Расчет оборудования для обогащения руды

Методические рекомендации по
выполнению контрольной работы
1
Методические рекомендации по выполнению контрольной работы
В контрольной работе необходимо произвести расчёт оборудования для подготовки руды к
обогащению. Номер варианта для студентов выбирается по последней цифре зачётной книжки.
Задание приводится в таблице 1.
Контрольная работа должна содержать расчёты дробилок и мельниц. Дополнительно необходимо
выбрать машину для обогащения, описать конструкцию, применяемые материалы, определить
производительность и найти необходимую мощность двигателя. Производительность фабрики для
всех вариантов 5 млн. тонн/год по сырой руде.
Таблица 1 – Исходные данные (остальные параметры принимаются по справочным данным)
№ варианта
Емкость ковша
экскаватора, м3
Порода
Дробилка
Марка
мельницы
Дополнительно
1
3,2
Руда
Щековая
МШР 9-9
Магнитный сепаратор для мокрого обогащения
2
6,3
Гранит
Конусная
МШР 21-15
Суспензиционный барабанный сепаратор
3
8
Песчаник
Валковая
МСЦ 9-18
Концентрационный стол
4
10
Известняк
Молотковая
МСЦ 15-31
Флотационная механическая машина
5
12,5
Уголь
Роторная
МШЦ 36-55
Диафрагменная отсадочная машина
6
15
Гранит
Щековая
МШЦ 32-45
Магнитный сепаратор для сухого обогащения
7
20
Руда
Конусная
МСЦ 21-30
Электростатический сепаратор
8
4
Сланец
Валковая
МСЦ 45-60
Флотационная пневматическая машина
9
5
Уголь
Молотковая
МШР 32-31
Струйный концентратор
0
2
Известняк
Роторная
МШР 40-50
Беспоршневая отсадочная машина
2
Определяем размер наибольших кусков в питании по ковшу экскаватора, пусть E=9м3:
3
𝑑𝑚𝑎𝑥 ≤ 0,8 𝐸 ≤ 1,66 м
Пусть размер максимального куска составляет 900 мм
Рассчитываем схему дробления (примем схему на рисунке)
1. Определяем общую степень дробления
Пусть требуемая крупность конечной руды – 10 мм
𝑆общ = 𝐷исх 𝑑кон = 𝐷1 𝐷11 = 900 10 = 90
2. Определяем среднюю степень дробления
Пусть используется трехстадиальная схема
3
𝑆ср = 𝑁 𝑆общ = 90 = 4,5
3. Выбираем степени дробления по стадиям
В 1 и 2 стадиях степень дробления должна быть меньше
на 0,2-0,6 средней, в 3 стадии – больше, пусть
𝑆
𝑆1 = 4,0; 𝑆2 = 4,3; 𝑆3 = общ 𝑆1𝑆2 = 5,2
4. Рассчитываем условную максимальную крупность дробленых продуктов
𝐷5 = 𝐷1 𝑆1 = 225; 𝐷9 = 𝐷1 𝑆1𝑆2 = 52; 𝐷11 = 𝐷1 𝑆1𝑆2𝑆3 = 10
5. Рассчитывают ширину разгрузочной щели дробилок для каждой стадии
дробления
𝑖𝐼𝐼 = 𝐷5 𝑍𝐼𝐼 = 150;
𝑖𝐼𝑉 = 𝐷9 𝑍𝐼𝑉 = 21;
𝑖𝑉𝐼 = 0,5 ÷ 0,7 𝐷11 =6
Значения Z принимаются по испытаниям дробимости, пусть по типовым
справочным характеристикам ZII= 1,5; ZIV=2,5
Z – относительная крупность (отношение крупности зерен к ширине разгрузочной
3
щели дробилки)
Рассчитываем схему дробления
6. Принимают значения масс (выходов) продуктов, поступающих на дробление
Пусть по справочным данным для данного типа руд и используемой схемы:
γ3=75%, γ7=85%, γ12=135%
7. Определяют загрузку (т/ч) дробилок по стадиям и
количество продуктов схемы
Пусть производительность цеха 600 т/ч
Q3 = Q1*γ3 =600*0,75 = 450 т/ч
Q7 = Q1*γ7 = 600*0,85 = 510 т/ч
Q12 = Q1*γ12 = 600*1,35 = 810 т/ч
8. Подсчитывают объемную производительность
дробилки каждой стадии (м3/ч)
𝑄𝑜 = 𝑄𝑛 𝜌
где Qn – производительность дробилки, т/ч;
ρ – насыпная плотность руды, т/м3
пусть ρ = 1,7
Q3 = 450/1,7 = 265 м3/ч; Q7 = 510/1,7 = 300 м3/ч;
Q12 = 810/1,7 = 477 м3/ч
При выборе дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле
производительность увеличивается на 1,3-1,4 от расчетной за счет уменьшения
крупности питания
9. Производится выбор и расчет дробилок
Расчет грохотов в задание не входит
4
Выбор и расчет дробилок (можно использовать другие методы расчета)
По справочным техническим характеристикам определяем возможные к установке
дробилки. Пусть на I стадии устанавливается щековая дробилка ЩДП-12*15
𝑄 = 𝑄𝑖 𝑘𝜌 𝑘𝜓 𝑘𝑤 𝑘кр = 270*1*1*0,9*0,97 = 236т/ч
где Qi – производительность дробилки (по каталогу), т/ч; kρ – коэффициент насыпной
плотности (отношение насыпной плотности и средней насыпной плотности руды); kψ,
kw, kкр – поправочные коэффициенты (по справочным данным для руды средней
твердости, влажности 7%, содержания крупных классов 50%)
число дробилок: 𝑁др = 𝑄1 𝑄 = 450/236 ≈ 2
Пусть на II стадии устанавливается конусная дробилка КСД-2200Т
𝑄о = 𝑞1 𝑏0 = 9,6*20=192 м3/ч или Q=Qо*ρ=326 т/ч
где b0=20 – величина разгрузочного отверстия, мм; 𝑞1 = 0,009𝐷2 𝑛0 – удельная
производительность, м3/(мм*ч); D=2,2 – диаметр основания дробящего конуса, м;
n0=81(4,92−𝐷)=220 – число качаний дробящего конуса в 1 мин
число дробилок: 𝑁др = 𝑄7 𝑄 = 510/326 ≈ 2
Пусть на III стадии устанавливается конусная дробилка КМДТ-2200Т
𝑄о = 𝑞1 𝑏0 = 24,5*6=147 м3/ч или 250 т/ч
где b0=6 – величина разгрузочного отверстия, мм; 𝑞1 = 0,023𝐷2 𝑛0 – удельная
производительность, м3/(мм*ч); D=2,2 – диаметр основания дробящего конуса, м;
n0=81(4,92−𝐷)=220 – число качаний дробящего конуса в 1 мин
число дробилок: 𝑁др = 𝑄12 𝑄 = 810/250 ≈ 3
При выборе дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле производительность
увеличивается на 1,3-1,4 от расчетной (до 325 т/ч) за счет уменьшения крупности питания. В данном
5
случае количество дробилок остается таким же.
Выбор и расчет дробилок
Мощность двигателя дробилок:
Щековой I стадии ЩДП-12*15:
𝑁потр = 11,7𝑚𝑙𝐻𝑠𝑛 = 165 кВт
L=1,5 –длина пасти дробилки, м; Н=2,6 – высота неподвижной щеки, м; m=0,5-0,75 –
конструктивный коэффициент; s=0,04 – величина хода подвижной щеки, см; n=150 –
частота вращения привода подвижной щеки, 1/мин
𝑁уст = 𝑁потр 1,5 = 248 кВт
Конусной II стадии КСД-2200Т и III стадии КМДТ-2200Т :
𝑁уст = 0,21𝐷2 𝑛0 =224 кВт
где D=2,2 – диаметр основания дробящего конуса; n0=220– число качаний конуса в 1
мин
Вариант установки дробилок
Стадия
Тип дробилки
Производительность, т/ч
требуемая
расчетная
одной
дробилки
Число
дробилок
Коэффициент запаса
производительности
Установочная мощность,
кВт
одной
дробилки
всех
дробилок
I
ЩДП-12*15
450
236
2
1,05
165
330
II
КСД-2200Т
510
326
2
1,28
248
496
III
КМДТ-2200Т
810
325
3
1,20
224
672
6
Выбор и расчет мельниц
Пусть используется двухстадиальная схема измельчения, где на I используется
стержневая мельница, а на II – шаровая. Пусть нагрузка на I стадию составляет 600 т/ч,
а на вторую – 1200 т/ч. Пусть содержания класса -0,074 мм составляют 7%; 20%; 50% в
исходном питании, сливе I мельницы, конечном продукте
Расчет по удельной производительности (можно применять другие методы):
1. Эталонная удельная производительность по вновь образованному классу (может
приниматься по действующей на фабрике мельнице):
𝑄 𝛽к −𝛽и 4
−𝑑
𝑞
= 𝜋(𝐷−0,15)
2𝑙
э
где Q – производительность цеха, т/ч; βк и βи – содержание расчетного класса в
конечном и исходном продуктах, доли ед. ; D и l – диаметр и длина мельницы, м.
