Обоснование и выбор схемы дробления руды

Существуют следующие схемы дробления:

А - операции предварительного грохочения, дробления и поверочного грохочения;

Б - операции предварительного грохочения и дробления;

В - операции дробления иповерочного грохочения;

Г - операция дробления.

Рисунок 1 – Разновидности схем дробления

В схемах дробления А можно совмещать операции предварительного и поверочного грохочения.

Число стадий дробления определяется начальной и конечной крупностью дробимого материала. В зависимости от общей степени дробления и производительности фабрики принимается двух-, трех- и четырехстадиальные схемы дробления.

Схема дробления выбирается по таблице 1. Исходные данные для выбора схемы в таблице 2. Выбор варианта по таблице 3.

Таблица 1 – Основные варианты схем дробления в зависимости от степени дробления (S), крупности дробимого (D) и дробленого продукта (d)

Обозначения схемы	Общая степень дробления, Sобщ	Наибольшая крупность исходной руды (D), мм
		1200	600	300
		Крупность конечного продукта (d), мм
ББ	12-20	55-60	50-55	45-50
БА	20-30	40-45	35-40	30-35
БББ	30-55	25-30	20-25	15-20
ББА	55-200	13-15	10-13	6-10

 

Данные для расчета схемы дробления

Q, тыс. т/год – производительность фабрики;

D, мм – наибольшая крупность исходной руды;

d, мм – крупность дробленого продукта;

E, % – эффективность грохочения.

Насыпной вес руды принимается – 1,8 т/м³;

Количество дней работы фабрики в год – 330 дней;

Чистое время работы цеха в сутки – 15 часов.

Для приближенного расчета схемы дробления можно пользоваться типовыми характеристиками крупности (приложение). Характеристика крупности исходной руды при отсутствии практических данных принимается прямолинейной.

 

Таблица 2 – Выбор варианта по двум последним цифрам в зачетной книжке

Вариант

Последняя цифра в зачетной книжке

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9

Предпоследняя цифра в зачетной книжке

0 1 11 21 1 8 4 9 13 16 18 1 11 2 12 22 2 9 5 10 14 17 2 21 12 3 13 23 3 10 6 11 15 3 1 22 13 4 14 24 4 19 7 12 4 8 2 23 14 5 15 25 5 20 8 5 4 9 3 24 15 6 16 1 6 21 6 9 5 10 4 25 16 7 17 2 7 7 13 10 6 19 5 1 17 8 18 3 8 16 14 11 7 20 6 2 18 9 19 9 18 17 15 12 8 21 7 3 19 10

 

Таблица 3 – Задание для расчета по вариантам

Вариант	Q, тыс. т/год	D, мм	D, мм	E, %		Руда	Фабрика
				1 стадия	2 стадия
1	1000	1200	13	60	75	мяг.	флотационная
2	1100	600	10	61	76	мяг.	флотационная
3	1200	300	6	62	77	сред.	флотационная
4	1300	1200	15	63	78	сред.	гравитационная
5	1400	600	13	64	79	тверд.	гравитационная
6	1500	300	10	65	80	тверд.	гравитационная
7	1600	1200	25	66	81	мяг.	прочие
8	1700	600	20	67	82	мяг.	флотационная
9	1800	300	10	68	83	сред.	флотационная
10	1900	1200	30	69	84	сред.	флотационная
11	2000	600	25	70	85	тверд.	гравитационная
12	2100	300	15	60	86	тверд.	гравитационная
13	2200	1200	40	61	74	мяг.	гравитационная
14	2300	600	25	62	75	мяг.	прочие
15	2400	300	15	63	76	сред.	флотационная
16	2500	1200	45	64	77	сред.	флотационная
17	2600	600	35	65	78	тверд.	флотационная
18	2700	300	20	66	79	тверд.	гравитационная
19	2800	1200	45	67	80	мяг.	гравитационная
20	2900	600	35	68	81	мяг.	гравитационная
21	3000	300	30	69	82	сред.	прочие
22	3100	1200	55	70	83	сред.	флотационная
23	3200	600	40	60	84	тверд.	флотационная
24	3300	300	35	61	85	тверд.	флотационная
25	3400	1200	55	62	86	мяг.	гравитационная

Пример расчета схемы дробления

На рисунке 2 показана схема ББА, где все продукты нумеруются арабскими цифрами, а операции  римскими цифрами.

