Порядок расчета схемы дробления

ВЫБОР И РАСЧЕТ СХЕМ

 

Выбор схем дробления

 

Схемы дробления включают операции дробления и грохоче­ния. Они отличаются друг от друга количеством стадий дробления и на­личием или отсутствием в стадиях операций предварительного или поверочного грохочения.

Количество стадий дробления в схеме может быть одна, две, три и более. Стадии дробления имеют разновидности, приведенные на рис. 4.1. Обозначения А', А, Б, В, Г приняты как традиционные для обозначения схем.

Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количества материала, поступающего на дробление, и увеличения подвижности материала в рабочей зоне дробилки. По­следнее играет большую роль при дроблении в конусных дробилках среднего и мелкого дробления, подверженных забиванию рудной ме­лочью.

Введение в схему операции предварительного грохочения целе­сообразно при достаточно высоком количестве отсеиваемого класса крупности в исходном материале, а также при высокой влажности этого класса, приводящей к существенному понижению производи­тельности дробилки.

В первой стадии дробления при больших размерах выпускной щели дробилки мелкая руда свободно проходит через дробилку и предварительное грохочение имеет значение только для сокращения количества материала, поступающего в дробилку. Предварительное грохочение в первой стадии предусматривается тогда, когда отказ от него приводит к установке двух дробилок, вместо одной. Во второй стадии дробления предварительное грохочение предусматривается в большинстве случаев, отказ от него должен обосновываться. В третьей стадии дробления при ма­лых выходных щелях дробилки (6 – 7 мм) предварительное грохочение должно применяться во всех случаях. Отказ от него обосновывается.

 

		Рис. 4.1. Разновидности стадий дробления

 

 

Операции поверочного грохочения имеют целью возвратить в дробилку крупные классы и обеспечить заданную крупность дробле­ного продукта. Они применяются, главным образом, в последних стадиях дробления.

Число стадий дробления определяется начальной и конечной крупностью дробимого материала. Максимальная крупность исход­ной руды зависит от способа добычи руды и определяется проектом горной части. При открытых горных работах в зависимости от производительности горно-добывающего предприятия крупность руды находится в пределах от 500 до 1200 мм, при подземных горных работах – в пределах от 250 до 700 мм. Конечная крупность дробленого продукта определяется требованиями последующих процессов переработки или использования дробленого материала. Так на дробильно-сортировочных фабриках при дроблении в качестве товарной продукции получают щебень, например крупностью – 70 + 40 мм, – 40 + 20 мм, – 20 + 10 мм. При подготовке руды к измельчению оптимальная крупность дробленой руды составляет для стержневых мельниц минус 15 – 25 мм, для шаровых мельниц – минус 10 – 15 мм.

При заданных размерах максимальных кусков в руде и в дробленом продукте пределы общей степени дробления

; (4.1)

, (4.2)

где i _max, i _min – общая степень дробления;

D _max, D _min – соответственно, максимальный и минимальный

размер кусков в исходной руде, мм;

d _max, d _min – соответственно, максимальный и минимальный

размер кусков в дробленом продукте, мм.

 

Общая степень дробления равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях. Степени дробления для различных дробилок составляют:

- дробилки крупного дробления – до 5;

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

- конусные дробилки мелкого дробления при работе без поверочного грохочения – до 3 – 5;

- конусные дробилки среднего и мелкого дробления при работе в замкнутом цикле с поверочным грохочением – до 8.

Минимальная степень дробления (i = 12,5) может быть достигнута за две стадии дробления в указанных выше дробилках, а максимальная (i = 120) – за три стадии.

Примеры схем дробления приведены на рис. 4.2, где операции грохочения обозначаются полочкой, из которой выходят два продукта, а операции дробления – полочкой, из которой выходит один продукт.

Двухстадиальная схема ГБ применяется для дробления исходной руды крупностью менее 300 – 400 мм и обеспечивает дробление до крупности мельче 25 – 30 мм. Трехстадиальная схема ГББ применяется для дробления более крупной руды до 1200 мм с получением дробленого продукта крупностью мельче 25 – 30 мм. В случае обоснования необходимости предварительного грохочения в первой стадии применяются схемы ББ и БББ.

