Расчет дробильного. Задача Произвести предварительный расчет схемы дробления и подобрать дробилки
 Скачать 0.51 Mb.
|
 = 100 т/чДостаточно точных методик расчета производительности мельниц II стадии измельчения и доизмельчения нет. Обычно для этих целей используются результаты полупромышленных испытаний или же промышленные данные. Если таких данных не имеется, то производительность мельниц доизмельчения можно принять в пределах 0,7 -0,75 от производительности мельниц рудного цикла [ 7, стр. 371]. Принимаем среднее значение 0,725. Рассчитанные для рудного цикла мельницы имеют производительность, не намного превышающую требуемую для доизмельчения, поэтому необходимо произвести расчет мельниц нужного размера. Останавливаемся на мельницах диаметром 3200 и 3600 мм. Для определения их удельной производительности используем формулу:  Значения q1,KK,Ku определены ранее и составляют 1,03; 1,12 и 1,57 соответственно. Коэффициент КТ, учитывающий тип мельниц, принимаем равным 0,87 [6, стр.353]. Значение  также определены для этих мельниц ранее и составляют для мельницы с диаметром 3200 – 1,0, для мельницы с диаметром 3600 – 1,06.Удельная производительность мельниц равна: q3,2=  т/  q3,6=  т/ С учетом коэффициента перехода от I стадии ко II (или доизмельчению), равным 0,725, удельная производительность составит: q3,2=  т/ q3,6=  т/ Рабочий объем мельниц МШЦ – 3200×3100 и 3600×5500 равен 22м3 и 49 м3 соответственно. Производительность мельниц по питанию составит:  т/ч т/чПо производительности подходит мельница МШЦ 3200×3100, ее и принимаем к установке. Коэффициент запаса выбранной мельницы по производительности равен:  2.12. Расчет классифицирующего оборудования При измельчении руд цветных металлов в качестве классифицирующих аппаратов используются спиральные классификаторы и гидроциклоны. В I стадии измельчения применяются оба вида аппаратов, во II стадии и при доизмельчении преимущественно гидроциклоны, на которых можно получить тонкий слив при меньшем разжижении пульпы по сравнению с классификаторами. Каждый из этих способов классификации имеет свои достоинства и недостатки. В нашем случае на стадии измельчения применяем гидроциклоны, так они более эффективны при закрытом цикле, на стадии доизмельчения также применяем гидроциклоны. Для расчета выбираем стандартные гидроциклоны ГЦ-50, ГЦ-71 и ГЦ-100 диаметром 500,710 и 1000 мм соответственно с углом конусности 200. Давление на входе в гидроциклоны принимаем равным 1 кг/см2. Требуемая объемная производительность гидроциклонов в целом по отделению измельчения составляет: Для I стадии классификации: - по питанию 500 м3/ч = 8,3 м3/мин = 8300 л/мин; - по пескам 400 м3/ч = 6,7 м3/мин = 6700 л/мин; - по сливу 100 м3/ч = 1,67 м3/мин = 1670 л/мин. Для II стадии классификации: - по питанию 854,8 м3/ч = 14,25 м3/мин = 14250 л/мин; - по пескам 754,8 м3/ч = 12,58 м3/мин = 12580 л/мин; - по сливу 45,2 м3/ч = 0,753 м3/мин = 753 л/мин. Для III стадии классификации: - по питанию 754,8 м3/ч = 12,58 м3/мин = 12580 л/мин; - по пескам 700 м3/ч = 11,67 м3/мин = 11670 л/мин; - по сливу 100 м3/ч = 1,67 м3/мин = 1670 л/мин. Объемная производительность гидроциклона по питанию определяется по формуле [7, стр.286, форм.313]:  , л/мингде KD - коэффициент на диаметр гидроциклона; K - коэффициент на конусность гидроциклона; d – диаметр сливного патрубка, см; dn – эквивалентный диаметр питающей насадки в наименьшем сечении, см; g = 9,8 м/сек2 - ускорение силы тяжести; H – давление на входе в гидроциклон, кг/см2. Коэффициент KD определяется по формуле [7, стр.286, форм.314]:  где D - диаметр гидроциклона, см. Коэффициент K определяется по формуле [7, стр.286, форм.315]:  где - угол конусности гидроциклона, град. Значения d и dn принимаем средними по [7, стр.280, табл.142]. Определяем для каждого типоразмера гидроциклона все расчетные величины и определяем производительность гидроциклонов по питанию.      