузочной щели по

каталогу, мм;

b - требуемая ширина разгрузочной щели, мм;

b _н - номинальная ширина разгрузочной щели, мм.

Q_щ = 288 –288 (130-95,2)/130=210,9 т/час

Q_к = 256+256 (95,2-75) /75=187,1 т/час

2. n₁, n₂ - количество щековых или конусных дробилок, необходимое для обеспечения заданной производительности

n₁ = Q₃ / Q_щ

n₂ = Q₃ / Q_к ;

n₁ = 207,26 / 210,9 = 0,98 ~ 1;

n₂ = 207,26 / 187,1 = 1,10 ~ 2.

3. t₁, t₂ - время работы щековых или конусных дробилок, необходимое для обеспечения заданной производительности, час;

Т – принятое время работы цеха дробления в сутки, час.

t₁=T*Q₁/n₁*Q_щ=18*207,26/1*210,9=18 ч;

t₂=T*Q₂/n₂*Q_к=18*207,26/2*187,1=10 ч.

l₁,l₂ – rкоэфициенты загрузки щековых или конусных дробилок

l=t*100%/T

l₁=t₁*100%/T=18*100/18=100%

l₂=t₂*100%/T=10*100/18=55%

В первой стадии дробления принимаем щековую дробилку, для которой коэффициент загрузки l₁=100%.

11. Суммарные характеристики крупности продуктов 4 и 5 см. рис. 2 и 3.

Таблица 4.Ситовый анализ руды после щековой дробилки.

Классы крупности в долях разгрузочной щели (b) дробилки, мм	Выходы классов крупности, %
	частный	суммарный (по -)
+190,4	0,00	100,00
-190,4+166,6	2,00	100,00
-166,6+142,8	3,00	98,00
-142,8+95,2	20,00	95,00
-95,2+71,4	20,00	75,00
-71,4+47,6	15,00	55,00
-47,6+23,8	20,00	40,00
-23,8	20,00	20,00

β ₅ = β₁ + β₁^+b * β₄ для d>b

β ₅ = β₁ + β₁^+d*β₄ для d<b

где : β₅ –содержание расчетного класса в продукте 5, %

β₁ - содержание расчетного класса в продукте,1%

β₄ - содержание расчетного класса в продукте,4%

β ₁ ^+b - содержание расчетного класса в продукте 1, доли ед.

β₅^-190,4 = β₁^-190,4 + β₁^+190,4 * β₄^-190,4 =71+0,29*100=100%

β₅^-150= β₁^-150 + β₁⁺¹⁵⁰ * β₄^-150=63+0,37*96=98,52%

β₅^-100 = β₁^-100 + β₁⁺¹⁰⁰ * β₄^-100=50+0,50*78=89%

β ₅^-50= β₁^-50 + β₁⁺⁵⁰ * β₄^-50=30+0,70*59=71,3%

12. Определяются веса продуктов Q и Q.

По суммарной характеристике продукта 5 находим значение β₅^+d2 и β₅^-0,5d2, β₅^-a2 необходимые для определения поправочных коэффициентов при дальнейшем расчете грохотов второй стадии грохочения.

β₅^+d2 =47%

β₅^-0,5d2 =27%

β₅^-a2=40%

Q₆=Q₅* β₅^-39 *E=320,83*0,40*0,8=102,67 т/час

Q₇=Q₅ – Q₆=320,83-102,67=218,16 т/час

13. Выбор конусной дробилки для второй стадии дробления.

Суммарные характеристики продуктов 8 и 9 см. рис.4 и 5.

Таблица 5. Ситовый анализ руды после КСД.