 

Рис. 4.2. Разновидности схем дробления

Использование конусных дробилок мелкого дробления последних модификаций позволяет получать крупность дробленого продукта минус 14 мм при использовании открытого цикла по схемам ГБ, ГББ, ББ, БББ, ГГББ, БББ'.

Схемы с замкнутым циклом в последней стадии (БА, ББА, ББА') применяются для получения продукта крупностью менее 10 – 20 мм, соответственно, двухстадиальные для мелкого исходного продукта, а трехстадиальные – для крупного. Схема ББА' отличается тем, что в третьей стадии разделены операции предварительного и поверочного грохочения. Кроме того, перед второй так же, как и перед третьей стадией дробления, выводится материал крупности, соответствующей готовому продукту. Для этого перед второй стадией дробления применяется двухситный грохот.

Четырехстадиальная схема ГГББ применяется на обогатительных фабриках большой производительности, перерабатывающих крепкие руды (например, магнетитовые кварциты), дающие при дроблении куски плоской формы.

Схема БББ' применяется в случае, когда нижний продукт операции грохочения второй стадии дробления близок по своей крупности к дробленому конечному продукту. Такая схема может применяться для дробления влажных продуктов.

Если в мелких классах концентрируются первичные рудные шламы и растворимые соли, то может оказаться целесообразнее обработка мелочи, выделенной после первой стадии дробления, в отдельном цикле.

Для влажных глинистых руд, которые забивают дробилки среднего и мелкого дробления и грохоты, применяются схемы с промывкой руды на грохоте. Пример трехстадиальной схемы дробления с промывкой руды приведен на рис. 4.3. Отмытая на грохотах мелочь обезвоживается в спиральном классификаторе и присоединяется к мелкодробленой руде, а слив классификатора сгущается с получением слива (оборотной воды) и сгущенного продукта. Для промывки руды в схемах могут применяться скрубберы или бутары.

 

В зарубежной практике известны примеры, когда при дроблении влажной и заснеженной руды в качестве меры борьбы против смерзания мелкодробленой руды в бункерах применяется подсушка мелкой части рудного потока. В отдельных случаях может быть эффективной (при дроблении глинистых, влажных руд, руд с заснеженной мелочью) схема с выделением мелочи на грохотах после первой стадии дробления и подачей ее непосредственно на измельчение или в отдельный цикл переработки.

В случае подготовки руды к самоизмельчению или полусамоизмельчению выбор схемы дробления зависит от требуемой для этих процессов крупности. Схема дробления при подготовке руды к рудному самоизмельчению и полусамоизмельчению включает обычно одну стадию дробления до крупности минус 250 – 300 мм.

При подземной добыче руды, когда крупность ее не превышает 400 – 450 мм, возможны варианты подачи руды непосредственно в мельницы самоизмельчения без дробления.

При подготовке руды к грубому рудногалечному измельчению в схеме дробления дробящая среда выделяется из продуктов дробления в зависимости от требуемой ее крупности после первой или второй стадии дробления.

 

Расчет схемы дробления

 

Целью расчета схемы дробления является получение исходных данных для выбора оборудования: дробилок, грохотов, конвейеров. Для выбора дробилок необходимо знать требуемую производительность, а для выбора грохотов необходимо кроме их производительности знать характеристику крупности поступающего на них материала. При расчете схемы определяются масса и выход продуктов и характеристики крупности продуктов, поступающих на грохочение.

Исходными данными для расчета схемы дробления являются: производительность по исходному питанию; характеристика крупности исходного питания; характеристики крупности дробленых продуктов; показатели эффективности операций грохочения.

