Теоретическая часть

2.8 Выбор и расчет дробилок
Согласно приведенным расчетам схемы дробления, составлена таблице 3.7., в которой указаны данные для выбора и расчета дробилок.
Таблица 3.7 - Данные для выбора дробилок

Наименование параметров	Стадии дробления
	I	II	Ш
Размер загрузочного отверстия, мм	960	324	92
Размер максимального куска в питании, мм	800	270	77
Размер загрузочной щели, мм	150	35	6
Производительность дробилки по питанию, т/ч	280	280	252

Этим требованиям удовлетворяют:
для I стадии дробления – ЩДП 12 х 15, ККД 1200/150;
для II стадии дробления – КСД 2200Гр;
для Ш стадии дробления – КМДТ-2200Т.
расчет производительности и количества дробилок произведен по формулам:

Q_др = Q_k ∙ ρh ∙ k_ρ ∙ k_f ∙ k_kp ∙ k_вл ∙ k_ц , т/ч (3.33)

где Q_k – производительность дробилки по каталогу, м³/ч;
ρh – насыпная плотность руды, т/м³;
k_ρ – поправочный коэффициент на плотность руды;
k_f, k_kp, k_вл - поправочные коэффициенты на крепость, крупность, влажность руды в питании;
k_ц – коэффициент учета цикла дробления.
/ч (3.34)
или (3.35)
где S_ном – номинальная разгрузочная щель, мм;
S_пр – проектная разгрузочная щель, мм.
Количество дробилок для i- ой стадии дробления определяется по формуле:
n_i = Q_j / (Q_{др. j} ∙ K_н.пит) (3.36)
где K_н.пит – коэффициент, учитывающий неравномерность питания,
K_н.пит = 0,98
Результаты расчетов сведены в таблице 3.8.
Пример расчета для дробилки КМДТ 2200 Т:



Третья стадия дробления в замкнутом цикле, следовательно, для нахождения К_ц определяем:
d_н = 13,7 (рис.3.9), α / d_н = 13/13,7 = 0,95;

Таблица 3.8 - Расчет дробилок по стадиям дробления

Ста-дия	Qj, т/ч	Типоразмер дробилки	ρh, т/м^3	Kt	Kкр	Квл	Кц	Qk, м^3/ч	Qдр, т/ч	Кн.пит	Nрасч	Nприн
I	280	ККД 1200/150 ЩДП 12х15	1,8 1,8	1,00 1,00	1,084 1,084	1,00 1,00	1,00 1,00	680 280	1330 546	0,98 0,98	0,2 0,5	1 1
П	280	КСД 2200Гр	1,8	1,00	1,068	1,00	1,00	380	731	0,98	0,4	1
Ш	252	КМДТ- -2200Т	1,8	1,00	1,018	1,00	1,08	166	329	0,98	0,8	1

Для характеристики вариантов дробилок составлена таблице 3.9.

Таблица 3.9 - Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

Ста-дия дроб ления	Типо- размер дробилки	Кол-во дро- билок	Коэф- фици- ент загруз-ки	Произ- водитель- ность, т/ч		Масса,т		Мощ- ность электро- двига- теля, кВт		Стои- мость, руб
				одной	всех	одной	всех	одной	всех	одной	всех
I	ККД 1200/150 ЩДП 12х15	1 1	0,2 0,5	1330 546	1330 546	240 146	240 146	300 160

Продолжение таблицы 3.6.

П	КСД2200Гр	1	0,4	731	731	98	98	250	250
Ш	КМДТ-2200Т	1	0,8	329	329	98	98	250	250

На основании таблицы3.9. и учитывая, что при крупно руде и небольшой производительности конусная дробилка оказалась недогруженной, следовательно, выгодна установка щековой дробилки, к тому же щековая дробилка проще в конструктивном соотношении, занимает меньше места по высоте, менее склонна к заглушению при дроблении влажных руд. Проектом принимается в I стадии дробления 1 дробилка ЩДП 12х15, во П стадии – одна дробилка КСД 2200Гр, в Ш стадии – одна дробилка КМДТ-2200Т.

2.9 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Проектом принимается в первой стадии измельчения стержневая мельница, так как эти мельницы обычно устанавливают для сравнительно крупного измельчения в открытом цикле. Во второй и третьей стадии измельчения – шаровые мельницы с центральной разгрузкой, так как они применяются для получения тонкоизмельченного продукта.

