Теоретическая часть

2.4 Расчет качественно количественно схемы и расхода воды
Таблица 3. Расчет качественно-количественной схемы рудоподготовки

Номер по схеме	Продукт	Крупность, мм	Разгрузочная щель i, мм	Содержание класса +i в питании стадии, %	Содержание класса крупности -d ( мм), %							Выход продукта
					5	10	28	57	130	261	1200	%	м^3/час
1	Исходная руда	1 200			1,2	2,3	6,4	12,4	26,2	45,6	93,9	100	812,3
	Грохочение	1 200								45,6	93,9
2	Крупнодробленая руда	261	174	66,6	3,8	7,5	20,3	37,6	71,5	97,1		100	812,3
4	Питание дробилок 2 стадии											100	812,3
6	Среднедробленая руда	57	30	78,8	9,8	20,5	62,8	97,0				100	812,3
7	Питание грохотов 3 стадии				28,12	56,2						209,2	1699,5
8	Питание дробилок 3 стадии											109,2	887,1
10	Мелкодробленая руда	12	12	75,3	43,0	89,6						100	812,3

Из подготовительных операций вода расходуется только для стадии измельчения.

Таблица 4. Расчет шламовой схемы

Продукт	Выход, %	Твердого Q, т/ч	Разжижение R=W/Q	Содержание твердого, %	Расход воды Q·R=W, м^3/ч	Объем пульпы
Слив Пески	30 70	351,8 820,8	4,56 0,43	18 70	1245,4 205,2	1741,1 1139,1
Исходный	100	1172,6	1,67	37,5	1442,3	2414,5

2.5 Выбор и расчет оборудований рудоподготовки

2.5.1 Выбор и расчет дробилок
Для дробления руд средней крепости и крепких применяются конусные дробилки, а также, на стадии крупного дробления, щековые дробилки с простым качанием щеки. Последние годы за рубежом разработаны и выпускаются также щековые дробилки со сложным качанием щеки с большим размером загрузочной щели для крупного дробления.
Для последующего сравнительного анализа предварительно отбираются дробилки. Отбираются дробилки, у которых размер загрузочного отверстия превышает заданный и диапазон регулировки разгрузочной щели включает заданную. У дробилок крупного дробления в каталогах указывается только номинальная разгрузочная щель. В этом случае считается, что диапазон регулировки составляет 40 %.
Для предварительно выбранных дробилок рассчитывается производительность в заданных условиях работы. Расчет производится по формуле:

где - поправочные коэффициенты соответственно на крупность питания, крепость и влажность
Поправочные коэффициенты определяются по следующим выражениям:

где - номинальная крупность питания дробилки, мм
f– коэффициент крепости по Протодьяконову
w – влажность руды, %
Окончательный выбор варианта установки дробильного оборудования производится в результате сравнительного технико-экономического анализа.. Количество оборудования для установки определяется по формуле:

где Q_п – нагрузка на дробилку, м³/час
Q – производительность дробилки, м³/час
Коэффициент загрузки оборудования по производительности определяется выражением:

Количество N дробилок для установки выбираем ближайшим большим целым от n. Сравнение рассчитанных вариантов производим по общей установленной мощности оборудования и общей массе.

Таблица 5. Результаты предварительного выбора дробилок и расчет производительности

Модель	Ширина приемного отверстия, мм	Рагрузочная щель, ОТ-ДО, мм		Объемная производительность, ОТ-ДО, м^3/час		Производительность дробилки Q при принятых i и B и значениях поправочных коэффициентов
	B	imax	imin	Qmax	Qmin	i	B	dн	kкр	kкрkвлkf	Q
ЩДП 12х15	1200	155	0	310	0	186	1380	1200	0,80	0,88	328,0
ККД-1200/150	1200	180	0	680	0	186	1380	1200	0,80	0,88	619,5
КСД-2200Гр	350	60	30	610	360	29	300	308	0,92	1,01	357,7
КСД-3000Т	475	50	25	850	425	29	300	308	1,15	1,27	629,1
КМД-1750Гр	130	20	9	130	95	12	64	56	1,37	1,51	157,9
КМД-1750Т	80	15	5	110	85	12	64	56	1,11	1,22	124,7
КМД-2200Гр	140	20	10	260	220	12	64	56	1,40	1,54	352,0
КМД-2200Т1	100	15	5	220	160	12	64	56	1,24	1,37	276,6
КМД-2200Т2	85	15	7	210	150	12	64	56	1,15	1,26	236,6
КМД-3000Т	95	20	6	440	320	12	64	56	1,22	1,34	496,7

