Процессы дробления, измельчения и грохочения издавна широко применяются в производственной деятельности человека. Подсчитано, что в настоящее время одна двадцатая часть электроэнергии, производимой в мире, расходуется на дробление и измельчение твердых материалов.
Технологическое назначение операций дробления и измельчения заключается в том, чтобы раскрыть минералы при максимально возможной крупности, при минимальном переизмельчении, т.е. осуществить принцип «не дробить ничего лишнего».
Экономическое значение этих операций определяется тем, что на обогатительных фабриках на дробление и измельчение падает 50-70% общих капитальных затрат и такая же доля общих эксплуатационных расходов. При операциях дробления и измельчения расходуется много энергии и стали. Удельный расход энергии по фабрикам колеблется в пределах 7-20 кВт?ч/т руды, расход стали — от 1 до 3 кг/т руды.
1. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки
Таблица 1 — Характеристика руд цветных металлов
|
Месторождение |
Прочность,f |
Размер зерен, мм |
Средний размер вкраплен., мм |
Плотность руды д,т/м 3 |
Крупность руд, мм |
|
|
Тырныаузское |
10-12 |
0,1 |
0,01-1 |
3 |
1500 |
|
|
Чорух-Дайронское |
6-12 |
0,4 |
0,01-0,5 |
3,65 |
1500 |
|
|
Майхуринское |
7-12 |
0,1 |
0,1-1 |
2,68 |
1500 |
|
Месторождения руд редких металлов представлены месторождениями руд олова, вольфрама, молибдена, ртути, бериллия, лития. Наибольшие запасы в них достигают сотен тысяч тонн при содержании металла в руде обычно не выше 1%.Руды цветных металлов содержат, помимо основного, несколько сопутствующих элементов.
Значительное количество оловянной руды получается при разработке гидротермальных и кварцево-касситеритовых месторождений известных на Колыме, в Приморском крае, в Забайкалье.
Вольфрамовые руды сосредоточены в гидротермальных жильных и штокверковых вольфрамитовых (Забайкалье, Казахстан), а также в скарновых шеелитовых месторождениях (Тырныауз на Кавказе, в Средней Азии).
Молибденовая руда получается при эксплуатации штокверковых и жильных гидротермальных месторождений (Красноярский край, Забайкалье, Казахстан), а также скарновых месторождений типа Тырныауза на Кавказе.
Аналог — Тырныаузская фабрика. Запасы руд распределяются следующим образом: в скарнах примерно 44%, в скарнированных мраморах 30%, в роговиках и гранитоидах 26%. Плотность руд 3 т/м 3 , роговиков 2,6 т/м3 , влажность руды 2,5-3%; коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова скарновых руд 16-18, роговиковых 12-14.
2. Расчет схемы рудоподготовки
1. Определим производительность отделения крупного дробления. Режим работы примем по режиму работы рудника. Рабочая семидневная непрерывная неделя, три смены в сутки. Чистое время работы оборудования 340 дней в году, 3 смены по 7 ч. Часовая производительность оборудования отделения крупного дробления
Q к. д.ч. = Qф.г. / 340?3?7=6,8?106 /340?3?7=952т/ч.
2. Определим производительность отделения среднего и мелкого дробления . Режим работы отделения среднего и мелкого дробления примем с выходным днем, т.е. 305 дней в году в три смены по 7 ч. Годовой фонд машинного времени
305?3?7=6405 ч.
Часовая производительность оборудования отделения среднего и мелкого дробления
Q с.м.д.ч. =Qф.г. /6405=6,8?106 /6405=1062т/ч.
3. Принимаем к рассмотрению вариант измельчения руды в шаровых мельницах, поскольку физические свойства руды таковы, что возможно мелкое дробление руды. Назначаем крупность руды для питания мельниц 13мм. Эта крупность может быть достигнута при конусных дробилках мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле с грохотами.
