Размещено на http://www.allbest.ru/

Курсовая работа

Подготовительные процессы обогащения

Содержание

Введение

Задание

1. Расчет I стадии дробления

2. Расчет II стадии дробления

3. Расчет III стадии дробления

4. Выбор оборудования для дробления

4.1 Крупное дробление

4.2 Среднее дробление

4.3 Мелкое дробление

5. Выбор оборудования для грохочения

6. Расчет технологической схемы измельчения

7. Выбор оборудования для измельчения

8. Выбор классификаторов и гидроциклонов

Заключение

Список использованной литературы

Введение

К подготовительным процессам обогащения относятся дробление, измельчение, а также процессы грохочения и классификации минералов по крупности.

При дроблении и измельчении происходит раскрытие минералов в следствии разрушения сростков минералов и породы. При этом образуется механическая смесь частиц различного минерального состава и крупности. Эта смесь разделяется при грохочении или классификации по крупности.

Основная задача подготовительных процессов - раскрытие полезных минералов, подготовка сырья по крупности необходимой для дальнейшего обогащения, усреднение сырья. Использование минерального сырья производится из последовательных процессов обработки , которые можно разделить на подготовительные, основные, дополнительные и процессы производственного обслуживания.

Цель курсовой работы заключается в расчете технологической схемы дробления и измельчения руды.

Задание

Рассчитать технологическую схему дробления и измельчения руды при следующих данных. Производительность фабрики по исходной руде составляет Q = 220 т/ч, руда средней твердости, плотность руды 3200 кг/м3 . Максимальный размер кусков руды, поступающей на первую стадию дробления dmax= 600 мм. Крупность конечного продукта 3-й стадии дробления 12-0 мм. Содержание расчетного класса - 0, 074 мм в конечном сливе, поступающем на обогащение принять равным ?19 = 78%. Содержание класса -0,074 мм в соответствующих продуктах принять по данным практики: ?11 = 3.7%, ?15 = 24%, ?16 = 40%, ?21 = 38%.

Табл. 1 - Гранулометрический состав исходной руды

№	Классы, мм	Выход, ?, %	Суммарный выход
			сверху ?	снизу ?
1	150-100	50	50	100
2	100-50	17	67	50
3	50-25	13	80	33
4	25-12	10	90	20
5	12-0	10	100	10
	Итого	100	-	-



Рисунок 3.1 - Трехстадиальная схема дробления

Рисунок 3.2 - Двухстадиальная схема измельчения

1. Расчет I стадии дробления

В результате расчета необходимо определить выходы продуктов 2, 3, 4 (рис. 3.1) и гранулометрический состав дробленого продукта 4.

При выполнении расчета приняты следующие обозначения:

Q - выход продукта в тоннах;

? - выход продукта в процентах;

?n(d­0) - содержание расчетного класса (d-0) мм в соответствующем продукте, доли ед. (При выходе продукта равном 100 % содержание класса совпадает по величине с выходом этого класса).

Q ··?n(d­0) - количество класса (d-0) мм в соответствующем продукте в тоннах.

Количество продукта 2 (подрешетный продукт операции грохочения) определяется по формуле [2, c. 70]:

Q2 = Q1 · ?1(100-0) · E1.

Здесь Q1 = 200 т/ч (по заданию); ?1(100-0) = 40% или 0.4 доли ед. (табл. 1, столбец 5, строка 5); E1.= 0.6 (рис. 3.1).

Q2 = 220· 0.5 · 0.6 = 66 т/ч.

Количество продукта 3 (надрешетный продукт грохочения) определяется по разности количеств продуктов 1 и 2:

Q3 =Q1 - Q2 = 220 - 66 = 154 т/ч.

Выходы продуктов 2 и 3 вычисляются по соотношениям:

?2 = (Q2 / Q1) 100 = 66/220 · 100 = 30%.

?3 = 100 - ?2 = 100 - 30 = 70%.

В расчетах принимается:

Q3 = Q4 = 154 т/ч, ?3 = ?4 = 70% (по схеме).

Определение гранулометрического состава продукта 4

При отсутствии практических данных ситового анализа дробленого продукта его гранулометрический состав определяется по типовой характеристике 1, 2 или 3 для руды заданной твердости. По ней же находят значения суммарных выходов сверху в зависимости от крупности дробленого материала. Крупность материала на типовой характеристике показана относительной величиной - в долях от минимальной ширины выпускного отверстия дробилки:

Z = d / e.

В расчетной схеме d1 = 100 мм, е1 = 100 мм (рис. 3.1). Находим относительную крупность для различных классов:

dкл. 1 = d 1,

Z1 = d1 / e1 = 100 мм / 100 мм = 1;

dкл. 2 = 50 мм,

Z2 = dкл. 2 / e1 = 50 / 100 = 0.5;

dкл. 3 = 25 мм,

Z3 = dкл. 3 / e1 = 25 / 100 = 0.25;

dкл. 4 = 12 мм,

Z4 = dкл. 4 / e1 = 12 / 100 = 0.12.

Используя типовую характеристику щековой дробилки находим гранулометрический состав продукта 4. Выход кусков крупностью более 100 мм определяется относительно точки на оси абсцисс, равной 1. Аналогично находится выход классов крупнее 50, 25, 12 мм. Полученный на графике суммарный выход по каждому продукту заносится в столбец 3 табл. 3.2, затем вычисляется частный выход по классам (столбец 2) и суммарный выход снизу (столбец 4). Пример показан на рис. 3.3.

Таблица3.2 - Гранулометрический состав дробленого продукта 4

Классы, мм	Выход ?, %	Суммарный выход
		сверху	снизу
1	2	3	4
100	20	20	100
100-50	42	62	80
50-25	18	80	38
25-12	12	92	20
12-0	8	100	8
Итого	100	-	-

Рисунок 3.3 - Пример использования типовой характеристики

Определение гранулометрического состава продукта 5

Продукт 5 состоит из подрешетного продукта 2 и дробленого продукта 4. Количество нижнего класса (100-0) мм в продукте 5 равно сумме количества этого класса в питании грохота (продукт 1) и приращения его количества при дроблении. В зависимости от соотношения гранулометрического состава исходного продукта 1 и размера выпускной щели дробилки рекомендуются различные формулы для расчета состава продукта 5. Для схемы дробления (рис. 3.1) результаты, наиболее близкие к практическим данным, могут быть получены при использовании формулы [2, с. 72]:

?5(d-0) = ?1(d-0) + ?1(>d) · ?4(d-0).

Здесь ?5(d-0) - содержание класса (d-0) в продукте 5, доли ед.;

?1(d-0) - содержание класса (d-0) в продукте 1, доли ед.;

?1(>d) - содержание класса (>d) в продукте 1, доли ед.;

?4(d-0) - содержание класса (d-0) в разгрузке дробилки (дробленом продукте 4) при питании ее классом крупнее е1 = 100 мм, доли ед.

Определяем по данной формуле выход соответствующих классов крупности снизу в дробленом продукте 5:

?5(100-0) = ?1(100-0) + ?1(>100) · ?4(100-0) ,

где ?1(100-0) = 0.5 (50%), ?1(>100) = 0.5 (50%) - из табл. 3.1; ?4(100-0) = 0.8 (80%) - из табл. 3.2.

С учетом этого:

?5(100-0) = 0.5 + 0.5 · 0.8 = 0.9 долей ед. или 90%.

По аналогии для остальных классов крупности:

?5(50-0) = ?1(50-0) + ?1(>50) · ?4(50-0) = 0.33 + 0.67 · 0.38 = 0.58 = 58%;

?5(25-0) = ?1(25-0) + ?1(>25) · ?4(25-0) = 0.2 + 0.8 · 0.2 = 0.36 = 36%;

?5(12-0) = ?1(12-0) + ?1(>12) · ?4(12-0) = 0.1 + 0.9 · 0.08 = 0.17 = 17%.

Полученные значения заносятся в табл. 3.3, столбец 4. Затем на основании этих цифр рассчитывается частный выход классов (столбец 2) и суммарный выход сверху (столбец 3).

Таблица 3.3 - Гранулометрический состав продукта 5

Классы, мм	Выход ?, %	Суммарный выход
		сверху	снизу
1	2	3	4
100	10	10	100
100-150	32	42	90
50-25	22	64	58
25-12	19	83	36
12-0	17	100	17
Итого	100	-	-

Количество продукта 5 составляет: ?5 = 100%, Q5 = 220 т/ч.

2. Расчет II стадии дробления

Расчет второй стадии дробления сводится к определению выходов продуктов 6, 7, 8 и гранулометрического состава продукта 9.

Грохочение во второй стадии дробления выполняется на рабочей поверхности с d2 = 30 мм, поэтому количество продукта 6 определяется по формуле:

Q6 = Q5 · ?5(30-0) · E2,

где ?5(30-0) - содержание класса (30-0) мм в продукте 5.

Для определения ?5(30-0) по результатам табл. 3 (выход сверху) строится суммарная характеристика крупности продукта 5 (рис.4).

Рисунок 4 - Гранулометрический состав продукта 5

По данным рис. 3.4 ?5(30-0) = 42% или 0.42.

Тогда

Q6 = 220 · 0.42 · 0.8 = 73.92 т/ч,

Q7 = Q8 = Q5 - Q6 = 220 - 73.92 = 146.08 т/ч;

Q8 = 146.08 т/ч

?6 = (Q6 / Q1) · 100 =73.92: 220 · 100 = 33.6%;

?7 = (Q7 / Q1) · 100 = 146.08 : 220 · 100 = 66.4%;

?8 = 66.4%.

Определение гранулометрического состава продукта 8

Для определения гранулометрического состава продукта 8 используется типовая характеристика конусной дробилки 2. Для второй стадии дробления d2 = 30 мм, е2 = 30 мм. Находим относительную крупность для различных классов:

dкл. 1 = d 2,

Z1 = d2 / e2 = 30 мм / 30 мм = 1;

dкл. 2 = 25 мм,

Z2 = dкл. 2 / e2 = 25 / 30 = 0.8;

dкл. 3 = 12 мм,

Z3 = dкл. 3 / e2 = 12 / 30 = 0.4.

Используя типовую характеристику, находим гранулометрический состав продукта 8 и заполняем в описанном ранее порядке табл. 4. (заполняется столбец 3, столбцы 2 и 4 рассчитываются).

Таблица 4 - Гранулометрический состав дробленого продукта 8

Классы, мм	Выход, %	Суммарный выход, %
		сверху,	снизу,
1	2	3	4
+30 30-25 25-12 12-0	35 11 26 28	35 46 72 100	100 65 54 28
Итого	100	-	-

Определение гранулометрического состава продукта 9

Гранулометрический состав продукта 9 определяется по аналогии с определением состава продукта 5 с использованием формулы:

?9(d-0) = ?5(d-0) + ?5(>d) · ?8(d-0) .

Для второй стадии дробления:

?9(30-0) = ?5(30-0) + ?5(>30) · ?8(30-0)

Значения ?5(30-0), ?5(>30) и ?8(30-0) определяются с помощью данных рис. 4 и табл. 4 (графа 4).

?9(30-0) = ?5(30-0) + ?5(>30) · ?8(30-0) = 0.42 + 0.58 · 0.65 = 0.79 или 79%.

Аналогично для других классов крупности:

?9(25-0) = ?5(25-0) + ?5(>25) · ?8(25-0) , ?9(12-0) = ?5(12-0) + ?5(>12) · ?8(12-0).

Значения ?5(25-0) = 0.36 = 36%, ?5(>25) = 0.64 = 64%, ?5(12-0) = 0.17 = 17%, ?5(>12) = 0.83 = 83% принимаются из данных табл. 3.3; ?8(25-0) = 0.54 = 54%, ?8(12-0) = 0.28= 28% - из табл. 3.4. Тогда:

?9(25-0) = 0.36 + 0.64 · 0.54 = 0.71 = 71%,

?9(12-0) = 0.17 + 0.83 · 0.28 = 0.4 = 40%.

Результаты расчета заносятся в табл. 3.5.

Таблица 5 - Гранулометрический состав продукта 9

Классы, мм	Выход, ?, %	Суммарный выход, %
		Сверху	снизу
1	2	3	4
+30 30-25 25-12 12-0	21 8 31 40	21 29 60 100	100 79 71 40
Итого	100	-	-

Количество продукта 9 составляет: ?9 = 100%, Q9 = 220 т/ч.

3. Расчет III стадии дробления

Расчет III стадии дробления заключается в определении количества продукта Q''9, а также циркулирующей нагрузки S. Продукт 9'' называется оригинальным питанием дробилки. Для вычисления Q''9 и Q''13 узел III стадии дробления (рис. 3.5,а) изображается в развернутом виде (рис. 3.5,б).

Расчет продуктов операции грохочения

Количество подрешетного продукта Q'9 определяется по формуле:

Q'9 =Q9 · ?9(12-0) · E3,

где ?9(12-0) - содержание класса (12-0) мм в продукте 9; ?9(12-0).= 0.4 (40%) - из табл. 3.5.

Тогда

Q'9 = 220 · 0.4 · 0.65 = 57.2 т/ч.

Количество продукта Q''9 определяется из материального баланса:

Q''9 =Q9 - Q'9 = 220 - 57.2 = 162.8 т/ч.



Рисунок 3.5 - Узел III стадии дробления

обогащение руда минерал дробление

Определение гранулометрического состава дробленого продукта 13

Гранулометрический состав продукта 13 определяется на основании типовой характеристики для конусной дробилки мелкого дробления 1, 2 или 3. Для третьей стадии дробления d3 = 12 мм, е3 = 12 мм. Находим относительную крупность:

dкл. 1 = d 3,

Z1 = d3 / e3 = 12 мм / 12 мм = 1.

Используя типовую характеристику, находим гранулометрический состав продукта 13 и заполняем в описанном ранее порядке табл. 3.6. (заполняется столбец 3, столбцы 2 и 4 рассчитываются).

Таблица 3.6 - Гранулометрический состав дробленого продукта 13

Класс, мм	Выход, ?, %	Суммарный выход, %
		сверху	снизу
1	2	3	4
+12 12-0	45 55	45 100	100 55
Итого	100	-	-

Из данных табл. 3.6 следует, что содержание класса (12-0) мм в продукте 13 составляет ?13(12-0) = 55% или 0.55.

Определение циркулирующей нагрузки S

Для определения циркулирующей нагрузки на дробилку, работающую в замкнутом цикле с грохотом, необходимо составить уравнение материального баланса данной схемы.

Количество подрешетного продукта 13? определяется из выражения:

Q'13 =Q13 · ?13(12-0) · E3.

Исходя из материального баланса по количеству материала в схеме:

Q13 =Q''9 + S.

Подставим это выражение в соотношение для количества подрешетного продукта вместо Q13 и получим:

Q'13 = (Q''9 + S) · ?13(12-0) · E3.

С другой стороны по схеме:

Q'13 =Q''9 .

Приравняем полученные выражения для Q'13 и найдем S:

Q''9 = (Q''9 + S) · ?13(12-0) · E3,

Q''9= Q''9 · ?13(12-0) · E3 + S · ?13(12-0) · E3,

Q''9 - Q''9 · ?13(12-0) · E3 = S · ?13(12-0) · E3,

Q''9 · (1 - ?13(12-0) · E3 ) = S · ?13(12-0) · E3,

S = Q''9 · (1 - ?13(12-0) · E3) / (?13(12-0) · E3).

S = 162.8 · (1 - 0.55 · 0.65) / (0.55 ·0.65) = 289.42 т/ч.

Выполним проверку, исходя из схемы на рис. 3.5,б:

Q11 =Q'9 + Q''9 = 57.2 + 162.8 = 220 т/ч.

Продукт 11 имеет крупность (12-0) мм, т.е. ?11(12-0) = 1 или 100%.

Дробилка, работающая в замкнутом цикле, выбирается по оригинальномупитанию - по продукту Q''9, а грохот - по общемупитанию с учетомциркулирующейнагрузкиS.

Результаты расчета схемы дробления и грохочения приведены в табл. 3.7.

Таблица 3.7 - Результаты расчета схемы дробления и грохочения

Операция	Поступает, т /ч	Выходит, т/ч
Грохочение, d1 = 100 мм	Q1 = 220	Q2 = 66 Q3 = 154 Q1 = 220
I дробление, e1 = 100 мм	Q3 = 154	Q4 = 154
Грохочение, d2 = 30 мм	Q2 = 66 Q4 = 154 Q5 = 220	Q6 = 73.92 Q7 = 146.08 Q5 = 220
II дробление, e2 = 30 мм	Q7 = 146.08	Q8 = 146.08
Грохочение, d3 = 12 мм	Q6 = 73.92 Q8 = 146.08 Q9 = 220	Q9 = 220
IIIдробление, e3 = 12 мм	Q''9 = 162.8 S = 289.42	Q'13 = Q''9 = 162.8 S = 289.42

Крупность циркулирующего продукта остается постоянной.

4. Выбор оборудования для дробления

4.1 Крупное дробление

По заданию известно, что максимальный размер куска в питании dmax = 600 мм. В рабочем пространстве дробилки кусок материала должен свободно укладываться. Для этого необходимо, чтобы выполнялось условие:

В = (1.15 - 1.25) dmax,

где В - ширина загрузочного отверстия дробилки.

В = 1.25 · 600 = 750 мм.

Тип дробилки выбирается из книги [1, 2 или 3]. Дробление руды с максимальным размером куска 750 мм и шириной выпускного отверстия е1 = 100 мм может осуществляться в щековых или конусных дробилках крупного дробления (по двум вариантам):

1. В щековой дробилке 9х12;

2. В конусной дробилке ККД - 900.

При ширине выпускного отверстия е1 = 100 мм производительность щековой дробилки для кварцевой руды по каталогу составляет 100 м³/ч. При этом плотность руды кварцевой руды ? = 2.7 т/м³, а насыпная плотность ?н = 1.6 т/м³.

Массовая производительность дробилки по каталогу:

Qк = 100 · 1.6 = 160 т/ч.

Для заданной руды необходимо ввести поправку на плотность. Тогда фактическая производительность Qф будет:

Qф =Qк ·? / 2.7 = 160 · 3.2 / 2.7 = 189.6 т/ч.

Необходимое количество дробилок вычисляется по формуле:

n = Q3 / Qф = 154 : 189.6 = 0.81.

Принимаем n = 1 шт.

Коэффициент загрузки определяется из соотношения:

Кз =(Q3 / Qф) · 100 = (154 : 189.6) · 100 = 81%.

Цена дробилки 4 780 000 гр., вес 69.6 т, установочная мощность двигателя 100 кВт.

В качестве второго варианта рассмотрена конусная дробилка крупного дробления ККД - 900/140. При ширине выпускного отверстия е1= 100мм объемная нагрузка по каталогу составляетQк = 550 м³/ч, массовая нагрузка Qк. м. = 1.6 · 550 = 880 т/ч.

С учетом поправки на плотность руды фактическая нагрузка составит

Qф =Qк ·? / 2.7 = 880 · 3.2 / 2.7 = 1038 т/ч.

Необходимое количество дробилок в этом случае:

n = Q3 /Qф = 154 : 1038 = 0.14.

Принимаем n = 1 шт.

Коэффициент загрузки:

Кз =(Q3 / Qф ) · 100 = (154 : 1038) · 100 = 14%.

Цена дробилки 16 986 000 гр., вес 164 т, установочная мощность двигателя 250 кВт.

Сравнение вариантов приведено в табл. 3.8.

Таблица 3.8 - Сравнительные данные дробилок ЩДП и ККД

Тип дробилки	Количество, шт.	Коэффициент загрузки, %	Производительность, т/ч	Мощность двигателя, кВт	Вес, т	Стоимость, тыс. гр.
						единицы	всего
ЩДП 9х12 ККД-900	1 1	81 14	189.6 1038	100 250	69,6 164	4 780 16 980	4 780 16 980

После сравнения технико-экономических показателей принимается к установке в первой стадии дробления щековая дробилка ЩДП 9 х 12 (1 шт.).

4.2 Среднее дробление

На II стадию дробления будут поступать куски максимальным размером dmax = e1 · z. Значение z принимается из источника 2, с. 56, табл. 10. Для руды средней твердости для среднего дробления z = 1.8-2.0. Тогда:

dmax = 100 · 1.8 = 180 мм.

Для дробления руды с таким максимальным размером куска пригодна конусная дробилка среднего дробления КСД 1200 2, в которой ширина разгрузочной щели и производительность могут регулироваться в следующих пределах: е = 20-50 мм, Q = 70-105 м³/ч.

При заданной ширине разгрузочного отверстия (е2 = 30 мм) объемная производительность определяется по каталогу интерполяцией следующим образом:



Тогда, как и при расчете операции крупного дробления, определяются:

Q? = 105 - [(105 - 70) / (50 - 20)] · (50 - 30) = 82 м³/ч.

Q? = 82 · 1.6 = 131.2 т/ч.

Qф = Q? · ? / 2.7 = 131.2 · 3.2 : 2.7 = 155.5 т/ч.

Необходимое количество дробилок будет:

n = Q7 :Qф = 146.08 : 155.5 = 0.94. Принимается n = 1 шт.

Кз = (146.08 : 155.5) · 100 = 94%.

Вес дробилки 24 т, мощность двигателя 75 кВт, стоимость 2 630 000 гр.

4.3 Мелкое дробление

На III стадию дробления будут поступать куски максимальным размером dmax = e2 · z. Для руды средней твердости для мелкого дробления z = 2.2-2.5 2, с. 56, табл. 10. Тогда:

dmax = 30 · 2.2 = 66 мм.

Руду с таким максимальным размером куска можно дробить в конусной дробилке мелкого дробления КМД 1750 1, в которой ширина разгрузочной щели и производительность регулируются в пределах: е = 5-15 мм, Q = 40-120 м³/ч.

При заданной ширине разгрузочного отверстия (е2 = 12 мм) объемная производительность определяется по каталогу интерполяцией следующим образом:



Тогда:

Q? = 120 - [(120 - 40) / (15 - 5)] · (15 - 12) = 96 м³/ч.

Q? = 96 · 1.6 = 153.6 т/ч.

Qф = Q? · ? / 2.7 = 153.6 · 3.2 : 2.7 = 182 т/ч.

Необходимое количество дробилок будет:

n = Q''9 :Qф = 162.8 : 182 = 0.89. Принимается n = 1 шт.

Кз = (162.8 : 182) · 100 = 89%.

Вес дробилки 47 т, мощность двигателя 160 кВт, цена 3 340 000 гр.

Результаты расчета и выбора оборудования приведены в табл. 3.9.

Таблица 3.9 - Основные характеристики дробилок

Параметры	Стадии дробления
	крупное	среднее	мелкое
Тип дробилки	ЩДП 9х12	КСД 1200	КМД 1750
Ширина разгрузочной щели, мм	100	30	12
Производительность, т/ч	189.6	155.5	182
Коэффициент загрузки, %	81	94	89
Количество, шт.	1	1	1
Мощность двигателя, кВт	100	75	160
Вес, т	69.6	24	47
Стоимость, тыс. гр.	4 780	2 630	3 340

5. Выбор оборудования для грохочения

I стадия грохочения

По заданию размер отверстия сита на I стадии грохочения d1 = 100 мм. Для классификации по заданному размеру принимаем неподвижный грохот (колосниковый). Необходимая площадь грохочения определяется по формуле:

Fн = Q / 2.4b, м².

Здесь Q - количество поступающего материала, т/ч;

b- расстояние между колосниками, мм.

Необходимая площадь грохочения составит:

Fн = 220 / 2.4 100 = 0.92 м².

С другой стороны, по условиям транспортирования материала колосниковый грохот следует рассматривать как желоб. При этом должно выполняться условие:

B ? 3 dmax,

где B - ширина колосниковой решетки. В = 3 · 0.6 = 1.8 м.

Длина колосниковой решетки L должна быть не менее 1 м. Тогда площадь колосникового грохота будет:

F = B · L = 1.8 · 1 = 1.8 м².

Принимаем к установке один колосниковый грохот с площадью 1.8 м².

II стадия грохочения

На второй стадии дробления для грохоченияобычно устанавливают вибрационные грохоты. Необходимая площадь рабочей поверхности вибрационных грохотовFопределяется по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов:

F(d) = Q / (q?klmnop), м²,

где Q- нагрузка на грохот, т/ч;

q-удельная производительность (нагрузка на 1 м² поверхностисита), м³/ч·м² [3].

? - насыпнойвес материала,

k - коэффициент, учитывающий влияние на процессгрохочения мелких классов (размером меньше половины отверстия сита);

l - коэффициент, учитывающий влияние на процесс грохочения крупных кусков (больше размера отверстия сита);

m- коэффициент, учитывающий эффективность грохочения;

n - коэффициент, учитывающий форму зерен;

o - коэффициент, учитывающий влажность материала;

p - коэффициент, учитывающий вид грохочения.

Значения поправочных коэффициентов для расчета площади вибрационных грохотов приводятся в различных учебниках, в частности в источниках [2, 3]. Определим значение коэффициента k.

При диаметре отверстия сита d2 = 30 мм зерна с размером менее половины размера отверстий сита считаются мелочью:

класс (0.5 · d2 - 0) = (15 - 0) мм - мелочь.

На грохочение поступает продукт 5 (табл. 3.3). По характеристике крупности продукта 5 (рис. 3.4) определяется содержание класса (15-0)мм: ?(15-0) = 22%. Тогда k = 0.64.

Для определения коэффициента l находится содержание класса +30 мм в продукте 5, которое составляет ?+30 =58%. Тогда путем интерполяции табличных данных находим, что l = 1.29.

Для сита с диаметром отверстий 30 мм и заданными условиями грохоченияq = 33.5 м³/ч·м². При эффективности грохочения Е2 = 80% коэффициент m = 1.3. Коэффициенты n, o и p равны 1.

Расчетная площадь поверхности сита составит:

F(30) = 220 : ( 33.5 · 1.8 · 0.64 · 1.29 · 1.3 · 1 · 1 · 1 ) = 3.4 м².

Выбирается грохот ГИТ-51 с площадью рабочей поверхности Fгр = 6.12 м². Необходимое количество грохотов:

n = F(30) / 0.7 · Fгр = 3.4 : (0.7 · 6.12) = 0.79.

К установке во второй стадии принимается 1 грохот ГИТ-51.

III стадия грохочения

В третьей стадии грохочение осуществляется на грохоте с размером отверстия сита d3 = 12 мм. Удельная производительность грохота с таким размером отверстий сита определяется интерполированием табличных данных и составляет q = 21.2 м³/ч·м². На Ш стадию грохочения поступает продукт 9. По гранулометрическому составу продукта 9 (табл. 3.5) строится его характеристика крупности (рис. 3.6) и находится выход продукта 6-0 мм. Из данных рис. 3.6 следует, что ? (6-0) = 10%.

Рисунок 3.6 - Гранулометрический состав продукта 9

По аналогии с расчетом второй стадии грохочения определяются поправочные коэффициенты для условий грохочения в третьей стадии:

k = 0.4; l = 1.86 при ?+12 = 77%, m = 1.75 при Е3 = 0.65, n = 1, o = 1, p = 1.

На грохот поступает продукт 9 и циркулирующая нагрузка S:

Q = Q 9 + S = 200 + 305 = 505 т/ч.

Тогда необходимая площадь грохочения будет:

F12 = 505 / (21.2 · 1.8 · 0.4 · 1.86 · 1.75 · 1 · 1 · 1) = 10.2 м².

Принимается к установке грохот ГИТ-71 с площадью рабочей поверхности Fгр =12.5 м.

Необходимое количество грохотов:

n = F(12) / 0.7 · Fгр = 10.2 : (0.7 · 12.5) = 1.2.

К установке может быть принято 2 грохота ГИТ-71.

Однако, с целью улучшения загруженности грохотов целесообразно принять 2 грохота меньшего типоразмера ГИТ-61 с площадью просеивающей поверхности 8 м². Проверяем необходимое количество этих грохотов:

n = 10.2 : (0.7 · 8) = 1.8.

Принимаются к установке в третьей стадии грохочения 2 грохота ГИТ-61.

Результаты расчетов и выбора оборудования для грохочения приведены в табл. 3.10.

