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 Российской Федерации |
||
|
Санкт-Петербургский государственный горный институт им Г.В. Плеханова (технический университет) |
||
|
УТВЕРЖДАЮ Заведующий кафедрой _________/__________/ "___"__________2002 г. |
Кафедра Обогащения полезных ископаемых
КУРСОВАЯ РАБОТА
По дисциплине « Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению »
ЗАДАНИЕ
Студенту группы ОП-00 Михайловой А.В.
(шифр группы) (Ф.И.О.)
Руководитель проекта: _________ _________ / /
(должность) (подпись) (Ф.И.О.)
Дата выдачи задания: 15 февраля 2002 г
Процессы дезинтеграции являются важнейшими процессами рудоподготовки 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 в объёме 26 страниц, содержит 8 рисунков и 9 таблиц. Графическая часть представлена на листах формата А2, А4: технологическая схема и схема цепи аппаратов; план и разрез цеха среднего и мелкого измельчения.
The processes comminutions are major processes for want of enrichment of mineral raw material. Therefore perfecting of the crusing-sorting equipment, application of effective and economic methods of a refinement, simplification of the circuits(schemes) and arrangement solutions of shops of subdivision and the refinements do not lose the urgency. The given course project is executed in volume 26 pages, contains 8 figures and 9 tables. The graphic part is represented on sheets of a format А1,А2,А4: the technological circuit(scheme) and circuit(scheme) of a circuit of meanness; the plan and slit of shop of a secondary and small refinement.
|
[1] Аннотация. [2] The summary. [3] Содержание [4] ВВЕДЕНИЕ. [4.1] Цель рудоподготовки следует из самого названия – подготовить руду к обогащению, а именно измельчить ее до такой степени, чтобы раскрылось большинство сростков минералов. [5] В настоящее время применяются в основном трехстадиальные схемы дробления руды. Обычно I и II стадии осуществляются с предварительным грохочением, а III – либо с предварительным, либо с совмещенными операциями предварительного и поверочного грохочения. [6] Для дробления используют, как правило, конусные дробилки, реже щековые (в тех случаях, когда по каким-либо причинам нельзя использовать конусные). Остальные виды дробилок используются значительно реже. [7] 2. ПРЕДВАРИТЕЛЬНЫЙ РАСЧЁТ СХЕМЫ. [7.0.1] Требования к дробилкам [8] 3. ОКОНЧАТЕЛЬНЫЙ РАСЧЁТ СХЕМЫ ОТДЕЛЕНИЯ ДРОБЛЕНИЯ И ВЫБОР ОБОРУДОВАНИЯ. [9] 4. РАСЧЁТ СХЕМЫ ОТДЕЛЕНИЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ, ВЫБОР ОБОРУДОВАНИЯ. |
В данной работе необходимо рассчитать заданную схему дробления и измельчения твердой полиметаллической руды.
Для грохочения, как правило, используют инерционные грохота, а в I стадии для предварительного грохочения – колосниковые. Измельчение осуществляется в барабанных или шаровых мельницах.
Классификация материала в настоящее время производится исключительно в гидроциклонах.
1. ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ.
Время работы цеха дробления – 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: твердая полиметаллическая.
Производительность цеха измельчения Qзад =20000 т/сутки,
размер максимального куска в исходной руде Dmax =1000 мм,
крупность материала, поступающего в отделение измельчения, dmax =25 мм,
крупность слива классификации dсл =0,15 мм и содержание класса мельче 74 мкм:
а) в питании мельницы 4 %;
б) в сливе классификатора 80 %;
Номера характеристик крупности;
а) исходная руда 4;
б) руда после крупного дробления 7/10;
в) руда после среднего дробления 13;
г) руда после мелкого дробления 16.
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 твердых руд – 1,0 . Плотность руды , т/м3полиметаллической– 3,5.
16
17 18
1. Определяют расчетную производительность цеха дробления в тоннах в час по формуле
(1)
Q1==1667 т/ч,
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.
2. Строим суммарную по плюсу характеристику крупности исходной руды. Для этого строим таблицу 1 для заданного номера:
Таблица 1:
Гранулометрический состав исходной руды
|
Размеры класса в долях Dmax = d1, мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход (по плюсу), % |
|
-1000+750 |
18 |
18 |
|
-750+500 |
21 |
39 |
|
-500+250 |
26 |
65 |
|
-250+125 |
16 |
81 |
|
-125+0 |
19 |
100 |
Рис. 2: Характеристика крупности исходной руды
3. Назначаем степени дробления по стадиям.
Общая степень дробления:
, (2)
Sобщ ==40,
где d1 = Dmax =1000;
d11 = dmax =25 мм.
Средняя степень дробления в каждом приеме
, (3)
Sс р ==3,42
S1=3,0;
S2=3,4;
S3==3,7.
4. Определяем размеры максимальных кусков по стадиям дробления по формулам:
(4)
d5==313 мм,
(5)
d9==92 мм,
(6)
d11==25 мм
5. Определяем размеры выходных щелей дробилок по стадиям дробления:
i1 = d5 / z1, (7)
i1=313/1,7=184 мм;
i2 = d9 / z2, (8)
i2=92/3=31 мм;
i3 = d11 / z3, (9)
i3 =25/3,5=7 мм,
где imin – минимальный размер выходной щели принятой к установке дробилки.
6. Назначаем размеры приемных отверстий дробилок примерно на 10-20 % больше размера максимального куска, поступающего в дробилку:
B1 = (1,1-1,2) d1;
В1=1,11000=1100 мм;
B2 = (1,1-1,2) d5;
В2=1,1313=344 мм;
B3 = (1,1-1,2) d9;
В3=1,192=101 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=313 мм,
aIII = d9=92 мм,
aV = d11 = dmax =25 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 = 0,8;
EV = 0,85.
9. Вычисляем массу продуктов для 1-й стадии дробления:
Q2 = Q1 1-a1 EI; (10)
Q2=16670,420,65=455 т/ч;
Q3 = Q1 – Q2 , (11)
Q3=1667-455=1212 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=16670.83=1384 т/ч;
Q12 = Q1 (исх)3, (13)
Q12=16671,7=2834 т/ч,
(исх)2=0,83;
(исх)3=1,7,
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, приводим в таблице 2.
Таблица 2.
|
Дробилка |
Размер приемного отверстия |
Размер выходной щели |
Производительность |
|
|
мм |
Мм |
т/ч |
м3/ч |
|
|
Для 1-й стадии |
1100 |
184 |
1212 |
550 |
|
Для 2-й стадии |
344 |
31 |
1384 |
628 |
|
Для 3-й стадии |
101 |
7 |
2834 |
1285 |
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=3,50,63=2,2 т/м3.
12. С учетом требований к дробилкам, на основании их технических характеристик, выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробильных машин для обеспечения заданной производительности.
Таблица 3.
Характеристика выбранных дробилок
|
Типораз-мер, мм |
Число |
Произво-дительность, м3/ч |
Коэффи-циент загрузки |
Масса,т |
Установ-ленная мощность,кВт |
|||
|
Одной |
всех |
Одной |
Всех |
Одной |
Всех |
|||
|
ЩДП 15002100 |
1 |
613 |
613 |
0,89 |
260 |
260 |
250 |
250 |
|
ККД 1500/180 |
1 |
1450 |
1450 |
0,38 |
412 |
412 |
640 |
640 |
|
2200Гр |
2 |
348 |
696 |
0,90 |
98 |
196 |
250 |
500 |
|
КСД 3000Т |
2 |
527 |
1054 |
0,59 |
230 |
460 |
400 |
800 |
|
КМД 3000Т |
4 |
328 |
1312 |
0,72 |
220 |
880 |
400 |
1600 |
|
КМД 2200Т |
6 |
172 |
1032 |
0,92 |
98 |
588 |
250 |
1500 |
Производим перерасчет производительности на новую щель:
где Qi , Qmin , Qmax – производительность дробилки при щелях соответственно i , imin , imax .
а) Первая стадия:
ЩДП 1500*2100
,
следовательно, необходима одна дробилка
ККД 1500/180
,
количество дробилок - 1
б) Вторая стадия:
КСД 2200 Гр
,
необходимо 2 дробилки
КСД 3000 Т
,
необходимо две дробилки.
в) Третья стадия
КМД 2200
Для конусных дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле с грохотом, потребное число дробилок рассчитывается по формуле:
,
где - коэффициент цикла.
=1,31,4
,
необходимое количество дробилок - 6
КМД 3000
.
дробилок КМД 3000 нужно 3 штуки.
Принимаем к установке конусную дробилку ККД 1500/180 в первой стадии. Так как коэффициенты заполнения в среднем и мелком дроблении должны быть примерно одинаковы, устанавливаем 2 дробилки КСД 2200 Гр во второй стадии и 6 дробилок КМД 2200 - в третьей.
1. На основании предварительного расчета окончательно назначаем размеры выходных щелей дробилок i1; i2; i3:
i1=184 мм;
i2=31 мм;
i3=7 мм;
2. Определяем размеры максимальных кусков руды после дробления по стадиям:
d4 = i1 z1; (15)
d4=1841,7=313 мм;
d8 = i2 z2; (16)
d8=313,0=92 мм;
d13 = i3 z3 (17)
d13=73,5=24,5 мм.
Коэффициенты zi выбирают по уже намеченному к установке оборудованию с учетом характера руды.
3. Вычисляем окончательно степени дробления по стадиям:
S1 = d1 / d5, (18)
здесь d5 = d4;
S1=1000/313=3,2;
S2 = d5 / d9, (19)
здесь d9 = d8;
S2=313/92=3,4;
S3 = d9 / d11; (20)
S3=92/25=3,7.
4. Назначаем размеры отверстий грохотов и эффективность в операциях грохочения для замкнутого цикла:
d5 aI i1;
EI = 0,65;
а1=313 мм;
d9 aIII i2;
EIII = 0,85;
а3=92 мм;
aV = d11=25 мм;
EV = 0,85.
5. Определяем массу продуктов 2 и 3:
Q2 = Q1 1-aI EI;
Q2=16670,420,65=455 т /ч
Q3 = Q1 - Q2;
Q3=1667-455=1212 т/ч,
где 1-aI - содержание в исходной руде класса мельче размера отверстия грохота, находят по характеристике крупности исходной руды.
6. Рассчитываем гранулометрический состав продукта 5, поступающего во 2-ю стадию дробления. По данным этой таблицы строим суммарную характеристику продукта 4 по плюсу.
Таблица 4.
Гранулометрический состав продукта 4.
|
Класс крупности в долях, мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход, % |
|
+368 |
0 |
0 |
|
-368+322 |
0 |
0 |
|
-322+276 |
2 |
2 |
|
-276+184 |
15 |
17 |
|
-184+138 |
13 |
30 |
|
-138+92 |
20 |
50 |
|
-92+46 |
25 |
75 |
|
-46+0 |
25 |
100 |
Рис. 3. Характеристика крупности продукта 4:
Таблица 5.
Гранулометрический состав продуктов 4 и 1.
|
d |
1-d |
4-d |
1+184 |
1+d |
|
500 |
0,61 |
1 |
- |
0,39 |
|
250 |
0,35 |
0,94 |
- |
0,65 |
|
125 |
0,19 |
0,64 |
0,72 |
0,81 |
|
90 |
0,15 |
0,46 |
0,72 |
0,85 |
|
50 |
0,08 |
0,31 |
0,72 |
0,92 |
Гранулометрический состав продукта 5 рассчитывают как смесь продуктов 1 и 4 по следующим формулам:
для d i1
5-d =1-d+1+i1 4-d; (21)
5-150=0,19+0,720,64=0,65=65 %;
5-100=0,15+0,720,46=0,48=48 %;
5-50=0,08+0,720,31=0,30=30 %.
