Проектирование обогатительных фабрик - Разумов К.А.
Скачать (прямая ссылка):
Таблица 12
Пересчет типовых характеристик для дробилок КСД-2200 и КМД-2200 к заданным размерам выходных щелей (к примеру расчета и выбора схемы дробления)
делить значения , К]0 ким образом, для продукта 5 необходимо определить значения Р^~ео, Р^”30 и PJ*13,
для продукта 9 — р9 13
и для продукта
По типовой характеристике Продукт КСД 2200 при i = 30 мм Продукт КМД 2200 при f = 7 мм
крупность класса в долях максимального куска суммарный выход класса по плюсу, % СВ и О а Ч — * S s J3 f- СО О tO 0 1 II к» as ” х г 2. Крупность класса, мм = 27 мм)
+0,1 80 6,3 2,7
+0,2 66 12,6 5,4
+0,4 40 25,2 10,8
+0,6 22 37,8 16,2
+0,8 11 50,4 21,6
+ 1,0 5 63,0 27,0
10 — р
%
100
-13
10 и
„-6.5
10
80
НО
40
20
5-? i _ cN
К о-
N
10 20 30 W S0 60 d,MM
Рис. 19. Характеристики крупности (к примеру выбора и расчета схемы дробления):
Ь— разгрузки дробилки среднего дробления; Ь$- разгрузки дробилки мелкого дроб-
Определение Р5 б0. Так как максимальная крупность зерен в классе 60—0 меньше /ц, то расчет производим по формуле (14).
Ps 60 = Pi РГи'6пои = °.°6 + 0,83 0,28 = 0,29 = 29%. Определение ps ' и p5 13 производится по формуле (14) аналогично определе-
нию
Р5 . Но более просто эти значения можно определить, исходя из предположения, что для узкого отрезка кривой содержание мелкого класса — d пропорционально d, тогда
Рб"
¦30
«-13 .
30 60 -рг60 - —29 60 = 14,5%;
13 60 РГ60 = -12-29- 60 - 6, ,3%.
ленойТ°Т приблнженный метод определения содержания мелких классов в дроб-РУДе дает достаточно точные результаты, но только в том случае, если
77
исходная руда не содержит большого количества Первичных галамов. При рУ* дах, сильно разрушенных процессами окисления и выветривания, определение содержания мелких классов нужно производить по формулам (14) и (16).
При проектировании дробильно-сортировочных фабрик необходимо знать полную характеристику крупности продуктов дробления. В этом случае определение содержаний классов в зависимости от их крупности ведется по формулам (14) и (16).
Определение Qe, QT и Qs [см. формулу (10)]:
<?6=<2iP5"a?ni = <?if^60?nf = 625 о,29-0,85 = 154 т/ч;
Q7 = QB = Qj — Qe = 625 — 154 = 461 т/ч или
461 ; 1,75 = 264 мп/ч.‘
Определение р;р13[см. формулу (17)]
fVd = РГ* + Ptbrf; р9-'3 = рг13 + Р5+3V3 =
= 0,063 + 0,855 0,25 = 0,277 = 27,7%.
Здесь Р^30 = 1—Pg"30 = 1 — 0,145 = 0,855; f>Jy 3 взято по графику, приведенному на рис. 19.
Определение Qx0, Q12 и Q13 [см. формулу (19)]
+ If)=“Ч + тж) = 1400 т/,:
Ql2 = Q13 = Q10 — Qn = 1400 — 625 = 775 т/ч или 775 : 1,75 = 443 м*/ч. Здесь а = 13 мм, Ьу° = Ьщ3 взято по графику, приведенному на рис. 19 Р+° = р+13 = 1 - р~13 = 1 _ 0,277 = 0,723.
Определение р^13 и Р^6-° [см. формулы (20) и (21)]
1
РГо =
Vio?va
1,Г»'3-2-Ж035 = 0'523 “52'3,‘!
Pw6,5 «0,5-0,523 = 0,262 = 26,2%.
Здесь 7,0 = Qxo : Qi = 1400 : 625 = 2,24.
Определение коэффициентов загрузки дробилок по результатам расчета: I. Qs 288 0 01- /- 0 73'
/,___§12_ _ 443 — 0 66
3 ~ Одр “ 3223 “ U,bb-
Приближенно, в соответствии с табл. 9, коэффициенты загрузки дробилок были найдены: кг = 0,76; к2 — 0,77; k3 = 0,73.
б. Расчет схемы БАА' (рис. 17)
Первую стадию оставим по расчету схемы ББА. Начнем расчет после склада крупнодробленой руды на производительность 625 т/ч. Выходные щели дроби-
78
лок отверстия сит грохотов и эффективность грохотов оставим по предыдущему |Ы° "определим Q„, Q7 и QB по формуле (22)
<?б = 0*ГШ'В7?1' = 625-0,063-0,85 = 34 т/ч;
Q. =*= Qe = Q5 — Qt = 625 - 34 = 591 т/ч = 591 : 1,75 = 338 м»/ч.
Определим содержания Р6/п1\ Р6,0'оа1И' для расчета нижнего сита грохота по формулам (23) и (24)
Р^'111' (У13 0.06.3 .0 «53_«С,У
Рб' РГ”'"?т'" РАп?" °’2М’85 "
р-°.о(7,п' = о 5р-°цГ = 0,5-25,3 = 12.7%.
Определим массы продуктов Qn, и Q12, по формулам (25), (26):
Qiv = Q9*ivV?vaV = Q9bIv3?v13 = 591 0,25 0,85 = 126т/ч;
012" = Qir = <2э — Qir = 591 — 126 = 465 т/ч.
Определим Q13 и Q12„ по формуле (27)
= 591 (-g-L- + - 1^ =756 т/ч = 756 : 1,75 = 432 м3/ч.
Характеристика продукта 9 принята по типовой
Qir = Q13 — Qn» - 756 — 465 = 291 т/ч.
Для расчета грохотов в операции Va найдем p13°v 11 p13°’Mv o-13 o~flV ^ц- QU" 465 л ,п ЛП/
Рв _1Ьз *' РГз6’5 = Р7з°,5ау = 0,5p“°v = 0,5р^13 = 0,5-72,4 = 36,2%.
Выберем дробилки:
для второй стадии достаточно одной дробилки КСД-2200, при щели сj у = 30 мм она имеет производительность 360 м®/ч, коэффициент загрузки
ft _ 338 _ Q 94 2~ 360 -и’94-
а коэффициент использования по отношению к календарному году составит Т. е. имеется достаточный запас.
79
Для третьей стадии число дробилок КМД-2200 остается три, коэффициент загрузки
432 . = 0,65.
k _
*3 “ 3<?др
3 223
Коэффициент загрузки дробилок третьей стадии меньше, чем дробилок второй стадии. Выровнять коэффициенты загрузки можно некоторым увеличением ширины выходной щели дробилки КСД-2200.
Сравнивая рассчитанные варианты схем ББА и ББА', видим, что по дробилкам разницы нет. Этого и следовою ожидать, так как схема А' в технологи-
