Материал: Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению

По [3, прил. 2] подбираем подходящий условиям грохот и рабочую площадь просеивающей поверхности. Для второй стадии грохочения предпочтительно ставить грохоты тяжелого типа, которые принимают крупные куски.

Количество грохотов n для второй стадии дробления

= F/f, (5.8)

где f - площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м².

=  =   6,44 м²,

 = 83,7/6,44 = 12,99 ≈ 13,

т.е. на каждую дробилку приходится по грохоту.

Выбираем по каталогу тринадцать наклонных инерционных грохота тяжелого типа ГИТ 51М [3, прил. 3] с площадью одного сита 6,44 м².

6. РАСЧЕТ СХЕМЫ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ И ВЫБОР ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ И КЛАССИФИКАЦИИ

6.1 Выбор мельниц

Вследствие разных режимов работы цехов дробления и измельчения их производительности не совпадают. Между цехами обычно предусматривается бункер дробленой руды, являющийся буферной емкостью. Бункер дробленой руды должен обеспечить бесперебойную работу цеха измельчения, поэтому емкость его должна быть 36 - 48-часовой производительности цеха измельчения (одна или две смены перед выходными днями, 6 - 12 часов, весь выходной день, 24 часа и одна смена после выходного дня, 6 часов).

Расчетная производительность цеха измельчения определяется по заданной (табл. 1.1) суточной производительности фабрики (т/ч):

; Q₁₁^изм ≠ Q₁,

где Q_зад = 13500 т/сут - суточная производительность фабрики.

; Q₁₁^изм ≠ Q₁ (Q₁ = 1125 т/ч);≠1125.

В современной практике для измельчения руд перед флотацией при одностадиальных схемах измельчения применяют мельницы с разгрузкой через решетку. Потому при расчете и выборе мельниц должен решаться только вопрос об их размерах.

Размер мельниц выбирают на основании технико-экономического сравнения. Исходными данными для расчета производительности мельниц являются практические показатели действующей мельницы на работающей фабрике данного месторождения. Расчет мельниц ведут по удельной производительности по вновь образованному классу -0,074 мм (-200 меш.). Расчет начинается с определения Q₁₇ и γ₁₇ - продукт 17 - циркулирующая нагрузка.

Выход этого продукта, γ₁₇, при расчете схемы назначают в зависимости от крупности продукта 16 - слива классификатора (табл. 1.1 согласно варианта 10). Чем тоньше продукт 16, тем следует назначить больший выход для продукта 17. В практике проектирования обычно принимают при содержании в продукте 16 материала - 0,074 мм [1].

β₁₆^-0,074 = 45 %, γ₁₇ = 300 %; β₁₆^-0,074 = 90 %, γ₁₇ = 700 %.

Содержание материала -0,0074 мм в сливе классификатора в, %: β₁₆^-0,074 = 72 %;

Выход продукта 17 находим по формуле

, (6.1)

Рассчитав γ₁₇ , определим Q₁₇

.

Определяем массу продуктов 16, 14, 15 согласно схеме, представленной на рисунке 1.1

Q₁₁^изм = Q₁₆; Q₁₄ = Q₁₅; Q₁₄ = Q₁₁^изм + Q₁₇;

₁₆ = 562,5 т/ч; Q₁₄ = 562,5 + 3036,96 = 3599,46 т/ч; Q₁₅ = 3599,46 т/ч.

Определим производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу - 0,074 мм

, (6.2)

где Q_i^m - производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу, т/ч; q_i - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³∙ч; V_i - объем проектируемой мельницы соответствующего размера (выбирают по каталогу), м³; β₁₆^-0,074 - содержание материала - 0,074 мм в сливе классификатора в долях единиц (табл. 1); β₁₁^-0,074 - содержание материала - 0,074 мм в питании мельниц в долях единиц (табл. 1,1).

β₁₆^-0,074 = 72 % = 0,72; β₁₁^-0,074 = 12 % = 0,12.

Для технико-экономического сравнения в проекте выбираем три-четыре типа размера мельниц с разгрузкой через решетку (D_i × L_i) [прил. 10].

Удельную производительность проектируемой мельницы рассчитывают по формуле

q = q_зад ∙ K_и ∙ K_к ∙ K_т ∙ K_d , (6.3)

где q_зад - удельная производительность действующей или эталонной мельницы, q_зад = 0,9 т/м³∙ч; K_и , K_к - коэффициенты, учитывающие измельчаемость и крупность руды, поступающей на измельчение, в проекте принять K_и = 1, K_к = 1; K_т - коэффициент, учитывающий способ разгрузки мельницы, при переходе от центральной разгрузки к разгрузке через решетку K_т = 1,15; K_d - коэффициент, учитывающий различия диаметров мельниц, проектируемой и работающей на фабрике

где D = 3,3 м, внутренний диаметр действующей мельницы; D₁, D₂, D₃ - внутренний диаметр проектируемых к установке мельниц, м; 0,15 - двойная толщина футеровки мельниц, м.

Определяют количество мельниц n_i каждого выбранного типоразмера, необходимое для измельчения поступающей в цех руды

, (6.4)

Полученное значение округляют в большую сторону до . После этого рассчитывают коэффициент запаса k_i для каждой мельницы

 , (6.5)

Количество мельниц принимаем на основании технико-экономического сравнения ряда мельниц различного размера согласно таблице 6.1.