для d i1
5-d = 1-d + 1+d 4-d; (22)
5-500=0,61+0,391=100 %;
5-250=0,35+0,940,65=0,96=96 %,
где 1-d , 1+d , 1+i1 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.
Рис.4. Гранулометрический состав продукта 5:
7. Окончательно выбираем дробилку для 1-й стадии дробления:
n=550/1450=0,38 1 дробилка ККД 1500/180.
8. Определяем массы продуктов 6 и 7:
Q6 = Q1 5-aIII EIII ;
Q6=16670.530.85=751 т/ч;
Q7 = Q1 - Q6 ,
Q7=1667-751=916 т/ч,
Q7=416 м3/ч,
где 5-aIII находят по характеристике крупности продукта 5.
9. Строим характеристику крупности разгрузки дробилки 2-й стадии.
Предварительно составляем таблицу:
Таблица 6.
Гранулометрический состав продукта 8.
|
Размеры класса в долях, мм |
Выход класса, % |
Суммарный выход, % |
|
+108,5 |
0 |
0 |
|
-108,5+93 |
0 |
0 |
|
-93+77,5 |
5 |
5 |
|
-77,5+70 |
3 |
8 |
|
-70+62 |
5 |
13 |
|
-62+46,5 |
13 |
26 |
|
-46,5+39 |
10 |
36 |
|
-39+31 |
12 |
48 |
|
-31+15,5 |
25 |
73 |
|
-15,5+7,8 |
15 |
88 |
|
-7,8+0 |
12 |
100 |
Рис.5. Характеристика продукта 8
10. Рассчитываем гранулометрический состав продукта 9 в таком же порядке, что и продукта 5:
Таблица 7.
Гранулометрический состав продуктов 5и 8.
|
d |
5-d |
8-d |
5+25 |
5+d |
|
88 |
0,49 |
0,98 |
- |
0,51 |
|
50 |
0,3 |
0,76 |
- |
0,7 |
|
40 |
0,24 |
0,65 |
- |
0,76 |
|
25 |
0,13 |
0,42 |
0,81 |
0,87 |
|
10 |
0,07 |
0,16 |
0,81 |
0,93 |
для d i2
9-d = 5-d + 5+i2 8-d;
9-25=0,13+0,810,42=0,47=47 %;
9-10=0,07+0,160,81=0,2=20 %.
для d i2
9-d = 5-d + 5+d 8-d;
9-88=0,49+0,510,98=0,99=99 %;
9-40=0,24+0,650,76=0,73=73 %;
9-50=0,3+0,760,7=0,83=83 %,
где 5-d , 5+d , 5+i2 находят по характеристике крупности продукта 5;
8-d по характеристике крупности продукта 8.
Рис. 6. Характеристика продукта 9:
11. Окончательно выбирают дробилку для 2-й стадии:
n=416/332=22 дробилки КСД 2200 Гр
12 . Рассчитываем гранулометрический состав продукта 10, поступающего во 3-ю стадию дробления. По данным этой таблицы строим суммарную характеристику по плюсу продукта 13.
Таблица 8.
Гранулометрический состав продукта 13.
|
Размеры класса в долях, м |
Выход класса, % |
Суммарный выход, % |
|
+24,5 |
1 |
1 |
|
-24,5+21 |
4 |
5 |
|
-21+17,5 |
4 |
9 |
|
-17,5+15,75 |
8 |
17 |
|
-15,75+14 |
5 |
22 |
|
-14+10,5 |
19 |
41 |
|
-10,5+8,75 |
11 |
52 |
|
-8,75+7 |
11 |
63 |
|
-7+3,5 |
19 |
82 |
|
-3,5+1,75 |
9 |
91 |
|
-1,75+0 |
9 |
100 |
Рис. 7. Характеристика продукта 13:
13. Определяем массы продуктов 10-13 следующим образом:
Q6 = Q1 5-aIII EIII (23)
Q10=1667 = 2849 т/ч
Q1 = Q9 =Q5=1667 т/ч;
Q12 = Q13 = Q10 – Q9 =2849-1667=1182 т/ч,
где 9+aV находим по характеристике крупности продукта 9;
13-aV по характеристике продукта 13;
EV = 0,85.
14. Окончательно выбирают дробилку 3-й стадии:
n=628/1721,35=2,713 дробилки КМД 2200Т.
15. 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==3 %;
10-5==17 %;
10-10==35 %;
10-15==51 %;
10-20==62 %;
10-25==69 %.
Рис. 8. Гранулометрический состав продукта 10:
16. Рассчитываем общую потребную площадь колосникового грохота перед первой стадией дробления:
F = Q1 / (2,4 aI n1), (25)
F==2,22 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. Длина грохота:
L = 2B=23000=6000 мм,
В=31000=3000 мм.
17. 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==13,76 м2;
Принимаем 2 грохота ГИС61 с площадью сита 6,9 м2.
Для 3 стадии:
F==30 м2.
Принимаем 3 грохота ГСТ 62М, с площадью сита 30 м2;
1. Определяем расчетную производительность цеха измельчения в тоннах в час по заданной суточной производительности фабрики:
Q11изм = Qзад / 24 ,
где Q11изм Q1,
Q11изм.==833 т/ч.
2. Назначаем выход циркулирующих в цикле измельчения песков в зависимости от условий измельчения:
18 = C 11 ,
где 11 = 100 %;
С – циркулирующая нагрузка, доли единицы.
=6100 %=600 %.
Определяют массу продуктов в цикле измельчения по формулам:
Q14 = Q11изм
Q15 = Q11изм + Q18;
Q15 = Q11изм + Q11изм 18;
Q15 = Q11изм(1+18);
Q16 = Q15;
Q17 = Q14 = Q11изм;
Q18 = Q11изм 18.
Q14=833 т/ч,
Q15=5831 т/ч,
Q17=833 т/ч,
Q18=4998 т/ч;
3. Производим расчет мельниц. В зависимости от заданной производительности фабрики намечаем три типоразмера мельниц для сравнения:
D1 x L1; v1;
36005000; 45;
40005000; 55;
45005000; 71;
55006500; 141.
где D и L – диаметр и длина барабана мельницы;
v – объем барабана мельницы с учетом футеровки.
Объем
v = [(D – 0,15)2 L] / 4, (27)
v1==46,7 м3;
v2==58,2 м3;
v3==74,3 м3;
v4==176 м3.
где 0,15 – двойная толщина футеровки в рабочем состоянии, м.
qD = qэ kИ kК kD kТ, (28)
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.
Коэффициент
(29)
k D1 ==1,06 (30)
k D2==1,12 (31)
k D3 ==1,19 (32)
k D4 ==1,33 (33)
где DЭ – номинальный диаметр мельницы, для которой указана эталонная производительность,
DЭ = 3,2 м;
D – номинальный диаметр выбранной мельницы, м.
Коэффициент
kК=m / mЭ (34)
kk=0,852/0,8665=0,99
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;
qD4 = qэ kИ kК kD4 kТ;
qD1=110,991,061=1,05;
qD2=110,991,121=1,11;
qD3=110,991,191=1,18;
qD4=110,991,331=1,32.
Определяем общий потребный объем барабанов мельниц каждого типоразмера:
V1 = QP / qD1 ;
V2 = QP / qD2 ;
V3 = QP / qD3 ,
V4 = QP / qD4 ,
где QP – количество расчетного класса – 74 мкм, которое образуется в процессе измельчения в обеих стадиях.