Характеристики крупности исходного питания и дробленых продуктов задаются из отчетов по исследовательским работам и по практическим данным обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье. Если приведенные в отчете характеристики крупности дробленых продуктов получены при разгрузочных щелях дробилок, отличающихся от запроектированных щелей дробилок, то характеристики крупности подлежат пересчету путем изменения на графике гранулометрической характеристики масштаба крупности по оси абсцисс. Такой пересчет осуществляется на основании допущения тождественности характеристик дробленых продуктов, получаемых при дроблении одного и того же сырья в дробилках одинакового типа.

В случае, когда нет опытных характеристик крупности продуктов дробления, то для приближенного расчета схемы дробления можно пользоваться типовыми характеристиками крупности, приведенным в табл. 4.1, 4.2 для руд различных категорий дробимости. Категории дробимости руд приведены в табл. 4.3.

Типовые характеристики крупности для щековых и конусных дробилок крупного дробления приведены на рис. 4.4, 4.5.

Таблица 4.1

Типовые характеристики крупности продуктов крупного дробления

в щековой и конусной дробилках (суммарный выход по плюсу, %)

 

Относительная крупность, Z	Выход класса
щековая дробилка ЩДП	конусная дробилка ККД
мягкие руды	руды средней крепости	твердые руды	мягкие руды	руды средней крепости	твердые руды
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4				-
1,6				-
1,8	-	< 1		-	-
2,0	-	-	-	-	-	< 1
Z max	1,65	1,85	2,00	1,4	1,8	2,1

 

Они представлены в виде зависимостей

, (4.3)

где Z – относительная крупность зерен, равная отношению размера

зерен d к ширине выходной щели дробилки S:

; (4.4)

b^+Z – массовая доля классов крупнее относительной крупности Z

при условии, когда в дробление поступает материал, не содержащий зерен размером менее ширины выходной щели дробилки.

 

При этих условиях характеристика крупности дробленых продуктов определяется только свойствами руды и эффективностью работы дробилки.

Таблица 4.2

Типовые характеристики крупности продуктов среднего и мелкого дробления

в конусных дробилках (суммарный выход по плюсу, %)

 

Относительная крупность, Z	Выход класса
среднее дробление	мелкое дробление
мягкие руды	руды средней крепости	твердые руды	мягкие руды	руды средней крепости	твердые руды
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4
1,6	-
1,8	-
2,0	-
2,2	-	-		-
2,4	-	-		-
2,6	-	-		-	< 1
2,8	-	-		-
3,0	-	-	-	-
3,2	-	-	-	-
3,4	-	-	-	-
3,6	-	-	-	-
Z max	1,6	2,1	3,0	2,1	3,0	3,8

 

Таблица 4.3

Категории дробимости руд

Категория дробимости	Коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова
I – мягкие	1 – 5
II – средней твердости	5 – 10
III – твердые	10 - 12

 

На рис. 4.4, 4.5 точки пересечения пунктирной линии с характеристиками крупности показывают на оси абсцисс условную максимальную крупность относительно крупности Z _H кусков в дробленом продукте. Условная максимальная крупность d _H, под которой принято считать размер отверстий сита, через которое проходит 95 % материала, определяется из выражения

. (4.5)

Для конусных дробилок среднего и мелкого дробления характеристики крупности меняются не только в зависимости от ширины выходной щели, но и от размера дробилки. Считается, что характеристики крупности, в которых на оси абсцисс отложены относительные размеры зерен (по отношению к максимальному куску), получаются одинаковыми для одной руды при разных размерах дробилок и разных щелях (рис. 4.6). Для построения конкретной типовой характеристики крупности необходимо определить размер максимального куска для руды заданной прочности и пользуясь рис. 4.6 определить выход классов для нескольких размеров зерен.

 

Рис. 4.6. Типовые характеристики крупности дробленых продуктов конусных дробилок среднего и мелкого дробления: 1 – твердые руды; 2 – руды средней твердости; 3 – мягкие руды

0,2

d н

0,4

0,6

0,8

 

 

В табл. 4.4 приведены расчетные размеры максимального куска в продуктах конусных дробилок среднего и мелкого дробления.

