Обогащение полезных ископаемых. Учебное пособие для выполнения домашнего задания
.pdfОпределив расчетную площадь одного грохота по каталогу, выбирают грохот с ближайшей большей площадью. Выбранный грохот следует проверить по толщине слоя материала. Допускается высота слоя материала в разгрузочном конце грохота, равная четырехкратному размеру отверстий при грохочении руд, но не более 100 мм для руд.
Толщина слоя надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота рассчитывается по формуле
h = |
P |
, |
(2.3) |
|
|||
3,6rB v 100 |
|||
|
м |
|
|
где h – толщина слоя руды, мм;
P – масса надрешетного продукта на один грохот, т/ч; r – насыпная плотность материала, т/м3;
B – рабочая ширина грохота, м; номинальная ширина – 0,15 м;
vм – скорость движения материала по грохоту, м/с.
Для грохота с прямолинейными колебаниями (самобалансного с частотой колебаний 850…900 в минуту, с амплитудой колебания рамы грохота, где крепится сетка, равной до 16 мм) скорость движения принимаем 0,20…0,23 м/с.
Грохоты выбирают по каталогу с учетом производительности, максимального куска в питании и величины отверстий в сетке грохота. Технические характеристики грохотов приведены в приложении 2.
2.4 Пример расчета цикла дробления
Задание. Рассчитать схему дробления для следующих условий: производительность обогатительной фабрики по руде – Q = 4 млн т руды в год; руда характеризуется средней твердостью; насыпная плотность руды – 1,75 т/м3; плотность руды – 3 т/м3; влажность руды – 4 %. Крупность максимального куска руда, поступающего с карьера на дробление, составляет 900 мм, а крупность максимального куска руды, поступающей в шаровую мельницу – 13 мм. Принимаем трехстадиальную схему дробления (крупное, среднее и мелкое) с замкнутым режимом работы грохота с дробилкой мелкого дробления (рисунок 2.4).
21
Исходная руда |
|
|
||
Dmax |
1 |
γ1= 100 %, Q1 |
|
|
I Дробление (крупное) |
|
|
||
D2 |
2 |
γ1= γ2 = 100 %, Q1; Q2 |
||
Грохочение I |
|
+ a1 |
||
– a1, |
a1 |
4 |
||
3 |
|
|||
|
|
γ4, Q4 |
||
γ3, Q3 |
|
II Дробление (среднее) |
||
|
|
|||
|
|
|
D55 |
γ5 = γ 4 = 100 %, Q5 = Q4 |
|
6 |
γ 6 = γ 2 = 100 %, Q6 = Q2 |
||
|
10 γ 10=γ 6+ С, Q10 |
|
|
|
Грохочение II |
|
|
||
– a2 |
a2 |
8 |
+ a2 |
|
7 |
|
|
γ8 = C, Q8 |
|
γ7 = 100 %,Q7 =Q2 |
|
|
|
|
|
III Дробление (мелкое) |
|||
|
|
|||
dmax |
|
|
9 |
γ9 = γ8, Q9 = Q8 |
На измельчение |
|
|
D9 |
|
|
|
|
|
|
Рисунок 2.4 – Схема дробления руды |
||||
Производительность фабрики по руде (млн т/год) и крупность максимального куска руды, поступающего на дробление, конечная крупность дробленой руды указываются в варианте задания (приложение 1).
В случае когда в задании крупность максимального куска руды, поступающего на дробление, составляет 350 мм и менее, принимают двухстадиальную схему дробления (среднее и мелкое) с предварительным грохочением перед средним дроблением и с замкнутым режимом работы грохота с дробилкой мелкого дробления.
2.4.1 Расчет производительности корпусов дробления
1 Определим производительность отделения крупного дробления.
Режим работы примем по режиму работы рудника: при производительности фабрики свыше 3 млн т руды в год прини-
22
мается непрерывная семидневная неделя, три смены в сутки. Загрузка крупнодробленой руды происходит непосредственно из автомашин. Часовая производительность оборудования отделения крупного дробления с конусной дробилкой крупного дробления составит
Q |
= |
|
Qф.г |
|
= |
4 106 |
=600,8 т/ч; |
|
t |
K |
K |
8760 0,8 0,95 |
|||||
о.к |
|
|
|
|||||
|
|
к |
в |
н |
|
|
|
часовая объемная производительность:
= 600,8 =
Qо.к 1,75 343,3 м3/ч.
2 Определим производительность оборудования отделения среднего и мелкого дробления.
