Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых

Размещено на http://www.allbest.ru/

Уральский государственный горный университет

Кафедра «Обогащения полезных ископаемых»

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

ОТДЕЛЕНИЕ РУДОПОДГОТОВКИ ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКИ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬЮ 3,9 МЛН. Т/ГОД

проекта по дисциплине «Основные процессы обогащения»

Разработал

Чех В. В.

Руководитель

Комлев С. Г.

ЕКАТЕРИНБУРГ 2015

СОДЕРЖАНИЕ

1. ЦЕЛЬ И СОСТАВ РУДОПОДГОТОВКИ

2. РАСЧЁТ СХЕМЫ ДРОБЛЕНИЯ

2.1 Режим работы и производительность отделения первой стадии дробления

2.2 Режим работы и производительность отделения второй и третьей стадии дробления

2.3 Выбор степеней дробления по стадиям

2.4 Определение крупности продуктов по стадиям дробления

2.5 Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

2.6 Ширина разгрузочных щелей дробилок

2.7 Размеры отверстий сит для грохочения

2.8 Выбор типов грохотов и их эффективности грохочения

2.9 Расчет количественной схемы первой стадии дробления

2.10 Расчёт количественной схемы второй стадии дробления

2.11 Расчёт количественной схемы третьей стадии дробления

3. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ОТДЕЛЕНИЯ ДРОБЛЕНИЯ

3.1 Выбор и расчет дробилок

3.2 Выбор и расчет грохотов

4. ВЫБОР ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ В ОТДЕЛЕНИИ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ

4.1 Режим работы отделения измельчения

4.2 Расчет схемы измельчения

4.3 Выбор типа мельницы

4.4 Расчёт количества мельниц

4.5 Выбор оборудования для классификации

5. КОМПОНОВОЧНЫЕ РЕШЕНИЯ

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

ЛИТЕРАТУРА

1. ЦЕЛЬ И СОСТАВ РУДОПОДГОТОВКИ

Проектируемая рудоподготовка предназначена для подготовки медной руды N-о местонахождения к флотации. Руда средняя (f = 8-10 ед. шкалы проф. Протодьяконова), характеризуется плотностью с=4,7 т/м3, на фабрику поступает с умеренной влажностью W =5 %. Гранулометрический состав руды приведен в табл. 1.1, дан на рис. 1.1 и характеризуется повышенной массовой долей мелочи, максимальный размер куска руды Дмакс= 550 мм. В мелкодробленой руде массовая доля класса -71 мкм 20 %.

Таблица 1.1 Гранулометрический состав руды

Класс, мм	-1000+ +750	-750+ +500	-500+ +250	-250+ +125	-125+ +0
Выход, %	8	20	8	29	35

По величине производительности фабрика относится к категории отечественных предприятий средней производительности. Схема рудоподготовки 6 включает три стадии дробления и одну измельчения.

Первая стадия дробления - это открытый цикл «грохочение - дробление». Вторая стадия - это также открытый цикл «грохочение - дробление». Третья стадия - представлена замкнутым циклом «дробление - раздельное предварительное и поверочное грохочение». Мелкодробленая руда складируется. Измельчение выполняется в замкнутом цикле с классификацией.

2. РАСЧЁТ СХЕМЫ ДРОБЛЕНИЯ

2.1 Режим работы и производительность отделения первой стадии дробления

Руда подается на фабрику с открытых горных работ. Месторождение расположено в южной полосе России. Принимается график доставки руды 343 дня в году по 24 часа в сутки.

Суточная и часовая производительности отделения дробления [7]:

Qсут. ц. др. = Qгод./ (nсут· k'),

Qч. ц. др. = kн · Qср. год./(nсут · nсм · tсм · k');

где nсут, nсм - количество рабочих дней в году и смен в сутки; tсм - продолжи- тельность смены, ч; kн - коэффициент неравномерности подачи руды на фабрику; k' - учёт крепости руды на процесс дробления.

Qч. ц. др.= 153,69•2,892•1,2•1•1•1,07? 556,5 м3/ч.

Полученные расчетные значения и получаемые в дальнейших расчетах данные приведены в табл. 2.1.

Таблица 2.1 Расчёт количественной схемы рудоподготовки

Поступает	Выходит
наименование продукта	выход, %	производительность, т/ч	наименование продукта	выход, %	производительность, т/ч
Грохочение I стадии дробления
Исходная руда	100	324	Подрешётный I ст	73,6	238
			Надрешётный I ст	26,4	85,5
Итого	100	324	Итого	100	324
Дробление I стадии
Надрешётный I стадии	26,4	85,5	Разгрузка дробилки I стадии	26,4	85,5
Итого	26,4	85,5	Итого	26,4	85,5
Грохочение II стадии дробления
Крупнодроблёная руда	100	324	Подрешётный II ст	22,4	72,5
			Надрешётный II ст	77,6	251
Итого	100	324	Итого	100	324
Дробление II стадии
Надрешётный II стадии	77,6	251	Разгрузка дробилки II стадии	77,6	251
Итого	77,6	251	Итого	77,6	251
Грохочение III стадии дробления
Среднедроблёная руда	186,1	603	Подрешётный III ст	100	324
			Надрешётный III ст	86,1	278
Итого	186,1	603	Итого	186,1	603
Дробление III стадии
Надрешётный III стадии	86,1	278	Разгрузка дробилки III стадии	86,1	278
Итого	86,1	278	Итого	86,1	278
Складирование
Мелкодроблёная руда	100	303	Мелкодроблёная руда	100	303
Итого	100	303	Итого	100	303
Измельчение
Пески предварительной клас.	78,4	237,6	Разгрузка мельницы	135,4	321,7
Пески поверочной клас.	57,1	173,1
Итого 135,4 321,1 Итого 135,4 321,1 Поверочная классификация
Разгрузка мельницы	135,5	321,1	Слив	78,4	236
			Пески	57,1	173,1
Итого	135,5	321,1	Итого	135,5	321,1

2.2 Режим работы и производительность отделения второй и третьей стадии дробления

Принимается режим работы отделения КСМД в три семичасовые смены 7 дней в неделю. Годовой фонд рабочего времени оборудования составляет 7871,72 ч в год.

Объём складируемой руды равен:

= 42·327,98/2,72=12,818м3.

Часовая производительность оборудования отделения КСМД определена по формуле /1/:

Qч.ср?м..др.= kн · Qф .год. /(Ф · k').

где Ф ? годовой фонд рабочего времени оборудования.

Qч.ср?м..др.= 1· 2,7 · 106 / 343= 7871,72 т/ч;

2.3 Выбор степеней дробления по стадиям

Общая степень дробления рассчитана по формуле (46):

iобщ = Dмакс/d;

iобщ = 550/7 = 183,3.

Средняя степень дробления составляет

;

где n - количество стадий дробления;

.

Принимается с учётом использования дробилок ЩДП для первой стадии iI = 3

Принимаем с учётом использования дробилок КСД для второй стадии iII =6

2.4 Определение крупности продуктов по стадиям дробления

Максимальная крупность дроблённого материала после I стадии:

dI = Дмакс/iI;

или

dI = 550/3 = 183,3? 184 мм.

Крупность руды после II стадии дробления:

dII = dI/ iII = 184/6 = 30,55? 31 мм.

Крупность руды после III стадии дробления задана в условии проекта и составила: dIII = 7 мм.

Однако в разгрузке дробилки III стадии максимальный кусок будет равен [7]:

dIII = = sIII · Zмакс.III .

Максимальная относительная крупность в разгрузке дробилки мелкого дробления (Zмакс)III = 2,1 мм.

Поэтому

dIII =7·2,1=14,7 мм,

где sIII = 7 мм - принятая в п. 2.6 величина разгрузочной щели.

2.5 Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

В1=1,15·Dmax

В1=1,15·550=632,5 мм;

В2=1,15·dI

В2=1,15·183,3=210,79 мм;

В3=1,2·dII

В3=1,15·30,55=35,1 мм.

2.6 Ширина разгрузочных щелей дробилок

По результатам промышленных испытаний определена ширина разгрузочных щелей дробилок, для расчёта использована формула

sj = dj/(Zмаx)j.

Получено:

для первой стадии

sI = dI/(Zмаx)I = 183,3/2,1= 111мм;

для второй стадии

sII = dII/(Zмаx)II = 30,55/1,6 ? 19,1 мм;

для третьей стадии

sIII = 7мм.

Так как расчётное значение ширины разгрузочной щели у дробилки III стадии значительно меньше конструктивно возможной, то она принимается с учетом практики дробления и свойств руды равной (sШ)прин. = 7 мм.

2.7 Размеры отверстий сит для грохочения

Размер отверстия сит для предварительного грохочения I стадии дробления выбран с учётом распределения работы дробления между стадиями из соотношения

dI ? a1? sI;

183,3 ? a1? 111. Принято aI=150.

Размер отверстий сит для грохотов второй стадии

а2=(1,5-1,8)*sII;

а2=32мм.

Размер отверстия сит для третьей стадии а3=15 мм.

2.8 Выбор типов грохотов и их эффективности грохочения

Исходя из крупности исходного материала, учитывая его плотность и влажность, имея в виду отсутствие каких-либо ограничений на форму зерен в продуктах грохочения и по рекомендациям механиков [2], приняты проектом вибрационные грохота, из которых рассматривались наиболее простые - самоцентрирующиеся. Исполнение грохотов тяжелое, т. к:

сН ? 0,6с = 0,6·4,7 ? 2,82 т/ м3 .

Эффективность грохочения назначается следующей:

- в первой стадии дробления Е =80 %;

- во второй стадии дробления Е =80 %;

- в третьей стадии дробления Е = 80 %.

2.9 Расчет количественной схемы первой стадии дробления

Выхода продуктов и соответствующие производительности определены по формулам:

;

Q2 = Q1 г2/100 ;

Q3 = Q4 = Q1 г3/100

г2=100·0,8·0,60 =73,6 %;

г3 = г1 - г2 = 100 - 73,6 = 26,4 %;

Q2 = 73,6·324/100 = 238 т/ч;

Q3 = Q4 = 26,4·324/100 =85,5 т/ч;

Q5 = Q1 = 324 т/ч.

2.10 Расчёт количественной схемы второй стадии дробления

г7 = г6·,

г8 = г6 - г7,

Q7 = Q6·г7/100,

Q8 = Q9 = Qисх·г8/100,

Q10 = Q6;

г7 = г6 ·в-30 ·ЕII-30 = 100 · 0,28 · 0,8 = 22,4%;

г8 = 100 - 22,4= 77,6 % ;

Q7 = 77,6·324 /100 = 251 т/ч;

Q8 = 77,6·324 /100 = 251т/ч;

Q10 = 603 т/ч.

2.11 Расчёт количественной схемы третьей стадии дробления

;

Расчетная формула цикла дробления третьей стадии дробления следующая:

;

;

По результатам испытаний построены гранулометрические характеристики разгрузки дробилок первой, второй и третьей стадии дробления (рис. 2.3, 2.4 и 2.5) (исходные данные сведены в табл. 2.2).

Пример для построения 5 продукта:

в5-dk=в1-dk+ в1+s1*в4-dk

в5-dk=в1-dk+ в1+dk*в4-dk

3. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ОТДЕЛЕНИЯ ДРОБЛЕНИЯ

3.1 Выбор и расчет дробилок

Исходные данные для выбора и расчета дробилок сведены в табл. 3.1 (по ре зультатам расчетов в п. 2)

Таблица 3.1 Исходные данные для выбора и расчета дробилок

Наименование параметра	Стадия дробления
	I	II	III
1. Минимально допустимое загрузочное отверстие, мм	632,5	210,8	35,1
2. Максимальный кусок в питании дробилки, мм	550	183,3	30,55
3. Размер разгрузочной щели, мм	111	19,1	7
4. Производительность дробилки по питанию, т/ч	85,5	251	278

С учетом технических возможностей рассматривается использование:

для крупного дробления - дробилки ЩДП 12Ч15;

для среднего дробления - дробилки КСД 3000 Т;

для мелкого дробления - дробилки КМД 2200Т.

Расчет количества дробилок произведен по формулам (105, 106, 107):

Qдр= (Qк)привед.· сн · kс· kf · kкр. · k вл · kц

(Qк)привед= Qмин + (Qмакс - Qмин ) · (sпроект - sмин )/ (sмакс - sмин)

nрасч= Qпит / (Qдр · kн. пит ),

nприн ? nрасч ,

kзагр. = nприн / nрасч,

где kс, kf , kкр , kвл , kц , kн. пит - коэффициенты учета влияния плотности материала, его крепости и гранулометрического состава, влажности, учета характера цикла дробления и неравномерности питания.

Расчет выполнен в табличной форме (табл. 3.2).

Пример расчета дробилки ЩДП-9Ч12:

(Qк)привед = 180 м3/ч ;

сн = 2,82 т/ м3 ; kц = 1; kf = 1,2 т. к. по крепости (п. 1) руда твердая; kкр= 1; kвл= 1,25 (руда сухая). Предполагается организовывать питание дробилки с питателем, т. е. kн. пит.= 0,96.

Qдр= 180·2,82·1,2·1·1,25= 556,5 т/ч.

nрасч = ? 1 шт;

Для сравнения возможных вариантов использования дробилок составлена табл. 3.3.

К установке проектом принимаются дробилки ЩДП-9/12 - 1 шт. КСД-3000 Т - 1шт. и КМД-2200Т - 2 шт.

3.2 Выбор и расчет грохотов

Выбор и расчет грохотов для среднего и мелкого дробления

Расчетные формулы:

- необходимая площадь для грохочения

F = Q/(q·pH·k·l·m·n·o·p·kж. с.), м2

- количество грохотов k-го типоразмера:

nl = F/(Fгр·kн. пит),

- принятое количество грохотов nприн. ? nl и кратно количеству дробилок,

где Q - питание операции грохочения, т/ч; q - удельная производительность в зависимости от размера отверстия, м3/(ч·м2); сH - насыпная плотность материала, т/м3; k, l, m, n, o, p, kж. с - коэффициенты, учитывающие влияние на грохочение факторов - доля легких по грохотимости зерен и затрудняющих, желаемая эффективность грохочения, форма зёрен и влажность материала, способ грохочения и характер просеивающей поверхности; Fгр - рабочая площадь грохотов l-го типоразмера, м2;

kн. пит- неравномерность питания грохотов.

Результаты расчетов грохотов сведены в табл. 3.5.

Пример - расчет грохотов для грохочения II стадии:

т/ч;

С учетом того, что в среднем дроблении 1 дробилка , площадь сита одного грохота должна составлять:

6,62:0,85=7,79 м2

Для расчётов принимается грохот ГИСТ-32.

Количество грохотов ГИСТ-32 составляет:

n2 = ? 1шт.

Для выбранного грохота определяется коэффициент загрузки:

,% ;

,%.

Проверка 1:

Толщина слоя в конце просеивающей поверхности рассчитывается по формуле: дробление мельница спиральный гидроциклон

, мм

где Q+ - производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;

Вр - рабочая ширина грохота, м;

н - скорость движения материала по грохоту, м/с;

;

м;

, мм.

Что меньше критического значения 100 мм. Следовательно, обеспечивается устойчивая работа грохота.

Грохота устанавливаются под углом 8° к горизонту (II стадия дробления) и 20°( III стадия дробления), и поэтому на них должна быть установлена сетка с размерами отверстия:

II стадия грохочения = 32 мм;

III стадия грохочения = 8 мм.

Проектом приняты грохота:

-для второй стадии дробления - ГИТ -32 (один грохот);

-для третьей стадии дробления - ГИТ - 22(два грохота).

4. ВЫБОР ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ В ОТДЕЛЕНИИ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ

4.1 Режим работы отделения измельчения

Режим работы отделения измельчения не совпадает с режимом работы главного корпуса фабрики (семидневная рабочая неделя, три восьмичасовых смены) и равен 343 дням в году с годовым фондом рабочего времени 8232 ч.

4.2 Расчет схемы измельчения

Исходные данные для расчета схемы измельчения:

- производительность по сливу -236 т/ч;

- массовая доля класса - 71 мкм: в сливе - 60 %, в мелкодробленой руде - 9 %, в песках классификации - 20%, в разгрузке мельницы - 36 %.

Выхода продуктов рассчитаны из уравнения баланса по расчетному классу (-71 мкм) по операциям классификации и объединения:

;

;

Циркулирующая нагрузка

С = 100 г19 / г18 = 57,86%,

Производительности цикла измельчения по продуктам:

Q15= Q18=65,4 т/ч;

Q17= Q18 · г17 /100 = (65,4•135,4)/100 = 321,7 т/ч,

Q19 = Q17 - Q18= 321,7 -65,4= 236 т/ч.

4.3 Выбор типа мельницы

Ввиду повышенной скорости окисления вновь образуемых при измельчении поверхностей и с учетом возможного присутствия свободного золота, в проекте принимается мельница типа - шаровая с разгрузкой через решётку. Этот тип позволяет предотвратить переизмельчение материала и обеспечить самый быстрый вывод частиц на флотацию.

4.4 Расчёт количества мельниц

Производительность цикла измельчения по расчётному классу - 71мкм

Q-71= Qч. изм (в-71- а-71)/100;

Q-71= 327,98(60 - 16,6)/100 = 142,34 т/ч.

Расчет мельниц выполнен по результатам сравнительных испытаний на эталонной мельнице, условия работы которой следующие:

-типоразмер МШЦ 3700Ч3600 (рабочий объем 20,47 м3),

- крупность дробленой эталонной руды - -20+0 мм,

- массовая доля класса -71мкм: в готовом продукте - 60 %, в мелкодробленой руде - 9 %.

- производительность эталонной мельницы по руде 1,8-т/ч,

- измельчаемость проектной руды относительно эталонной - kизм = 1,6.

Удельная производительность по классу -71 мкм для эталонной мельницы определена по формуле:

qэт = 1 т (ч·м3).

Использованы расчетные формулы:

qj= qэт · kизм ·kт ·kкр ·kDi;

kкр = m2/m1,

kDi = ((Di-2Дi)/(Dэт-2Дэт))0,5;

Vj=Q-71/( qj· kн. пит. );

ni = Vj/Vi

Результаты расчётов представлены в табл. 4.1.

Пример - вариант с мельницами МШР 3200х4500:

- kкр = m2/m1 = 1,012/0,89=1,137, значения m1 и m2 - относительная производительность по расчётному классу -71 мкм для эталонных и проектных условий.

- коэффициент, учитывающий диаметр барабана

kд = ((3200 - 2·105)/(2700 - 2·95))0,5= 1,09;

- поправочный коэффициент на неравномерность питания

kн. пит.= 0,98.

- удельная производительность по классу - 71мкм у мельницы МШР 3200х4500

q= 1,8•1,6•1,14•1,09= т/(ч·м2);

- требуемый объем мельницы МШЦ 3600х4500

V = 3,14•3,2•3,2•4,5/6 ? 44,01 м3;

- количество мельниц МШЦ 3600х4500

n= 44,01/32 ?1,37=2 шт.

Таблица 4.1 Расчет количества мельниц

Вариант типоразмеров мельницы	Di, м3	Дi, м	kт	m2	m1	kкр	kDi	qэт. ,	qi,	kн. пит	Vi, м3	nрасч.	nприн.	кзагр
								т/(ч·м3)
МШР 3200х4500	24,1	95	1	1,012	0,89	1,14	1,09	1	1,8	0,98	32	1,37	2	68,5

Технико-экономическое сравнение возможных вариантов использования типоразмеров мельниц представлено в табл. 4.2

Проверка мельниц на пропускную способность:

допустимая производительность

qдоп. = 12·kс= 12·1,74=20,88 т/(ч·мі);

пропускная

qпроп.= Qпит/(Vi·nпр),

следовательно,

для МШР 3200х4500 qпроп. = 327,98/(2·24,11) ? 6,8 т/(ч·мі),

Так как qпроп.= 6,8<qдоп =20,88 т/(ч·мі), то принимаем две мельницы МШР 3200х4500

4.5 Выбор оборудования для классификации

Проектом принимается для классификации гидроциклон, т. к. требуется слив крупностью всл-71 =60 %.

В проекте рассмотрен вариант использования гидроциклонов для классификации. Многими предполагается, что такое решение уменьшает капитальные затраты и забывается, что это вызывает значительное увеличение расхода электроэнергии, ухудшение работы мельницы из-за обводненности песков.

Для расчетов применены формулы:

> 70 =>

; Н=0,01 МПа;

Dмакс.= 1,2(dп/dсл)2· (d20,95 cл.)(с-с0)H0,5/втв. пит ;

Dприн ? Dмакс;

втв. пит = 100/(г?сл/ втв.сл.+ г?п/ втв.пит);

втв. сл= (52 - 0,38 всл-71)(1 + 0,5(с - 2,7));

г?сл+ г?п= 100;

Vг.ц.= 3· k2·kD·dпит·dсл·Р00,5;

Р0 = Н + Нг.ц·сп·10-2;

сn=100/( втв. пит/с + (100 - втв. пит) /Р0;

Vпит. = Qпит. [(100 - втв. пит)/ втв.пит +с-1];

n i = Vпит/Vг. ц, nг.ц ? ni ;

qпеск. = 4Qпеск(р· nг. ц·d2песк)-1.

Результаты расчетов сведены в табл. 4.5.

Пример расчёта:

- исходя из крупности слива, принимается содержание твёрдого в песках втв. п = 77 %;

- частные выхода песков и слива:

г?п = 80/180·100 = 44,4 %; г?сл = 180/80·100 = 55,6 %;

- плотность питания гидроциклонов определяется следующим образом

втв. пит = 100= 44,81 %;

- максимально возможный диаметр гидроциклонов рассчитывается при напоре Н = 0,01 МПа и соотношении dп/dсл = 0, 5

Dмакс = (1,2·2402·0, 52· (3,00 - 1,0) ·v0,01)/44,81 = 243,89 см;

- плотность пульпы в питании гидроциклонов

спульпы = 100 = 1,45 т/м3;

- дебит пульпы в питании гидроциклонов

Vпит = 142,13 = 222,2 м3/ч.

Принимая гидроциклон ГЦ-500 с углом конусности 20° (kб = 1), c диаметром Dг. ц = 1400 мм (kD = 1), диаметрами насадок (см) питающей dпит = 15, сливной dсл = 20, песковой dп = 0,75dсл = 16,2, рассчитывается его производительность при напоре пульпы Н = 0,13 МПа

Vг. ц.= 3·1·1,14·15·20(0,12)0,5= 355,42м3/ч;

- количество гидроциклонов ГЦ-500:

ni=222,2/355,42 = 0,63 ? 6 шт;

5. КОМПОНОВОЧНЫЕ РЕШЕНИЯ

Проектом принято, что месторождение добывается открытым способом, а руда из карьера на фабрику доставляется думпкарами 2ВС-180.

Из думпкара руда попадает на колосниковую решётку (2) с расстоянием между колосниками 200 мм. С колосниковой решетки надрешётный продукт с помощью пластинчатого питателя попадает (3) в щековую дробилку(4),подрешетный продукт грохота и материал из дробилки(4) поступает на ленточный конвейер (5). Ленточным конвейером крупно - дроблёная руда транспортируется в склад, где с помощью автостеллы (7) укладывается в бункера (8). Из штабеля вибрационными питателями(9(1-3)) руда подаётся на конвейер(10)из него подается на двухбарабанную тележку(13),с помощью которой укладывается в бункер (14(1-2)). Из бункера подается на ленточный питатель(15(1-2))а затем поступает на 2 грохота ГИТ-71 (16(1-2)). Надрешетный продукт с грохотов поступает в 2 дробилки КСД 2200Т (17 (1-2)).Из дробилки снова поступает на 2 грохота ГИТ-42 (18(1-2)). Подрешётный продукт с грохотов и разгрузка дробилок объединяются и поступают на конвейеры (19), откуда поступает в перегрузочном узле со среднего дробления в мелкое на конвейера (20). Руда транспортируется с помощью двухбарабанной тележкой (22) в 3 бункера . Из бункера поступает на ленточный конвейер (23(1-3)), где подается на 3дробилки КМД 2200Т(24(1-3) , продробленный продукт поступает на 3 грохота ГИТ-52 (25(1-3)). Надрешётный продукт с грохотов поступает на поверочное грохочение в 3 грохота ГИТ-42 (25(1-3).

Надрешетный продукт после поверочного грохочения попадает на конвейер (19), а подрешетный продукт поверочного и предварительного грохочения подаются на конвейер(27), где через перегрузочный узел с мелкого дробления в измельчения конвейером (29) продукт транспортируется в склад мелкодроблёной руды. В складе мелкодроблёной руды материал укладывается в штабель передвижным конвейером.Объём складируемой мелкодроблёной руды составил: V=22,674.

Со склада мелкодроблёная руда конвейером (30(1-6)) подается в цех измельчения. В цехе измельчения руда конвейерами (30(1-6)) подаётся в загрузку мельницы МШР 3600Ч5000 31(1-6)). Измельченная руда (пульпа) самотёком попадает в зумпфы (32(1-6)). Из зумпфов руда насосами (33(1-6)) подаётся в гидроциклоны ГЦ-500 (34(1-6)). Пески гидроциклонов самотёком возвращаются в мельницы для доизмельчения, а слив гидроциклонов подаётся в отделение флотации.

В ККД устанавливается мостовой кран 100/20 т/24 м (30), обеспечивающий сменно-узловой метод ремонта дробилки, В цехе КСМД установлен мостовой кран 50/10 т (29,32), для сменно-узлового метода ремонта оборудования. В цехе измельчения установлен мостовой кран 150Ч30т (33) обеспечивающий сменно-узловой метод ремонта оборудования. Для обслуживания оборудования складов предусмотрены тельферы(28).

Корпус крупного дробления принято расположить на наклонной местности, используя особенности рельефа.

В корпусе крупного дробления нулевая отметка принята на уровне головки рельс для движения думпкаров, а дробилка установлена на уровне земли. В цехе предусмотрен люк для подъёма оборудования с нижних отметок на ремонтную площадку, расположенную на уровне земли. Размер РМП составляет 500 . Ремонт дробилки ККД 1200Ч150 принят сменно-узловой.

Для ремонта конвейера и пластинчатого питателя установлены тельферы ТЭ-2 (31(1-5)).

Под дробилкой проходит галерея конвейера по отметке -23.200 и выходит из корпуса дробления.

В складе крупнодроблёной руды предусмотрены тельферы (31(1)) для обслуживания автостеллы и вибрационных питателей и конвейеров.

В корпусе средне-мелкого дробления принято расположить дробилки на уровне земли, а грохота 2 стадии предварительного грохочения находятся на отметке выше уровня дробилок КСД, а под дробилками КСД находятся грохота 3 стадии предварительного грохочения .Грохота поверочного грохочения под дробилками КМД, под грохотами проходят сборочные конвейера надрешётных и подрешётных продуктов. Всё оборудование в цехе обслуживается одним мостовым краном.

В цехе измельчения принято проектом установить мельницы на нулевой отметке, а гидроциклоны расположены на отметке выше, для разгрузки песков гидроциклонов в мельницу самотёком. Мостовой кран грузоподъёмностью 150Ч30т обеспечивает ремонт мельницы сменно-узловым методом. В пролёте измельчения устраивается дренажная система, угол наклона полов подвального помещения 4°. В бункерном пролёте предусматривается для мокрой уборки наклон пола 2°, а смывной желоб уходит в дренажную систему пролёта измельчения. На нулевой отметке монтируется энергетическое оборудование и организуется пункт мельника.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Достоинства принятых решений:

- количество оборудования минимально;

- разнотипность оборудования небольшая;

- транспортные линии приняты минимальной протяженности;

- количество зданий минимальное.

Спецификация оборудования к схеме цепи аппаратов

Марка поз.	Обозначение	Наименование	Кол., шт	Масса, кг	Примечание
Корпус крупного дробления
1		Думкар	1
2		Бункер	1
3		Пластинчатый питатель	1
4	ЩДП 12/15	Щековая дробилка	1		S=134
5		Конвейер ленточный	1		a=225
6	30/5	Мостовой кран	1
Склад крупнодроблёной руды
7		Автостелла	1
8		Склад	1
9		Вибропитатель	1
10		Конвейер ленточный	2
11	5 т	Кран	1
Корпус среднего и мелкого дробления
12		Грохот вибрационный	1
13		Конусная дробилка	2
14		Конвейер	2
15		Бункер	2
16		Грохот вибрационный	2		S=23.3
17		Конусная дробилка	2		a=35
18		Конвейер	1
19		Ленточный конвейер	1
20		Мостовой кран	1
Перегрузочный узел
21,26		Конвейер ленточный	2
Склад мелкодроблёной руды
22		Конвейер ленточный с автостеллой	1
23(1-3)		Ленточный конвейер	3
24(1-,3)	КМД	Дробилка	3		S=7
25(1, 2, 3)	ГИТ-52	Грохот вибрационный	3		а=10
Корпус обогащения
29		Конвейер ленточный с автостеллой	1
36		Штабель
30(1-6)		Конвейер ленточный	6
31	МШР 3600х5000	Мельница	6
32		Зумф	3
33		Насос	6
34	ГЦ-500	Гидроциклон	6
35	Кран 150/30	Мостовой кран	1

ЛИТЕРАТУРА

1. Андреев С. Е., Перов В. А., Зверевич В. В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. М.: Недра, 1980

2. Иванов Э. Э. Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению. Учебное пособие. Екатеринбург. Изд-во УГГУ, 2004. с. 158

3. Разумов К.А, Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. М.: Недра, 1982

4. Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик. М.: Недра, 1970.

5. Иванов Э. Э. Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине «дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению». Екатеринбург. Изд-во УГГГА, 2002

Размещено на Allbest.ru

...