1
Дробление ————- I
II —————————- Предварит. 2 грохочение 4
- III
3 дробление
5
IV ——— ——————- Предварит. 6 грохоч. 7
9
8 дробление — ——————— V
10
Определяем общую степень дробления
S= 750/13=57,6.
4. Выбираем степень дробления в отдельных стадиях
S=s 1 s2 s3 , если s1 =s2 =s3 , то S = s3 и Sср =3 vs =3 v57,6=3,8
При замкнутом цикле в третьей стадии степени дробления в первой и во второй стадиях должны быть несколько меньше S ср , а степень дробления в третьей стадии — больше Sср . Поэтому для первой и второй стадий дробления ориентировочно принимаем s1 =s2 =3,5. Тогда s3 =S/s1 s2 = 57,6/3,5?3,5=4,7.
5. Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления: D 2 =D1 /S1 =750/3,5=214мм;
D 6 =D1 /s1 s2 =750/12,25=61,2мм;
D 8 =D1 /s1 s2 s3 =750/57,6=13мм.
6. Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой и второй стадиях дробления
I I =D2 /zI =214/1,5=150мм, при iI =150мм, D2 =iI zI =150?1,5=225мм;
i III =D6 /zIII =61,2/2,1=30мм, значение Z находим по типовым характеристикам конусных дробилок крупного дробления и для дробилок КСД-2200 по табл.6.
7. Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения для первой и второй стадий дробления. Для рассчитываемой схемы принимаем а I =iI =150мм, Е-а I =60%;
а I II =1,8iIII =1,8?29=52,2мм; аIII =58мм, Е-а III =85%/
8. Выбираем режим работы грохотов и дробилок третьей стадии дробления. Размер щели, в нашем случае, должен быть 13:2=6,5 или даже 13:3=5мм. Минимальный размер щели дробилки КМД-2200 равен 5мм, принимаем
i III =7мм, аIV =13мм, Е-а IV =85%.
9. Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.
А) Определяем приближенные значения масс продуктов 1,4,9, поступающих в операцию дробления. По табл. 8 находим ориентировочные выходы продуктов: у 1 =75%; у4 =75%; у9 =135%. По формуле Qn =Q1 yn определяем массы продуктов:
Q 1 =952?0,75=714т/ч; Q4 =1062?0,75=800т/ч; Q9 =1063?1,35=1435т/ч.
10. A) Расчет первой стадии дробления. Определяем Q 2 и Q3 :
Q 2 =Q1 в1 -140 EI -140 =952?0,18?0,6=103 т/ч;
Q 3 =Q4 =Q1 -Q2 =952-103=849 т/ч или 849:1,6=530 м3 /ч.
Б) Расчет второй и третьей стадии дробления. В операции грохочения II отсеивается класс 52-0 мм, а в операции IV- класс 13-0 мм, размер выходной щели дробилки второй стадии дробления i III =30 мм.Позтому для расчета второй стадии дробления необходимо определить содержание в продукте 2 класса-52мм, а для расчета третьей стадии дробления необходимо знать содержание в этом же продукте классов -30 мм и -13 мм. Кроме того, для выбора грохотов необходимо знать содержания в питании грохота классов с зернами, размером, меньшим размера отверстий сит и меньшим половины размера отверстий сит, т.е. необходимо определить значения в2 -30 , в7 -13 ,в7 -6,5 . Таким образом, для продукта 2 необходимо определить значения в2 -52 , в2 -30 , в2 -13 , для продукта 6 — в6 -13 и для продукта 7 — в7 -13 и в7 -6,5 .
Определение в 2 -52 . Так как максимальная крупность зерен в классе 52-0 мм меньше iII , то
В 2 -52 =в1 -52 + в1 +140 ?bI -52 =0,06+0,82?0,24=0,25=25%.
Определение в 2 -30 и в2 -13 .
В 2 -30 =30/52?в2 -52 =30/52?25=14,4%;
В 2 -13 =13/52?в2 -52 =13/52?25=6,3%.
Определение Q 3 , Q4 , и Q5 .
