Автор: Пользователь скрыл имя, 17 Января 2012 в 23:01, курсовая работа
В зависимости от производительности рудника выбираем режим работы 6 дней в неделю, 3 смены в сутки по 6 часов. Производительность цеха дробления:
Q = Qс*k/t, т/час,
где: Qс – заданная суточная производительность фабрики, т/сутки;
t – время работы цеха в сутки, час;
k – поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность подачи сырья (k=1,0 – 1,1)
Q = Qс*k/t = 33546*1,1/18=2050 т/час;
Q = 2050/1,75=1171,4 м3/ч.
Цех измельчения работает непрерывно, т.е. 365 дней в году,24 часа в сутки. Производительность цеха измельчения:
Q = Qобщ*k /365*24=10500000*1,1/8760=1318,5 т/ч;
Q = 1318,5/1,75=753,4 м3/ч.
3.
Расчёт схемы измельчения,
классификации и
выбор оборудования.
3.1.
Расчёт и выбор
мельниц.
В первой стадии измельчения устанавливаем МШР, во второй МШЦ. Размер мельницы выбирается на основании технико-экономического сравнения. Исходными данными для расчета являются практические показатели работы мельниц на действующих фабриках.
Расчет мельниц ведут на основе заданной удельной производительности по вновь образованному расчетному классу -0,074 мм.
Расчет начинают с определения тоннажа продуктов.
Q7=2050 т/час;
γ1= γ7= γ16=100%.
Q7≠ QТ производительность цеха измельчения, т/ч.
Продукт 13 – циркулирующая нагрузка. Выход этого продукта при расчете схемы измельчения назначается в зависимости от условий измельчения.
Величина
оптимальной циркулирующей
Задавшись величиной Сопт=γ13, находим Q13 по выражению:
Q13=Q7* γ13/100,
Где: Q7 – производительность цеха измельчения, т/час.
Q7=Q*k/t=10500000*1,1/365*
Q13=1318,5*200/100=2637т/
Зная Q7 и Q13, находим выхода и тоннаж остальных продуктов в схеме измельчения.
Q11=Q7+Q13=1318,5+2637=
γ11=γ12+γ13=100+200=300%;
Q14=Q7=1318,5 т/час;
γ14=γ15=100%.
3.2. Выбор классификаторов.
Для
работы в замкнутом цикле с
мельницами при крупности разделения
0,2 мм и более устанавливают
Производительность классификаторов зависит, прежде всего, от крупности слива.
Для
классификаторов с
Qсл=4,56*m*Kβ*Kδ*Kc*Kα*D1,
По каталогу выбираем к установке спиральный классификатор 1КСН-30 с диаметром спирали, равным 3000 мм.
Учитывая,
что спиральные классификаторы работают
в замкнутом цикле с мельницами
при различных значениях
Qп=5,45*m*D3*n*δ*Кα/2,7, т/ч.
Где: Qсл – производительность одного классификатора по сливу, т/ч;
D = 3 м – диаметр спирали;
m = 1 – число спиралей классификатора;
Kδ=δ/2,7=2,8/2,7=1,04 – коэффициент, учитывающий плотность руды;
Kβ = 1,41 - коэффициент, учитывающий крупность слива;
Kc = 1,0 - коэффициент, учитывающий заданную плотность слива [стр. 79,1];
Kα = 0,985 - коэффициент, учитывающий угол наклона днища [стр. 80,1];
N = 4,1/мин – частота вращения спиралей.
D1,765 = 4,56*m*Kβ*Kδ*Kc*Kα* Qсл
Qсл
= 4,56*2*1,41*1,04*1,0*0,86*13,
Определяем количество классификаторов:
N=Q14/Qсл=1318,5/176=7,5=
Выбранный классификатор проверяем по пескам:
N*Qп=8*5,45*1*27*4*2,8*0,
Из расчётов видно, что выбранный классификатор справляется с транспортом песков.
3.3.
Расчет мельницы
по удельной
Проектируем
к установке мельницы шаровые
мокрого измельчения с
Таблица 7.
Условия измельчения.