Рисунок 2 –  К расчету схемы дробления ББА

Данные для расчета схемы:

– производительность обогатительной фабрики – 1300 тыс.т/год;

– календарное время – 330 дней;

– руда относится к категории твердых руд;

– максимальная крупность исходной руды D=500 мм;

– максимальная крупность дробленого продукта d=10 мм;

– эффективность грохочения:

а) для первой стадии грохочения Е_I=70%;

б) для второй и третьей стадии Е_II=85%;            

– насыпной вес руды 1,8 т/м³;

– чистое время работы цеха в сутки - 15 часов.

Схема дробления рассчитывается в следующем порядке:

1. Определяется суточная и часовая производительность оборудования по формулам:           

Q_с = Q_г / T_раб ∙1000;                                                       (1)

Q_ч = k ∙ Q_с / t;                                                            (2)

где Q_г – годовая производительность, тыс.т/ч;

 Q_с – суточная производительность цеха, т/с;

 Q_ч – часовая производительность, т/ч;

 k – поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья, влияющий на производительность оборудования данного цеха. Принимается для рудных фабрик К=1.1, для углеобогатительных (прочих) – 1.15;

t – чистое время работы цеха в сутки (15 часов);

Т_раб – время работы оборудования Т_раб= Т_кал–Т_пер;

Т_пер – время перерывов на ремонт оборудования (24 –35 дней/год);

Т_кал – календарное время (365 дней);

Т_раб = 365 – 35 = 330 дней;

 т/с;

 т/ч.

2. Определяется общая степень дробления S_общ по формуле:

;                                                  (3)

где D_max – максимальная крупность исходной руды, мм;

  d_max – максимальная крупность дробленой руды, мм.

.

3. Устанавливается степень дробления на отдельных стадиях:

.                                             (4)

Степень дробления в каждой стадии выбирается исходя из следующего:

– дробилки крупного дробления позволяют получить до 5;

– дробилки для среднего дробления при работе без поверочного грохочения – до 6;

– те же дробилки при работе в замкнутом цикле с поверочным грохочением – до 10;

– дробилки мелкого дробления при работе без поверочного грохочения – до 3;

– те же дробилки при работе в замкнутом цикле – до 5.

Таким образом поверочное грохочение в любой стадии дает повышение степени дробления почти в два раза.

Поэтому для первой стадии принимаем S₁=3, для второй стадии дробления S₂=3,33 и для третьей стадии

4. Определяется условная максимальная крупность дробленых продуктов после отдельных стадий дробления (D₅, D₉, D₁₁) по формулам:

Для первой стадии дробления ;                                         (5)

Для второй стадии дробления ;                                 (6)

Для третьей стадии дробления ;                         (7)

где D₁ – максимальная крупность исходной руды;

D₅, D₉, D₁₁ – максимальная крупность руды после первой, второй и третьей стадии дробления соответственно, мм;

S₁, S₂, S₃ - степени дробления первой, второй и третьей стадий.

 мм;

 мм;

 мм.

5. Подсчитывается для каждой стадии дробления ширину разгрузочной щели дробилки по формуле:

                                                                                                 (8)

где Z_p – относительная крупность дробленых продуктов, определяется по таблице 3;

D – наибольший размер куска руды после дробления, мм.

Таблица 3 – Значения относительной крупности дробленых продуктов Z_p

Категория твердости руд	Крупное дробление, до 100 мм	Среднее дробление, до 25 мм	Мелкое дробление, до 6 мм
Мягкие	1,3	1,5	2,0
Средней твердости	1,4	2,0	2,5
Твердые	1,7	2,5	2,8

 

Для каждой стадии дробления рассчитывается ширина разгрузочного отверстия i:

i_II = D₅ / Z_p = 167 / 1.7 ≈ 98 мм;

i_IV = D₉ / Z_p = 50 / 2.5 ≈ 20 мм;

i_VI = D₁₁ / Z_p = 10 / 2.8 ≈ 3,6 мм.

6. Подсчитывается ширина загрузочной щели дробилки В, мм по формуле:

В = 1,15 ∙ D,                                                   (9)

где D – максимальный размер куска руды перед дроблением, мм

Для первой стадии дробления – В_II = 1,15 ∙ 500 = 575 мм.

Для второй стадии дробления – В_IV = 1,15 ∙ 167 =192 мм.

Для третьей стадии дробления – В_VI = 1,15 ∙ 50 = 58 мм.

7. Выбираются размеры отверстий грохотов для первой, второй и третьей стадии дробления.

В операциях предварительного грохочения размеры отверстий сита грохотов «а» принимают в пределах i < a < D (где D – условная максимальная крупность дробленого продукта, поступающего на грохот).

В операциях поверочного грохочения и совмещенных операциях предварительного и поверочного грохочения размеры отверстий сита принимают немного меньшими или равными условной максимальной крупности дробленого продукта.

Для рассчитываемой схемы принимаем:

– в операциях предварительного грохочения:

i_II < a_I < D₅                   i_IV < a_III < D₉                        

98 < a_I <167                  20 < a_III < 50                        

а_I = 133 мм                    a_II = 35 мм                       

– в операциях поверочного грохочения:

i_VI < a_V < D₁₁

3,6 < a_V < 10

a_III = 10 мм.

8. Определяются приближенные значения весов продуктов

а) для первой стадии дробления

Рисунок 3 – Схема I стадии дробления

Вес нижнего продукта Q₂ определяется по формуле:

Q₂ = Q₁ ∙ γ₁ ∙ E₁,                                             (10)

где γ ₁ – выход подрешетного продукта или количество продукта, прошедшего через сито грохота (определяется по характеристике крупности исходного продукта), %;

Е₁ – эффективность грохочения, %.

Размер зерна, проходящего через сито грохота, равен отверстию в сите, поэтому для грохочения в первой стадии принимаем размер зерна равным 133 мм. По характеристике крупности (приложение) находим выход, соответствующий размеру зерна, равному 133 мм. Он будет равен 75 % или 0,75 у.е.

               Q₂ = 288,9 ∙ 0,75 ∙ 0,7 =151,7 т/ч.

Определяется вес верхнего продукта Q₃ (Q₄) из соотношения:

               Q₃ = Q₄ = Q₁ - Q₂;                                                              (11)

               Q₃ = Q₄ = 288,9 - 151,7 = 137,2 т/ч;

               Q₅ = Q₁ = 288,9 т/ч.

б) для второй стадии дробления

Рисунок 4 – Схема II стадии дробления

Определяется вес нижнего продукта Q₆, по формуле:

               Q₆ = Q₅ ∙ γ₂ ∙ Е₂;                                                                   (12)

Для зерна размером в 35 мм выход соответствует 93 % или 0,93 у.е.

               Q₆ = 288,9 ∙ 0,93 ∙ 0,85 = 228,4 т/ч

Определяется вес продукта Q₇ (Q₈), по формуле

               Q₇ = Q₈ = Q₅ - Q₆;                                                               (13)

               Q₇ = Q₈ = 288,9 - 228,4 = 60,5 т/ч;

               Q₉ = Q₁ = Q₅ = 288,9 т/ч.