Расчет мельниц проводится по следующим формулам.
Производительность цикла по расчетному классу минус 71мкм составляет:
Q^-71=Q_ч.изм.∙ (β^-71 – α^-71)/100, т/ч, (3.37)
где α^-71, β^-71 – массовая доля класса (-71 мкм) в дробленой руде и в питании флотации, %;
Удельная производительность i-го типоразмера мельниц для проектных условий:
q_i = q_{эт .}∙ К_изм ∙ К_т ∙ К_кр ∙ К_Дi т/(м³∙ч), (3.38)
где q_эт – удельная производительность по классу -71мкм эталонной мельницы, т/(м³∙ч);
К_изм – коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды. К_изм = 1,3 – 1,4 – руда средней крепости;
К_т – коэффициент, учитывающий разницу в типах эталонной и проектируемой мельниц;
К_кр и К_Дi – коэффициенты, учитывающие разницу между эталонной и проектируемой мельницами в крупности руды и измельченного продукта, а также в рабочих диаметрах.
Коэффициент К_кр определяется по формуле:
К_кр = m₂m₁, (3.39)
где m₁ и m₂ – относительная производительность по расчетному классу для проектных и эталонных условий.
Коэффициент К_Дi рассчитывается по формуле:
К_Дi = [(Д_проект - α∆_пр) /(Д_эт - α∆_эт)]^0,5, (3.40)
где Д_проект, Д_эт – диаметр барабана проектируемой и эталонной мельницы, м;
∆_пр, ∆_эт – толщина футеровки, м.
Необходимый объем мельниц для измельчения рассчитывается повариантно по формуле:
V_i = Q^-71 / (q_i ∙ К_н.пит), м³ (3.41)
Число мельниц в i-ом варианте:
n_i = V_i / υ_i (3.42)
Проводится проверка мельниц на пропускную способность
q_проп < 12 ∙ K_ρ, т/(ч ∙ м³)
q_проп = Q_пит / (υ_i ∙ n_прин), т/(ч ∙ м³), (3.43)
где Q_пит – количество руды, поступающей в мельницу, т/ч;
n_прин – принятое количество мельниц в i-ом варианте.


3. ОХРАНА ТРУДА И ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ НА ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ
ФАБРИКАХ
Охрана труда трудящихся на дробильно-сортировочных, обогатительных и других фабриках обеспечивается выполнением Единых правил безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов, Правил безопасности на предприятиях по обогащению и брикетированию углей и сланцев, требований санитарно-технических норм.
Существующим законодательством установлен перечень заболеваний, при наличии которых прием трудящихся на обогатительную фабрику не допускается. Рабочие обогатительных фабрик должны проходить медицинское освидетельствование не реже одного раза в год.
Обучение и инструктаж по технике безопасности. Перед допуском к работе вновь принятые рабочие должны пройти первичный инструктаж и трехдневное обучение по технике безопасности. На время обучения рабочих прикрепляют к опытным производственникам. К самостоятельной работе рабочих допускают после сдачи экзамена комиссии.
Спецодежда и спецобувь. Для защиты здоровья трудящихся от воздействия внешней среды работающим на обогатительных фабриках бесплатно по установленным нормам выдают спецодежду и спецобувь. Спецодежда и спецобувь должны находиться в исправном состоянии, исключающем захват их движущимися частями оборудования.
Передвижение по фабрике. При передвижении по территории фабрики следует руководствоваться установленными знаками. Передвижение по фабрике допускается только по предусмотренным для этого проходам, лестницам и площадкам. Существующие нормы устанавливают ширину свободных проходов между оборудованием от 0,7 до 2,2 м в зависимости от интенсивности движения и от 0,6 до 1 м между ленточными конвейерами в зависимости от их ширины. Ширина лестниц менее 0,6 м не допускаегся. Угол наклона постоянно эксплуатируемых лестниц должен быть не более 45°, а редко посещаемых — не более 60°. Через ленточные конвейеры, длина которых превышает 20 м, устанавливают переходные мостики.
Ограждения. Все обслуживающие площадки, расположенные на высоте более 0,3 м, переходные мостики и лестницы снабжаются перилами высотой не менее 1 м со сплошной зашивкой по низу перил на высоту 0,14 м. Перилами снабжаются и проемы, зумпфы, колодцы и каналы. Все вращающиеся части оборудования должны иметь прочные и надежные ограждения, исключающие возможность травмирования обслуживающего персонала. Ограждения блокируются с пусковыми устройствами, чтобы не допустить пуск в работу оборудования при снятом ограждении.
Пуск механизмов в работу. На современных обогатительных фабриках пуск и остановка оборудования производятся с центрального пульта. При этом допускается и местное управление. Перед пуском в работу оборудования подается звуковой сигнал продолжительностью 10 с, затем не менее чем через 30 с подается второй сигнал продолжительностью 30 с. Одновременно о пуске сообщается через громкоговорящую связь. Для аварийной остановки механизмов на рабочих местах устанавливаются аварийные кнопки «Стоп».