Классы крупности в долях разгрузочной щели (b) дробилки, мм	Выходы классов крупности, %
	частный	суммарный (по -)
+62,5	0	100
-62,5+56,25	0	100
-56,25+50	2	100
-50+37,5	10	98
-37,5+31,5	10	88
-31,5+25	10	78
-25+12,5	33	68
-12,5+6,25	15	35
-6,25	20	20

β₉ = β₅ + β₅^+b2 * β₈ для d>b

β₉ = β₅ + β₅^+d2* β₈ для d<b

β₉^-125 = β₅^-125 + β₅⁺¹²⁵ * β₈^-125=72+0,28*100=100%

β₉^-112,5= β₅^-112,5 + β₅^+112,5 *β₈^-112,5=64+0,36*98=99,28%

β₉^-75= β₅^-75 + β₅⁺⁷⁵ * β₈^-75=53+0,47*78=89,66%

β₉^-50 = β₅^-50 + β₅⁺⁵⁰ * β₈^-50=40+0,6*68=80,8%

β₉^-12,5= β₅^-12,5 + β₅^+12,5 β₈^-12,5=19+0,81*35=47,35%

Таблица 3. Результаты технико-экономического сравнения различных вариантов конусных дробилок для второй стадии дробления.[6]

Тип дробилки	Число дробилок шт.	Коэф. загрузки, %	Производительность т/час		Число часов работы всех дробилок		Вес, т
							На единицу		Всего
			На единицу	Всего
КСД 1750Гр1	2	71,2	72	144		13		51		102
КСД 1750Т	2	64	80	160		12		46,8		93,6

К установке принимаем конусную дробилку КСД 1750Т.

14. Количество продуктов 12 и 13 определяется по количеству просеиваемого материала с учетом эффективности грохочения третьей стадии грохочения. По рис.5 и рис.6 определяем:

β₉⁺¹⁰ =60%

β₁₃^-10 =85%

Q₁₀=Q₁*(1/E+ β₉⁺¹⁰ / β₁₃^-10 )=320,83*(1/0,8+0,60/0,85)=627,54 т/час

Q₁₁= Q₉= Q₁=320,83

Q₁₃= Q₁₂= Q₁₀ – Q₁=627,54-320,83=306,71 т/час

Q₁₀= Q₁ + Q₁₃=320,83+306,71=627,54 т/час

При этом в замкнутом цикле Q_зц. = (1,3 -1,4) Q_оц

15. Выбор короткоконусной дробилки для третьей стадии дробления.

Суммарная характеристика продукта 13 см. рис. 6.

Таблица 7.Ситовый анализ руды после КМД.

Классы крупности в долях разгрузочной щели (b) дробилки, мм	Выходы классов крупности, %
	частный	суммарный (по -)
+15	2	100
-15+13,5	3	98
-13,5+12	3	95
-12+9	10	92
-9+7,5	12	82
-7,5+6	15	70
-6+3	31	55
-3+1,5	11	24
-1,5	13	13

Определяем β₁₀⁺¹⁰ и β₁₀^-5:

β₁₀⁺¹⁰=1/(γ₁₀*E₃)

₁₀ =Q₁₀/Q₁=627,54/320,83=1,96

β₁₀⁺¹⁰=1/(1,96*0,8)= 0,64%

β₁₀⁺¹⁰=64%

β₁₀^-5=0,5*0,64=0,32%

Таблица 8. Технические характеристики конусных дробилок мелкого дробления.[6]

Тип дробилки	Число дробилок шт.	Коэф. загрузки, %	Производительность т/час		Число часов работы всех дробилок		Вес, т
							На единицу		Всего
			На единицу	Всего
КМД 3000Т	10	94	33,87	338,7		17		235		2350
КМД 2200Гр2	8	88	43,2	345,6		16		90		720

Для мелкого дробления принимаем КМД-3000Т.

Таблица 9. Технологическая характеристика выбранных дробилок.[6]

Параметры	Стадии дробления
	ЩПД 12х15 I стадия	КСД 1750Т II стадия	КМД 3000Т III стадия
Размер загрузочного отверстия, мм	1500	200	85
Размер разгрузочной щели, мм	155	30	6
Производительность, т/час	320	135	330