Условия измельчения | Эталон | 1 | 2 | 3 | 4 |
Типоразмер мельницы (МШР) | 2,7*2,1 | 2,1*3,0 | 2,7*2,7 | 2,7*3,6 | 3,2*3,1 |
Толщина футеровки, мм | 95 | 80 | 95 | 95 | 105 |
Внутр. диаметр барабана, мм | 2700 | 2100 | 2700 | 2700 | 3200 |
Длина барабана, мм | 2100 | 3000 | 2700 | 3600 | 3100 |
Рабочий объём барабана, м3 | 10 | 8,8 | 13 | 18 | 22 |
Частота вращения, в % от критич. | 78,9 | 80,3 | 78,9 | 78,9 | 81 |
Макс. масса шаровой загрузки, т | 21,5 | 18,3 | 28 | 37 | 45 |
Удельная производительность мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяется по формуле:
qα=qαэ*Ки*Кк*Кβ*Кд*Кт*Кφ*Кδ*Кψ
где: qα – заданная удельная производительность по классу -0,074 мм;
qαэ=1,2 т/м3 час;
Ки – коэффициент, учитывающий измельчаемость руды [стр. 70,1];
Ки=5,78,
Кк - коэффициент, учитывающий крупность питания [стр. 71,1];
Кк=1,05
Кβ - коэффициент, учитывающий крупность готового продукта [стр. 72,1];
Кβ=1,07,
Кд - коэффициент, учитывающий диаметр мельницы;
Кд=((DH-2t)(DНЭ-2tэ))0,5, где
D и DНЭ – соответственно номинальный внутренний диаметр барабана проектируемого к установке и эталонной мельницы, м;
t и tэ – толщина футеровки рассчитываемой и эталонной мельниц, м.
Кд1=((2,1-0,16)/(2,7-0,19)
Кд2=((2,7-0,19)/(2,7-0,19)
Кд3=((2,7-0,19)/(2,7-0,19)
Кд4=((3,2-0,21)/(2,7-0,19)
Кφ- коэффициент, учитывающий заполнение мельницы измельчающей средой [стр. 73,1];
Кφ=0,96,
Кψ - коэффициент, учитывающий относительную частоту вращения мельницы [стр. 74,1];
Кψ=1,
Удельная производительность мельницы по вновь образуемому расчетному классу:
q1=1,2*5,78*1,05*1,07*0,
q2=1,2*5,78*1,05*1,07*1,
q3=1,2*5,78*1,05*1,07*0,
q4=1,2*5,78*1,05*1,07*1,
Зная удельную производительность gi находим производительности мельниц разного размера по вновь образованному расчетному классу -0,074 мм.
Qi=gi*Vi/(β-α), где
Qi – производительности мельниц соответствующего размера по вновь образованному классу -0,074 мм, т/час;
Vi – объёмы мельниц соответствующих размеров, м3;
β,
α – содержание класса -0,074 мм, соответственно,
в питании мельниц и в измельченном продукте,
доли ед.
Q1=6,6*8,8/(0,60-0,08)=
Q2=7,5*13,0/(0,60-0,08)=
Q3=7,5*18,0/(0,60-0,08)=
Q4=8,175*22,0/(0,60-0,08)=
Число мельниц находится по выражению:
ni=Q14/Qi, где
Q14=Q11 – питание мельниц по исходному дробленому материалу, т/час.
Полученные при расчете ni, округляем в большую сторону до ближайшего целого числа.
n1=Q11/Q1=3995,5/111,7=
n2= Q11/Q2=3995,5/187,5=20,5 ~ 21шт.
n3= Q11/Q3=3995,5/259,6=15шт.
n4= Q11/Q4=3995,5/345=6,6 ~ 7шт.
К
установке принимаем 8 (1 запасная) мельниц
МШР-3200x3100.
3.4. Выбор гидроциклонов.
Определяем производительность по воде:
Wс =3072,11 м3/ч,
Wп=1133,91 м3/ч,
Wи=4206,02 м3/ч, (см. водно-шламовую схему для измельчения и классификации).
Где: Wи , Wс и Wп - производительность по воде соответственно исходного питания, слива и песков, м3/ч.
Объемная производительность по пульпе: V = Q / δ + W = 5204,9 м3/ч , (см. водно-шламовую схему для измельчения и классификации).
Условная максимальная крупность:
dн = 0,094 мм ,[стр. 83,1].
К
расчету принимаем гидроциклоны
диаметром 500, 710 и 1000 мм, [стр. 85,1].
Определяем необходимый напор пульпы на входе в гидроциклон:
Ро = ( Vи/ 3* Кα *КD*dп*d )2 , МПа,
где: Ро – рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа;