Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Обогащение полезных ископаемых. Учебное пособие для выполнения домашнего задания

.pdf
Скачиваний:
0
Добавлен:
12.08.2026
Размер:
1 Мб
Скачать

Определив 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 106+ 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)). E1a1 =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)).

E2a2 =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 3 · Qисх2· EIa1 = 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

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

Соседние файлы в предмете [НЕСОРТИРОВАННОЕ]