Значения эффективности грохочения в зависимости от типа грохота – для колосниковых грохотов Е = 60 – 70 %, для вибрационных Е = 80 – 85 %.

Выбор схем измельчения

 

Схемы измельчения различаются количеством стадий измельчения и наличием в стадиях операций классификации. По количеству стадий измельчения схемы подразделяют на три класса: одностадиальные, двухстадиальные и многостадиальные.

Одностадиальные схемы измельчения. Схемы измельчения могут включать операции предварительной классификации, поверочной классификации, контрольной классификации слива, контрольной классификации песков.

Разновидности стадий измельчения и одностадиальных схем измельчения приведены на рис. 4.12, где операции классификации обозначены полочкой, из которой выходят два продукта (слив и пески), а операции измельчения – полочкой, из которой выходит один продукт.

Разновидность А включает совмещенные операции предварительной и поверочной классификации и операцию измельчения. Эта разновидность имеет подвариант А' в котором названные операции классификации производятся раздельно. Разновидность Б включает операцию предварительной классификации и операцию измельчения. Эта разновидность в схемах рудоподготовки встречается редко. Она применяется в операциях доизмельчения некондиционных концентратов при обогащении графитовых руд. Разновидность В включает операции измельчения и поверочной классификации. Она почти всегда применяется при одностадиальном измельчении и часто применяется в первой стадии измельчения двух- и многостадиальных схем. Разновидность Г включает только одну операцию измельчения. Она часто применяется в первой стадии измельчения двух- и трехстадиальных схем при установке в первой стадии стержневой мельницы. Разновидности Д и Е включают операции контрольной классификации слива.

 

 

Известны схемы с контрольной классификацией песков (например схема В'). В этой схеме пески поверочной классификации (продукт 5) подвергаются контрольной классификации.

Предварительная классификация в схемах измельчения применяется для увеличения производительности мельницы, уменьшения ошламования, выделения в отдельный продукт первичных шламов и легкоизмельчаемых компонентов руды при их обогащении в отдельном цикле.

Производительность мельницы по вновь образуемому готовому продукту ∆Р приблизительно прямопропорциональна массовой доле в мельнице класса, превышающего по своей крупности готовый продукт:

, (4.50)

где k – коэффициент пропорциональности.

Выделение в операции предварительной классификации готового продукта повышает массовую долю и соответственно увеличивает ∆Р. При этом уменьшается ошламование продукта.

Возможность и целесообразность включения в схему измельчения операции предварительной классификации зависят в основном от максимальной крупности зерен руды в питании и массовой доли в нем готового продукта. Руду, содержащую крупные зерна (более 6–8 мм), нельзя загружать в классифицирующие аппараты, а руду, содержащую малое количество готового продукта (менее 15 %), нецелесообразно подвергать предварительной классификации.

Поверочная классификация применяется для обеспечения заданной крупности измельченного продукта, повышения производительности мельницы, уменьшения ошламования продукта при измельчении.

При помощи поверочной классификации некондиционный по крупности продукт возвращается обратно в мельницу (циркулирующая нагрузка), в питании мельницы увеличивается доля крупных классов и вследствие этого возрастает производительность мельницы по готовому продукту.

Циркулирующей нагрузкой С в схеме измельчения принято называть отношение количества возвращаемого в операцию измельчения материала к количеству исходного в эту операцию материала. Так, для схемы В (рис. 4.12)

. (4.51)

Для оценки влияния циркулирующей нагрузки на относительную производительность мельницы рассмотрим работу мельницы в замкнутом цикле в идеальных условиях, когда в питании мельницы не содержится готового продукта, а классифицирующий аппарат работает с эффективностью, равной 100 %, при которой получается идеальная сепарационная характеристика.

В схеме В (рис. 4.12) примем, что массовая доля крупных классов в мельнице равна среднеарифметическому из и :

. (4.52)

В идеальных условиях

;

;

;

. (4.53)

Если производительность мельницы при С = 1 принять за эталон (∆Р _эт ), то относительная производительность мельницы К, работающей в идеальных условиях, приближенно будет

. (4.54)

Следовательно, по мере увеличения циркулирующей нагрузки от 0 до ∞ относительная производительность мельницы должна возрастать в два раза (от 0,67 до 1,34).

Степень увеличения производительности мельницы с увеличением циркулирующей нагрузки прогрессивно уменьшается. Увеличение С от 0 до 100 % увеличивает производительность мельницы на 50 % (от 0,67 до 1,0), а увеличением С от 400 до 500 % повышает производительность мельницы всего лишь на 2 % (от 1,20 до 1,22).

Технологическое значение циркулирующей нагрузки состоит в том, что она определяет среднюю массовую долю крупного класса в мельнице. При эффективности классификации 100 %

, (4.55)

где – массовая доля мелкого готового класса в мельнице.

Контрольная классификация слива применяется в тех случаях, когда при измельчении в одну стадию необходимо получить мелко измельченный конечный продукт или осуществить стадиальное обогащение руды (рис. 4.13), а также при удалении крупных песков из питания гидроциклона.

 

 

Недостатками схемы измельчения с контрольной классификацией слива являются увеличение фронта классификации и неустойчивая работа классифицирующих аппаратов.

Контрольная классификация песков имеет целью понижение массовой доли в них мелких классов крупности.

Одностадиальные схемы измельчения имеют по сравнению с двухстадиальными следующие преимущества: требуют меньшего количества классифицирующего оборудования и поэтому меньших капитальных затрат; просты для регулировки и обслуживания оборудования, для компоновки (не требуют транспортирования продуктов из одной стадии измельчения в другую, все мельницы располагаются на одной отметке по высоте); простои оборудования меньше, так как остановка одной единицы оборудования не отражается на работе других агрегатов; дают возможность установки более крупных мельниц в цехе измельчения.

Недостатками одностадиальных схем являются: менее эффективная работа мельниц вследствие трудности обеспечения оптимальной шаровой нагрузки при поступлении в мельницу материала с широким диапазоном крупности; трудности получения очень тонкого измельченного материала; не позволяют осуществлять стадиальное обогащение руды.

Одностадиальные схемы обычно применяют при измельчении материала до 55 – 60 % класса минус 0,071 мм. Разновидности одностадиальных схем с загрузкой руды в мельницу (схемы В и Д ) применяются при крупности исходной руды более 6 – 10 мм и небольшом содержании в ней шламов. Схемы с загрузкой руды в операцию классификации (А, А', Е) могут применяться только при мелкой руде, содержащей 15 % и более готового по крупности продукта.

Из одностадиальных схем наиболее часто применяется схема В. Схема А' применяется при необходимости выделения содержащихся в руде первичных шламов и растворимых солей в самостоятельный продукт для последующей его самостоятельной переработки или присоединения к хвостам. Схема Д с контрольной классификацией слива применяется при необходимости получить тонкий конечный продукт или осуществить стадиальное обогащение руды при одностадиальном измельчении.

Двухстадиальные схемы измельчения с открытым циклом в первой стадии. Разновидности двухстадиальных схем измельчения с открытом циклом в первой стадии приведены на рис. 4.14. Схема Г с открытым циклом измельчения как самостоятельная схема получения готового продукта не применяется, поскольку эффективность работы мельницы мала. В этих условиях массовая доля крупного класса в разгрузке мельницы должна быть равна нулю, средняя массовая доля крупного класса R _ср будет не более 50 %. Мельница будет давать около 50 % производительности от теоретически возможной при сильном переизмельчении руды.

При двухстадиальной схеме измельчения схема Г в первой стадии не выдает окончательный продукт. Условием эффективной работы мельницы в открытом цикле является значительное превышение объема мельниц второй стадии над объемом мельниц первой стадии.

Для двухстадиальной схемы измельчения ГА (рис. 4.14) в идеальных условиях имеют место следующие равенства:

; (4.56)

, (4.57)

где ∆Р _общ и ∆Р _I – соответственно общие приращения готового про-

дукта в двух стадиях и в первой стадии измельчения.

 

Если принять в первом приближении, что удельная производительность (на единицу объема) мельниц первой и второй стадий измельчения одинакова, то

; , (4.58)

где V _Iи V _II – объемы мельниц первой и второй стадий измельчения.

 

Обозначим отношение объемов мельниц .

Тогда ;

; . (4.59)

Следовательно, эффективность работы мельницы первой стадии измельчения в открытом цикле при двухстадиальной схеме измель­чения определяется соотношением объемов мельниц m. Если вели­чина m достаточно велика, то в разгрузке первой стадии будет со­держаться большое количество крупного класса и эффективность ра­боты ее в открытом цикле будет достаточно высокой.

Из сопоставления формул (4.55) и (4.59) следует, что величина m при двухстадиальной схеме измельчения имеет для мельницы пер­вой стадии, работающей в открытом цикле, то же значение, что и ве­личина С для мельницы, работающей в замкнутом цикле при одно­стадиальной схеме измельчения. Например, если m = 2, то мельница первой стадии в схеме ГА будет работать с такой же эффективно­стью, с какой работает мельница в замкнутом цикле при циркули­рующей нагрузке, равной 2 (200 %).

Можно сделать вывод, что для эффективной работы мельницы первой стадии в открытом цикле при двухстадиальных схемах из­мельчения отношение объема мельницы второй стадии к объему мельницы первой стадии должно быть не менее 1,5 – 2,0.

Достоинствами схем измельчения с открытым циклом в первой стадии являются: небольшой фронт классификации; простая регули­ровка схемы, так как нагрузка на мельницы второй стадии измельче­ния передается через слив мельницы первой стадии; при установке в первой стадии измельчения стержневых мельниц появляется воз­можность увеличения крупности питания цеха измельчения до 20 – 25 мм, что упрощает схему дробления и удешевляет стоимость цеха дробления; возможность получения как мелкого, так и крупного ко­нечного продукта измельчения. Недостатки таких схем: для эффек­тивной работы мельницы первой стадии необходимо, чтобы мощ­ность (объем) мельницы второй стадии были в 1,5 – 2 раза больше мощности (объема) мельниц первой стадии; компоновка оборудова­ния менее удобна для эксплуатации.

Схемы ГА и ГА' часто применяются на обогатительных фабри­ках большой производительности при крупности конечного продукта измельчения 55 – 80 % класса минус 0,071 мм и одностадиальной схеме обогащения. Разновидность ГА' удобно применять при необ­ходимости обработки в отдельном цикле первичных шламов и легко измельчающихся компонентов руды. Схема ГВ обеспечивает прохо­ждение исходной руды до классификации через две мельницы и по­зволяет осуществлять классификацию в гидроциклонах, что умень­шает капитальные затраты. Схему ГВ нельзя применять, когда ошла­мование руды оказывает вредное влияние на результаты обогащения.

Двухстадиальные схемы измельчения с замкнутыми цик­лами.

Разновидности двухстадиальных схем измельчения с замкну­тыми циклами приведены на рис. 4.15.

В схемах измельчения с замкнутым циклом распределение ра­боты измельчения между стадиями производится изменением круп­ности слива классифицирующего аппарата первой стадии. Для пол­ной нагрузки мельниц второй стадии необходимо получать в первой стадии оптимальный по крупности продукт. Крупность слива на практике регулируется изменением его плотности. Применение схем с замкнутыми циклами при конечном продукте крупнее 0,2 мм вызы­вает затруднения вследствие неустойчивой и неэффективной работы классифицирующих аппаратов первой стадии измельчения.

 

 

Достоинствами двухстадиальных схем с замкнутыми циклами измельчения являются: возможность получения мелкого конечного продукта измельчения; возможность осуществления стадиального обогащения руды. Недостатками являются: трудное регулирование процесса измельчения; невозможность получения крупного конеч­ного продукта измельчения; большое количество классифицирующих аппаратов.

Схемы с замкнутыми циклами позволяют извлекать частицы са­мородных металлов из первой стадии измельчения путем обогащения выхода мельницы или песков классифицирующего аппарата, как это часто применяется на золотоизвлекательных фабриках. При этом на­грузка на обогатительные аппараты будет составлять более 150-200 % от производительности по исходному продукту, следовательно, требуется высокопроизводительное гравитационное оборудование, либо реализуется низкоэффективная его работа при значительной перегрузке.

Другой возможностью является отделение частиц песков и на­правление только ее в обогащение. При этом производительность обогатительного оборудования определяется долей отделяемых на обогащении песков, которая может быть существенно ниже даже производительности по исходному питанию.

Расчет схем измельчения

 

Целью расчета схемы измельчения является определение выходов и массы продуктов схемы, крупности материала в продуктах (массовой доли расчетного класса), обеспечение оптимальных значений разжижения пульпы в продуктах измельчения.

Исходными данными для расчета схемы измельчения являются: производительность по исходному питанию; массовая доля расчетного класса в исходном, конечном и некоторых промежуточных продуктах, крупность которых определяется требованиями технологии обогащения; разжижения (отношение «жидкое:твёрдое») исходного и конечных продуктов, сливов и песков классификации.

Методика расчета схемы измельчения основана на назначении оптимальных значений циркулирующей нагрузки в стадиях измельчения и выполнении балансового расчета операций классификации с учетом разжижения продуктов.

Под оптимальной циркулирующей нагрузкой С _опт понимается такая циркулирующая нагрузка, при которой расходы на измельчение получаются минимальными. Циркулирующая нагрузка устанавливается на практике изменением подачи руды в мельницу, поэтому при проектировании ее можно назначать.

Оптимальные значения циркулирующей нагрузки в стадии измельчения при классификации в гидроциклонах находятся в пределах от 200 до 600 %, при классификации в спиральных классификаторах от 200 до 700 %. Большие значения относятся к тонкому, а меньшие - к грубому измельчению.

Выбранное значение циркулирующей нагрузки следует проверить из условия, чтобы удельная нагрузка мельницы на единицу объема питания не превышала 12 т/(м³·ч). Так как транспортирующая способность мельницы ограничена, то при общей нагрузке свыше 12 т/(м³·ч) мельница будет переполняться пульпой.

Балансовый расчет операции классификации осуществляется на основе следующей закономерности: распределение тонких классов по продуктам классификации пропорционально распределению воды. Анализ работы классифицирующих аппаратов показывает, что распределение по продуктам классификации класса минус 0,04 мм близко к распределению воды. Поэтому для операции классификации справедливы уравнения

; (4.60)

, (4.61)

где - частное извлечение класса минус 0,04 мм в слив;

- извлечение воды в слив;

и - частные выходы твердого в слив и пески;

и - массовая доля класса минус 0,04 мм в исходном

продукте и сливе классификатора;

R _cи R _п - весовые отношения «жидкое:твердое» в сливе и песках.

 

Решая эти уравнения относительно и , получаем формулы:

; (4.62)

. (4.63)

При известных и значения и можно определить по табл. 4.10.

Таблица 4.10

Массовые доли классов различной крупности

в сливе мельниц и классификаторов

 

Массовая доля класса, %	Условная максимальная крупность d
- 0,071мм, β	- 0,04 мм, β'	- 0,02 мм, β''
	9,6	-	-
	11,3	-	-
	17,3		-
			0,43
	31,5		0,32
	39,5		0,24
	48,0		0,18
	58,0		0,14
	71,5		0,094
	80,5		0,071

 

Значение R _c определяется режимом дальнейшего технологического процесса и требуемой крупностью слива. Значение R _п для спиральных классификаторов обычно находится в пределах 0,2–0,25 (83–80 % твердого), а для гидроциклонов – в пределах 0,33–0,5 (75–67 % твердого).

Порядок расчета любой с