Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.
Предоплата всего
Подписываем
Министерство образования и науки Российской Федерации
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»
Кафедра Обогащения Полезных Ископаемых
КУРСОВОЙ ПРОЕКТ
По дисциплине «Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению»
(наименование учебной дисциплины согласно учебному плану)
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
Тема: «Расчет схемы дробления, измельчения, грохочения и классификации руды и выбор оборудования»
Автор: студент гр. ОП-10 __________________ /Микитич К.П./
(подпись) (Ф.И.О.)
ОЦЕНКА: _____________
ДАТА:
ПРОВЕРИЛ:
Руководитель проекта, ассистент /Кускова Я.В. /
(должность) (подпись) (Ф.И.О.)
Санкт-Петербург
2013
Аннотация
Рудоподготовительные процессы являются важным элементом всего цикла обогащения полезных ископаемых. Фактически ни одна обогатительная фабрика не обходится без данных процессов.
Курсовой проект состоит из 28 страниц текста, 8 рисунков и 11 таблиц. Графическая часть представлена на двух листах формата А2 и одном листе А1.
The summary
The comminution processes are the important element of all cycle of mineral processing. Actually mineral processing plants does not work the given processes.
The course project consists of 28 pages of the text, 8 figures and 11 tables. The graphic part is submitted on two sheets of a format А2 and one sheet of a format A1.
Оглавление
|
[0.0.0.1] КУРСОВОЙ ПРОЕКТ [1] Введение [2] Исходные данные [3] 2. Предварительный расчет схемы дробления [4] 3. Окончательный расчет схемы отделения дробления, выбор оборудования [5] 4. Расчет схемы отделения измельчения, выбор оборудования. [6] Заключение
[7] |
Весь процесс переработки рудного сырья можно подразделить на три этапа: подготовительные операции, которые обычно называют - рудоподготовка, основные операции и вспомогательные операции.
Цель рудоподготовительных операций состоит в разъединение минералов. Это разъединение достигается в ходе операций дробления и измельчения. Операции дробления и измельчения весьма дорогостоящи поэтому в цикле рудоподготовки используются также операции грохочения и классификации, которые позволяют снизить затраты на рудоподготовку.
В курсовом проекте должна быть рассчитана схема дробления и измельчения, выбрано основное оборудование для этих процессов. Также должна быть сделана графическая часть включающая технологическую схему, схему цепи аппаратов, план и разрез корпуса крупного дробления.
Цех дробления работает 6 дней в неделю в 2 смены по 7 ч. Время работы цеха измельчения – 7 дней в неделю (без выходных) по 24 ч.
Тип исходной руды: апатитовая, средней твердости, производительность цеха измельчения Qзад = 6000 т/сутки, размер максимального куска в исходной руде Dmax = 1000 мм, крупность материала, поступающего в отделение измельчения, dmax = 20 мм, крупность слива классификации, dсл = 0,3 мм и содержание класса мельче 74 мкм:
а) в питании мельницы - 6%,
б) в сливе классификатора - 50%
Номера характеристик крупности:
а) исходная руда 1
б) руда после крупного дробления 7/10
в) руда после среднего дробления 11
г) руда после мелкого дробления 15
Технологическая схема приведена на рис. 1.
Эталонная мельница: - крупность исходной руды, поступающей в мельницу, 30-0 мм; измельчение до 50% класса –74 мкм; шаровая мельница с разгрузкой через решетку, номинальный диаметр 3,2 м; удельная производительность по вновь образованному классу –74 мкм qэ, т/(м3.ч): для руд средней крепости – 1,2 . Плотность руды , т/м3 - апатитовой – 3,0 т/м3.
1. Определяем расчетную производительность цеха дробления в тоннах в час по формуле:
, (1)
где Qзад – суточная производительность цеха измельчения; mизм и mдр – число дней работы цеха измельчения и дробления в неделю; nc – число рабочих смен цеха дробления в сутки; nч – число часов работы цеха дробления в смену.
Q1 = = 500 т/ч.
2. Строим суммарную характеристику крупности исходной руды. Для этого используем табл. 1:
Таблица. 1
Гранулометрический состав исходной руды
|
Размеры класса в долях, Dmax |
Размеры в мм |
Выход класса |
Суммарный выход (по плюсу), % |
|
-1000+750 |
6 |
6 |
|
|
-750+500 |
9 |
15 |
|
|
-500+250 |
13 |
28 |
|
|
-250+125 |
17 |
45 |
|
|
+0 |
-125+0 |
55 |
100 |
Рис.2 Характеристика крупности исходной руды.
3. Назначаем степени дробления по стадиям. Общая степень дробления:
, (2)
где d1 = Dmax = 1000 мм; d11 = dmax = 20 мм;
Sобщ = = 50.
Средняя степень дробления в каждом приеме:
, (3)
S1=4,16;
S2=3;
S3==4.
4. Определяем размеры максимальных кусков по стадиям дробления:
(4)
d5==240 мм,
(5)
d9==80 мм,
(6)
d11==20 мм
5. Определяем размеры выходных щелей дробилок по стадиям дробления:
Размер выходной щели
i1 = d5 / z1, (7)
Для ККД i1 = 240/1,4 = 171 мм;
Для ЩДП i1 = 240/1,5 = 160 мм;
i2 = d9 / z2, (8)
i2 = 80/2,5 = 32 мм;
i3 = d11/ z3 (9)
i3 = 20/3,2 = 6,5 мм. Принимаем 7мм
6. Назначаем размеры приемных отверстий дробилок примерно на 10-20 % больше размера максимального куска, поступающего в дробилку:
B1 = (1,1-1,2) d1;
В1 = 1,15 1000 = 1150мм;
B2 = (1,1-1,2) d5;
В2 = 1,15 240 = 276 мм;
B3 = (1,1-1,2) d9;
В3 = 1,15 80 = 92 мм.
7. Назначаем размеры отверстий грохотов для закрытого цикла в пределах между размером куска, полученного в данной стадии дробления, и размером выходной щели дробилки:
d5 aI i1; d9 aIII i2
aI = d5 = 240 мм,
aIII = d9 = 80 мм,
aV = d11 = dmax = 20 мм, т.е. размер отверстия грохота принимают равным крупности питания мельницы.
8. Назначаем эффективность операций грохочения в соответствии с предполагаемым типом грохота.
В 1-й стадии устанавливаем неподвижные колосниковые грохоты, эффективность которых EI = 0,65.
Во 2-й и 3-й стадиях принимаем вибрационные грохоты, эффективность которых EIII = 0,85; EV = 0,85.
9. Вычисляем массу продуктов для 1-й стадии дробления:
Q2 = Q1 1-a1 EI; (10)
Q2 = 500 0,74 0,65 = 240,5 т/ч;
Q3 = Q1 – Q2, (11)
Q3 = 500 – 240,5 = 259,5 т/ч;
где 1-a1 – содержание класса -aI, определяется по характеристике крупности исходной руды.
10. Определяем массы продуктов, поступающих во 2-ю и 3-ю стадии дробления:
Q7 = Q1 (исх)2, (12)
Q7 = 500 0,75 = 375 т/ч;
Q11 = Q1 (исх)3, (13)
Q11 = 500 0,70 = 350 т/ч,
где (исх)2 и (исх)3 - выходы продуктов, поступающих соответственно во 2-ю и 3-ю стадии дробления.
Эти выходы ориентировочно принимают по средним данным практики.
11. Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводим в табл.2.
Таблица 2
Требования к дробилкам
|
Дробилка |
Размер приемного отверстия |
Размер выходной щели |
Производительность |
|
|
мм |
мм |
т/ч |
м3/ч |
|
|
Для 1-й стадии ККД |
1150 |
171 |
259,5 |
138,4 |
|
Для 1-й стадии ЩДП |
1150 |
160 |
259,5 |
138,4 |
|
Для 2-й стадии |
276 |
31 |
375 |
200 |
|
Для 3-й стадии |
92 |
7 |
350 |
187 |
Объемную производительность находим, деля массовую производительность на насыпную плотность н. Насыпная плотность руды н приближенно определяется по плотности руды в монолите и по коэффициенту разрыхления Kр, значение которого можно принять 0,6-0,65:
н = Kр; (14)
н = 3 0,625 = 1,875 т/м3.
12. С учетом требований к дробилкам и на основании их технических характеристик выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробильных машин для обеспечения заданной производительности.
Потребное число дробилок рассчитывается по формуле:
nдр = Qрасч/Qi, (15)
где Qрасч – требуемая объемная производительность данной стадии дробления, м3/ч
А) Первая стадия:
Q ЩДП= = 334 м3/ч,
QККД = 1142 м3/ч (при номинальной щели 198 мм)
nII = (для ЩДП);
nII = (для ККД).
Таблица.3
Характеристика выбранных дробилок крупного дробления
|
Типоразмер |
Число |
Произво-дительность,м3/ч |
Коэффициент загрузки |
Масса,т |
Мощность |
|||
|
одной |
всех |
Одной |
Всех |
Одной |
Всех |
|||
|
ЩДП 1200/1500 |
1 |
334 |
334 |
0,41 |
116 |
116 |
160 |
160 |
|
ККД 1350/160 |
1 |
1142 |
1142 |
0,12 |
320 |
320 |
400 |
400 |
Выбираем дробилку ЩДП 1200/1500, потому что в этом варианте меньше суммарная масса, меньше мощность электродвигателя и выше коэффициент загрузки.
Таблица 4
Характеристика выбранных дробилок среднего и мелкого дробления
|
Типоразмер |
Число |
Произво-дительность,м3/ч |
Коэффициент загрузки |
Масса, т |
Мощность |
|||
|
одной |
всех |
Одной |
Всех |
Одной |
Всех |
|||
|
КСД 2200 Гр-Д |
1 |
438 |
438 |
0,47 |
92 |
92 |
250 |
250 |
|
КМД 3000 Т-Д |
1 |
335 |
335 |
0,5 |
225 |
225 |
400 |
400 |
nIV= ;
nVI =
1. На основании предварительного расчета окончательно назначаем размеры выходных щелей дробилок i1; i2; i3:
i1 = 160 мм;
i2 = 32 мм;
i3 = 7 мм.
2. Определяем размеры максимальных кусков руды после дробления по стадиям:
d4 = i1 z1; (16)
d4 = 160 1,5 = 240 мм;
d8 = i2 z2 ; (17)
d8 = 32 2,5 = 80 мм;
d13 = i3 z3 (18)
d13 = 7 3,2 = 22 мм;
Коэффициенты zi выбирают по уже намеченному к установке оборудованию с учетом характера руды.
3. Вычисляем окончательно степени дробления по стадиям:
S1 = d1 / d5, здесь d5 = d4; (19)
S1=1000/240=4.16;
S2 = d5 / d9, здесь d9 = d8; (20)
S2=252/80=3,15;
S3 = d9 / d11. (21)
S3=80/20=4.
4. Назначаем размеры отверстий грохотов и эффективность в операциях грохочения для открытого цикла:
d5 aI i1; EI = 0,65; аI = 180 мм;
d9 aIII i2; EIII = 0,85; аIII = 40 мм;
aV = d11 = 20 мм; EV = 0,85.
5. Определяем массу продуктов 2 и 3:
Q2 = Q1 1-aI EI = 500 0,74 0,65 = 240,6 т /ч ,
где 1-aI - содержание в исходной руде класса мельче размера отверстия грохота, находим по характеристике крупности исходной руды.
Q3 = Q4 = Q1 – Q2 = 500 – 240,5 = 259,5 т/ч = 138,4 м3/ч.
6. Рассчитываем гранулометрический состав продукта 5, поступающего во 2-ю стадию дробления и строим суммарную характеристику по плюсу продукта 4.
Таблица 5
Гранулометрический состав продукта 4.
|
Класс крупности в долях выходной щели дробилки i |
Класс крупности, мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход, % |
|
+2i |
+320 |
0 |
0 |
|
-2i + 1,75i |
-320+280 |
0 |
0 |
|
-1,75i + 1,5i |
-280+240 |
2 |
2 |
|
-1,5i + 1,0 |
-240+160 |
15 |
17 |
|
-1,0 + 0,75i |
-160+120 |
13 |
30 |
|
-0,75i + 0,5i |
-120+80 |
20 |
50 |
|
-0,5i + 0,25i |
-80+40 |
25 |
75 |
|
-0,25i + 0,0i |
-40+0 |
25 |
100 |
Рис.3 Характеристика крупности продукта 4.
Гранулометрический состав продукта 5 рассчитывают как смесь продуктов 2 и 4 по следующим формулам:
для d i1
5-d =1-d+1+i11 4-d; (21)
5-40=0,19+0,610,25=0,343
5-80=0,4+0,610,5=0,705
5-120=0,54+0,610,7=0,967
для d i1
5-d = 1-d + 1+d 4-d; (22)
5-200=0,617+0,3830,95=0,980
где 1-d , 1+d , 1+i11 находят по характеристике крупности исходной руды;
4-d - по характеристике крупности продукта 4.
По вычисленным содержаниям (выходам) классов строят суммарную характеристику крупности продукта 5 по плюсу.
Таблица 6
Гранулометрический состав продукта 5
|
Класс крупности, мм |
Суммарный выход, % |
|
240 |
0 |
|
200 |
2 |
|
120 |
3,3 |
|
80 |
29,5 |
|
40 |
65,7 |
|
0 |
100 |
Рис.4. Гранулометрический состав продукта 5
7. Окончательно выбираем для 1-й стадии дробления одну дробилку
ЩДП 12001500 с коэффициентом загрузки 0,41
8. Определяем массы продуктов 6 и 7:
Q6 = Q1 5-aIII EIII,
где 5-aIII находим по характеристике крупности продукта 5.
Q6=5000.70.85=297,5 т/ч;
Q7 = Q8 = Q1 - Q6,
Q7=500-297,5=202,5 т/ч.
9. Составляем таблицу гранулометрического состава и строим характеристику крупности по плюсу продукта 8.
Таблица 7
Гранулометрический состав продукта 8
|
Класс крупности в долях выходной щели дробилки i |
Класс крупности, мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход, % |
|
–3,0i +2,5i |
-240+200 |
10 |
10 |
|
2,5i +2,25i |
-200+180 |
5 |
15 |
|
–2,25i +2,0i |
-180+160 |
5 |
20 |
|
–2,0i +1,5i |
-160+120 |
18 |
38 |
|
–1,5i +1,25i |
-120+100 |
12 |
50 |
|
–1,25i +1,0i |
-100+80 |
11 |
61 |
|
–1,0i +0,5i |
-80+40 |
22 |
83 |
|
–0,5i +0,25i |
-40+20 |
9 |
92 |
|
–0,25i +0,0i |
-20+0 |
8 |
100 |
Рис.5. Характеристика продукта 8.
10. Рассчитываем гранулометрический состав продукта 9 в таком же порядке, что и продукта 5.:
для d i2
9-d = 5-d + 5+d 8-d;
9-40=0,343+0,6570,17=0,455;
9-80=0,70+0,300,39=0,817;
9-100=0,88+0,120,5=0,94;
9-120=0,96+0,040,62=0,98;
для d i1
9-d = 5-d + 5+i2 8-d; (24)
9-20=0,11+0,790,08=0,173
где 5-d , 5+d , 5+i2 находят по характеристике крупности продукта 5; а 8-d по характеристике крупности продукта 8. По вычисленным содержаниям (выходам) классов cоставляем таблицу гранулометрического состава и строим суммарную по плюсу характеристику крупности продукта 9.
Таблица 8
Гранулометрический состав продукта 9
|
Класс крупности, мм |
Суммарный выход, % |
|
200 |
0 |
|
120 |
2 |
|
100 |
6 |
|
80 |
18,3 |
|
40 |
54,5 |
|
20 |
82,7 |
|
0 |
100 |
Рис. 6. Характеристика продукта 9
11. Окончательно выбирают дробилку для 2-й стадии:
КСД 2200 Гр-Д
n=1 ; k=0,5 ; Qi=438 м3/ч.
12. Рассчитываем упрощенно схему 3-й стадии дробления, пологая, что характеристика кру, пологая, что характеристика крупности продукта 13 определенна заданием. Характеристику крупности продукта 13 согласно заданному номеру строят аналогично, как строились характеристики крупности продуктов 4 и 8.
Таблица 9.
Гранулометрический состав продукта 13.
|
Размеры класса в долях, м |
Выход класса, % |
Суммарный выход, % |
|
+24,5 |
3 |
3 |
|
-24,5+21 |
4 |
7 |
|
-21+17,5 |
1 |
17 |
|
-17,5+15,75 |
8 |
25 |
|
-15,75+14 |
8 |
33 |
|
-14+10,5 |
20 |
53 |
|
-10,5+8,75 |
10 |
63 |
|
-8,75+7 |
10 |
73 |
|
-7+3,5 |
14 |
87 |
|
-3,5+1,75 |
6 |
93 |
|
-1,75+0 |
7 |
100 |
Рис. 7. Характеристика продукта 13
Определяем производительности в третьей стадии дробления.
Q10=Q9; (23)
где 9+aV находим по характеристике крупности продукта 9;
13-aV по характеристике продукта 13;
EV = 0,85.
Q10=500= 1045 т/ч
Q12 = Q13 = Q10 – Q9 =1045-500=545 т/ч,
13. . Окончательно выбирают дробилку 3-й стадии:
КМД 3000 Т-Д Qi=335; n=1 ; k=0,5
14. Рассчитываем гранулометрический состав продукта 10, как смесь продуктов 9 и 13:
(24)
9-d и 13-d находят по характеристикам крупности продуктов соответственно 9 и 13;
10-2=;
10-4=;
10-6=;
10-16=;
10-20=;
Таблица 10
Гранулометрический состав продукта 10
|
Класс крупности, мм |
Суммарный выход, % |
|
30 |
0 |
|
20 |
45 |
|
16 |
53,5 |
|
6 |
86,4 |
|
4 |
91,5 |
|
2 |
95,4 |
|
0 |
100 |
Рис 8. Характеристика продукта 10
15. Рассчитываем общую потребную площадь колосникового грохота перед дробилкой 1 стадии:
F = Q1 / (2,4 aI n1), (25)
F==1,16 м2,
,
где aI – размер щели грохотов, мм; n1 – число первичных дробилок, а, следовательно, и грохотов, шт.
Площадь по расчету получается весьма малой, и размеры грохота назначают конструктивно. Ширина и длина и грохота соответственно:
В = 3 1000 = 3000 мм, L = 2B = 2 3000 = 6000 мм,
где 1000 мм – размер максимального куска в питании грохота.
16. Выбираем и рассчитываем вибрационные грохоты для 2-й и 3-й стадий дробления:
, (26)
где Qисх – производительность по исходному питанию, т/ч (Q5 для 2-й стадии и Q10 - для 3-й); k, l, m, n, o, p – поправочные коэффициенты; q – удельная производительность грохота по насыпному объему при заданном отверстии сита, м3/ч; н – насыпная плотность руды.
Для 2 стадии :
F = = 8,2 м2.
Выбираем 2 грохота ГИТ 41 А с площадью сита 4,5 м2.
Для 3 стадии:
F = = 11,1 м2.
Вбираем один грохот ГСТ 62 с площадью сита 12 м2.
1. Определяем расчетную производительность цеха измельчения в тоннах в час по заданной суточной производительности фабрики:
Q14 = Qзад / 24 ,
Q14 = = 250 т/ч;
2. Назначаем выход циркулирующих в цикле измельчения песков в зависимости от условий измельчения:
18 = C 14,
где 14= 100%; С – циркулирующая нагрузка, доли единицы.
18 = = 300 .
3.Определяем массу продуктов в цикле измельчения по формулам:
Q14 = Q17= 250 т/ч;
Q15 = Q16 = Q14+ Q14изм 18 = = 1000 т/ч;
Q18 = Q14 18 = 750 т/ч.
4. Производим расчет мельниц. Намечаем три типоразмера мельниц для сравнения:
D1 x L1; v1;
3600 x 5000;
4000 x 5000;
4500 x 5000;
где D и L – диаметр и длина барабана мельницы; v – объем барабана мельницы с учетом футеровки.
Объем:
v = [(D – 0,15)2 L] / 4, (28)
v = = 46,7 м3;
v = = 58,2 м3;
v = = 74,3 м3,
где 0,15 – двойная толщина футеровки в рабочем состоянии, м
qD = qэ kИ kК kD kТ
где qD – удельная производительность мельниц диаметром выбранного размера (D1 ; D2 ; D3) по расчетному классу 74 мкмт/(м3ч);
kИ – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке руды и эталонной, здесь условно принимаем kИ = 1;
kК – коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения по сравнению с эталонными условиями;
kD – коэффициент, учитывающий различие диаметров рассчитываемой и эталонной мельниц;
kТ - коэффициент, учитывающий различие в типе мельницы, выбранной для расчета, и эталонной, kТ = 1.
, (29)
k D = = 1,06;
k D = = 1,12;
k D ==1,19,
где DЭ – номинальный диаметр мельницы, для которой указана эталонная производительность, DЭ = 3,2 м; D – номинальный диаметр выбранной мельницы, м.
Коэффициент
kК = m / mЭ (30)
kk = 0,87/0,865 = 1,005,
где m – относительная производительность при заданных условиях ; mЭ – относительная производительность при эталонных условиях, приведенных в исходных данных. После выбора коэффициентов рассчитываем удельные нагрузки по расчетному классу – 74 мкм для мельниц выбранных типоразмеров:
qD1 = qэ kИ kК kD1 kТ;
qD2 = qэ kИ kК kD2 kТ;
qD3 = qэ kИ kК kD3 kТ;
qD1 = = 1,27;
qD2 = = 1,35;
qD3 = = 1,43.
Определяем общий потребный объем барабанов мельниц каждого типоразмера:
V1 = QP / qD1 ; V2 = QP / qD2 ; V3 = QP / qD3 ,
Количество QP рассчитываем:
QP = Q14изм (17-74 - 14-74),
где QP – количество расчетного класса – 74 мкм, которое образуется в процессе измельчения в обеих стадиях, а Q13изм – производительность цеха измельчения, т/ч; 18-74 – содержание класса – 74 мкм в продукте измельчения (сливе гидроциклона), доли единицы.
QР = 250 (0,5-0,06) = 110 т/ч.
V1 = 110/1,27 = 86,6 м3;
V2 = 110/1,35= 81,5 м3;
V3 = 110/1,43 = 76,9 м3;
Потребное число мельниц каждого типоразмера:
n1 = V1 / v1 ; n2 = V2 / v2 ; n3 = V3 / v3 ,
где v1, v2, v3 – объем барабана мельницы соответствующего размера.
n1 = = 1,85. Округляя в большую сторону, получаем 2 мельниц;
n2 = = 1,40. Округляя в большую сторону, получаем 2 мельницы;
n3 = = 1,05. Округляя в большую сторону, получаем 2 мельницы.
Таблица 11
Характеристика выбранных мельниц
|
Типоразмер мельницы |
Число |
Коэффициент загрузки |
Масса |
Установленная мощность |
|||
|
По расчету |
Принятых к установке |
одной |
всех |
одной |
Всех |
||
|
МШР 3600х5000 |
1,85 |
2 |
0,93 |
185 |
370 |
1250 |
2500 |
|
МШР 4000х5000 |
1,40 |
2 |
0,70 |
258 |
516 |
2000 |
4000 |
|
МШР 4500х5000 |
1,05 |
2 |
0,53 |
290 |
580 |
2500 |
5000 |
Принимаем к установке 2 мельницы МШР 3600х5000, как наиболее выгодный вариант.
5. Производим расчет гидроциклонов.
Число гидроциклонов для одной мельницы :
nгц = Qo/Qгц, ,
где Qгц – объемная производительность гидроциклона выбранного диаметра для требуемой крупности слива по исходной пульпе, м3/ч;
Qo – требуемая объемная производительность гидроциклонов по исходной пульпе для одной мельницы , м3/ч.
Производительность:
QО = QС + QП , (31)
где QС = Q17/nМ [1/ + (1-с)/с],
QC = = 273,8 м3/ч;
QП = Q18/ nМ[1/ + (1-b)/b],
QП = = 285,7 м3/ч;
QO = 285,7+ 273,8 = 559,5 м3/ч,
где Q17 = Q14 – производительность цеха измельчения, т/ч;
Q18 – производительность по пескам, т/ч;
- плотность твердой фазы пульпы, принимаем равной плотности руды, т/м3;
c и b – содержание твердого в сливе и песках.
Рассчитываем производительность гидроциклонов по следующей формуле:
Vраб = 3 kkDdэdс,
где V -объемная производительность, м3/ч;
k - поправка на угол конусности гидроциклона (при = 200 k = 1,0);
kD - поправка на диаметр гидроциклона:
D, см………………………………………….. 71 100
kD………………………………………………0,95 0,91
dэ - диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см;( 15см и 21см)
dс - диаметр сливного отверстия, см;(20 см и 25см)
Po - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.(0,3 и 0,4)
Для гидроциклонов диаметром больше 50 см необходимо учесть высоту гидроциклона:
для ГЦ-700 Vраб = 3 . 1,0 . 0,95. 15. 20 . = 468 м3/ч;
для ГЦ-500 Vраб = 3. 1,0 . 0,91. 21. 25 . = 906 м3/ч;
Для заданной производительности V = 1498 м3/ч необходимо:
ГЦ-700 N = 559,5 / 468 = 1,2 ≈ 2;
ГЦ-1000 N = 559,5 / 905 = 0,65 ≈ 1.
Выбираем гидроциклон ГЦ-1000 – на одну мельницу 1 рабочий и 1 резервный, т.е. всего 4 гидроциклона.
Удельная нагрузка по пескам рассчитывается по формуле:
qП = 4Q18/( nМ nгц 2), (33)
qП = = 1,06 т/ч см2.
Т.е. удельная нагрузка по пескам находится в пределах нормы (0,5 – 2,5 т/ч см2) и окончательно выбираем 4 гидроциклона ГЦ-1000.
Таким образом, в курсовом проекте рассчитана схема рудо подготовки апатитовой руды, выбрано основное технологическое оборудование:
18
4
15
Дробление
II стадия
Дробление
I стадия
Грохочение
Бункер
Грохочение
Грохочение
Дробление
III стадия
Измельчение
Классификация
VIII
VII
VI
IV
V
III
II
I
1
2
3
4
6
7
8
9
10
11
12
13
16
17
Исходная руда
Dmax =1000 мм
Q = 6000 т / сут
+
+
+
—
—
—
пески
слив
Рис. 1 Технологическая схема рудоподготовки
5