в) для третьей стадии дробления           

Рисунок 5 – Схема III стадии дробления

Для зерна размером в 10 мм выход подрешетного продукта соответствует 98 % или 0,98 у.е.

Вес подрешетного продукта может быть определен по формуле

Q₁₁ = Q₁₀ ∙ γ₃ ∙ E₂;                                                  (14)

Выразив Q₁₀ через Q₁₁, получим:

Q₁₀ = Q₁₁ / (γ₃ ∙ E₂);                                               (15)

Для рассчитываемой схемы

               Q₁₁ = Q₉ = 288,9 т/ч;

                   Q₁₀ = 288,9 / (0,98 ∙ 0,85) = 346,8;

Определяется вес продуктов Q₁₂ (Q₁₃) т/ч по формуле:

                    Q₁₂ = Q₁₃ = Q₁₀ - Q₁₁;                                                     (16)

                     Q₁₂ =Q₁₃ = 346,8 – 288,9 = 57,9 т/ч.

г) рассчитывается объемная производительность дробилок по формуле:

Θ_n = Q_n / δ_н,                                                       (17)

где δ_н – насыпной вес руды, т/м³.

Для первой стадии Θ₃ = Q₃ / 1,8 = 137,2 / 1,8 = 76,2 м³/ч;

Для второй стадии Θ₇ = Q₇ / 1,8 = 60,5 / 1,8 = 33,6 м³/ч;

Для третьей стадии Θ₁₂ = Q₁₂ / 1,8 = 57,9 / 1,8 = 32,2 м³/ч.

Требования, которым должны удовлетворять дробилки, согласно результатам предварительного расчета схемы дробления, сводим в таблицу 4.

 

Таблица 4 – Требования, которым должны удовлетворять дробилки

Показатели	Стадии дробления
	I	II	III
Крупность куска, мм Размер загрузочной щели, мм Ширина разгрузочной щели, мм Требуемая производительность, т/ч Объемная производительность, м³/ч	500 575 98 137,2 76,2	167 192 20 60,5 33,6	50 58 3,6 57,9 32,2

  

Результаты расчета количественной схемы сводится в таблицу 5.

 

 

Таблица 5 – Результаты расчета количественной схемы дробления

№	Наименование операции и продукта	Обоз-начение	Производи-тельность, т/ч		Выход, %
I	Предварительное грохочение Поступает: исходная руда Всего: Выходит: подрешетный продукт надрешетный продукт Всего:	Q1     Q2 Q3	288,9 288,9   151,7 137,2 288,9		100,0 100,0   52,5 47,5 100,0
II	Дробление 1 стадия Поступает: надрешетный продукт Всего: Выходит: Выходит: дробленый продукт Всего	Q3     Q4	137,2 137,2   137,2 137,2		47,5 47,5   47,5 47,5
III	Предварительное грохочение Поступает: подрешетный продукт дробленый продукт Всего: Выходит: подрешетный продукт надрешетный продукт Всего:	Q2 Q4     Q6 Q7		151,7 137,2 288,9   228,4 60,5 288,9	52,5 47,5 100,0   88,5 11,5 100,0
IV	Дробление 2 стадия Поступает: надрешетный продукт Всего: Выходит: дробленый продукт Всего:	Q7     Q8		33,0 33,0   33,0 33,0	11,5 11,5   11,5 11,5
V	Предварительное и поверочное грохочение Поступает: подрешетный продукт дробленый продукт дробленый продукт Всего: Выходит: подрешетный продукт надрешетный продукт Всего:	Q6 Q8 Q13     Q11 Q12		255,9 33 38,1 327   288,9 38,1 327,0	88,5 11,5 13,2 113,2   100,0 13,2 113,2
VI	Дробление 3 стадия Поступает: надрешетный продукт Всего: Выходит: дробленый продукт Всего:	Q12     Q13		38,1 38,1   38,1 38,1	13,2 13,2   13,2 13,2