Величина К=1,00 одинакова для всех рассчитываемых гидроциклонов.  , л/мин; , л/мин; , л/мин.Для первой стадии принимаем три гидроциклона Q 710 (два рабочих, один резервный), для второй стадии принимаем четыре гидроциклона Q 710 (три рабочих, один резервный), для третьей стадии принимаем также четыре гидроциклона Q 710 (три рабочих, один резервный). Задача 3. Рассчитать качественно-количественную схему флотации монометаллической руды. Схема флотации включает в себя основную, контрольную и две перечистные операции. Концентрат контрольной флотации и хвосты перечистки 1 поступают на основную флотацию, а хвосты перечистки 2 на перечистку 1. Привести рисунок схемы флотации. Результаты расчета показателей обогащения (выход продукта, содержание расчетного компонента и извлечение расчетного компонента) по операциям свести в таблицу. Исходные данные: Производительность фабрики, т/сут. – 4500; Содержание металла, %: в руде – 7; в концентрате основной флотации – 35; в хвостах основной флотации – 1,4; в хвостах контрольной флотации – 0,7; в концентрате контрольной флотации – 7; в концентрате перечистки 1 – 48; в хвостах перечистки 1 – 7; в хвостах перечистки 2 – 63,7. 3.1. Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета схемы [4, стр. 140, ф. 76]:  где с – число расчетных компонентов. Для монометаллических руд с = 2 [4, стр. 138] nр – общее число продуктов разделения в схеме; ар – общее число операций разделения в схеме. Расчет ведем по двум компонентам – твердому и полезному металлу. Следовательно, n = 12, np = 8, а = 7, ар = 4 N = 2 · (1 + 8 – 4) – 1 = 9 3.2. Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки [4, стр. 140, ф. 79]:  3.3. Определяем максимальное число показателей извлечения [4, стр.141, ф. 83]:  3.4. Определяем число показателей содержания при условии, что Nγ = 0 и Nε = 4 [4, стр.146]:  ; 8 = 0 + Nβ + 4; Nβ = 43.5. Принимаем на основании анализа результатов испытаний обогащения руды, практики действующей обогатительной фабрики и исходных данных численные значения исходных показателей [4, 146]: извлечение металла в окончательный концентрат от руды ε8 = 90%; частное извлечение металла: в концентрат второй перечистки Е8 = 92%; в концентрат первой перечистки Е6 = 90%; в концентрат основной флотации Е3 = 85%; 3.6. Определяем значения ε [4, стр. 146]:           Проверка:  Схема флотации представлена на рисунке 3. И   змельченная руда1 2   Основная флотация   3 4  5    Перечистка Контрольная флотация 6 концентрат хвосты 7 10 концентрат хвосты 12      Перечистка 118 концентрат хвосты 9 Рис. 3. Схема флотации 3.7. Определяем значение β8 и выходы продуктов:     Значения отдельных выходов находим по формуле [4, стр.147]:    Определяем выходы всех остальных продуктов схемы по уравнениям баланса:      3.8. Определяем содержание металла в продуктах 2, 5, 11 по формуле [4, стр. 147]:     3.9. Определяем массу продуктов и массу металла в продуктах по формулам [4, стр. 147]:  ,где Q1 = масса исходного продукта, Q1 = 4500/24 = 187,5 т/ч;  ,где Р1 – масса металла в руде, Р1 = 187,5 · 7% = 13,125 т/ч Рассчитанную количественную схему обогащения оформляем в виде таблицы 5. Таблица 5 Количественная схема обогащения монометаллической руды
Задача 4. Определить время флотации и число камер в операции, если известен суммарный геометрический объем флотационной машины и минутный объем поступающей пульпы. В расчетах принять: время пребывания пульпы в одной камере 0,5 мин., коэффициент заполнения 0,85, коэффициент аэрации 1,25 Исходные данные: Геометрический объем флотационной машины,м3 – 32; Объем поступающей пульпы, м3/мин. – 5,1 Решение: 4.1. Определим число камер в операции по формуле [4, стр.289, ф. 156]: |