По справочным данным за эталонную примем мельницы МСЦ-3200*4500 и МШР3600*5000 (КовГОК),где 𝑞−𝑑э составляет 1,0 и 0,9 соответственно
2. Выбираем три ближайших по размерам к эталонным мельниц и рассчитываем
проектируемая удельная производительность по вновь образованному классу:
−𝑑
−𝑑
𝑞
= 𝑞 𝑘и 𝑘к 𝑘 𝑇 𝑘𝜑 𝑘𝜓 𝑘𝑙 𝑘𝐷
пр
э
где поправочные коэффициенты на различие: kи=1,05 – в измельчаемости
проектируемой и эталонной руды (определяется опытным путем, пусть
проектируемая руда мягче); kк=m/mэ– в крупности исходного и конечного продукта
измельчения для проектируемой и эталонной мельницы (отношение их
относительной производительности): для I стадии kк=0,9/0,9=1 (крупность совпадает);
для II стадии kк=1,03/1,0=1,03
7
Выбор и расчет мельниц
3. Выбираем для I стадии измельчения мельницы МСЦ размером 2700*3600;
3200*4500; 3600*5500. Тогда kT = 1 типы мельниц одинаковы; kϕ2700 =58,4/58,9=0,99;
kϕ3200 =1; kϕ3600 =59,6/58,9=1,01 (разница в скорости вращения от критической); kψ –
разница в объемном заполнении мелющей средой не регламентируется, примем за 1;
kl2700 =(3,6/4,5)0,15=0,97 kl3200 =1; kl3600 =(5,5/4,5)0,15=1,03 (разница в длине мельниц);
kD2700= (2,7 − 0,15) (3,2 − 0,15)=0,91; kD3200=1; kD3600= = (3,6 − 0,15) (3,2 − 0,15)=
=1,06 (разница в диаметре)
Рассчитываем удельную производительность с учетом поправочных коэффициентов:
q2700=1,0*1,05*1*1*0,99*1*0,97*0,91=0,92
q3200=1,0*1,05*1*1*1*1*1*1=1,05
q3600=1,0*1,05*1*1*1,01*1*1,03*1,06=1,16
Выбираем для II стадии измельчения мельницы МШР размером 3600*4000;
3600*5000; 4000*5000. Тогда kT = 1 типы мельниц одинаковы; kϕ3600м =78,7/78,7=1;
kϕ3600 =1; kϕ4000 =79,9/78,7=1,02 (разница в скорости вращения от критической); kψ –
разница в объемном заполнении мелющей средой не регламентируется, примем за 1;
kl3600м =(4,0/5,0)0,15=0,97 kl3600 =1; kl4000 =(5,0/5,0)0,15=1 (разница в длине мельниц);
kD3600м= (3,6 − 0,15) (3,6 − 0,15) =1; kD3600=1; kD4000= = (4,0 − 0,15) (3,6 − 0,15) =
=1,06 (разница в диаметре)
Рассчитываем удельную производительность с учетом поправочных коэффициентов:
q3600м=0,9*1,05*1,03*1*1*1*0,97*1=0,94
q3600=0,9*1,05*1,03*1*1*1*1*1=0,97
q4000=0,9*1,05*1,03*1*1,02*1*1*1,06=1,05
8
Выбор и расчет мельниц
4. Определяем производительность мельниц по руде:
𝑄1,2,3 = 𝑞1,2,3 𝑉1,2,3 /(𝛽к − 𝛽н )
где V1,2,3 –объемы сравниваемых мельниц, м3; βк и βн –содержание расчетного класса
в конечном и начальном продуктах измельчения, доли ед. (по опытным и справочным
данным)
Для I стадии измельчения:
Q2700=0,92*18/(0,2-0,07)=127 т/ч
Q3200=1,05*32/(0,2-0,07)=258 т/ч
Q3600=1,16*49/(0,2-0,07)=437 т/ч
Для II стадии измельчения:
Q3600м=0,94*36/(0,5-0,2)=113 т/ч
Q3600=0,97*45/(0,5-0,2)=146 т/ч
Q4000=1,05*55/(0,5-0,2)=193 т/ч
5. Определяем число мельниц:
Для I стадии измельчения:
n2700=600/127≈4,7 примем 5
n3200=600/258≈2,3 примем 3
n3600=600/437≈1,4 примем 2
Для II стадии измельчения:
n3600м=1200/113≈10,6 примем 11
n3600=1200/146≈8,2 примем 8 или 9
n4000=1200/193≈6,2 примем 6 или 7
9
Выбор и расчет мельниц
6. Сравниваем различные варианты
Стадия
I
II
Тип мельницы
Производительность,
т/ч
Число
мельниц
Коэффициент запаса
производительности
Установочная
мощность, кВт
одной
мельницы
всех
мельниц
Масса
всех
мельниц,
т
требуемая
расчетная
одной
мельницы
МСЦ 2700*3600
600
127
5
1,06
400
2000
405
МСЦ 3200*4500
600
258
3
1,29
800
2400
420
МСЦ 3600*5500
600
437
2
1,46
1000
2000
340
МСЦ 3200*4500
МСЦ 2700*3600
600
258
127
2
1
1,07
800
400
2000
361
МШР 3600*4000
1200
113
11
1,04
1000
11000
1760
МШР 3600*5000
1200
146
8
0,97
10000
1320
9
1,10
11250
1485
МШР 4000*5000
1200
193
6
0,97
12000
1590
7
1,13
14000
1855
1250
2000
7. Проверяем пропускную способность мельницы Qоб=Q/V ≤ 12 т/(м3*ч)
Для I стадии измельчения:
Для II стадии измельчения:
Q2700 об=127/18=7
Q3600м об=113/36=3
Q3200 об=258 /32=8
Q3600 об=146/45=3
Q3600 об=437 /49=9
Q4000 об=193/55=4
10
Выбор и расчет обогатительного оборудования
Пусть для обогащения магнетитовой руды используется 3 стадии магнитной
сепарации. Пусть на I стадию нагрузка составляет 600 т/ч (слив стержневой
мельницы), на II – 450 т/ч (слив классификатора, работающего с шаровой мельницей),
на III – 400 т/ч (перечистная операция). Рассмотрим применение сепараторов типа
ПБМ диаметром 900 или 1200 мм(на I стадии с прямоточной ванной, на II – с
противоточной, на III – с полупротивоточной).
Производительность сепаратора:
𝑄 = 0,276𝑚𝑞𝐷2 𝐿 − 0,1
где m=1 – число головных барабанов; q – удельная производительность (справочная),
т/(м3*ч); D=0,9/1,2 – диаметр барабана, м; L=2,5/3,0 – длина барабана, м
По справочным данным найдем удельную производительность:
qI 900=65 т/(м3*ч);
qII 900=85 т/(м3*ч);
qIII 900=35 т/(м3*ч);
qI 1200=80 т/(м3*ч);
qII 1200=100 т/(м3*ч);
qIII 1200=45 т/(м3*ч);
Рассчитаем производительность сепараторов:
QI 900=0,276*1*65*0,81*2,4=35 т/ч; QII 900=46 т/ч;
QI 1200=0,276*1*80*1,44*2,9=92 т/ч; QII 1200=115 т/ч;
QIII 900=19 т/ч;
QIII 1200=52 т/ч;
Рассчитаем количество сепараторов:
nI 900=600/35=17;
nII 900=450/46=10;
nI 1200=600/92=7;
nII 1200=450/115=4;
nIII 900=400/19=21;
nIII 1200=400/52=8;
11
Выбор и расчет обогатительного оборудования
Сравним различные варианты
Стадия
Тип сепаратора
Производительность,
т/ч
требуемая
ПБМ-90/250
I
ПБМ-120/300
600
ПБМ-90/250П
II
ПБМ-120/300П
450
ПБМ-90/250ПП
III
ПБМ-120/300ПП
400
Число
аппаратов
расчетная
одного
сепаратора
Коэффициент запаса
производительности
Установочная мощность,
кВт
одного
сепаратора
всех
Занимаемая
сепараторами
площадь, м2
35
17
0,99
4
68
88,4
92
7
1,07
7,5
52,5
58,1
46
10
1,02
4
40
52
115
4
1,02
7,5
30
33,2
19
21
1,00
4
84
109,2
52
8
1,04
7,5
60
66,4
12
Литература
Методы расчета, основные справочные коэффициенты приведены в следующих
изданиях:
1. Федотов К.В., Никольская Н.И. Проектирование обогатительных фабрик : Учебник
для вузов — М : Горная книга, 2012. — 536 с.
2. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: в 2 кн./ Редкол.:
О.Н. Тихонов и др. – М.: Недра, 1988
3. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик: Учебник для
вузов. 4-е изд. - М.: Недра, 1982. - 512 с.
Характеристики оборудования, справочные параметры для расчетов приведены в
Справочник по обогащению руд. Основные процессы / Под ред. О.С. Богданова. М.:
Недра, 1983, с.381
13