Таблица 6. Сравнительный анализ вариантов установки дробильного оборудования

Тип	Параметры дробилки			Нагрузка на дробилку, м3/час	Количество			Характеристика варианта
	Производительность, м3/час	Масса, тонн	Установленная мощность, квт		по расчету	Выбран-ное число	Масса, тонн		Установленная мощность, квт	Коэффициент загрузки
ЩДП 12х15	328,0	116	160	812,3	2,48	3	348		480	0,83
ККД-1200/150	619,5	240	320	812,3	1,31	2	480		640	0,66
КСД-2200Гр	357,7	86	250	812,3	2,27	3	258		750	0,76
КСД-3000Т	629,1	217	400	812,3	1,29	2	434		800	0,65
КМД-1750Гр	157,9	53	160	887,6	5,62	6	318		960	0,94
КМД-1750Т	124,7	53	160	887,6	7,12	8	424		1280	0,89
КМД-2200Гр	352,0	97	250	887,6	2,52	3	291		750	0,84
КМД-2200Т1	276,6	97	250	887,6	3,21	4	388		1000	0,80
КМД-2200Т2	236,6	93	320	887,6	3,75	4	372		1280	0,94
КМД-3000Т	496,7	220	400	887,6	1,79	2	440		800	0,89
Выбранный вариант установки дробильного оборудования
ККД-1200/150	619,5	240	320	812,3	1,31	2	480		640	0,66
КСД-3000Т	629,1	217	400	812,3	1,29	2	434		800	0,65
КМД-2200Гр	352,0	97	250	887,6	2,52	3	291		750	0,84

По результатам таблицы 6 предварительно выбраны дробилки:

ККД- 1200/1500 – 2 шт. К=0,66
КСД 3000Т - 2 шт. К=0,65
КМД 2200Гр – 3 шт. К=0,84
2.5.2 Выбор и расчет грохотов
В цехах дробления рудных обогатительных фабрик используются вибрационные грохоты в среднем и тяжелом исполнении, необходимая площадь грохочения которых рассчитывается по формуле:

где F – площадь грохочения, м²
Q–нагрузка на грохоты, м³/час
q– удельная производительность грохота, м³/м²час
k,l,m,n,o,p–поправочные коэффициенты
Все параметры и результаты расчета сводятся в таблицу (табл.7.)
Предварительный выбор грохотов из каталога производится по допускаемой крупности исходного материала, числу ярусов сит и размеру отверстий сит. Последний параметр не является жестким ограничением. Результаты сводятся в таблицу.

Таблица 7. значение поправочных коэффициентов и расчет площадь

Условия грохочения, учитываемые коэффициентом	Коэффи-циент	Условия по стадиям		Значения коэффициентов по стадиям
		2	3	2	3
Удельная производительность, м^3/м^2*час (при заданном размере ячейки грохота, мм)	q	56	12	47	21
Содержание в исходном материале зерен размером менее половины размера отверстий сита, %	k	18,0	28,1	0,58	0,76
Содержание в исходном материале зерен размером более размера отверстий сита, %	l	66,3	43,8	1,46	1,12
Эффективность грохочения, %	m	85,0	85,0	1	1
Форма зерен	n	руда	руда	1	1
Влажность материала	o	сухой	сухой	1	1
Способ грохочения	p	сухое	сухое	1	1
Нагрузка на грохоты, м^3/час				812,3	1699,9
Площадь просеивающей поверхности, м^2				20,4	94,5

