I крупное дробление

2

II Слад дробленой руды

КСД-1750Гр2

i_II=40мм

n=1

k_з=0,7

D₃=72мм

III среднее дробление

3

4

IV грохочение ГИТ 51А

5 а_III=10мм, Е_III=85% 6

V мелкое дробление

КМД-2200Т1,5М

i_IV=7мм

n=1

k_з=1,02

D₇=10мм

7

VI Бункера главного корпуса

8

9

VII Измельчение 1 ст.

10

VIII Классификация

11 12 13

IX Классификация

16 14

X Измельчение 2 ст.

На обогащение 15

Рисунок 1 Схема рудоподготовки проектируемой фабрики

Определим общую степень дробления:

Выберем степень дробления в отдельных стадиях:

=3,68; S= S₁* S₂*S₃; S₁= 4; S₂= 3,5;

тогда S₃=

где S_ср-средняя степень дробления для одной стадии;

n-число стадий дробления

Определим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления

принимаем

Определим ширину разгрузочных щелей дробилок в первой, второй, третьей стадиях дробления по формуле:

где z - значение для щековой дробилки находим по типовой характеристике [1, с.48], для конусных дробилок среднего и мелкого дробления по таблице 6 [1].

Разгрузка щели дробилки работающей в замкнутом цикле рассчитывается:

тогда D₇=10 мм принимаем

Выберем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения для третьей стадии дробления

Для мелкого предварительного грохочения эффективность грохочения принимают в пределах 80-85% (при установке вибрационных грохотов).

Для рассчитываемой нами схемы принимаем: а_III=10мм, Е^-10_III=85%.

Проверим соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.

а) определим приблизительное значение массы 5 продукта, поступающего в III стадию дробления. Находим по табл. 8 [1] ориентировочный выход продукта (для руды твердой твердости): γ₆=135%.

По формуле Q_п=Q₁γ_п определяем массу продукта: Q₆=281×1,35=379т/час.

б) выберем дробилки. Требования, которым должны удовлетворять дробилки, согласно результатам предварительного расчета схемы дробления указаны в таблице 1. технологические характеристики выбранных дробилок приведены в таблице 2.

Таблица 1. Требования, которым должны удовлетворять дробилки

Показатели	Стадия
	I	II	III
Крупность наибольших кусков в питании, мм	1000	250	72
Ширина разгрузочной щели, мм	152	40	7
Требуемая производительность, т/ч	336	281	379
Требуемая производительность, м3/ч	175	146	198

Таблица 2 - Технологическая характеристика выбранных дробилок

Стадия дробления	Тип и размер дробилок	Ширина приемного отверстия мм.	Пределы регулирования разгрузочной щели, мм	Номинальная производите- льность(табл), м3/час	Коли чество	Кз	Производительность при заданной щели, т/ч
І	ЩДП12х15	1200	155±40	310	1	0,96	416
ІІ	КСД1750Гр2-Д	350	35-65	230-400	1	1,22	306
ІІІ	КМД2200Т1,5М	100	6-15	150-250	2	1,5	395,2

Учитывая замкнутый цикл к_з.цикл=1,3-1,4 определяем Q₃

Q₃=(1,3-1,4)×175=245

Уточненный расчет схемы

Предварительно нужно построить характеристики крупности для β^+d₁, b^+d_I (табл 3)

(рисунок 1), b^+d_II b^+d_IV Характеристики крупности построены на основании типовых характеристик крупности дробленых продуктов конусных дробилок крупного, среднего и мелкого дробления [1, с.48,49].

Таблица 3 Пересчет типовой характеристики в характеристики исходной руды и продукта щековой дробилки.

По типовой характеристике		Исходная руда	Продукт щековой дробилки
Крупность классов в долях ширины щели дробилки	Суммарный выход класса по «+», %	Крупность класса, мм	Крупность класса, мм i=152
1,7	5	1000	258
1,3	16	765	198
1,1	27	647	167
1,0	37	588	152
0,9	40	529	137
0,5	72	294	76
0,3	87	176	46

Рисунок 1. Характеристики крупности исходной руды - β^+d₁ (1) и разгрузки щековой дробилки - b^+d_I (2)

Таблица 4. Пересчет типовых характеристик для дробилок КСД-1750 и КМД-2200 к заданным размерам выходных щелей.

По типовой характеристике		Продукт КСД при i=40мм	Продукт КМД при i=7мм
Крупность класса в долях максимального куска	Суммарный выход класса по «+», %	Крупность класса, мм (d=72мм)	Крупность класса, мм (d=10мм)
1,0	5	72	10
0,8	11	57,6	8
0,6	22	43,2	6
0,4	40	28,8	4
0,2	66	14,4	2
0,1	80	7,2	1

Характеристика крупности разгрузки дробилки среднего дробления

Характеристика крупности разгрузки дробилки мелкого дробления

Рисунок 2. Характеристики крупности разгрузки дробилки среднего дробления - b^+d_II (1) и разгрузки дробилки мелкого дробления - b^+d_IV (2)

Расчет схемы дробления и выбор оборудования для дробления:

Определим массы продуктов, поступающих в операции дробления.

Q₁=Q₂=336т/ч;

Q₃=Q₅=281т/ч;

Q₄= Q₃(1/Е^-10_II+β⁺¹⁰₃/b^-10_IV)=281×(1/0,8+0,74/0,5)=767т/ч; β⁺¹⁰₃=74%=0,66 д.ед. b^-10_IV=50%=0,5 д.ед. (2.2.6.[1])

Q₆=Q₇=Q₄-Q₅=767-281=486т/ч. γ₄=Q₄/Q₃=(767/281)×100%=273%

1. К установке в первую стадию дробления принята дробилка ЩДП-12х15, производительность дробилки по каталогу Q_k=416т/ч; Q₁=336т/час;

k_др=0,85 т.к (f=17); k_кр=1,2; k_вл=1(т.к. ώ=4%)

k_δ=3,2 /2,7=1,18

Q=416×0,85×1,18×1,2×1=501т/час; n_І=Q/Q_дрІ=336/501=0,7≈1 к_зІ=0,7

Окончательно принимаем к установке 1 дробилку ЩДП-12х15.

2. К установке во вторую стадию дробления принята дробилка КСД-1750-Гр2Д, производительность дробилки по каталогу Q_k=340т/час; Q₂=281т/час;

k_др=0,85 т.к (f=17); k_кр=1,2; k_вл=1(т.к. ώ=4%)

k_δ=3,2 /2,7=1,18

Q_дрІІ=340×0,85×1,18×1,2×1=409т/ч; n_ІІ=Q₂/Q_дрІІ=281/409=0,7≈1; к_зІІ=0,7/1=0,7

Окончательно принимаем к установке 1 дробилки КСД-1750 Гр2-Д.

3) К установке в третью стадию дробления принята дробилка КМД-2200Т1,5М производительность дробилки по каталогу Q_k=395,2т/ч; Q₆=486т/час;

k_др=0,85 т.к (f=17); k_кр=1,2; k_вл=1(т.к. ώ=4%)

k_δ=3,2 /2,7=1,18

Q=395,2×0,85×1,18×1,2×1=476 т/ч; n_ІV=Q/Q_дрІV=486/476=1,02≈1 к_зІІ=1,02/1=1,02

Окончательно принимаем к установке 1 дробилку КМД-2200Т1,5М

Результаты расчета дробилок заносим в таблицу 5.

Таблица 5. Результаты расчета дробилок

Стадия дробле- ния	Тип и размер дробилок	Расчетная максимальная крупность куска в питании, мм	Производительность, т/ч			Количест-во дробилок по расчету, n	Кз
			Требуемая, Qп	При заданной разгрузочной щели, Qk	С учетом коэффи-циентов, Q
I	ЩДП-12х15	1000	336	416	501	1	00,7
II	КСД-1750Гр2-Д	250	281	340	409	1	0,7
III	КМД-2200Т1,5М	72	486	395,2	476	1	01,02

Выбор и расчет оборудования для грохочения

Для грохочения рудного материала применяют неподвижные и подвижные грохоты различных типов.

Тип выбираемых грохотов зависит от размеров кусков материала, крупности разделения, требуемой эффективности и физических свойств руды, из которых плотность играет основную роль. Чаще всего для грохочения на современных рудных фабриках используют вибрационные грохоты. Вибрационные грохоты среднего и тяжелого типа применяются для грохочения крупного, среднего и мелкого материалов с высокой плотностью. Так как данная руда с высокой плотностью, то применим грохот тяжелого типа.

Определим производительность вибрационного грохота по формуле

Q= F×q×δ×k×l×m×n×o×p,

где F – рабочая площадь сита, м²;

q–удельная производительность на 1м² поверхности сита, м³/ч;

δ-насыпная плотность материала, т/м³;

k, l, m, n, o, p-поправочные коэффициенты.

Для третьей стадии дробления принимаем к установке вибрационный грохот. Q=767т/ч; q=19м³/ч на 1м² (а=10мм); δ=1,92т/м³; k=0,69; (β^-5₄=15%); l=1,17; m=1,175 (Е^-10_III=85%); к_з.цикл=1,3-1,4

n- дробленый материал разный кроме угля=1,

o- влажность материала=1,

p- грохочение сухое=1.

F=767/(19×1,8×0,69×1,17×1,175×1×1×1×1,4)=16,89м².

Устанавливаем 1 грохот типа ГСТ72Н с площадью грохочения F_гр=17,5м².

Результат расчета грохота заносим в таблицу 6.

Таблица 6. Результат расчета грохота

Стадия дробле-ния	Типораз-мер грохота	Размер отверстий сита, мм	Площадь грохоче-ния по расчету, м2	Требуемая производи- тельность Qп, т/ч	Количест- во грохотов по расчету, n	Масса общая, т	Мощность общая, кВт
III	ГСТ72Н	10	16,89	767	1	13,5	37

Расчет схемы измельчения

Схема рудоподготовки ГГА-ВА имеет две стадии измельчения, представленные разновидностями Г, В и А

Исходные данные для расчета схемы измельчения

Содержание класса -0,074мм в исходной руде β^-0,074₈=10%.

Содержание класса -0,074мм в измельченном продукте после 2 стадии измельчения β^-0,074₁₆=83%, Q₈=223т/час

Содержание расчетного класса -0,074мм в 12 продукте определим по формуле

β^-0,074₁₂=β₈+(β₁₆–β₈)/(1+km); где k=0,8; m=1,5, тогда

β^-0,074₁₂=0,10+(0,83-0,10)/(1+0,8×1,5)=0,421 д.ед.=42,1%;

Определим значение Q₁₁, Q₉, Q₁₀. Q₁₁=Q₈×C_VII; Q₁₀=Q₉=Q₈+Q_11, выбираем циркулирующую нагрузку C_VII=300% (учитывая крупный слив и самотечное сопряжение).

Q₁₁=Q₈×C_VII=223×3=669т/ч; Q₁₀=Q₉=Q₈+Q₁₁=223+669=892т/ч.

классификация

классификация классификация

Рисунок схема В Рисунок схема А

Рисунок Схема рудоподготовки В и схема А

Определяем значение Q₁₄^/,Q₁₆^/, предварительно по таблице 22 [1] находим

При β₁₂=42,1%, β ^/₁₂=25,6%, при β₁₆=83% β ^/₁₆=62,05% принимаем по таблице 20 [1] R₁₆=1,64; R₁₄=0,54

(β^/- содержание класса крупности -0,074 мм), последующей формуле

Определяем значения Q₁₄^//,Q_14,Q_15,Q_13, предварительно по таблице 23 [1] выбираем циркулирующую нагрузку во второй стадии измельчения C_v=500% (учитывая тонкое измельчение и транспорт насосами) по формуле:

Из шаровых мельниц наиболее распространены мельницы с разгрузкой через решетку. Они более производительны и выдают измельченный продукт с меньшим содержанием шламов, чем мельницы с центральной разгрузкой. Удельная производительность мельниц с разгрузкой через решетку на 10-15% выше производительности мельниц с центральной разгрузкой.

Недостатком мельницы с разгрузкой через решетку является сравнительная сложность их конструкции и поэтому более высокая стоимость на единицу массы и на единицу полезного объема. Эксплуатация мельниц с решеткой также сложнее и дороже.

Недостатки мельниц с центральной разгрузкой – меньшая удельная производительность и более сильное ошламование измельчаемых продуктов. Эти мельницы должны устанавливаться в тех случаях, когда переизмельчение продукта является полезным для последующей его обработки.

Так как крупность дробленого продукта поступающего в измельчение составляет 20-0 мм для проектируемой обогатительной фабрики выбираем в первую стадию стержневую мельницу. Во второй стадии измельчения шаровую мельницу с разгрузкой через решетку так как в руде находится много легко шламующихся минералов, а мельницы МШР не переизмельчают материал. В третьей стадии установим шаровую мельницу с центральной разгрузкой, так как требуется тонкое измельчение, а мельницы МШЦ дают по сравнению с мельницей МШР более тонкий слив.

Расчет оборудования для измельчения

1. Расчет мельниц для измельчения в I стадии

Из-за соответствия измельчаемости руды, перерабатываемой на действующей и проектируемой фабриках, принимаем К_и=1; из-за соответствия типа барабанов проектируемой и работающей мельниц принимаем К_Т=1.

За эталон принимаем мельницу МШР-2700×3600мм;

По данным действующей фабрики принимаем q_э=1,3т/(м³ч), для класса крупности поступающей в мельницу 12-0 мм, β^-0,074_и=8,6%. β^-0,074_кон=56%.

Исходные данные для расчета: d=10-0 мм, β^-0,074_и=10%, β^-0,074_кон=42,1%.

Определяем значения коэффициентов: m₁=0,99; m₂=1,02;

=

Для сравнения принимаем 3 типоразмера мельниц :

а)МШР-2700×3600мм; б) МШР-3200×3100мм; в)МШР-3600×4000мм;

Определим удельную производительность выбранных типоразмеров мельниц, и количество мельниц к установке.

а) МШР-2700×3600мм

; q =1,3×1,×1,03×1 ×1=1,34, т/(м³ч);

б) МШР-3200×3100мм

; q =1,3×1,09×1,03×1×1=1,46 т/(м³ч);

в) МШР-3600×4000мм

; q =1,3×1,16×1,03×1 ×1=1,55, т/(м³ч);

;

Результаты расчета мельниц заносим в таблицу 2.2.8.

Таблица 2.2.8. Сравнение вариантов установки мельниц

Типоразмер мельниц	Количество мельниц		Масса мельниц, т		Мощность мельниц, кВт/ч		Коэффициент запаса
	по расчету	к установке	одной	всех	одной	всех
МШР 2700×3600	3,05	3	91	273	400	1200	0,98
МШР 3200×3100	2,2	2	113	226	630	1260	0,91
МШР 3600×4000	1,3	2	162	324	1000	2000	1,54

Проверим выбранные значения циркулирующей нагрузки по пропускной способности мельниц по формуле (15).

МШР-3200×3100: , условие не выполняется;

Мельница МШР-3200×3100 не удовлетворяет условию циркулирующей нагрузки по пропускной способности поэтому проверим другую мельницу МШР-3600×4000 в количестве 2 шт тогда: МШР-3600×4000

МШР-3600×5000: , условие выполняется;

Следовательно, к установке примем 2 мельницы МШР-3600×4000мм

2. Расчет мельниц для измельчения в II стадии

За эталон принимаем мельницу МШР-3200×4500мм;

По данным действующей фабрики принимаем q_э=0,85т/(м³ч) β^-0,074 _э.и=56%. β^-0,074 _э.кон=86%.

Исходные данные для расчета: β^-0,074_и=42,1%, β^-0,074_кон=83%, К_и=1;

Определяем значения коэффициентов:

m₁=0,904; при D_исх=3-0мм и β^-0,074_э.к=86% =

m₂=0,92; при D_исх=3-0мм и β^-0,074_к=83%

Для сравнения принимаем 3 типоразмера мельниц

МШЦ 3200×4500мм; МШЦ 3200×3100мм; МШЦ 3600×5500мм.

а) МШЦ 3200×4500мм

; q =0,85×1×1×1×1,02=0,87, т/(м³ч);

б) МШЦ 3200×3100мм

,0; q =0,85×1×1×1×1,02 =0,87 т/(м³ч);

в) МШЦ 3600×5500мм

; q =0,85×1×1×1,13×1,02=0,98, т/(м³ч);

Результаты расчета мельниц заносим в таблицу 2.4.9.

Таблица 2.2.9. - Сравнение вариантов установки мельниц

Типоразмер Мельниц	Количество мельниц		Масса мельниц, т		Мощность мельниц, кВт/ч		Коэффициент запаса
	по расчету	к установке	одной	всех	одной	всех
МШЦ 3200×4500	3,3	3	91	273	900	2700	0,91
МШЦ 3200×3100	5,9	6	96	576	630	3780	0,83
МШЦ 3600×5500	2,3	2	175	350	1250	2500	0,87

Проверим выбранные значения циркулирующей нагрузки по пропускной способности мельниц:

МШЦ-3600×5500: , условие выполняется;

Принимаем к установке число мельницу МШЦ-3600×5500мм

Заключение

Мы рассчитали курсовую проект на тему «Дробления, измельчения и подготовка сырья и обогащению», приобрели навыки по обоснованию технологических схем, выбору, расчёту и компоновке оборудования.

По результатам расчетов:

В I стадии крупного дробления устанавливаем одну дробилку ЩДП – 12х15, коэффициент загрузки равен 0,7;

Во II стадии дробления устанавливаем одну дробилку КСД-1750Гр2-Д коэффициент загрузки которой равен 0,72.

В III стадии дробления устанавливаем две дробилки для мелкого дробления КМД-2200Т1-ВД с коэффициентом загрузки 0,92 и для предварительного грохочения один грохот ГИТ51А.

В корпусе измельчения устанавливаем одну мельницу стержневую с центральной разгрузкой МСЦ 3600х4500 для получения 38% класса -0,074 мм в измельчённом продукте.

Библиографический список.

1. Разумов И.А.,Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик.: М:Недра, 1982г.

2. Богданов О.С. Справочник по обогащению руд.: М:Недра, 1972-Т1

№	Наименование операций и продуктов	Q, т/час	Выход, т/ч	Содержание,%	R	W, м3/час	V, м3/час
I	Первая стадия измельчения
	входят:
8	Исходная руда	223	-	-	0,05	11,15	80,84
11	Пески классификатора	669	-	-	0,25	167,25	376,31
	LСВ	-	-	-	-	205,16	205,16
	Итого:	892	-	-	0,43	383,56	662,31
	выходят:
10	Измельченная руда I стадии	892	-	-	0,43	383,56	662,31
	Итого:	892	-	-	0,43	383,56	662,31
II	Классификация I стадии
	входят:
10	Измельченная руда I стадии	892	-	-	0,43	383,56	662,31
	LСВ	-	-	-	-	8,92	8,92
	Итого:	892	-	-	0,44	392,48	671,23
	выходят:
11	Пески г/ц I стадии	669	-	-	0,25	167,25	376,31
12	Слив г/ц I стадии	223	-	-	1,01	225,23	294,92
	Итого:	892	-	-	0,44	392,48	671,23
II	Классификация II стадии
	входят:
12	Слив г/ц I стадии	223	-	-	1,01	225,23	294,92
15	Измельченная руда II стадии	991,8	-	-	0,29	287,62	597,56
	LСВ	-	-	-	-	66,08	66,08
	Итого:	1214,8	-	-	0,48	578,93	958,56
	выходят:
14	Пески г/ц II стадии	991,8	-	-	0,17	168,61	478,55
16	Слив г/ц II стадии	223	-	-	1,84	410,32	480,01
	Итого:	1214,8	-	-	0,48	578,93	958,56
III	Вторая стадия измельчения
	входят:
14	Пески г/ц II стадии	991,8	-	-	0,17	168,61	478,55
	LСВ	-	-	-	-	119,01	119,01
	Итого:	991,8	-	-	0,29	287,62	597,56
	выходят:
15	Измельченная руда II стадии	991,8	-	-	0,29	287,62	597,56
	Итого:	991,8	-	-	0,29	287,62	597,56
III	Cu головка
	входят:
16	Слив г/ц II стадии	223	100	100	1,84	410,32	480,01
	LСВ	-	-	-	-	22,9	22,9
	Итого:	223	100	100	1,94	433,03	502,91
	выходят:
17	Cu концентрат	4,06	1,82	18,62	1,01	4,1	5,37
18	Камерный продукт Cu головки	218,94	98,18	81,38	1,96	429,12	497,54
	Итого:	223	100	100	1,94	433,22	502,91
IV	Основная Cu флотация
	входят:
18	Камерный продукт Cu головки	218,94	98,18	81,38	1,96	429,12	497,54
	LСВ	-	-	-	-	4,03	4,03
	Итого:	218,94	98,18	81,38	1,98	433,15	501,57
	выходят:
19	Пенный продукт основной Cu флотации	20,63	9,25	54,7	1,29	26,61	33,06
20	Камерный продукт основной Cu флотации	198,31	88,93	26,68	2,05	406,54	468,51
	Итого:	218,94	98,18	81,38	1,98	433,15	501,57
V	Контрольная Cu флотация
	входят:
20	Камерный продукт основной Cu флотации	198,31	88,93	26,68	2,05	406,54	468,51
	Итого:	198,31	88,93	26,68	2,05	406,54	468,51
	выходят:
24	Пенный продукт контрольной Cu флотации	27,69	12,42	5,64	1,67	46,24	54,89
25	Отвальные хвосты	170,62	76,51	21,04	2,11	360,3	413,62
	Итого:	198,31	88,93	26,68	2,05	406,54	468,51
VI	Классификация I стадии переизмельчения
	входят:
19	Пенный продукт основной Cu флотации	20,63	-	-	1,29	26,61	33,06
31	Камерный продукт II Cu перечистки	22,39	-	-	1,74	38,96	45,96
33	Пенный продукт промпродуктовой флотации	22,61	-	-	1,21	27,36	34,42
23	Переизмельченная руда I стадии	120,43	-	-	1,2	144,52	182,15
	LСВ		-	-	-	10,96	10,96
	Итого:	186,06	-	-	1,34	248,41	306,55
	выходят:
21	слив г/ц I стадии переизмельчения	65,63	-	-	1,95	127,98	148,49
22	пески г/ц I стадии переизмельчения	120,43	-	-	1,0	120,43	158,06
	Итого:	186,06	-	-	1,34	248,41	306,55
VII	Первая стадия переизмельчения
	входят:
22	пески г/ц I стадии переизмельчения	120,43	-	-	1,0	120,43	158,06
	LСВ		-	-	-	24,09	24,09
	Итого:	120,43	-	-	1,2	144,52	182,15
	выходят:
23	Переизмельченная руда I стадии	120,43	-	-	1,2	144,52	182,15
	Итого:	120,43	-	-	1,2	144,52	182,15
VII	I Cu перечистка
	входят:
21	слив г/ц I стадии переизмельчения	65,63	29,43	187,46	1,95	127,98	148,49
	LСВ				-	10,37	10,37
	Итого:	65,63	29,43	187,46	2,11	138,35	158,86
	выходят:
26	Пенный продукт I Cu перечистки	31,15	13,97	114,76	1,32	41,12	50,85
27	Камерный продукт I Cu перечистки	34,48	15,46	72,7	2,82	97,23	108,01
	Итого:	65,63	29,43	187,46	2,11	138,35	158,86
VIII	II Cu перечистка
	входят:
26	Пенный продукт I Cu перечистки	31,15	13,97	114,76	1,32	41,12	50,85
	LСВ	-	-	-	-	7,13	7,13
	Итого:	31,15	13,97	114,76	1,55	48,25	57,98
	выходят:
31	Камерный продукт II Cu перечистке	22,39	10,04	64,54	1,74	38,96	45,96
32	Cu концентрат	8,76	3,93	50,22	1,06	9,29	12,02
	Итого:	31,15	13,97	114,76	1,55	48,25	57,98
IX	Классификация II стадии переизмельчения
	входят:
24	Пенный продукт контрольной Cu флотации	27,69	-	-	1,67	46,24	54,89
27	Камерный продукт I Cu перечистки	34,48	-	-	2,82	97,23	108,01
29	Переизмельченная руда II стадии	67,43	-	-	1,71	115,31	136,38
	LСВ	-	-	-	-	18,21	18,21
	Итого:	129,6	-	-	2,92	276,99	317,49
	выходят:
30	слив г/ц II стадии переизмельчения	62,17	-	-	2,72	169,1	188,53
28	пески г/ц II стадии переизмельчения	67,43	-	-	1,6	107,89	128,96
	Итого:	129,6	-	-	2,92	276,99	317,49
X	Вторая стадия переизмельчение
	входят:
28	пески г/ц II стадии переизмельчения	67,43	-	-	1,6	107,89	128,96
	LСВ		-	-	-	7,42	7,42
	Итого:	67,43	-	-	1,71	115,31	136,38
	выходят:
29	Переизмельченная руда II стадии	67,43	-	-	1,71	115,31	136,38
	Итого:	67,43	-	-	1,71	115,31	136,38
XI	Промпродуктовая флотация
	входят:
30	слив г/ц II стадии переизмельчения	62,17	27,88	78,34	2,72	169,1	188,53
	LСВ	-	-	-	-	9,77	9,77
	Итого:	62,17	27,88	78,34	2,88	178,87	198,3
	выходят:
33	Пенный продукт промпродуктовой флотации	22,61	10,14	68,22	1,21	27,36	34,42
34	Отвальные хвосты	39,56	17,74	10,12	3,83	151,51	163,88
	Итого:	62,17	27,88	78,34	2,88	178,87	198,3

Входит вода	W, м3/час	Выходит вода	W, м3/час
1	2	3	4
С исходной рудой	11,15	Медный концентрат W17	5,37
В первую стадию измельчения	205,16	Медный концентрат W32	12,02
В классификацию I стадии	8,92	Отвальный хвосты W25	413,62
В классификацию II стадии	66,08	Отвальный хвосты W34	163,88
Во вторую стадию измельчения	119,01
В Cu головку	22,9
В основную Cu флотацию	4,03
В классификацию I стадии переизмельчения	10,96
В первую стадию переизмельчения	24,09
В I Cu перечистку	10,37
Во II Cu перечистку	7,13
В классификацию II стадии переизмельчения	18,21
Во вторую стадию переизмельчение	7,42
В промпродуктовую флотацию	9,77
Итого:	525,2	Итого:	525,2

Определим норму расхода воды на одну перерабатываемую тонну перерабатываемой руды.

1. Определяем количество свежей воды

Пусть на фабрике используют 70 % оборотной воды.

Расход оборотной воды:

100 – 514,05

70 – X

Тогда расчет свежей воды без учёта оборотной воды будет равен

L_СВ = 514,05 –359,83 =154,22 м³/ч;

На смыв полов 10 – 15% от общего расхода свежей воды:

100 – 164,17

15 – X

Тогда расход свежей воды с учётом расхода воды на смыв полов будет равен:

L_СВ = 154,22+23,13 = 177,35 м³/ч;

Удельный расход воды будет равен:

5.4.1 Расчёт флотомашин

Расчёт флотомашин сводится к определению необходимого числа камер по формуле:

(13)

где: V_т – объём пульпы поступающий на данную операцию флотации, м³/ч;

t^’ – время флотации, мин.;

коэффициент заполнения объёма камеры, .

Объём камер выбираем по минутному дебиту пульпы:

(14)

а) для пневмомеханических флотомашин:

(15)

б) для механических флотомашин:

(16)

Производим расчёт количества камер для каждой операции флотации.

1. Медная головка

Исходные данные:

V_т = 144,27 м³/ч;

t^’ = 7^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=2,41∙2=4,82

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 8,5, с V_к = 8,5 м³;

2. Основная медная флотация

Исходные данные:

V_т = 214,26 м³/ч;

t^’ = 13^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=3,6∙2=7,2

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 16, с V_к = 16 м³;

3. Контрольная медная флотация

Исходные данные:

V_т = 182,07 м³/ч;

t^’ = 10^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=3,03∙2=6,06

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 16, с V_к = 16 м³;

4. Медная перечистка

Исходные данные:

V_т = 41,55 м³/ч;

t^’ = 9^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=0,69∙2=1,38

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 8,5, с V_к = 8,5 м³.

5. Основная цинковая флотация

Исходные данные:

V_т = 216,11 м³/ч;

t^’ = 15^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=3,6∙2=7,2

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 16, с V_к = 16 м³;

6. Контрольная цинковая флотация

Исходные данные:

V_т = 207,97 м³/ч;

t^’ = 11^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=3,47∙2=6,94

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 16, с V_к = 16 м³;

7. Первая цинковая перечистка

Исходные данные:

V_т = 15,55 м³/ч;

t^’ = 9^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=0,26∙2=0,52

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ-8,5, с V_к = 8,5 м³.

8. Вторая цинковая перечистка

Исходные данные:

V_т = 11,13 м³/ч;

t^’ = 9^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=0,19∙2=0,38

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 8,5, с V_к = 8,5 м³.

9.Третья цинковая перечистка

Исходные данные:

V_т = 4,72 м³/ч;

t^’ = 9^’;

1) Определяем минутный дебит пульпы:

2) Определяем требуемый объем камер V_тр

V_тр=V∙t=0,1∙2=0,2

3) Определяем количество камер:

Выбираю к установке флотомашину РИФ – 8,5, с V_к = 8,5 м³.

Таблица 10 Техническая характеристика флотомашин

Показатели	РИФ – 8,5	РИФ – 16
1. Размер камеры, м	1,75 1,6	2,2 2,2
2. Глубина камеры, м	1,1	1,2
3. Объём камеры, м3	3,26	6,3
4. Производительность по потоку пульпы, м3/мин	3,5 – 6	-
5. Диаметр импеллера, мм	600	750 – 900
6. Число оборотов импеллер в минуту	280	-
7. Окружная скорость импеллера, м/сек	8,8	-
8. Мощность двигателя импеллера, кВт	10	12 – 22
9. Мощность двигателя пеногона, кВт	1	-
10. Количество засасываемого воздуха на 1 м3 объёма камеры, м3/мин	1 – 1,2	1
11. Число камер в машине	4 – 20	4 – 16
12. Вес машины, т	9,4 – 44,8	-
13. Цена, тыс. руб.