Q 3 =Q1 ?в2 -52 ?E-52 IV =1062?0,25?0,85=225 т/ч;
Q 4 =Q5 =Q1 -Q8 =1062-225=837 т/ч или 837:1,6=523 м3 /ч.
Определение в 6 -13 =в2 -13 + в2 +30 ?bIII -13 =0,063+0,856?0,25=0,277=27,7%.
Определение Q 7 , Q9 и Q10 .
Q 7 =Q6 (1/Е— а IV +в6 +a /bV -a )=1062(1/0,85+0,723/0,68)=2368 т/ч;
Q 9 =Q10 =Q7 -Q6 =2368-1062=1306 т/ч или 1306:1,6=816 м3 /ч.
Определение в 7 -13 и в7 -6,5 .
В 7 -а =1/у7 ЕIV — a ;
В 7 -13 =1/2,22?0,85=0,529=52,9%;
В 7 -6,5 =0,5?0,529=0,264=26,4%.
Определение коэффициентов загрузки дробилок по результатам расчета:
K 1 =Q1 /Qдр =530/630=0,8;
К 2 =Q4 /Qдр =523/580=0,9; К3 =Q9 /Qдр =816/4?223=0,9.
3. Выбор и расчет оборудования
3.1. Выбор и расчет дробилок
|
Показатели |
Стадии дробления |
|||
|
первая |
вторая |
третья |
||
|
Крупность наибольших кусков в питании, мм |
750 |
225 |
60 |
|
|
Ширина разгрузочной щели, мм |
150 |
30 |
7 |
|
|
Требуемая производительность, т/ч |
714/446 |
800/500 |
1435/896 |
|
Этим требованиям удовлетворяют: для первой стадии дробления- конусная дробилка крупного дробления размером 1200мм; для второй стадии- конусная дробилка среднего дробления размером 2200мм; для третьей стадии — конусная дробилка мелкого дробления размером 2200мм.
Табл.3 Технологическая характеристика выбранных дробилок
|
Стадия дробления |
Тип и размер дробилок |
Ширина приемного отверстия,мм |
Пределы регулирования разгрузочной щели,мм |
Производительность при запроектированных щелях,м 3 /ч |
|
|
Первая |
Конусная крупного дробления, 1200мм |
1200 |
130, 150, 180 |
800 |
|
|
Вторая |
Конусная среднего дробления, 2200мм |
350 |
30-60 |
580 |
|
|
Третья |
Конусная мелкого дробления, 2200мм |
130 |
5-15 |
260 |
|
Производительность дробилки крупного дробления при щели 150мм принята 680 т/ч; дробилки среднего дробления КСД-2200 при щели 30мм- 580т/ч; производительность дробилки КМД-2200 при работе в замкнутом цикле рассчитывается: Q зц =kц Q=1,3?200=260 м3 /ч, где kц — коэффициент на замкнутый цикл, равный 1,3; Q- производительность дробилки в открытом цикле, м3 /ч, определяется по табл. 28.
Коэффициенты загрузки дробилок
K 1 =446/800=0,56; K2 =500/580=0,86; К3 =896/4?260=0,86.
Здесь в числителе- требуемая производительность дробилок (см.табл.1), в знаменателе- производительность по технологической характеристике (см.табл.2)
Расчет показал, что дробилка первой стадии ККД-1200/500 имеет большой запас производительности. Заменим ее на щековую дробилку ЩДП-15?21. Производительность этой дробилки при щели 150мм равна 550м 3 /ч, т.е. возьмем две дробилки К1 =446/550=0,81. Предварительный расчет схемы показал, что в первой стадии следует поставить щековую дробилку, а не конусную. Для третьей стадии нужно установить четыре дробилки КМД-2200.
3.2 Выбор и расчет мельниц
Выбор схемы измельчения.
Измельчение
Поверочная классификация
Слив
Пески
Расчет мельниц по удельной производительности.