Таблица 8. Результаты предварительного выбора грохотов

Модель	Площадь одного сита, м^2	Мощность электродвигателя, кВт	Масса грохота, кг	Размеры просеивающей поверхности, мм:			Размеры отверстий сит (решеток), мм:			Допускаемая крупность исходного материала, мм		Количество грохотов			Установленная мощность, т		Масса, т		Коэффициент загрузки
				ширина	длина	верхнего		нижнего			расчет		принято
Стадия мелкого дробления
ГСТ51	7,875		4650	1750	4500	Перфорированный лист 30, щелевидное сито 1,6; сетка 10 × 10		–	120		2,65		3	0		13,95		0,88
ГСТ61	10		6000	2000	5000	8; 12;16; 20		–	200		9,45		10	0		60		0,94
ГСТ61 (259Гр)	8		6200	2000	4000	2–25		–	100		11,81		12	0		74,4		0,98
ГСТ61 (253Гр)	10		5700	2000	5000	2–25		–	100		9,45		10	0		57		0,94
ГСТ81	18		18000	3000	6000	-		-	120		5,25		6	0		108		0,87
ГИС 62	10	17	5100	2000	5000	–		–	150		9,45		10	170		51		0,94
Стадия среднего дробления
ГИТ 52М	6,755	22	1700	1750	3860	8–100		–	400		13,98		14	308		23,8		1,00
ГИТ 51	6,125	22	6000–9000	1750	3500	50–300		–	400		3,40		4	88		32		0,85
ГИТ 51M	6,755	17	800	1750	3860	8–100		–	400		3,09		4	68		3,2		0,77
ГИТ 71	13,2	30	1750	2500	5300	25–150		–	800		1,58		2	60		3,5		0,79

Таблица 9. Окончательный выбор грохотов

Модель	Площадь одного сита, м^2	Мощность электродвигателя, кВт	Масса грохота, кг	Размеры просеивающей поверхности, мм:		Размеры отверстий сит (решеток), мм:		Допускаемая крупность исходного материала, мм	Количество грохотов		Установленная мощность, т	Масса, т	Коэффициент загрузки
				ширина	длина	верхнего	нижнего		расчет	принято
Стадия мелкого дробления
ГСТ51	7,875	0	4650	1750	4500	Перфорированный лист 30, щелевидное сито 1,6; сетка 10 × 10	–	120	2,65	3	0	13,95	0,88
Стадия среднего дробления
ГИТ 71	13,2	30	1750	2500	5300	25–150	–	800	1,58	2	60	3,5	0,79

Исходя из таблицы расчетов грохотов на 2 дробилки КСД-3000Т выбрана 2 грохотаГИТ71.

На 3 дробилки мелкого дробления КМД-2200Гр выбрал 3 грохотовГСТ51.

2.5.3 Выбор и расчет мельниц

Приняли одностадиальную схему измельчения с поверочной классификацией – на основании норм проектирования, по которым на фабриках малой производительности при измельчении средней по крепости руды до используется одностадиальная схема. Крупность руды, поступающей на измельчение 12мм.
Для измельчения материала выбрали мельницу типа МШЦ. Для расчета производительности шаровых мельниц использовали методику расчета по удельной производительности.
Удельная производительность мельниц по вновь образованному расчетному классу –0,074 мм определена по формуле:
, т/м³·ч,
где q₁ – удельная производительность мельницы, работающей на действующей фабрике, взятой за эталон, т/м³·ч
К_и – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости руд, перерабатываемых на действующей и проектируемой фабриках (принят K_и=1, так как руда на действующей и проектируемой фабрике аналогична);
К_к – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей фабрике, принятой за аналог, и на проектируемой фабрике, определен по формуле:
,
где m₂ – относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при той крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике; m₂ для проектируемых условий измельчения определена по таблице : крупность исходного продукта 12-0 мм, содержание класса –0,074 мм в конечном продукте 65 %.
m₁ – то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.m₁ для условий измельчения действующей мельницы К_Д – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц, рассчитан по формуле:

Где Д и Д₁ – диаметры барабанов проектируемой к установке мельницы и работающей на принятой за аналог фабрике, м.
К_Т – коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой к установке мельницы и работающей на действующей обогатительной фабрике (так как на действующей обогатительной фабрике установлены также мельницы шаровые с разгрузкой через решетку, то К_т=1);
– коэффициенты, учитывающие шаровую загрузку и скоростной режим работы мельниц. Приняты , полагая, что на проектируемой обогатительной фабрике будет оптимальный режим работы (как и на действующей фабрике).
В рассмотрение приняты несколько типоразмеров мельниц:

1. 
   МШР 3200х3100
   
2. 
   МШР 3600х4000
   
3. 
   МШР 3600x5000
   
4. 
   МШР 4000x5000
   
5. 
   МШР 4500x5000
   
6. 
   МШР 4500x6000
   
7. 
   МШР 6000x8000
   

На действующей фабрике установлены мельницы типа МШР 3200x3100.
Определяем коэффициент К_Д:









Объем мельницы определяется по формуле
, м³
где (D – 0,15) – внутренний диаметр мельницы, м
L– длина мельницы, м.
м³
м³
м³
м³
м³
м³
м³
Крупность питания мельниц -12 +0 мм
Рассчитаем коэффициент К_к, для этого определяем значение m₂ для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта -12+0 мм, содержание класса -0,074 мм в конечном продукте 65%. Для крупности исходного 12-0 мм в таблице указаны значения m при измельчении до 60% -0,074 мм (m=1,02) и при измельчении до 72% -0,074 мм (m=0,93); для крупности исходного 20-0 мм соответственно указаны m=0,89 и m=0,92. Интерполируем сначала по крупности продукта. При крупности продукта 65% и исходном 20-0 мм, находим:

при крупности 12-0 мм имеем


Удельная производительность мельниц:
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
Производительность мельниц по руде рассчитана по формуле:
, т/ч,
где q – удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³·ч; – содержание класса -0,074 мм в продукте измельчения и исходном продукте.
Приняты ; по условию проекта;
т/ч
т/ч
т/ч
т/ч
т/ч
т/ч
т/ч
Количество мельниц определено по формуле:

где Q – поток мельницы по исходному питанию, т/ч (Q=1172.6 т/ч)







Все варианты мельниц проверены по транспортирующей способности по общему питанию по формуле:
, т/(м³·ч),
где Q₂ – производительность мельницы по общему питанию, т/ч.

где c – величина циркулирующей нагрузки. Принята c=230 %, тогда

т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
т/м³·ч
Таблица 10. Технико-экономические показатели сравниваемых мельниц

Размеры барабана МШР, мм	Число мельниц, шт	Масса, т		Мощность, кВт
	d=15	одной	Общая		Одной	Общая
3200x3100	29	92.6	2685,4		630	18270
3600x4000	17	162	2754		1000	17000
3600x5000	13	166	2158		1250	16250
4000x5000	10	258	2580		2000	20000
4500x5000	7	290	2030		2500	17500
4500x6000	6	300	1800		2500	15000
6000×8000	2	900	1800		6300	12600

По результатам таблицы 10 выбраны мельницы МШР 6000x8000 в количестве двух штук при поступающем питании –12+0 мм. В соответствии с выбором оборудования для измельчения окончательно принято следующее оборудование для схемы дробления при крупности дробленной руды 12мм:

ККД 1200/1500 2 шт. К=0,66;
ГИТ 71 2 шт.;
КСД 3000Т 2 шт. К=0,65;
ГСТ 51 3 шт.;
КМД 2200Гр 3 шт. К=0,84;
МШР 6000x8000 2 шт.
2.5.4. Расчет оборудования для классификации
В качестве классифицирующих аппаратов приняты гидроциклоны, так как их стоимость и габаритные размеры меньше чем у спиральных классификаторов; это уменьшает капитальные затраты на оборудование и на строительство обогатительной фабрики.
Слив мельницы направили в классификацию, чтобы отделить готовый по крупности продукт и возвратить пески в мельницу.
Определили выход слива (частный)

где при работе мельницы с гидроциклоном принимается велечина с= 200-300. Примем с=230

Выход песков гидроциклона определили по формуле:

Определили содержание твердого в сливе. Предварительно задали содержание твердого в песках для крупности слива 65 % класса –0,074 мм. Содержание твёрдого в песках приняли равным 70%.




Определили содержание твердого в исходном


Из соотношения Ж:Т нашли разжиженность пульпы:
-исходного
-песков
-слива
Размер класса, который распределяется по продуктам


Для данных условий подходит гидроциклон  : D= 2000
-угол конусности ;
-стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия ;
-стандартный диаметр сливного патрубка ;
-диаметр пескового насадка .
Определили условно производительность гидроциклона, приняв условно давление на входе 0,1 Мпа

где – производительность, м³/ч;
– поправка на угол конусности гидроциклона.
,
где D – диаметр гидроциклона, см

– поправка на диаметр гидроциклона
– диаметр питающего отверстия, см;
– диаметр сливного патрубка, см;
– рабочее давление на входе в гидроциклон, МПа.

Рассчитали число гидроциклонов

Проверили нагрузку гидроциклона по пескам при диаметре пескового насадка (сечение при этом )

Нагрузка находится в пределах нормы, которая составляет 0,5÷2,5 т/см²·ч, поэтому к установке приняты 2 гидроциклона ГЦ – 2000 с давлением на подаче Р = 0,1 МПа.
По результатам расчета на мельницу МШЦ 6000x8000 установили 4 гидроциклона ГЦ-2000. В случае неисправности 2-ух гидроциклонов в эксплуатацию вступят запасные гидроциклоны.