Таблица 3.10 - Основные характеристики грохотов

Наименование	Основные характеристики	Количество, шт.	Производительность, т/ч	Мощность двигателя, кВт	Вес, т
Колосниковая решетка	F = 1.8 м2 b = 100 мм	1	200	-
ГИТ-51	d = 30 мм F = 6.12 м2	1	200	20	8.9
ГИТ-61	d = 12 мм F = 8 м2	2	505	28	7.26

6. Расчет технологической схемы измельчения

I стадия измельчения

В результате расчета определяются Q14, Q15, Q16, Q17 (рис. 3.2). Расчеты ведутся на основе уравнений материального баланса:

Q11 = Q16 = Q19 = 200 т/ч; Q14 = Q11 + Q17; Q14 = Q13.

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса - 0,074 мм в питании классификатора и его продуктах имеет вид:

Q15 · ?15 = Q16 · ?16 + Q15 · ?15,

где Q · ? - количество класса - 0,074 мм в соответствующих продуктах.

С учетом уравнений материального баланса получим:

(Q11 + Q17) · ?15 = Q11 · ?16 + Q17 · ?17.

Для первой стадии измельчения циркулирующей нагрузкой является продукт Q17:

где ?15, ?16, ?17 - содержание класса - 0,074 мм в сливе мельницы, сливе и песках классификатора, соответственно, которые принимают по данным практики (табл. 3.11).

Таблица 3.11 - Характеристика продуктов классификации

Крупность слива при 95%-ном содержании класса, мм	Содержание класса - 0,074 мм, %
	в сливе	в песках
0,4-0 0,3-0 0,2-0 0,15-0 0,1-0 0,074-0	35-45 45-55 55-65 70-80 80-90 95	3-5 5-7 6-9 8-12 9-15 10-16

II стадия измельчения

Для определения оригинального питания мельницы II стадии измельчения технологический узел (рис. 3.7) представляется в развернутом виде (рис. 3.8). Оригинальным питанием мельницы является продукт Q'18.

Рис. 3.7 - Технологическая схема второй стадии измельчения

Рис. 3.8 - Технологическая схема узла второй стадии измельчения в развернутом виде

Уравнения материального баланса по количеству материала :

Q11 = Q16.

Q16 = Q"18 + Q'18.

Отсюда Q"18 = Q16 - Q'18.

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса в схеме:

Q16 · ?16 = Q"18 · ?"18 + Q'18 · ?'18.

Ho ?"18 = ? 19 и Q"18 = Q16 - Q'18.

Тогда

Q16 · ?16 = (Q16 - Q'18) · ?19 + Q'18 · ?'18.

Решаем это уравнение относительно Q'18 (оригинальное питание мельницы):

Известно, что ?19 = 78%, ?16 = 40% (по заданию); ?'18 = ?'21 = 12% (из табл. 3.11). Тогда

Q'18 = 200 · (0.4 - 0.78) / (0.12 - 0.78) = 114 т/ч.

Q"18 = Q16 - Q'18 = 200 - 114 = 86 т/ч.

Определение циркулирующей нагрузки во II стадии:

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса имеет вид:

(Q'18 +Q'21) · ?19 = Q"21 · ?19 + Q'21 · ?'21 .

Так как Q"21 = Q'18, то

Q'18 · ?21 + Q'21 · ?21 = Q'18 · ?19 + Q'21 · ?'21.

Отсюда после преобразований

.

?'21 = 12%(из табл. 3.11); ?19 = 78%, ?21 = 38% (по заданию). Тогда

Q'21 = 114 · (0.78 - 0.38) / (0.38 - 0.12) = 175.56 т/ч.

Q20 = Q'21 + Q'18 = 114 + 175.56 = 289.56 т/ч.

Q19 = Q11 = 200 т/ч.

Результаты расчета технологической схемы измельчения приведены в табл. 3.12.

Таблица 3.12 - Результаты расчета схемы измельчения

Операция	Поступает, т/ч	Выходит, т/ч
I стадия измельчения	1.Дробленый продукт Q11 = 200. 2. Циркулирующая нагрузка Q17 = 168.4. Всего Q12 = 368.4	Разгрузка мельницы Q13 = 368.4
I стадия классификации	Разгрузка мельницы Q15 = 368.4	1. Слив Q16 = 200 2. Пески Q17 = 168.4 Всего Q15 = 368.4
II стадия классификации	1. Слив Q16 = 200 2. Разгрузка мельницы Q21 = Q20 = 289.56 Всего Q18 = 489.56	1. Слив Q19 = 200 2. Пески Q'19 = 114 3. Циркулирующая нагрузка Q'21 = 175.56. Всего 489.56
II стадия измельчения	1. Пески Q'18 = 114 2. Циркулирующая нагрузка Q'21 = 175.56. Всего Q20 = 289.56	Разгрузка мельницы Q21 = 289.56

По приведенным нагрузкам в операциях производится выбор оборудования. При этом необходимо учесть, что мельницы выбираются по оригинальному питанию (без учета циркулирующей нагрузки), а классификаторы - по общему продукту (с учетом циркулирующей нагрузки).

7. Выбор оборудования для измельчения

На производительность мельниц по готовому конечному продукту влияют следующие факторы:

измельчаемость руды;

крупность дробленого продукта, поступающего в мельницу;

крупность слива классификатора;

тип и размер мельницы;

способ разгрузки материала из мельницы;

частота вращения барабана мельницы;

масса и крупность шаров;

отношение Ж:Т в питании мельницы;

величина циркулирующей нагрузки;

заполнение мельницы пульпой

эффективность работы классификатора.

Первые три фактора характеризуют поступающий и выходящий продукты, а четвертый и пятый - конструкцию мельницы. Остальные регулируются во время работы мельницы и классификатора.

При проектировании технологических схем измельчения различие в измельчаемости руды, крупности дробленого продукта, типе и размере мельниц, способе разгрузки материала из мельницы учитывают специальные коэффициенты. Все остальные факторы можно учесть суммарно в виде удельной производительности работающей мельницы на испытательном стенде или на фабрике.

Удельная производительность мельницы по готовому конечному продукту измельчения (количество вновь образованного при измельчении класса - 0.074 мм) определяется из уравнения:

Q (?к - ?н) = q1 V,

где Q - производительность по исходному продукту, т/ч,

?к - содержание класса -0,074 мм в сливе классификатора, доли ед.;

?н - содержание класса -0,074 мм в исходном продукте, доли ед.;

q1 - удельная производительность по классу - 0,074 мм, приходящаяся на 1 м3 рабочего объема мельницы, т/ч;

V - рабочий объем мельницы, м³.

Из основного уравнения определяем:

По данным практики принимается q1 = 0.63 т / чм3.

Определение удельной производительности проектируемых к установке мельниц

Удельная производительность проектируемых мельниц определяется из соотношения:

qпр = q1 Kк Kи KD Kт, т/ч м³,

где Kк - коэффициент, учитывающий различие крупности исходного питания на действующей мельнице и на проектируемой установке;

Kи - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости;

KD - коэффициент, учитывающий различие в диаметре мельницы;

Kт - коэффициент, учитывающий тип мельницы по способу разгрузки материала.