V1=633/1,05=603 м3;
V2=633/1,11=570 м3;
V3=633/1,18=537 м3;
V4=633/1,32=480 м3.
Количество QP рассчитываем:
QP = Q11изм (18-74 - 11-74) (29)
где Q11изм – производительность цеха измельчения, т/ч;
18-74 – содержание класса – 74 мкм в продукте измельчения (сливе гидроциклона), доли единицы.
QР=833(0,8-0,04)=633 т/ч.
Потребное число мельниц каждого типоразмера:
n1 = V1 / v1 ;
n2 = V2 / v2 ;
n3 = V3 / v3 ,
n4 = V4 / v4,
где v1, v2, v3 , v4 – объем барабана мельницы соответствующего размера.
n1==12,913 мельниц;
n2==9,810 мельниц;
n3==7,28 мельниц;
n4==2,733 мельницы.
Таблица 9:
Характеристика выбранных мельниц
|
Типо-размер, мм |
Число |
Коэф. загрузки |
Масса, т |
Установленная мощность, кВт |
|||
|
По Расчету |
Принятых к установке, округленно |
Одной |
Всех |
Одной |
Всех |
||
|
МШР 36005000 |
12,9 |
13 |
K1=0,99 |
165 |
2145 |
1250 |
16250 |
|
МШР 40005000 |
9,8 |
10 |
K2=0,98 |
265 |
2650 |
2000 |
20000 |
|
МШР 45005000 |
7,2 |
8 |
K3=0,9 |
300 |
2400 |
2500 |
20000 |
|
МШР 5500*6500 |
2,73 |
3 |
K3=0,91 |
540 |
1620 |
2800 |
8400 |
Принимаем к установке мельницу МШР 55006500 ,т.к. она имеет наименьшую общую массу и расход мощности, но больший коэффициент загрузки.
4. 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 , (30)
QO=1375+2049=3424 м3/ч;
где:
QС = Q17/nМ [1/ + (1-с)/с],
QC==1375 м3/ч;
QП = Q18/ nМ[1/ + (1-b)/b],
QП==2049 м3/ч.
Qгц=5033 м3/ч;
nгц=3424/5033=0,71 гидроциклон
Q17 = Q11изм – производительность цеха измельчения, т/ч;
Q18 – масса песков, т/ч;
- плотность твердой фазы пульпы, принимаем равной плотности руды, т/м3;
c и b – содержание твердого в сливе и песках,.
Удельная нагрузка по пескам рассчитывается по формуле:
qП = 4Q18/ ( nМ nгц 2), (31)
где nгц – число гидроциклонов, принятых к установке на одну мельницу;
- диаметр пескового отверстия, см,
qП==1,3 т/(ч см2).
Принимаем к установке на одну мельницу один гидроциклон ГЦ 2000 и один резервный гидроциклон ГЦ 2000.
Заключение.
В данной работе рассчитана заданная схема дробления и измельчения твердой полиметаллической руды:
Выбрано следующее оборудование:
ККД 1500/180 1 шт.
КСД 2200Гр 2 шт.
КМД 2200Т1 3 шт.
Грохот колосниковый 3000х6000 1 шт.
ГИТ 61 2 шт.
ГИС 62 3 шт.
МШР 5500Х6500 3 шт.
Гц 2000 6 шт. (=500 мм.)
III стадия работает в замкнутом цикле. Технологическая схема цепи аппаратов изображена в графической части. В графической части изображен общий компоновочный чертеж схемы цеха среднего и мелкого измельчения.
Список использованной литературы:
1) Дробление, измельчение и подготовка руд к обогащению. Методические указания к курсовой работе / СПГГИ (ТУ). Сост.: М.Н. Келль, Е.Е. Андреев. 1999 г. 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 обогащению руд. Подготовительные процессы под ред. О.С. Богданова. Москва, изд. Недра, 1982.
5)Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик. В двух книгах. Книга 1 под редакцией О.Н. Тихонова. М.: Недра, 1986.