МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра обогащения полезных ископаемых

Курсовая работа по дисциплине

"Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению"

Выполнил:

студент гр. ОПИ-10

Ключарев К.А.

Проверил:

Проф. Юшина Т.И.

Москва, 2012

Содержание:

1. Задание на расчет схемы и выбор оборудования по дроблению и измельчению…………………………………………………………..4

2. Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования……..6

3. Расчет схемы измельчения и выбор оборудования………………..15

4. Библиографический список…………………………………………20

5. Приложения…………………………………………………………..21

Задание на расчет схемы и выбор оборудования по дроблению и измельчению

1. Рассчитать схему дробления и измельчения для производительности и условий, заданных в таблице 1, вариант №11.

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 выполнение 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 в продукте измельчения принять по таблице 1 для соответствующего номера задания;

г) Схему дробления принять 3-стадиальной с предварительным грохочением в 1 и 2 стадиях и с замкнутом циклом грохочения в 3 стадии. Схема измельчения-1-стадиальная, шаровые мельницы в замкнутом цикле с классификаторами. Схема операций дробления и измельчения дана на рис.1;

д) Удельную производительность мельницы сливного типа номинального диаметра 2,7мс для заданных условий измельчения принять равной 1 т/м³час, по вновь образованному классу минус -0,074 мм;

е) Плотность руды-2,7 т/м³;

ж) Насыпная плотность-1,6 т/м³.

Параметры

1. Производительность цеха дробления и измельчения, Q_зад, т/сутки 6000

2. Диаметр максимального куска в исходной руде, D_max, мм 450

3. № характеристики крупности исходной руды 2

4. Характеристики крупности дробленного продукта после 1 стадии 10;7

5. № характеристики крупности руды после стандартной конусной 13

дробилки (после 2 стадии)

6. № характеристики крупности руды после коротконусной дробилки 16

(после 3 стадии)

7. Крупность питания мельниц, мм 6

8. Содержание класса -0,074 мм в питание мельниц в продукте 2,в % 7

9. Содержание класса -0,074 мм в продукте после измельчения,% 52

Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования

1. Определнеие производительности цеха дробления.

Цеха дробления на обогатительных фабриках работают, как правило, 2-3 смены в сутки и 6 дней в неделю. Производительность цеха дробления может быть определена согласно формуле:

Q=(Q_c*k)/t, т/час

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

t- время работы цеха дробления в сутки, час;

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

Q=(6000*1,1)/18=366,7

2. Построим суммарную характеристику крупности исходной руды.

Ситовой анализ исходной руды

Табл.1

Классы крупности,мм	Выход классов крупности
	Частный, %	Суммарный по «+»,%
-450+337,5	8	8
-337,5+225	12	20
-225+112,5	17	37
-112,5+56,25	20	57
-56,25+0	43	100

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

i_общ=D_max/d_max=i₁*i₂*i₃

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

d_max-размер максимального куска материала после дробления, мм;

i_общ=450/6=75

Степени дробления 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, затем вычисляют третью. При этом i_ср=

i_ср= =4,2 , тогда i₁=3 i₂=5 i₃=5

4. Определение размера максимальных кусков по стадиям дробления:

d₅=d₁/ i₁=450/3=150мм

d₉= d₅/ i₂=150/5=30мм

d₁₁= d₉/ i₃=30/5=6мм

5. Размер разгрузочных щелей дробилок определяется на основание табл.1, составленной по средним практическим данным.

b₁= d₅/z₁ b₂= d₉/z₂

z₁- применять с учетом заданного характера руды по любому тиру дробилок для крупного дробления;

z₂- принять с учетом характера руды по нормальным конусным дробилкам для среднего дробления.

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

Табл.2

Характеристики руд	Дробилки для крупного дробления		Дробилки для среднего и мелкого дробления
	Конусные ККД	Щековые ЩКД	Нормальные конусные	Короткоконусные
Твердые Средние Мягкие	1,6 1,4 1,1	1,7 1,5 1,3	2,4 1,8 1,3	2,7 2,2 1,7

b₃=a₃ для замкнутого цикла 3-ей стадии дробления разгрузочная щель дробилок принимается обычно равной размеру отверстий грохота.

ЩКД: b₁=150/1,5=100 мм ККД: b₁=150/1,4=107,1 мм

b₂=30/1,8=16,7 мм

b₃= a₃=6 мм

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

В₁=(1,1-1,2) d₁

В₁=1,1*450=495 мм

В₂=1,1*150=165 мм

В₃=1,1*30=33 мм

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

-для 1-ой стадии грохочения d₅ а₁> b₁ обычно принимают а₁= d₅;

-для 2-ой стадии грохочения d₉ а₂> b₂;

-для 3-ей стадии грохочения при замкнутом цикле размер отверстий сита грохота принимается равным размеру куска a₃= d₁₁

а₁= d₅=150мм 30 а₂>16,7 a₃= d₁₁=6мм

8. Эффективность операций грохочения принимается в соответствие с предполагаемым типом грохота.

В 1-ой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые грохота, эффективность грохочения которых принимается

Е₁=0,6-0,7

Во 2-ой и 3-ей стадиях могут приниматься полувибрационные и вибрационные , эффективность грохочения которых принимается

Е₂=Е₃=0,8-0,85

Е₁=0,6 Е₂=Е₃=0,8

9. Определение выхода продуктов по1-ой стадии дробления.

Q₂=Q_1* β₁^-a_* Е₁

2= Q₂/ Q_1*100,% 3 =100- 2, %

Q₃= Q₁- Q₂т/час 4= 3,%

Q₄= Q₃ т/час 5= 1,%

Q₅= Q₁т/час

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

_{2, 3, 4, 5} – выход продуктов 2,3,4,5 соответственно,%;

β₁^-a- содержание класса размером меньше а₁ определяется по характеристике крупности исходной руды

β₁^-a=27%

Q₂=366,7*0,27*0,6=59,4=т/час ₂=(83,6/183,3)*100%=16,2%

Q₃=366,7-59,4=307,3=т/ч ₃=100-16,2=83,8%

Q₄=307,3т/ч ₄=83,5%

Q₅=366,7т/ч ₅=100%

10. Выбирается дробилка для 1 стадии дробления и приводится ее техническая характеристика из справочных таблиц (приложение 1). Выбор дробилки осуществляется в результате технико-экономического сравнения нескольких возможных вариантов. Для 1 стадии дробления следует принимать боле крупные дробилки, в результате чего снижаются затраты на устройство дополнительных приемных бункеров и питателей.

Результаты технико-экономического сравнения вариантов заносятся в Табл.3

Результаты технико-экономического сравнения

Тип дробилки	Число дробилок, Шт.	Коэф-т загрузки, %	Производи- тельность, т/час		Число часов всех дробилок, ч	Вес,тонн
			На ед.	Всего		На ед.	Всего
Щековые	7	91,1	57,5	402,5	16,4	21,2	148,4
Конусные	1	97,8	374,85	374,85	17,6	148	148

Примечание к заполнению таблицы №3:

11. Q_щ и Q_к- производительность щековой и конусной дробилок при требуемой ширине разгрузочной щели, т/ч;

Q_к,щ= Q_max- ((Q_max- Q_min)/(b_max-b_min))*( b_max-b)

Q_к,щ=Q_н-( Q_н/b_н)*( b- b_min)

Где Q_max, Q_min- максимальная и минимальная производительность дробилок по каталогу, мм;

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

Щ: Q_щ=80-((80-35)/(130-70))*(130-100) =57,5 т/ч

К: Q_к=350+(350/100)*(107,1-100)=374,85 т/ч

2) n₁,n₂-количество щековых и конусных дробилок, необходимое для обеспечения заданной производительности, час

n₁=Q_з/ Q_щ=366,7/57,5=6,3=7

n₂= Q_з/ Q_к=366,7/374,85=0,94=1

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=(Т* Q_з)/( n₁* Q_щ)=(18*366,7)/(7*57,5)=16,4ч

t₂=(Т* Q_з)/( n₂* Q_к)= (18*366,7)/(1*374,85)=17,6ч

4) l₁,l₂- коэффициенты загрузки щековых или конусных дробилок

l= t/Т

l_1щ=(16,4/18)*100=91,1% l_2к=(17,6/18)*100=97,8%

К установке следует принять тот тип дробилки, для которого:

а) больше коэффициент загрузки;

б) меньше общий вес.

Следовательно принимаем ККД – 900/140

11. Расчет гранулометрического состава продукт 5 начинается с построения ситовой характеристики продукта 4. Для этого на основании типовых характеристик крупности дробленных продуктов (5) составляется таблица, аналогичная характеристикам крупности исходной руды, и по ней строится в удобном масштабе требуемая характеристика продукта 4.

По осям абцисс ситовых характеристик продуктов 1 и 4 намечаются значения крупности d , по которым будет рассчитан состав продукта 5.

При этом руководствуются следующими соображениями:

- для построения суммарной характеристики продукта 5 достаточно 4-5 точек;

- точки должны быть, по возможности, равномерно распределены на осях 0- d₁ и d₄.

Для облегчения расчетов по характеристике продукта 5 желательно принять те же крупности, по которым построена характеристика продукта 4.

В расчетах удобно пользоваться следующими уравнениями:

β₅^-d= β₁^-d+ β₁^+b* β₄^-d для d<b

β₅^-d= β₁^-d+ β₁^+d* β₄^-d для d>b

где β₅^-d- содержание расчетного класса в продукте 5,%;

β₁^-d- содержание расчетного класса в продукте 1,%;

β₄^-d- содержание расчетного класса в продукте 4, %;

β₁^+b- содержание расчетного класса в продукте 1, доли единицы.

Например, пусть крупный кусок в продукте 4 имеет размер около 200 мм, тогда для расчета гранулометрического состава продукта 5 достаточно наметить размеры классов 200, 150, 100, 50, 25 мм.

При расчете выписываются формулы для всех классов, в строку к ним даются цифровые решения, например:

β₅^-200= β₁^-200+ β₁⁺²⁰⁰* β₄^-200

β₅^-150= β₁^-150+ β₁⁺¹⁵⁰* β₄^-150

По вычисленным выходам строится суммарная характеристика продукта 5:

Табл.4

Ситовой анализ руды после ККД

Классы крупности,мм	Выход классов крупности
	Частный, %	Суммарный по «+»,%
>214,2	0	0
-214,2+188,125	0	0
-188,125+161,25	0	0
-161,25+107,5	10	10
-107,5+80,625	20	30
-80,625+53,75	20	50
-53,75+26,875	25	75
<26,875	25	100

β₅^-214,2=45+0,55*100%=100%

β₅^-188,125=31+0,69*100%=100%

β₅^-161,25=27+0,73*100%=100%

β₅^-107,25=19+0,81*90%=91,9%

β₅^-80,625=13+0,87*70%=73,9%

β₅^-53,75=8+0,92*50%=54%

β₅^-26,875=4+0,96*25%=28%

По вычисленным выходам классов строим суммарную характеристику крупности продукта 5 (рис. 4)

12. Определяются веса продуктов Q₆ и Q₇

Q₆= Q₅* β₅^-a2*Е₂ Q₇= Q₅- Q₆

Значение β₅^-d2 определяется из характеристики продукта 5.

По суммарной характеристики продукта 5 находят также значение

β₅^+d2 и β₅^-0,5d2, необходимые для определения поправочных коэффициентов при дальнейшем расчете грохотов второй стадии грохочения.

Q₆=366,7*0,26*0,8=76,27 т/ч

Q₇=366,7-76,27=290,43 т/ч

₆=(64,7/183,3)*100%=20,8% ₇=100-20,8=79,2%

13. По типовым характеристикам дробленных продуктов после 2 стадии дробления (5) производится расчет и построение характеристики крупности продукта 9.

Исходным продуктом будет продукт 5, тогда расчетные формулы будут:

β ₉^-d= β₅^-d+ β₅^+b2* β₈^-d для d<b

β ₉^-d= β₅^-d+ β₅^+d* β₈^-d для d>b

Где b=27,8

Табл.5

Ситовой анализ руды нормальной конусной дробилки среднего дробления(продукт 8)

Классы крупности,мм	Выход классов крупности
	Частный, %	Суммарный по «+»,%
>41,75	0	0
-41,75+37,575	0	0
-37,575+33,4	0	0
-33,4+25,05	1	1
-25,05+20,875	5	6
-20,875+16,7	9	15
-16,7+8,35	35	50
-8,35+4,175	25	75
<4,175	25	100

β ₉^-33,4=35+0,65*100=100%

β ₉^-25,05=27+0,73*99 =99,27%

β ₉^-20,875=23+0,77*94=95,38%

β ₉^-16,7=18+0,82*85=87,7%

β ₉^-8,35=9+0,91*50=54,5%

β ₉^-4,175=5+0,95*25=28,75%

По вычисленным выходам классов крупности строим суммарную характеристику крупности продукта 9.

14. На основание сравнительных расчетов выбирается дробилка для 2 стадии по справочным таблицам (приложение 2), выписывается ее техническая характеристика и вычисляется коэффициент загрузки.

По данным таблицы выбираем для 2 стадии дробилку КМД-2200Гр - Д. Вычисляем производительность для разгрузочной щели 16,7 мм.

Q_max=325; Q_min=220; b_max=20; b_min=10; b=16,7

Q_к= Q_max+((Q_max- Q_min)/(b_max-b_min))*( b-b_min)

Q_к=325+((325-220)/(20-10))*(16,7-10)=395,35 т/ч

n = Q₇/ Q_к=290,43/395,35=0,735=1

t=(Т* Q₇)/ (n *Q_к)=(18*290,43)/(1*395,35)=13,2 часа

l= t/Т=(13,2*100%)/18=73,3%

Остальные типы дробилок не подошли по исходным данным

15. Схема 3 стадии рассчитывается упрощенно. Строится характеристика крупности 13 по типовой характеристике продуктов 5 аналогично 4 и 8.

Количество продуктов 12 и 13 определяется по количеству просеиваемого материала с учетом эффективности грохочения 3 стадии грохочения

Q₁₀=Q₁(1/Е₃+ β ₉^+d3/ β ₁₃^+d3)

Где β ₉^+а3 и β ₁₃^-а3 содержание класса крупнее и мельче а₃ в продукте 9 и 13 соответственно.

Так как Q₁₁= Q₉= Q₁, то Q₁₀= Q₁+ Q₁₃,

а Q₁₃= Q₁₂= Q₁₀- Q₁

Табл.6

Ситовой анализ руды после короткоконусной дробилки(продукт 13)

Классы крупности,мм	Выход классов крупности
	Частный, %	Суммарный по «+»,%
>15	0	0
-15+13,5	0	0
-13,5+12	1	1
-12+9	6	7
-9+7,5	8	15
-7,5+6	10	25
-6+3	35	60
-3+1,5	16	76
<1,5	24	100

Q₁₀= 366,7(1/0,8+0,6/0,75)=751,735т/ч

Q₁₁= Q₉= Q₁=366,7 т/ч

Q₁₃= Q₁₂=751,735-366,7=385,035 т/ч

16. Дробилки 3 стадии выбираются по производительности Q₁₂. При этом в замкнутом цикле Q_з.ц.=(1,3-1,4) Q_о.ц.

Q_max=475; Q_min=300; b_max=15 мм; b_min=5 мм; b=6 мм

Q_к= Q_max- ((Q_max- Q_min)/(b_max-b_min))*( b_max-b)

Q_к=450-((450-300)/(15-6))*(6-5)=433,33 т/ч

n = Q₁₂/ Q_к=385,035/433,33=0,91=1

t=(Т* Q₁₂)/ (n *Q_к)=(18*395,35)/(1*433,33)=16,42 часов

l=( t/Т)*100%=(16,42/18)*100=91,2%

Q_з.ц=1,3*395,35=513,955 т/ч

Табл.6

Требования, которым должны удовлетворять дробилки

Параметры	Стадии дробления
	1	2	3
Размер загрузочного отвестия,мм Размер разгрузочного отверстия,мм Производительность, т/ч	495 107,1 382,66	250 16,7 395,035	130 6 433,33

17. Для выбора грохотов 3 стадии при грохочении продукта 10 определяются значения β ₁₀^+а3 и β ₁₀^-0,5а3

= 751,735/366,7= 2,05

= 1/(1,7*0,8)= 74%

= 0,5*(1-0,74)= 13%

18. Выбор и расчет грохотов. Перед 1-ой стадией крупного дробления обычно устанавливают колосниковые грохота.

Целесообразность их установки определяется по содержанию в исходной руде. Площадь решетки колосникового грохота определяется по эмпирической формуле

F=Q/(2.4*d)

F-площадь решетки грохота, м²

Q-часовая производительность грохота по питанию, т/ч

d- ширина щели между колосниками, мм

Q= Q₁=366,7 т/ч

d =150 мм

F=366,7/(2,4*150)=1,02 м²

Потребная площадь полувибрационных и вибрационных грохотов, устанавливаемых перед 2 и 3 стадиями дробления, рассчитывается по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов на условиях грохочения:

F=Q/(g *δ*k*l*m*n*o*p)

Где F- рабочая площадь сита, м;

Q- производительность по исходному, т/ч;

g- удельная производительность на 1 м поверхности сита, м³/час

δ- насыпной вес материала, т/м, δ=1,6 т/м;

k,l,m,n,o,p- поправочные коэффициенты, определяемые из таблицы.

d ₉=30 мм

ГИТ-31 F₂=366,7/(34*1,6*1,8*1*1,3*1*1*1)=2,88 м²

d ₁₁=6 мм

ГCТ-61 F₃=366,7/(17*1,6*1*1*1,3*1*1*1)=10,37 м²