По общим условиям проектирования обогатительной фабрики предусматриваем склад крупнодробленой руды. Режим работы отделения среднего и мелкого дробления принимаем с 6 – дневной рабочей неделей.
Часовая производительность оборудования отделения среднего и мелкого дробления:
Q |
= |
|
Qф.г |
|
= |
4 |
106 |
=797 т/ч |
||
t |
K |
K |
6405 |
|
0,8 0,98 |
|||||
о.с.м |
|
|
|
|||||||
|
|
к |
в |
н |
|
|
|
|
|
|
или
Qо.с.м =1,75797 =455 м3/ч.
2.4.2 Пример расчета и выбора дробилок
1 Определяем общую степень дробления руды:
Sобщ = Dmax , (2.4)
d
max
где Dmax – максимальный размер кусков руды, поступающих на дробление, мм;
dmax – максимальный размер кусков руды, поступающих на измельчение, мм.
23
Таким образом, для примера Sобщ = Dmax = 900 =69,3
dmax 13
2 Выбираем степень дробления в отдельных стадиях. Общая степень дробления является произведением степе-
ни дробления каждой стадии:
Sобщ =Sкр Sср Sмел
или двухстадиальной схемы дробления:
|
|
|
|
Sобщ =Sср Sмел. |
|
|
|
|
|
Исходя из предположения, что S |
=S |
=S |
, S |
=S3 , |
|||
|
|
|
|
кр |
ср |
мел |
общ |
|
и |
тогда средняя степень дробления |
для |
одной |
стадии |
||||
S |
= 3 |
S |
= 3 |
69,3 4,1. |
|
|
|
|
ср |
|
общ |
|
|
|
=S2 |
|
|
|
Для двухстадиальной схемы дробления |
S |
, тогда |
|||||
S |
= 2 S . |
|
|
общ |
|
|||
|
|
|
|
|
||||
ср |
|
общ |
|
|
|
|
|
|
При замкнутом режиме в стадии мелкого дробления степень дробления в крупной и средней стадиях дробления должны быть несколько меньше Sср, а степень дробления в стадии мелкого дробления больше Sср. Ориентировочно значение степе-
ни дробления по стадиям находится в следующих пределах:
Sкр = 3…4; Sср = 3…5; Sмел = 4…6 (до 8 – при работе дробилки в замкнутом режиме).
Для крупного и среднего дробления принимаем:
|
|
|
|
|
Sкр =Sср =3,8 , |
|||
тогда S |
= |
Sобщ |
= |
69,3 |
=4,8 . |
|||
S |
S |
3,8 |
3,8 |
|||||
мел |
|
|
|
|||||
|
|
кр |
мел |
|
|
|
|
|
Sср можно несколько увеличить, приняв равным 4, тогда Sмел = 3,869,34 =4,6 .
В данном примере принимаем Sкр = Sср = 3,8 и Sмел = 4,8. Для двухстадиальной схемы дробления значение степени
среднего дробления принимают, исходя из рекомендованного диапазона, а степень дробления мелкого дробления определяют расчетом.
24
3 Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления, индекс размера куска соответствует номерам продуктов на схеме (см. рисунок 2.4):
|
-- после крупного дробления – D = |
Dmax |
= |
900 |
=237 мм; |
|
||||||||||
|
|
|
|
|
||||||||||||
|
|
|
2 |
|
Sкр |
3,8 |
|
|
|
|
|
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||
|
-- после среднего дробления – D = |
Dmax |
|
= |
900 |
|
=62 мм; |
|||||||||
|
S |
S |
|
3,8 3,8 |
||||||||||||
|
|
|
5 |
|
|
|
|
|
|
|||||||
|
|
|
|
кр |
ср |
|
|
|
|
|
|
|
||||
|
-- после |
мелкого дробления |
|
– |
|
D9 = |
|
|
Dmax |
= |
||||||
|
|
|
S S |
S |
||||||||||||
|
900 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
кр |
|
ср |
мел |
|
= |
|
=13 мм. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
3,8 3,8 4,8 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
Условная максимальная крупность куска руды после мелкого дробления должна быть равна конечной крупности дробленой руды, указанной в варианте задания.
4 Определяем ширину разгрузочной щели дробилок в крупной и средней стадиях дробления.
Безразмерный коэффициент закрупнения Z, равный отношению размера зерен к ширине разгрузочной щели дробилки, принимается равным:
-- крупное дробление – коэффициент закрупнения Zкр = = 1,5…1,7;
-- среднее дробление – коэффициент закрупнения Zср = = 2,0…2,5;
-- мелкое дробление – коэффициент закрупнения Zмел = = 2,5…3,5.