Если на проектируемой и действующей фабриках крупность и тип руды аналогичны, то коэффициенты Kк и Kи равны 1. Коэффициент

где D1вн и D2вн - внутренние диаметры мельниц на действующей и проектируемой фабриках.

Если предусматривается переход от мельницы с центральной разгрузкой к мельнице с разгрузкой через решетчатую диафрагму, то Kт = 1.15.

В обратном случае

Kт = 1 / 1.15 = 0.86.

На I стадии измельчения можно установить различные стержневые мельницы с центральной разгрузкой:

1-й вариант-2100х3000 мм, V = 8.8 м³.

2-й вариант-2700х3600 мм, V = 18 м³.

3-й вариант-3200х4500 мм, V = 32 м³.

На II стадии можно установить шаровые мельницы с разгрузкой через решетчатую диафрагму. Возможные варианты:

1-й вариант-2700х2100 мм, V = 10 м³.

2-й вариант-2700х2700 мм, V = 13 м³.

3-й вариант-3200х3100 мм, V = 22 м³.

Определение KD для принятых вариантов

Суммарная толщина футеровки барабана мельницы принимается равной 0.15 м.

Для стержневых мельниц I стадии:

1-й вариант KD = [(2.1 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.

2-й вариант KD = [(2.7 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.14.

3-й вариант KD = [(3.2 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.25.

Для шаровых мельниц II стадии:

I-й вариант KD = [(2.7 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.14.

2-й вариант KD = [(2.7 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.14.

3-й вариант KD = [(3.2 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.25.

Определение удельной производительности проектируемых к установке мельниц по вновь образованному классу

qпр = q1 Kк Kи KD Kт, т/ч м³.

Для стержневых мельниц I стадии:

1-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1 · 1 = 0.63 т/ч м³.

2-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м³.

3-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.25 · 1 = 0.79 т/ч м³.

Для II стадии:

1-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м³.

2-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м³.

3-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.25 · 1 = 0.79 т/ч м³.

Определение возможной производительности мельниц по исходному питанию

Для стержневых мельниц I стадии измельчения исходным питанием является дробленый продукт Q11 = 200 т/ч. Возможная производительность мельницы по вновь образованному классу определяется из соотношения:

Qв = q1 V / (?16 - ?11),

где ?16 = 40%, ?11 = 3.7% (по заданию).

Для I стадии

I-й вариант Qв = 0.63 · 8.8 / (0.40 - 0.037) = 15.27 т/ч.

2-й вариант Qв = 0.72 · 18 / (0.40 - 0.037) = 35.7 т/ч.

3-й вариант Qв = 0.79 · 32 / (0.40 - 0.037) = 69.64 т/ч.

Для II стадии измельчения исходным питанием является продукт Q'18 = 114 т/ч. Возможная производительность мельницы

Qв = q1 V / (?19 - ?16),

Для II стадии:

1-й вариант Qв = 0.72 · 10 / (0.78 - 0.40) = 18.95 т/ч.

2-й вариант Qв = 0.72 · 13 / (0.78 - 0.40) = 24.63 т/ч.

3-й вариант Qв = 0.79 · 22 / (0.78 - 0.40) = 45.74 т/ч.

Определение необходимого числа мельниц

Количество мельниц для I стадии:

n = Q11 / Qв.

1-й вариант n = 200 : 15.27 = 13.1, (n1 = 14 шт.).

2-й вариант n = 200 : 35.7 = 5.6, (n2 = 6 шт.).

3-й вариант n = 200 : 69.64 = 2.87, (n3 = 3 шт.).

Количество мельниц для II стадии:

n = Q'18 / Qв.

1-й вариант n = 114 : 18.95 = 6.02, (n1 = 7 шт.).

2-й вариант n = 114 : 24.63 = 4.63, (n2 = 5 шт.).

3-й вариант n = 114 : 45.74 = 2.49, (n3 = 3 шт.).

Определение фактической нагрузки на одну мельницу

Для I стадии измельчения:

Qф = Q11 / n1.

1-й вариант Qф = 200 : 14 = 14.28 т/ч.

2-й вариант Qф = 200 : 6 = 33.3 т/ч.

3-й вариант Qф = 200 : 3 = 66.7 т/ч.

Для II стадии измельчения:

Qф = Q'18 / n2.

1-й вариант Qф = 114 : 7 = 16.28 т/ч.

2-й вариант Qф = 114 : 5 = 22.8 т/ч.

3-й вариант Qф = 114 : 3 = 38 т/ч.

Определение коэффициентов загрузки мельницы по вариантам

Коэффициент загрузки определяется из соотношения:

Кз = ( Qф / Qв ) · 100%.

Для I стадии измельчения:

1-й вариант Кз = (14.28 : 15.27) · 100 = 93.52%.

2-й вариант Кз = (33.3 : 35.7) · 100 = 93.28%.

3-й вариант Кз = (66.7 : 69.24) · 100 = 96.33%.

Для II стадии:

1-й вариант Кз = (16.28 / 18.95) · 100 = 85.9%.

2-й вариант Кз = (22.8 : 24.63) · 100 = 92.57%.

3-й вариант Кз = (38 : 45.74) · 100 = 83.1%.

Результаты расчета сведены в табл. 3.13.

Таблица 3.13 - Сравнение вариантов выбранных мельниц

Вариант	D x L, мм	Коли-чество, шт.	Кз, %	Мощность, квт	Вес, т
				единицы	общая	единицы	общий
I стадия измельчения
1	МСЦ 2100х3000	14	93.5	200	2800	52	728
2	МСЦ 2700х3600	6	93.3	400	2400	81	486
3	МСЦ 3200х4500	3	96.3	800	2400	140	560
II стадия измельчения
1	МШР 2700х2100	7	85.9	315	2205	67	469
2	МШР 2700х2700	5	92.6	315	1575	71	355
3	МШР 3200х3100	3	83.1	630	1890	97	291

В связи с тем, что стоимость мельниц пропорциональна весу металла, затраченного на ее изготовление, и из удобства компоновки для I стадии принимаем 2-й вариант и для II стадии 3-й вариант. Сравнив показатели, можно сделать вывод, что для реализации в проекте такое соотношение мельниц будет наиболее целесообразным из рассмотренных вариантов.

8. Выбор классификаторов и гидроциклонов

Для работы в замкнутом цикле с мельницами устанавливаются:

- на первой стадии спиральные классификаторы, обеспечивающие грубый слив;

- на второй стадии гидроциклоны, слив которых является питанием обогатительных аппаратов.

Классификаторы и гидроциклоны выбираются по их производительности. Производительность классификатора с не погруженной спиралью по сливу определяется по эмпирической формуле

Qc = 4.55 m K? K? K? Kc D1.765.

Здесь Qc - производительность по твердому материалу в сливе, т/ч;

m - число спиралей классификатора;

K? - поправочный коэффициент на крупность слива (табл. 3.14)

K? - поправочный коэффициент на плотность классифицируемого материала,

K? = ? / 2.7;

K? - поправочный коэффициент на угол наклона ? днища классификатора (при ? = 16-180 К? = 1.06-1);

Кс - поправочный коэффициент на заданное содержание твердого в сливе.

Отсюда

D1.765 = Qc / 4.55 m K? K? K? Kc.

