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 общего и профессионального образования
Российской Федерации
Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова
(технический университет)
КУРСОВОЙ ПРОЕКТ
По дисциплине «ДЕЗИНТЕГРАЦИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ»
________________________________________________________________________
(наименование учебной дисциплины согласно учебному плану)
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
Тема: « Дробление и подготовка сырья к обогащению
Автор: студент гр. ОП-00 ____________________ / Арустамян А.М /
(подпись) ( Ф.И.О.)
ОЦЕНКА:_____________
Дата:
ПРОВЕРИЛ
Руководитель проекта доцент /Андреев Е.Е./
(должность) (подпись) (Ф.И.О.)
Санкт-Петербург
2003
Аннотация
Процессы рудоподготовки имеют важное значение при обогащении минерального сырья. Поэтому совершенствование дробильно-сортировочного оборудования, применение эффективных и экономичных способов измельчения, упрощение схем и компоновочных решений цехов дробления и измельчения не теряют своей актуальности. Данный курсовой проект выполнен, содержит 34 страниц, 8 рисунков и 10 таблиц. Графическая часть представлена на двух листах формата А1.
The summary.
The processes comminutions are very impotent for mineral processing of ores. Therefore perfecting of the crushing-sorting equipment, application of effective and economic methods of a refinement, simplification of the circuits and arrangement solutions of shops of subdivision and the refinements do not lose the urgency.
The given course project is executed in volume 34 pages, contains 8 figures and 10 tables. The graphic part is represented on two sheets of a format А1.
Содержание
|
[1] Введение [2] Исходные данные [3] 1. Предварительный расчет схемы дробления [4] 1.1 Расчетная производительность цеха дробления [4.0.1] Ситовая характеристика исходного продукта [4.1] 1.4 Размеры максимальных кусков по стадиям дробления [4.2] 1.5 Размеры выходной щелей дробилок по стадиям дробления [4.3] 1.7. Размеры отверстий грохотов [4.4] 1.8.Эффективность операций грохочения [4.5] 1.9. Масса продуктов для 1-й стадии дробления [4.6] 1.10. Массы продуктов, поступающих во 2-ю и 3-ю стадии дробления [5] 2. Окончательный расчет схемы отделения дробления [6] Выбор оборудования [6.1] 2.1 Размеры выходных щелей дробилок [6.2] 2.2. Размеры максимальных кусков руды после дробления [6.3] по стадиям [6.4] 2.5. Определение массы продуктов 2 и 3 [6.5] 2.6. Характеристика крупности разгрузки дробилки 1-й стадии [6.6] 2.7. Выбор дробилки для крупного дробления [6.7] 2.9. Характеристика крупности разгрузки дробилки 2-й стадии [6.7.0.1] Таблица 7 [6.8] 2.11. Выбор дробилки для стадии среднего дробления [6.9] 2.13. Выбор дробилки для стадии мелкого дробления [6.10] 2.14. Общая площадь колосникового грохота перед дробилкой [6.11] 1-й стадии [6.12] 2.15. Расчёт вибрационных грохотов для 2-й и 3-й стадий дробления [7] 3. Расчет схемы отделения измельчения, выбор оборудования [7.1] 3.1. Расчетная производительность цеха измельчения [7.2] 3.2. Выход песков [7.3] 3.4. Расчет гидроциклонов [8] Заключение. [9] Список литературы |
Процесс обогащения полезных ископаемых можно разделить на два этапа: разъединение минералов, то есть высвобождение зерен ценного минерала от окружающих зерен других минералов и пустой породы; разделение минералов, то есть выделение свободных зерен ценного
минерала в концентрат.
Разъединение минералов достигается уменьшением крупности кусков, то есть с помощью операций дробления и измельчения, которые в обогащении полезных ископаемых имеют важное технологическое и экономическое значение.
Технологическое значение операций дробления и измельчения заключается в том, чтобы раскрыть минералы при максимально возможной крупности, при минимальном переизмельчении, то есть осуществить принцип «не дробить ничего лишнего».
Экономическое значение этих операций определяется тем, что на них затрачивается более 70млрд. кВт/ч электроэнергии или до 5% ее общего производства в стране
Время работы цеха дробления - 6 дней в неделю в 2 смены по 7 ч., при малой производительности фабрики (менее 1000 т/сутки) - в 1 смену по 6 ч.
Время работы цеха измельчения - 7 дней в неделю (без выходных) по 24 ч.
Тип руды - твердая апатитовая.
Производительность цеха измельчения Qзад=7500 т/сутки
Диаметр максимального куска в руде Dmax=650 мм
Номер характеристики крупности:
Исходной руды 2;
После первой стадии дробления 7/10;
После второй стадии дробления-12;
После третьей стадии дробления-16.
Крупность питания мельниц dmax=16 мм.
Содержание класса -74 мкм, %
-в питании мельниц 8;
-в сливе классификатора-50.
Технологическая схема приведена на рис. 1.Для расчетов шаровых мельниц необходимо принять следующие показатели по эталонной мельнице: 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.
Рис. 1. Схема рудоподготовки
Определяем расчетную производительность цеха дробления в тоннах в час по формуле
(1)
где Qзад - суточная производительность цеха измельчения по заданию;
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.
т/ч
1.2 Характеристика крупности исходной руды
Строим суммарную по плюсу, характеристику крупности исходной руды. Данные для построения приведены в таблице 1, график на (рис.2)
Таблица 1
|
Размеры класса в мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход ( по классу), % |
|
-650+487 |
8 |
8 |
|
-487+325 |
12 |
20 |
|
-325+162 |
17 |
37 |
|
-162+81 |
20 |
57 |
|
-81+0 |
43 |
100 |
По данным таблицы построим график зависимости суммарного выхода (по плюсу) от размера класса.
Рис. 2. Суммарная по плюсу характеристика крупности исходной руды
1.3 Степень дробления по стадиям
Назначаем степени дробления по стадиям. Общая степень дробления:
(2)
где d1=Dmax; d11=dmax.
Средняя степень дробления в каждом приеме
(3)
Степени дробления в каждом приеме назначают исходя из средней степени дробления и степеней.
S1= 3 ; S2= 3,5 ; S3= 3,87
Определяем размеры максимальных кусков по стадиям дробления по формулам
мм (4)
мм (5)
мм (6)
Определяем размеры выходных щелей дробилок на основании табл. 5 [1], составленной по усредненным данным.
Размер выходной щели
, (7)
где z1 – максимальная относительная крупность дробления для дробилок крупного дробления;
(ККД);
(ЩДП)
, (8)
где z2 – максимальная относительная крупность дробления для конусных дробилок среднего дробления
где z3 – максимальная относительная крупность дробления для конусных дробилок среднего дробления
(9)
1.6 Размеры приемных отверстий дробилок
Назначаем размеры приемных отверстий дробилок примерно на 10-20% больше размера максимального куска, поступающего в дробилку:
;
;
.
Назначаем размеры отверстий грохотов для открытого цикла в пределах между размером куска, полученного в данной стадии дробления, и размером выходной щели дробилки: мм; мм; а5=16 мм
Назначаем эффективность операций грохочения в соответствии с предполагаемым типом грохота.
В 1-й стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые грохоты, эффективность которых принимают
Во 2-й и 3-й стадии принимают вибрационные или полувибрационные грохота, эффективность которых:
Вычисляем массу продуктов для первой стадии дробления:
; (10)
Q3 = Q1 – Q2 , (11)
где – содержание класса -aI, определяется по характеристике крупности исходной руды.
т/ч;
Q3 = 625 – 263 = 362 т/ч.
Определяем массу продуктов, поступающих во 2-ю и 3-ю стадии дробления:
(12)
(11)
где (gисх)2 и (gисх)3 – выходы продуктов, поступающих соответственно во 2-ю и 3-ю стадии дробления, которые ориентировочно принимают по средним данным практики (табл.6 [1]):
=
=
т/ч
т/ч
Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводят в табл.2.
Объемная производительность дробилок:
Таблица 2
Требования к дробилкам
|
Стадия |
Приемное отв., мм |
Выходн. щель., мм |
Производительность |
|
|
т/ч |
м3/ч |
|||
|
1-й ККД |
715 |
154 |
362 |
183 |
|
1-й ЩДП |
715 |
144 |
362 |
183 |
|
2-й КСД |
238 |
25 |
469 |
236 |
|
3-й КМД |
68 |
5 |
406 |
205 |
, (14)
где Qi – массовая производительность; rн – насыпная плотность, приближенно определяемая по плотности руды в монолите r и по коэффициенту разрыхления Kр:
rн = r × Kр, (15)
т /м3
Для требуемой щели i производительность дробилки Qi находят прямолинейной интерполяцией:
(17)
где Qi, Qmin, Qmax – производительность дробилки при щелях соответственно i, imin, imax.
Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:
, (16)
где Qрасч – требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м3/ч; Qi – производительность дробилки выбранного типоразмера при требуемом размере выходной щели i, м3/ч.
Для первой стадии дробления:
ЩДП-9001200
;
ККД-900 / 160
;
.;
Для второй стадии дробления:
КСД-2200 Т
.
КСД-1750 Гр
Для третьей стадии дробления:
КМД-1750Т
КМД-2200Т1
Для сравнивания вариантов дробилок составляем табл.3. Дробилки выбираем в результате технико-экономического сравнения нескольких возможных вариантов. Сравнение производится по установленной мощности, отражающей эксплутационные расходы; по массе, пропорциональной стоимости капитальных затрат, и по коэффициенту загрузки.
Характеристика выбранных дробилок
Таблица 3
Для первой стадии дробления
|
Типоразмер, мм |
Число |
Производи- тельность, м3/ч |
Коэффициент загрузки |
Масса, т |
Установленная мощность, кВт |
|||
|
одной |
всех |
Одной |
Всех |
одной |
всех |
|||
|
ККД 900/160 |
1 |
480 |
480 |
0,38 |
150 |
150 |
250 |
250 |
|
Щековая 9001200 |
1 |
214 |
214 |
0,85 |
76 |
76 |
110 |
110 |
Для второй стадии дробления
|
КСД 1750Гр |
2 |
160 |
320 |
0,73 |
50 |
100 |
160 |
320 |
|
КСД 2200Т |
2 |
227 |
454 |
0,52 |
87 |
174 |
400 |
800 |
Для третьей стадии дробления
|
КМД 2200Т |
3 |
160 |
320 |
0,64 |
90 |
180 |
250 |
500 |
|
КМД 1750Т |
3 |
85 |
255 |
0,8 |
50 |
150 |
160 |
480 |
В первой стадии выбираем конусную дробилку 900 / 160 в связи с малой установленной мощностью.
Во второй стадии выбираем КСД 1750Гр
В третьей стадии выбираем КМД 1750Т
На основании предварительного расчета окончательно назначаем размеры выходных щелей дробилок:
i1 = 144 мм
i2 = 25 мм
i3 = 5 мм
Определяем размеры максимальных кусков руды после дробления по стадиям:
(18)
(19)
(20)
Коэффициенты zi выбираем по табл.5 [1] по уже намеченному к установке оборудованию с учетом характера руды.
2.3 Окончательные степени дробления по стадиям
Вычисляем окончательно степени дробления по стадиям:
, где d5=d4 (21)
, где d5=d9 (22)
(23)
2.4. Размеры отверстий грохотов и эффективность в операциях
грохочения
Назначаем размеры отверстий грохотов и эффективность в операциях грохочения:
; E1=0,6;
a1=d5=216 мм;
d9 a3 i2; E3=0,8;
a3=d9=62 мм;
d11 a5 i3; E5=0,8;
a5=d11=16 мм.
Определим массу продуктов 2 и 3:
;
где - содержание в исходной руде класса мельче размера отверстия грохота.
т/ч.
Q3=650-273=377 т/ч.
Рассчитаем гранулометрический состав продукта 5, поступающего во 2-ю стадию дробления.
а) Построим суммарную по плюсу характеристику крупности продукта 4. Номер характеристики крупности 5. Данные для построения приведены в таблице 4, график на рис.3 , i =144 мм
Таблица 4
Ситовый анализ продукта 4
|
Класс крупности в долях выходной щели дробилки i |
Класс крупности в мм |
Выход класса, |
Суммарный выход (по классу), % |
|
+288 |
0 |
0 |
|
|
-288+252 |
0 |
0 |
|
|
-252+216 |
2 |
2 |
|
|
-216+144 |
15 |
17 |
|
|
-144+108 |
13 |
30 |
|
|
-108+72 |
20 |
50 |
|
|
-72+36 |
25 |
75 |
|
|
-36+0 |
25 |
100 |
По данным таблицы построим график.
Рис.3. Характеристика крупности продукта 4
Гранулометрический состав продукта 5 рассчитываем как смесь продуктов 2 и 4 по следующим формулам:
для d>i1:
для d<i1:
где , , находим по характеристике крупности исходной руды; b4-d – по характеристике крупности продукта 4. По вычисленным содержаниям (выходам) классов строим суммарную по плюсу характеристику крупности продукта 5 (рис.4). Для этого составляем табл.5 ситового анализа дробленой руды (продукта 5).
Таблица 5
Ситовый анализ продукта 5
|
Класс крупности в долях выходной щели дробилки i |
Класс крупности в мм |
Суммарный выход (по классу), % |
|
+288 |
0 |
|
|
-288+252 |
0 |
|
|
-252+216 |
1 |
|
|
-216+144 |
7 |
|
|
-144+108 |
20 |
|
|
-108+72 |
40 |
|
|
-72+36 |
70 |
|
|
-36+0 |
100 |
Рис.4. Характеристика крупности продукта 5
Окончательно выбираем дробилку для 1-й стадии дробления:
Для первой стадии дробления выбираем дробилку ЩДП-900/1200. Количество дробилок -1 . Коэффициент загрузки 0,85.
2.8 Определяем массы продуктов 6 и 7:
где находим по характеристике крупности продукта 5.
т/ч
т/ч
Рассчитываем гранулометрический состав продукта 9, поступающего во 3-ю стадию дробления. Начинаем этот процесс с построения характеристики крупности продукта 8 (рис.5). Для этого составляем табл.6 ситового анализа дробленой руды (продукта 8).
Таблица 6
Ситовый анализ продукта 8
|
Класс крупности в долях выходной щели дробилки i |
Класс крупности в мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход (по классу), % |
|
+3,5i |
+88 |
0 |
0 |
|
-3,5i+3i |
-88+75 |
0 |
0 |
|
-3i+2,5i |
-75+63 |
3 |
3 |
|
-2,5i+2,25i |
-63+56 |
5 |
8 |
|
-2,25i+2i |
-56+50 |
6 |
14 |
|
-2i+1,5i |
-50+38 |
16 |
30 |
|
-1,5i+1,25i |
-38+31 |
10 |
40 |
|
-1,25i+1i |
-31+25 |
10 |
50 |
|
-1i+0,5i |
-25+13 |
30 |
80 |
|
-0,5i+0,25i |
-13+6 |
15 |
95 |
|
-0,25i+0i |
-6+0 |
5 |
100 |
Рис.5.Характеристика крупности продукта 8
2.10 Рассчитаем гранулометрический
состав продукта 9
для d>i2:
для d<i2:
где b5-d , b5+d , b5+i3 находят по характеристике крупности продукта 5; а b8-d по характеристике крупности продукта 8.
Таблица 7
Ситовый анализ продукта 9
|
Класс крупности в мм |
Суммарный выход (по классу), % |
|
-88+75 |
0 |
|
-75+63 |
2 |
|
-63+56 |
5 |
|
-56+50 |
9 |
|
-50+38 |
20 |
|
-38+31 |
30 |
|
-31+25 |
40 |
|
-25+13 |
73 |
|
-13+6 |
99 |
|
-6+0 |
100 |
Рис.6. Характеристика крупности продукта 9
Окончательно выбираем дробилку для 2-й стадии КСД 1750Гр, n =2,
Кз = 0,73
2.12. Рассчитываем упрощенную схему 3-й стадии дробления.
Рассчитываем продукт 12.
Таблица 8
Данные для построения ситовой характеристики
|
Класс крупности в долях выходной щели дробилки i |
Класс крупности в мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход (по классу), % |
|
+3,5i |
+17 |
1 |
1 |
|
-3,5i+3i |
-17+15 |
4 |
5 |
|
-3i+2,5i |
-15+12 |
4 |
9 |
|
-2,5i+2,25i |
-12+11 |
8 |
17 |
|
-2,25i+2i |
-11+10 |
5 |
22 |
|
-2i+1,5i |
-10+7 |
19 |
41 |
|
-1,5i+1,25i |
-7+6 |
11 |
52 |
|
-1,25i+1i |
-6+5 |
11 |
63 |
|
-1i+0,5i |
-5+2 |
19 |
82 |
|
-0,5i+0,25i |
-2+1 |
9 |
91 |
|
-0,25i+0i |
-1+0 |
9 |
100 |
Рис.7. Гранулометрическая характеристика продукта 12
Рассчитаем гранулометрический состав продукта 13.
Q10=Q19-avEv=6250,360,8=180т/ч
Q11= Q1-Q10= 625-180 = 445 т/ч
для d>i2:
для d<i2:
Таблица 9
Ситовый анализ продукта 13
|
Класс крупности в мм |
Суммарный выход (по классу), % |
|
+17 |
2 |
|
-17+15 |
4 |
|
-15+12 |
9 |
|
-12+11 |
15 |
|
-11+10 |
19 |
|
-10+7 |
41 |
|
-7+6 |
54 |
|
-6+5 |
62 |
|
-5+2 |
82 |
|
-2+1 |
93 |
|
-1+0 |
100 |
Рис. 8. Суммарная характеристика по плюсу продукта 13.
Окончательно выбираем дробилку третьей стадии. Выбираем дробилку
КМД 1750Т. Количество дробилок-3. Коэффициент загрузки 0,8.
Площадь колосникового грохота должна быть не менее:
(25)
где aI – размер щели грохотов, мм;
n1 – число первичных дробилок, а, следовательно, и грохотов.
м2.
Так как площадь получилась маленькой, то во избежании застревания крупных кусков, ширину грохота берут не менее тройного размера наибольшего куска в питании.
B=3650=1950 мм
Длина грохота L=2B=3900 мм.
F1=1,9 3,9=7,41 м2.
Выбираем и рассчитываем вибрационные грохоты для 2-й и 3-й стадии дробления.
а) Потребную площадь грохочения F для данных типов грохотов рассчитываем по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов на условие грохочения:
(26)
где Qисх – производительность по исходному питанию;
k, l, m, n, o, p – поправочные коэффициенты:
k – влияние мелочи;
l – влияние крупных зерен;
m – эффективность грохочения;
n – форма зерен материала;
о – влияние влажности материала;
р – влияние способа грохочения;
q – удельная производительность грохота по насыпному объему при заданном отверстии сита,
rн – насыпная плотность руды.
Во 2-й стадии дробления используем вибрационный грохот тяжелого типа.
Размер отверстия сита: 60 мм
Выбираем грохот ГИТ-42А
S сита = 4,5 м2
2 грохота потребуется
В 3-й стадии дробления используем инерционные грохоты легкого и среднего типа или самобалансные грохоты.
Размер отверстия сита: 16 мм
м2
Выбираем грохот ГСТ 41.
S сита = 4,5 м2
грохота
(27)
где Q13изм - заданная суточная производительности фабрики;
т / сут
Назначаем выход циркулирующих в цикле измельчения песков в зависимости от условий измельчения:
(28)
где ;
С - циркулирующая нагрузка (доли единицы),
С для руды твердой руды: 500-700
определим массу продуктов в цикле измельчения по формулам:
т / ч
т / ч
т/ч
т/ч
т/ч
т/ч
3.3 Расчет мельниц
При измельчении в две стадии предварительно определяем общее число мельниц для обеих стадий. Для этого сначала производительность мельниц, после чего находят общий потребный объем барабанов мельниц и общее их число.
Намечаем по стандарту мельницы для сравнения:
МШР-3600*4000
МШР-4000*5000
МШР-4500*5000
(29)
где 0,15 м – двойная толщина футеровки в рабочем состоянии.
v1=3,143,6-0,1524/4=37,4 м3
v2=3,144-0,1525/4=58,2 м3
v3=3,144,5-0,1526/4=74,3 м3
а) Удельная производительность мельницы:
, (30)
qD - удельная производительность мельниц диаметром выбранного размера по расчетному классу – 74 мкм т/(м3 ч);
ku - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке руды и эталонной, ku=1;
Kk - коэффициент учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения по сравнению с эталонными условиями;
KD - коэффициент, учитывающий различие диаметров рассчитываемой мельницы и эталонной;
KТ - коэффициент, учитывающий различие в типе мельницы, выбранной для расчета, и эталонной, KТ=1
qэ = 1,0 т/(м3 ч)
б) Рассчитаем коэффициент KD для мельниц:
, (31)
где Dэ - номинальный диаметр мельницы, для которой указана эталонная производительность.
Dэ=3,2 м
D - номинальный диаметр выбранной мельницы, м
Для МШР-3600*4000
Для МШР-4000*5000
Для МШР-4500*5000
в) Определим коэффициент Кк
(32)
m - относительная производительность при заданных условиях;
mэ - относительная производительность при эталонных условиях.
г) После выбора коэффициентов рассчитаем удельные нагрузки для мельниц:
;
;
.
д) Определим общий потребный объем барабанов мельниц каждого типоразмера:
, (33)
где QP – количество расчетного класса – 74 мкм, которое образуется в процессе измельчения в обеих стадиях.
,
, (34)
где Q13изм – производительность цеха измельчения; - содержание класса -74 мкм в продукте измельчения (сливе классификатора)
- содержание класса -74 мкм в питании мельниц (дробленной руде), доли единицы.
д) Определяем общий потребный объем барабанов мельницы:
(35)
где vi-объем барабана мельницы соответствующего размера.
n1=3,2
n2=1,89
n3=1,48
Коэффициент загрузки: ,
где - число мельниц принятых к установке; - число мельниц по расчету.
Окончательно выбираем к установке мельницы определенного типоразмера на основе сравнения их вариантов по массе, мощности и коэффициенту загрузки.
Таблица 10
Характеристика выбранных мельниц
|
Типора- змер, мм |
число |
коэфф загр. |
Масса |
установ. мощность, кВт |
|||
|
по расч |
Принятых к установке |
одной |
всех |
одной |
всех |
||
|
МШР-3600*4000 |
3,2 |
5 |
0,64 |
162 |
810 |
1000 |
5000 |
|
МШР- 4000*5000 |
1,89 |
3 |
0,63 |
258 |
774 |
2000 |
6000 |
|
МШР- 4500*5000 |
1,48 |
2 |
0,74 |
300 |
600 |
2500 |
5000 |
К установке выбираем 3 мельницы МШР-4000*5000 т.к. при этом получим оптимальное соотношение объемов мельниц (1:2)
Для заданной крупности слива классификатора выбираем к установке гидроциклоны с диаметром 1000 мм. или 1400 мм
Число гидроциклонов для 1-й мельницы:
, (36)
Qгц - объемная производительность гидроциклона выбранного диаметра, м3/ч;
Q0 - требуемая объемная производительность гидроциклона, м3/ч.
QО = QС + QП , (37)
- производительность цеха измельчения, т/ч;
Q18 - масса песков, т/ч
p - плотность твердой фазы пульпы, т/м3;
c и b- содержание твердого в сливе и песках.
=1150 т/ч
гидроциклона
Проверим удельную нагрузку устанавливаемого гидроциклона по пескам. Она должна составлять 0,5-2 т твердого в час на 1 см2 площади живого сечения песковой насадки.
, (38)
nгц - число гидроциклонов принятых к установке на 1 мельницу;
- диаметр пескового отверстия
т
Удельная нагрузка лежит в пределах нормы.
Рассмотрим гидроциклон с диаметром D = 1400 мм.
=2200 т/ч nгц = гидроциклона
т
Удельная нагрузка лежит в пределах нормы.
Принимаем к установке на одну мельницу два гидроциклона ГЦ 1400
(два рабочих, две резервных).
Входе проделанной работы выбрано следующее оборудование:
Для крупного дробления:
ЩДП 900 1200 1 шт.
Для среднего дробления:
КСД 1750Гр 2 шт.
Для мелкого дробления:
КМД 1750Т 3 шт.
Грохоты:
ГИТ 42А 2 шт.
ГСТ 41 3 шт.
Для отделения измельчения:
Мельницы МШР 4000 х 5000 3 шт.
Гидроциклон D=1400 мм. 4 шт.
1. Дробление, измельчение и подготовка руд к обогащению. Методические указания к курсовой работе. СПбГГИ. Сост.: М.Н. Келль, Е.Е. Андреев. СПб, 1999.
2. Андреев Е.Е., Перов В.А., Биленко В.Ф. Дробление, измельчение и подготовка руд к обогащению. 4-е изд. М.: Недра, 1990.
3. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. 4-е изд. М.: Недра, 1982.
4. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: в двух книгах. Книга 1/ Под ред. О.Н. Тихонова. М.: Недра, 1986.
5. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / Под ред. О.С. Богданова. М.: Недра, 1982.
Исходная руда
Qзад
Dmax
1
Грохочение
2
a1
3
4
Дробление
1 стадия
5
Грохочение a3
6
7
8
Дробление
2 стадия
Грохочение a5
9
10
11
12
Дробление
3 стадия
Бункер
13
Q13
14
Измельчение
1 стадия
15
Измельчение
2 стадия
16
Классификация
17
Слив
Пески
Q10
Dmax
-0,074
dсл
-0,074
18