Размер разгрузочной щели дробилки крупного дробления, мм (сверяется с каталогом ККД, приложение 2):
iкр = D2 = 237 =157 ≈150 мм, Zкр 1,5
где D2 – условная максимальная крупность куска руды в продукте разгрузки ККД, мм;
Zкр – коэффициент закрупнения дробилки крупного дробления.
Тогда размер разгрузочной щели дробилок среднего дробления (сверяется с каталогом КСД, приложение 2):
25
iср = D5 = 62 30 мм. Zср 2,1
Размер разгрузочной щели дробилок мелкого дробления (сверяется с каталогом КМД, приложение 2):
i |
= |
D9 |
= |
13 |
=4,3 мм. |
||
Z |
|
3 |
|||||
мел |
|
|
|
||||
|
|
мел |
|
|
|
|
|
Принимаем 5 мм или 7 мм. Мелкое дробление осуществляется в замкнутом режиме с грохотом. Для снижения циркулирующей нагрузки в третьей стадии желательно выходную щель дробилки принимать минимальной для данного типоразмера. Однако поддерживать такую выходную щель в эксплуатационных условиях при большой производительности затруднительно. Несмотря на то, что минимальный размер щели дробилки
КМД-2200 равен 5 мм, принимаем iмел = 7 мм.
5 Выбираем размеры сита грохота и принимаем эффективность грохочения при среднем и мелком дроблении.
По практическим данным соотношение между размерами отверстий грохотов и шириной разгрузочных щелей дробилок примерно равно:
-- при крупном дроблении a = iкр;
-- среднем дроблении a = (1,5…1,8)iср; -- мелком дроблении a = (2…3)iмел.
Эффективность грохочения зависит от типа грохота, который принят к установке. Перед средним и мелким дроблением принимаем к установке вибрационные грохота, эффективность грохочения на которых принимаем в пределах 80…85 %.
Размер отверстий в сетке грохота перед средним дроблением вычисляем a1 =1,8iср =1,8 30 =54 мм, принимаем равным 60 мм (сверяем с каталогом грохотов, выбираем наиболее близкий размер отверстий просеивающей поверхности, который существует (приложение 3)). E1−a1 =80 %.
Размер отверстий в сетке грохота перед мелким дроблени-
ем принимаем a2 =2iмел =2 7 =14 15 мм (сверяем с каталогом грохотов, выбираем наиболее близкий размер отверстий про-
сеивающей поверхности, который существует (приложение 3)).
E2−a2 =85 %.
6 Строим гранулометрические характеристики.
26
Из задания максимальный размер куска руды в питании Dmax = 900 мм, для установки принята конусная дробилка крупного дробления. Из типовой характеристики конусной дробилки крупного дробления (см. рисунок 2.2, зависимость 2) получаем выход класса от безразмерной величины закрупнения Z (колонки 1 и 2 в таблице 2.5).
Таблица 2.5 – Результаты расчета гранулометрической характеристики для ККД
Z |
Суммарный |
Крупность класса |
Крупность класса продукта |
|
выход +, % |
исходной руды, мм |
конусной дробилки |
||
|
||||
|
|
|
|
|
+0 |
100 |
+0 |
+0 |
|
+0,2 |
87 |
+120 |
+32 |
|
+0,4 |
70 |
+240 |
+63 |
|
+0,8 |
35 |
+480 |
+126 |
|
+1 |
27 |
+600 |
+158 |
|
+1,2 |
10 |
+720 |
+189 |
|
+1,5 |
5 |
+900 |
+237 |
|
|
|
|
|
Пересчитываем гранулометрическую характеристику для
исходной руды: |
|
|
|
|
|
|
|
||||
|
900 1,2 |
=720 мм ; |
900 1,0 |
=600 мм ; |
900 0,8 |
=480 мм ; |
|||||
1,5 |
1,5 |
1,5 |
|||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|||||
|
|
|
900 0,4 |
=240 мм ; |
900 0,2 |
=120 мм . |
|||||
|
|
1,5 |
1,5 |
||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
||||
Крупность класса продукта разгрузки конусной дробилки крупного дробления определили исходя из назначенной степени дробления Sкр = 3,8.
На рисунке 2.5 приведены гранулометрические характеристики исходной руды и продукта после крупного дробления в ККД для рассматриваемого примера.
Строим гранулометрическую характеристику для разгрузки средней дробилки, используя типовую характеристику дробления (см. рисунок 2.3). В таблице 2.6 приведены результаты пересчета гранулометрической характеристики продукта разгрузки конусной дробилки среднего дробления.