Значения поправочных коэффициентов определяются с учетом следующих поправок.

1. Поправка на крупность слива. По заданию содержание расчетного класса в сливе I стадии классификации ?16 = 40%. По табл. 3.11 находим, что крупность слива классификатора составит 95% класса 0-0,4 мм. По табл. 3.14 определяем коэффициент K? = 1.96.

Таблица 3.14 - Значения коэффициента K? , учитывающего крупность слива

Номинальная крупность слива d95, мм	Параметры
	содержание в сливе класса, %	разжиженность R2.7	содержание твердого в сливе, %	значение K?
	-0.074 мм	-0.045 мм
1.17	17.0	11.0	1.3	43.0	2.5
0.83	23.0	15.0	1.5	40.0	2.37
0.59	31.0	20.0	1.6	38.0	2.19
0.42	41.0	27.0	1.8	36.0	1.96
0.30	53.0	36.0	2.0	33.0	1.7
0.21	65.0	45.0	2.33	30.0	1.41
0.15	78.0	50.0	4.0	20.0	1.0
0.10	88.0	72.0	4.5	18.0	0.67
0.074	95.0	83.0	5.7	16.5	0.46

2. Поправка на плотность руды K? = 3.2 : 2.7 = 1.18.

3. Поправка на угол наклона классификатора. При ? = 170 K? = 1.03.

4. Поправка на заданную плотность слива. Коэффициент Kс находится в зависимости от соотношения Rт : R2.7 . Здесь Rт - требуемое соотношение Ж:Т в сливе классификатора (по условиям последующего технологического процесса), обычно Rт принимается в пределах 1-1.5; R2.7 - базисное отношение Ж:Т (см. табл. 3.14). В соответствии с заданием по табл. 3.14 находится значение R2.7 = 1.8 (при d95 = 0.42 мм). При Rт : R2.7 = 1.4 : 1.8 = 0.78 ? 0.8 и ? = 3.2 т/м³ определяется значение Кс = 0.98 (по табл. 3.15).

Таблица 3.15 - Значение коэффициента Кс, учитывающего разжижение слива

Плотность руды, т/м3	Отношение Rт : R2.7
	0.6	0.8	1.0	1.2	1.5
2.7	0.73	0.86	1.0	1.13	1.33
3.0	0.77	0.93	1.07	1.23	1.44
3.2	0.82	0.98	1.15	1.31	1.55
3.5	0.85	1.02	1.2	1.37	1.63

Определение диаметра спирали классификатора

Для односпирального классификатора, работающего в замкнутом цикле с мельницей, производительность по сливу будет:

Qc = Q16 / n = 200 : 6 = 33.3 т/ч.

где Q16 - производительность по сливу (см. схему, рис. 3.2 и табл. 3.12);

n - число мельниц по принятому варианту, (табл. 3.13).

Диаметр спирали

D1.765 = Qc / 4.55 m K? K? K? Kc =

= 33.3 : (4.55 · 1 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98) = 3.14 м.

Для двухспирального классификатора

D1.765 = 1.57 м.

Для упрощения расчетов в табл. 3.16 приводятся значения D1.765 и D3 для стандартных классификаторов.

Таблица 3.16. Значения D1.765 и D3 для стандартных классификаторов

D, м	0.3	0.5	0.75	1.0	1.2	1.5	2.0	2.4	3.0
D1.765	0.12	0.27	0.6	1.0	1.38	2.04	3.4	4.7	6.97
D3	0.027	0.111	0.422	1.0	1.73	3.38	8.0	13.62	27.0

Наиболее близкими стандартными классификаторами к полученному расчетному значению являются односпиральный классификатор с диаметром спирали D = 2 м или двухспиарльный классификатор с диаметром спирали D = 1.2 м.

Проверяем расчетную производительность по сливу односпирального классификатора при D = 2 м.

Qc = 4.55 m K? K? K? Kc D 1.765 =

= 4.55 · 1 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98 · 3.4 = 36.1 т/ч.

Производительность двухспирального классификатора при диаметре спиралей D = 1.2 м по сливу составит:

Qc = 4.55 · 2 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98 · 1.38 = 29.32 т/ч.

Для обеспечения требуемой производительности может быть принят двухспиральный классификатор с диаметром спиралей 1.5 м. Недостаток расчетной производительности находится в пределах точности расчета (10%). Следует принять менее габаритный, более простой односпиральный классификатор со спиралью диаметром D = 2 м. Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам. Она определяется по формуле:

Qп = 5.45 · m · D3 · n · (? / 2.7) · K? ,

где n - частота вращения спиралей, мин-1.

Принимаем частоту вращения спиралей n = 2 мин-1. Тогда

Qп = 5.45 ·1 · 8 · 2 ·1.18 · 1.03 = 106 т/ч.

По расчету технологической схемы на I стадии измельчения принято к установке 6 мельниц, которые обычно работают в паре с классификаторами. Необходимое количество песков

Qп = Q17 / n.

Здесь Q17 - количество песков по схеме (см. табл. 3.12);

n - количество мельниц.

Тогда

Qп = 168.4 : 6 = 28.07 т/ч.

Таким образом, выбранный классификатор обеспечивает производительность по пескам даже при наименьшей частоте вращения спиралей. Окончательно принимаем к установке классификатор 1КСН-20. Необходимое количество классификаторов - 6 шт.

Вторая стадия классификации производится в гидроциклонах. Количество гидроциклонов определяется по формуле:

i = Kн Wоп / Wп,

где Kн - коэффициент неравномерности подачи питания (Kн = 1.15);

Wоп - количество пульпы, поступающее на классификацию в гидроциклонах, м³/ч;

Wп - производительность одного гидроциклона по исходной пульпе, м³/ч.

Для того чтобы выбрать гидроциклон, необходимо знать номинальную крупность слива, которую он должен обеспечить. За номинальную крупность принят такой размер отверстий сита, на котором остается 5% твердого продукта, содержащегося в сливе.

Зависимость между содержанием класса 0,074 мм в сливе мельниц и классификаторов и номинальной крупностью приведена в табл. 3.17.

Таблица 3.17 - Зависимость между содержанием класса - 0,074 мм в сливе мельниц и классификаторов и крупностью частиц

Содержание класса -0.074мм, ?, %	30	40	50	60	70	80	90	95
Условная максимальная крупность dн, мм	-	0.43	0.32	0.24	0.18	0.14	0.094	0.074

По заданию ?19 = 78 %, тогда в соответствии с данными табл. 3.17 dн = 0.148 мм или 148 мкм.

Ориентировочные данные для выбора гидроциклонов приведены в табл. 3.18.

Таблица 3.18. Основные параметры гидроциклонов с углом конусности 200

Диаметр гидроциклона D, мм	Средняя производительность при p0 = 0.1 МПа, м3/ч	Крупность слива dн, мкм	Стандартный эквивалентный диаметр патрубков, мм
			питающего dпит.	сливного dc.	пескового dп.
150	12-30	20-50	30-40	40-50	12-34
250	27-80	30-100	65	80	24-75
360	50-150	40-150	90	115	34-96
500	100-300	50-200	130	160	4...