1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,074 мм
q 1 =
2. Определяем значение коэффициента К к по формуле Кк =m2 /m1
При крупности продукта 85% и исходном 50-0 мм
M= 0,80-(0,85-0,80)=0,79,
При крупности 13-0 мм имеем
М= 0,90-(0,85-0,80)=0,875.
М 2 =
М 1 =0,80-(40-13)=0,638;
К к =м2 /м1 =0,83/0,638=1,3.
3. Определяем значение коэффициента К D для сравниваемых мельниц:
Для мельницы 4000?5000мм
К D ==1,06
Для мельницы 4500?5000мм
К D ==1,12
Для мельницы 3600?4000мм
К D ==1
4. Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 по формуле
Q=q 1 Ки Кк КD Кт ;
Для мельницы 3600?4000 мм
Q= 1,16?0,80?1,3?1?1=1,21т/(м 3 ?ч);
Для мельницы 4000?5000 мм
Q=1,16?0,80?1,3?1,06?1=1,28 т/(м 3 ?ч);
Для мельницы 4500?5000 мм
Q=1,16?0,80?1,3?1,12?1=1,35 т/(м 3 ?ч).
5. Находим рабочие объемы барабанов мельниц:
V=
Для мельницы 3600?4000 мм V= 46,8 м 3
4000?5000 мм V=58,1 м 3
4500?5000 мм V=72,0 м 3
6. Определяем производительность мельниц по руде:
Q м =
Для мельницы 3600?4000 мм
Q м =
Для мельницы 4000?5000 мм
Q м =
Для мельницы 4500?5000 мм
Q м =
7. Определяем расчетное число мельниц:
А) N 1 = 714/96=7,4; n1 =8;
Б) N 2 = 714/116=6,1; n2 =7;
В) N 3 =714/151,5=4,7; n3 =5.
Табл. 4. Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
|
Вариант |
Размеры барабанов мельниц D?L, мм |
Число мельниц |
Масса мельниц, т Одной всей |
Установочная мощность, кВт Одной всех |
Коэффициент запаса |
|
|
а |
3600?4000 |
8 |
166 1660 |
1250 12500 |
8:7,4=1,08 |
|
|
б |
4000?5000 |
7 |
265 1855 |
2000 14000 |
7:6,1=1,1 |
|
|
в |
4500?5000 |
5 |
300 1800 |
2500 15000 |
5:4,7=1,06 |
|
3.3. Выбор и расчет грохотов, Расчет колосникового грохота
Принимаем два грохота, т.к количество грохотов (в первой стадии) должно совпадать с количеством дробилок.
Размеры колосникового грохота должны удовлетворять двум условиям:
- а) обеспечение требуемой производительности;
- б) обеспечение продвижения руды по грохоту самотеком.
Первое условие требует, чтобы площадь каждого колосникового грохота была не меньше определяемой по формуле
где а — ширина щели
n — количество дробилок, а следовательно грохотов, шт
Q 1 — производительность цеха дробления, т/ч
F — площадь просеивающей поверхности колосникового грохота, м2
куска в 2-3 раза:
В = (2?3) Dmax,
В = 3 ? 750 = 2250 (мм)
Длина грохота:
L = 2 ? B = 2 ? 2250 = 4500
Площадь грохота:
F = B ? L = 2,25 ? 4,5 = 10,13
К установке принимаем грохот ГИТ 61А (185-Гр).
Расчет грохота второй стадии дробления
Общая площадь грохочения:
где q — производительность грохота, м3 /чм
q , b, k, m, n, o, p — поправочные коэффициенты
где d1 и d2 — ближайшее меньшее и большее значение размера отверстий сита;
q 1 и q2 — соответствующее значение производительности;
q расч — расчетная удельная производительность;
d расч — расчет размер отверстий.
Принимаем грохот ГИТ 12, Количество грохотов во второй стадии:
n = F/f ,
где f — площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м2
n = 2,3/1,28=1,8
Принимаем 2 грохота , для облегчения конструктивного решения
Расчет грохота третьей стадии дробления
Общая площадь грохочения:
где q — производительность грохота, м3 /чм
q , b, k, l, m, n, o, p — поправочные коэффициенты
обогатительная фабрика рудоподготовка дробилка
где d 1 и d2 — ближайшее меньшее и большее значения размера отверстий сита;
q 1 и q2 — соответствующие значения производительности;
q расч — расчетная удельная производительность;
d расч — расчетный размер отверстий.
Принимаем грохот ГСТ 61 — 253 Гр, Количество грохотов в третьей стадии:
n = F /f ,
где f — площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м2
n = 29,6 / 10 = 2,96
Принимаем 3 грохота, для облегчения конструктивного решения
4. Компоновочные решения
Крупногабаритное и тяжелое оборудование желательно располагать на нулевых отметках.
Корпуса (здания) должны иметь наиболее простую форму в плане с минимальным числом типоразмеров пролетов по длине и высоте. Обычно в пролетах размещают однотипное оборудование и рекомендуется принимать унифицированные пролеты размером 18,24,30,36 м. При установке в пролете мостового крана, следует обращать внимание на взаимосвязь грузоподъемности крана, габаритов его тележки с шириной и высотой пролета.
Расположение аппаратов должно обеспечить доступность и безопасность их обслуживания, а также транспортировку материала по ходу технологического процесса с минимальными энергетическими затратами.
По условиям удобства и безопасности технологического и ремонтного обслуживания оборудования размеры проходов между аппаратами следует принимать в соответствии с «Единых правил безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окускования руд и концентратов» или по СНиП П-М2 -72.
5. Мероприятия по технике безопасности и промышленной санитарии при рудоподготовке
Существуют общие и специальные требования техники безопасности. Общие требования должны соблюдаться на всех предприятиях, во всех цехах. Специальные требования дополняют общие правила, т.е. они учитывают особенности технологии данного цеха и данной машины.
К общим требованиям техники безопасности при рудоподготовке относятся следующие требования: машины должны быть надежно закреплены, инструмент и материалы должны хранится в специальных местах, а в производственных помещениях- только в металлических ящиках с крышками; рабочие должны быть одеты в исправную, соответствующую данному рабочему месту спецодежду. У дробилок основную опасность представляют вращающиеся части, которые необходимо ограждать. Грохоты подвижные должны ограждаться и эксплуатироваться в соответствии с общими требованиями техники безопасности. Внутренний осмотр и ремонт мельниц после остановки должны производится только после проветривания ее рабочего пространства.
Санитарно-гигиеническое благоустройство предприятий- важная составная часть мероприятий по обеспечению здоровых и безопасных условий труда.
Для холодных цехов ,к которым относятся цехи дробления и измельчения обогатительных фабрик, санитарные нормы требуют температуру не ниже 14 о С, влажность около 80% и скорость движения воздуха не более 0,2 м/с в холодные периоды года и не более 0,3 м/с в теплое время.
Концентрацию пыли допускают: нетоксичная с содержанием кварца менее 2%-10мг/м 3 ; пыль нетоксичная, содержащая кварц от 2 до 10%-4 мг/м3 ;пыль, содержащая кварц от 10 до 70%-2 мг/м3 ; пыль, содержащая кварц более 70%-1 мг/м3 .
Для того, чтобы выдержать нормы запыленности места загрузки и выгрузки дробленого продукта из дробилок герметизируются и из укрытий отсасывается пыльный воздух, который затем, после очистки от пыли, по трубопроводам выбрасывается в атмосферу.
Список используемой литературы
[Электронный ресурс]//URL: https://inzhpro.ru/kursovaya/na-temu-izmelchenie/
1. Перов,В.А. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: учебник для вузов. / В.А. Перов, Е.Е Андреев, Л.Ф. Биленко . — М.: Недра, 1990.
2. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики: 3изд.перераб. дополн. / Под ред. О.С. Богданова, В.А. Олевского. — М.: Недра. 1982.
3. Разумов, К. А. Проектирование обогатительных фабрик.: учебник для вузов / К. А. Разумов. — М.: Недра, 1982.