27
Рисунок 2.5 – Расчетные гранулометрические характеристики для данного примера: 1 – исходная руда; 2 – продукт разгрузки стадии крупного дробления в конусной дробилке
Таблица 2.6 – Результаты расчета гранулометрической характеристики дробленых продуктов конусной дробилки среднего и мелкого дробления
|
Суммарный |
Крупность класса руды |
Крупность класса руды |
dн, мм |
в разгрузке средней ко- |
в разгрузке мелкой ко- |
|
|
выход +, % |
нусной дробилки, мм |
нусной дробилки, мм |
|
|
||
+0 |
100 |
+0 |
+0 |
+0,2 |
65 |
+12 |
+3 |
+0,4 |
40 |
+25 |
+5 |
+0,6 |
22 |
+37 |
+8 |
+0,8 |
12 |
+50 |
+10 |
+1 |
5 |
+62 |
+13 |
7 Рассчитываем материальный баланс руды схемы дробления. Перед крупным дроблением грохот не устанавливается, поскольку содержание готового класса (–237 мм) в исходной руде составляет 25 %; по плюсовой характеристике выход составляет 75 % (см. рисунок 2.5, 1 исходная руда), что ниже предельного значения 26% (см. таблицу 2.1).
28
Рисунок 2.6 – Расчетная гранулометрическая характеристика разгрузки конусной дробилки среднего (1) и мелкого (2) дробления
для рассматриваемого примера
Перед средним дроблением выбираем грохот с размерами отверстий 60 мм и по гранулометрической характеристике, построенной для данного примера (см. рисунок 2.5, продукт разгрузки стадии крупного дробления в конусной дробилке) определяем выход продуктов g3 и g4 и по массе продукта в единицу времени. Таким образом, получаем выход надрешетного продукта γ4+ = 72 %, соответственно выход подрешетного продукта γ3− = 28 %. Затем определяют Q3 и Q4, т/ч и м3/ч. Объемную производительность в метрах кубических в час рассчитывают, разделив значение в тоннах в час на насыпную массу руды (1,75 т/м3). С учетом эффективности грохочения 80 % масса подрешетного продукта составит
Q3 =γ3 · Qисх2· EI−a1 = 0,28·797·0,8 = 179 т/ч или Q3 =1,75179 =102 м3/ч.
Тогда масса надрешетного продукта, поступающего в дробилку среднего дробления, составит
Q4 = Q2 – Q3 = 797 – 179 = 618 т/ч или 353 м3/ч.
Для упрощения расчетов примем в стадии мелкого дробления циркулирующую нагрузку равной 135 %. Определяем мас-
29
сы продуктов (учитывая, что в данном примере часовая производительность отделений крупного, среднего и мелкого дробления разные):
-- в дробилку крупного дробления поступает Qисх1 = 601 т/ч; -- в дробилку среднего дробления – Q4 = 618 т/ч;
-- в дробилку мелкого дробления, работающую в замкнутом режиме с грохотом, поступает циркулирующая нагрузка Q8 =797 1,35 =1076 т/ч.
На склад (в бункер) мелкодробленой руды поступает 797 т/ч. 8 Выбор дробилок. Исходные данные, согласно результа-
там расчета, сводятся в таблице 2.7.
Таблица 2.7 – Исходные данные к выбору дробилок
|
Стадии дробления |
||
Данные расчета |
первая |
вторая |
третья |
|
(крупное) |
(среднее) |
(мелкое) |
Крупность наибольших кусков |
900 |
237 |
62 |
в питании, мм |
|
|
|
Ширина разгрузочной щели, мм |
150 |
30 |
7 |
Требуемая производительность т/ч |
601 |
618 |
1076 |
м3/ч |
343 |
353 |
615 |
По каталогам дробилок (приложение 2) этим требованиям удовлетворяют: для первой стадии дробления – конусная дробилка крупного дробления размером 1200 мм; для второй стадии – конусная дробилка среднего дробления размером 2200 мм; для третьей стадии – конусная дробилка мелкого дробления размером 2200 мм. Технические характеристики дробилок приведены в таблице 2.8.
Коэффициент загрузки дробилок определяется делением заданной производительности на производительность дробилки с учетом их количества.
Этот коэффициент должен находиться в пределах 0,70…0,75. Если коэффициент загрузки дробилки получается низким, например 0,35…0,40, то тогда необходимо, если это возможно, взять ту же дробилку, но с меньшим размером разгрузочной щели, это обеспечит меньшую производительность дробилки, или в случае с дробилкой крупного дробления можно произвести замену конусной дробилки крупного дробления на щековую дробилку.
30