Подобные документы

• Процессы магнитного обогащения руд черных, редких и цветных металлов

  Анализ рудоподготовительного процесса в горнодобывающей промышленности. Методы обогащения полезных ископаемых. Основные понятия и назначение операций грохочения. Особенности процессов дробления, измельчения. Выбор технологии и оборудования дробления руды.
  
  курсовая работа [738,4 K], добавлен 14.05.2014
  

• Проектирование обогатительной фабрики для обогащения флюоритовых руд Волдинского месторождения

  Характеристика вещественного состава руд Волдинского месторождения. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения, дробления и измельчения руды. Выбор основного и вспомогательного оборудования: дробилок, грохота, флотомашин, мельниц и сушилок.
  
  дипломная работа [231,4 K], добавлен 16.08.2011
  

• Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению

  Расчет количественной схемы дробления, грохочения и измельчения. выбор основного оборудования для обогащения руды. Особенности проведения расчетов данных и выбора грохота, дробилки, мельниц и спиральных классификаторов для работы обогатительной фабрики.
  
  курсовая работа [190,6 K], добавлен 26.06.2011
  

• История горного дела

  Научно-технический прогресс в обогащении полезных ископаемых. Роль географических открытий. И.Н. Плаксин - выдающийся учёный в области обогащения полезных ископаемых. Способы механического обогащения, роль различий в физических свойствах минералов.
  
  реферат [35,5 K], добавлен 12.04.2010
  

• Разработка проекта цеха рудоподготовки производительностью 27000 т/сутки

  Назначение процессов подготовки руды. Характеристика крупности исходной и дробленой руды. Разработка проекта отделений рудоподготовки с обоснованием и расчетом схемы используемого оборудования. Выбор грохотов и дробилок для разных стадий дробления.
  
  курсовая работа [515,9 K], добавлен 26.06.2011
  

• Комплекс подземного дробления руды

  Условия применения и эффективность подземного механического дробления руды. Характеристика оборудования дробильных комплексов. Механизация дробления в условиях Горно-Шорского филиала ОАО "Евразруда". Выбор дробилки, классификация и область применения.
  
  курсовая работа [1,2 M], добавлен 01.11.2015
  

• Обогащение углей в тяжелых средах

  Обзор метода обогащения полезных ископаемых, основанного на разной плотности разделяемых компонентов и тяжёлой среды. Характеристика тяжелых сред. Принцип действия сепаратора. Регенерация суспензии. Технологические схемы обогащения углей в тяжелых средах.
  
  реферат [100,1 K], добавлен 21.04.2014
  

• Электрическое и магнитное обогащение полезных ископаемых

  Основные, подготовительные и вспомогательные операции обработки полезных ископаемых. Классификация процессов магнитного обогащения. Разделение минеральных частиц по магнитным свойствам. Электрическая сепарация: понятие, применение, разновидности.
  
  реферат [83,2 K], добавлен 01.01.2013
  

• Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения

  Обоснование способа обогащения, расчет вспомогательного оборудования. Описание и промышленные испытания Индийской бентонитовой глины "Ашапура". Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса. Экономика и организация работы подразделения.
  
  дипломная работа [311,5 K], добавлен 09.10.2014
  

• Золотоизвлекательная фабрика по переработке окисленной золотосодержащей руды месторождения "Мурунтау"

  Характеристика коренных золотосодержащих руд. Исследование обогатимости руды месторождения "Мурунтау". Расчет схемы дробления с выбором оборудования. Материальный баланс выщелачивание руды цианистым раствором. Расчёт рентабельности продукции и прибыли.
  
  дипломная работа [273,1 K], добавлен 29.06.2012
  

• Сырье в химической промышленности

  Происхождение и классификация промышленного и сельскохозяйственного сырья. Методы обогащения твердых минералов: механический, термический, химический, электромагнитный, флотационный и физико-химический. Агрегатное состояние и свойства компонентов сырья.
  
  презентация [760,0 K], добавлен 27.02.2014
  

• Разработка месторождений и обогащение полезных ископаемых в РСО-Алании

  История разработки месторождений полезных ископаемых и состояние на современном этапе. Общая экономическая цель при открытой разработке. Понятия и методы обогащения полезных ископаемых. Эффективное и комплексное использование минерального сырья.
  
  курсовая работа [76,0 K], добавлен 24.11.2012
  

• Технология переработки руды на обогатительной фабрике ЗГОКа ТОО "Казцинк"

  Характеристика сырья и сорта руд, перерабатываемых на обогатительной фабрике. Технологическая схема переработки, флотация медно-цинковой и полиметаллической руды, оборудование для флотационного обогащения. Приготовление растворов флотационных реагентов.
  
  отчет по практике [53,5 K], добавлен 06.10.2012
  

• Золотоизвлекательная фабрика №2 по переработке сульфидной руды Олимпиадинского горно-обогатительного комбината ЗАО "Полюс"

  Ознакомление с вещественным составом и физико-механическими свойствами руды Олимпиадинского месторождения. Рассмотрение аппаратурных схем и характеристика основного оборудования, применяемого для подачи, дробления и транспортировки сульфидной руды.
  
  отчет по практике [2,0 M], добавлен 26.09.2014
  

• Технологическое картирование рудных полей и месторождений

  Исследование технологических свойств минералов, влияющих на способы обогащения руд. Характеристика особенностей железных руд. Геолого-технологическое картирование калийных солей. Оценка качества кварцевого сырья. Картирование техногенных месторождений.
  
  презентация [847,5 K], добавлен 30.10.2013
  

• Гравитационная сепарация

  Освоение методики проектирования технологий гравитационного обогащения каменных углей и антрацитов. Подготовка машинных классов. Режим обогащения для обеспечения максимального выхода концентрата. Обогащение мелкого класса отсадкой. Схема цепи аппаратов.
  
  курсовая работа [2,7 M], добавлен 10.01.2015
  

• Автоматизация рентгенолюминесцентных сепараторов алмазов

  Описание автоматизированной системы обогащения алмазосодержащей руды. Структурная схема сепаратора алмазов, программное обеспечение. Подбор элементов и расчет надежности. Практическое освоение методики оптимизации логических схем и оценки их надежности.
  
  курсовая работа [1,3 M], добавлен 24.12.2013
  

• Вскрытие и подготовка месторождений полезных ископаемых

  Система разработки с торцевым выпуском руды. Благоприятные условия для применения систем с подэтажной выемкой. Процессы очистных работ. Расчет параметров взрывной отбойки. Схемы отбойки руды скважинами. Выпуск, погрузка и особенности доставки руды.
  
  контрольная работа [249,8 K], добавлен 22.06.2011
  

• Обогащение руд цветных металлов

  Свойства горных пород. Энергетические законы дробления. Расчёт потребляемой площади грохочения. Технические характеристики шаровых мельниц. Основные стадии измельчения и расчёт гидроциклонов. Определение необходимой производительности мельниц по руде.
  
  курсовая работа [346,9 K], добавлен 08.01.2013
  

• Проект массового взрыва

  Определение требуемой крупности дробления. Выбор диаметра скважин. Определение параметров расположения скважин на уступе и параметров зарядов. Определение радиуса зоны, опасной по разлету кусков породы. Определение безопасных расстояний для блиндажа.
  
  курсовая работа [66,2 K], добавлен 19.06.2011
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам