1.10.Выбор и расчет дробилки крупного дробления

Расчетная объемная производительность щековой дробилки может быть определена по следующей эмпирической формуле:

Q₀= (150 +750*B)*L*b*K_f*K_w*K_кр, м³/час,

где: В – ширина загрузочного отверстия дробилки, м;

L– длина загрузочного отверстия, м;

b– ширина разгрузочного отверстия, м;

K_f= 1,0 – поправочный коэффициент на крепость руды;

K_w= 1,0 – поправочный коэффициент на влажность;

K_кр= 1,0 – поправочный коэффициент на содержание крупных классов в питании (более 0,5В)

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

Выбираем щековую дробилку ЩДП 21х25.

Q_щ =(150+750В)· L· b· K_f · K_w · K_кр =(150+750·2,1)· 2,5· 0,25· 1,0 · 1,0 · 1,03=1045,78 м³/час (1760,69 т/час)

Определяем количество щековых дробилок и коэффициент загрузки:

n = Q_з / Q_расч. = 839,44/1045,78 = 0,8

К = Q_з / Q_пасп. = 839,44 / 1050 = 0,8

Таким образом, при заданных условиях дробления одна щековая дробилка 21х25 обеспечивает необходимую производительность.

1.11.Выбор и расчетоборудования для грохочения.

Перед второй и третьей стадиями дробления устанавливаем вибрационные (инерционные) грохоты.

Потребная площадь рассчитывается по удельным нагрузкам с учётом 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/час;

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

δ- насыпной вес материала, т/м³,δ= 1,75 т/м³;

k,l,m,n,o,p- поправочные коэффициенты, [1, стр.66].

F_II = 1469,02/ (55,9*1,75*0,4*3,36*1,35*1*1*1) = 8,28 м²

F_III = 4407,05 / (55,9*1,75*1,4*1,32*1,35*1*1*1) = 18,06 м²

Определяем количество грохотов:

n = F_расч / F_пасп. = 8,28/6,125 = 1,35, значит 2 грохота

n = F_расч / F_пасп. = 18,06/6,125 = 2,95 , значит 3 грохотов

Таблица 2. Характеристики грохотов.

Грохот	F, м2	Размер отверстия сита, мм	Количество грохотов
ГИТ -51	6,125	62,5	2
ГИТ-51А	6,125	15	3

Во второй стадии грохочения принимаем 2 грохота ГИТ-51, в третьей стадии – 3 грохота ГИТ-51А.

1.12.Выбор конусной дробилки для второй стадии дробления.

Для среднего дробления руд средней крепости применяют КСД.

Объемная производительность конусных дробилок среднего дробления:

Q₀ = Q_геом*K_f*K_кр = 40*D²*tgε*(e*cos50⁰ + b₀)*K_f*K_кр

где: K_криK_f– коэффициенты, учитывающие влияние, соответственно, крупности питания дробилки и прочностных характеристик горных пород;

Q_геом– производительность дробилки, определяемая ее конструктивными параметрами;

D– диаметр основания дробящего конуса, м;

E– угол между осью конуса и осью дробилки;

e– эксцентриситет;

b₀ – размер разгрузочного отверстия при смыкании, мм.

К расчетам принимаем КСД 2200Гр.

Определяем номинальную крупность питания: Dн¹= 250 / 350 = 0,71 В

Размер разгрузочного отверстия дробилки: b₀= 34,72 мм

Поправочные коэффициенты, [1, стр.62]:

K_f= 1,0;tgε= 0,035;e*cos50⁰= 20,8;Kкр = 1,05

Q = 40*2,2²*0,035*(20,8 +34,72)*1*1,05 = 395,01 м³/час

Таблица 3. Характеристика конусной дробилки среднего дробления.

КСД	В, мм	dmax, мм	b , мм	Коэф. загрузки	Q, м3/час	Кол-во
2200Гр	350	250	34,72	0,95	400	2

Определяем количество дробилок и коэффициент загрузки:

n = Q₄ / Q_расч. = 758,85/395,01 = 1,92 , значит 2 КСД

К = Q₄ / n*Q_пасп. = 758,85/2* 400 = 0,95

Во второй стадии дробления принимаем КСД 2200Гр.

1.13. Определение выхода продуктов 7, 8, 9 и 10 определяется по количеству про­сеиваемого материала с учетом эффективности третьей стадии грохочения.

Q₇=Q₆ =Q₁= 1469,02 т/час

γ₇ = γ₆ = γ₁ = 100 %

γ₈=C=200%

Q₈= γ₈*Q₆/100=200*1469,02/100=2938,03 т/час = 1678,88 м3/час

Q₉=Q₈=2938,03 т/час

γ₉= γ₈=200%

Q₁₀=Q₉+Q₆=2938,03+1469,02=4407,05 т/час = 2518,32 м3/час

γ₁₀= γ₆+ γ₉=100+200=300%