Данные в графы 3, 7, 8 берем из каталога, а в графы 4, 5, 6 - рассчитываем.

По данным таблицы 6.1 выбираем мельницу, для которой требуются наименьшие затраты.

Таблица 6.1

Характеристики мельниц

В графу 2 записываем мельницы, выбранные произвольно по каталогу [прил. 10]. Графу 6 (производительность мельниц) считаем по формуле

= n₁'∙ Q₁^m, (6.6)

₁ = 32 ∙ 17,77 = 568,6 т/ч.₂ = 16 ∙ 35,55 = 568,8 т/ч.

Q₃ = 5 ∙ 132,4 = 662 т/ч.

МШР 2700×2700

= 0,79;

q = 0,9 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 1,15 ∙ 0,79 = 0,82 т/м³·ч;

 = 17,77 т/ч;

 = 31,65;

n' = 32;

 = 1,011.

МШР 3200×3800

= 0,88;

q = 0,9 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 1,15 ∙ 0,88 = 0,79 т/м³·ч;

 = 35,55 т/ч;

 = 15,82;

n' = 16;

 = 1,0114.

МШР 4500×5000

= 1,081;

q = 0,9 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 1,15 ∙ 1,081 = 1,119 т/м³·ч;

 = 132,4 т/ч;

 = 4,249;

n' = 5;

 = 1,117.

На основании технико-экономического сравнения выбираем по каталогу [прил. 10] мельницу с наибольшим коэффициентом запаса, наибольшей производительностью и наименьшей мощностью всех мельниц МШР 3200×3800.

.2 Выбор спиральных классификаторов

Для работы в замкнутом цикле с мельницами чаще устанавливают спиральные классификаторы. Они изготавливаются двух типов - с погруженной и непогруженной спиралью. Спиральные классификаторы с непогруженной спиралью применяются для получения крупного слива. Классификаторы с погруженной спиралью имеют большую площадь зеркала пульпы и большую производительность, при том же диаметре спирали. Поэтому при высоких производительностях и тонком по крупности сливе, мельче 0,1 мм, рекомендуется выбирать классификаторы с погруженной спиралью. Количество классификаторов должно быть равно числу мельниц.

Производительность одного классификатора по сливу

Q_сл.= Q/n_i, (6.7)

где Q_сл. - суточная производительность классификатора по твердому в сливе, т/час;

Q - производительность фабрики, т/сут, Q = 13500 т/сут;

n_i - количество классификаторов, 16.

Q_сл.= 13500/16 = 873,75 т/ч.

Расчет спиральных классификаторов сводится к определению диаметра спирали и выборе по нему аппарата по [4, прил. 8].

Диаметр спирали классификатора с непогруженной спиралью

 (6.8)

где m - число спиралей классификатора, m = 2;

k₁ = 1,0 - коэффициент учитывающий плотность руды, при плотности руды по заданию σ = 1,36 т/м³;

k₂ - коэффициент учитывающий крупность слива (β₁₆^-0,074 = 72 %), k₂ = 1,0.

.

По каталогу [4, прил. 8] выбираем спиральный классификатор типа. 1КСН 30.

Выбранный классификатор проверяем по пескам:

Q_песк = 135 ∙ m ∙ k₁∙ n ∙ D₂³, (6.9)

где Q_песк - суточная производительность одного классификатора по пескам, т/сут;- число оборотов спирали [4, прил. 8], n = 16, число оборотов спирали; k₁ = 1.

Q_песк = 135 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 16 ∙ 3³ = 58320 т/сут.

Должно выполняться условие:

Q_песк ≥ Q₁₇

, (6.10)

где Q₁₇ - масса циркулирующей нагрузки мельницы, т/сут;- производительность фабрики, т/сут, Q = 13500;

γ₁₇ - выход продукта 17 в долях единиц, γ₁₇ = 5,40;_i - число классификаторов, n_i = 16.

58320 ≥ 4556,2.

Составляем спецификацию основного оборудования цехов дробления и измельчения согласно табл. 6.2.

Таблица 6.2

Спецификация основного оборудования цехов дробления и измельчения

По суммарной установочной мощности и заданной производительности фабрики подсчитывают расход энергии на тонну руды (кВт∙час/т) по цехам дробления и измельчения отдельно.

Суммарная установочная мощность для цеха дробления, =2282,5 кВт.

Суммарная установочная мощность для цеха измельчения, =13280 кВт.

Расход энергии для цеха дробления, на тонну руды, кВт∙ч/т:

Е_дробл =  , (6.11)

где  - суммарная установочная мощность для цеха дробления, кВт;

t - время работы цеха дробления, ч (6, 12 или 18 часов в сутки);

Q - производительность цеха дробления, т/сут.

Е_дробл =  = 2,029 кВт∙ч/т.

Расход энергии для цеха измельчения, на тонну руды, кВт∙ч/т:

Е_изм =  , (6.12)

где  - суммарная установочная мощность для цеха измельчения, кВт;

t - время работы цеха измельчения, ч (24 часа в сутки);

Q - производительность цеха измельчения, т/сут.

Е_изм =  = 23,609 кВт∙ч/т.