Выбор и расчет технологических схем рудопродготовки золо­тосодержащих руд

Z^сд=d\i_iv=15\25=0,6
По найденному значению Z^сд и по кривой 1 рисунок 12[4], относящейся к типовой характеристике крупности дробленных продуктов конусных дробилок среднего дробления и крепким рудам, определяем значение:
B_iv^-15=25%=0,25
По кривой 3 рисунок 2.5[1] значение B_iv^-15 при велечине абсцисс15\70=0б21(доли от d_н) равно B_iv^-15=25%=0,29.
Построис типовые характеристики крепких руд для дробилок КСД и КМД при размере выходной щели i_1v=25мм, i_1v=7мм
Примем для построения следующие суммарные классы : 0,1; 0,2; 0,4; 0,6;0,8;1,0 от максимального куска,а размер этого куска берем из таблиц 6 и 7[3]. Выхода снимаем с рисунков 12 и 13[4].Результаты пересчета приведены в таблице 4,а графики на рисунках 4 и 5.
По графику рисунка 4 определили:
B_iv^-15=0,49.
Таблица 2.4
Пересчет типовых характеристик для дробилок КСД и КМД к заданным размерам выходных щелей

По типовой характеристике		Продукт КСД при i=25мм Крупность класса, мм	Продукт КМД при i=7мм Крупность класса,мм d95=25мм,z95=3,5мм
Крупность класса в долях максимального куска	Суммарный выход класса по плюсу ,%	5,0		2,2
+0,1	80

Q₁₁=

Производительность оборудования [1] будет:
Q₀=
t_m-машинное время
K_b-коэффициент использования оборудования
K_л-коэффициент неравномерности питания.
Из таблицы 2.4[1] принимаем t_m=7711 ч\год.
Q₁=Q₀=
Так как наша проектная руда является крепкой,то циркулирующую нагрузку принимаем [1]С=300%
Определим тоннаж по всем продуктам:
Q₅= Q₁*С=609,5*3=1828,5т\ч
Q₂= Q₅*Q₁=609,5+1828,5=2438 т\ч
При крупности дпобления продукта d_k=15мм содержание класса -0,074мм в исходном продукте будет[3]:
Β₁^-74=10-
Обозначаем отношенте объемов мельниц V₁₁\V₁=m
V₁₁=36m³ и V₁=32m³ (принимаем по фабрике-эталону)
M=
Отношение удельных производительностей по вновь образованному классу
9₁₁^-d\9₁^-d=k
Так как практические данные у нас отсутствуют, то прием 9₁₁^-d\9₁^-d=0,8
Содержание расчетного класса (-0,074+0) мм в продукте разгрузки мельницы 1 в сутки будет:
β₂^-d= β₁^-d+( β₄^-d- β₁^-d)\(1+k*m)
β₂^-0,074=8+
Дальнейший расчет сводим к расчету одностадильной схемы с совмещением операций предварительной и поверхностной классификации.
Плотность слива задаем по данным аналогов или определяем по формуле[3]:
Т_С^ТВ=[
T_n^tb и T_c^tb- содержание твердого в сливе и в песках; T_n^tb=77%
T^-74- содержание класса (-0,074+0)мм в сливе ; T^-74=0,6,
ᵧ_c- частный выход слива:
ᵧ_c=
Т_С^ТВ=[
Содержание твердого в разгрузках мельницы принимаем равным 75%твердого .В итоге заполняется таблица 2.5 баланса воды и руды.

Таблица 2.5.

Баланс воды и руды

Продукт		Выход ᵧ%		Процент твердого %			Массовый расход,т\ч
Поступает в операцию измельчения							твердого						воды		пульпы
Руда			100,0	95			609,5						32,08		641,58
Вода													171,09		171,09
Итого:			100,0	75,0			609,5						203,17		812,67
Выходит с операции измельчения
Разгрузка мельницы
Итого:			100,0	75,0			609,5						203,17		812,67
Поступает в операцию классификации
Разгрузка мельницы 1		100,0				75,0		609,5						203,17				812,67
Разгрузка мельницы2		300,0				75,0		1828,5						609,5				2438,0
Вода														865,44				865,44
Итого:		400,0				59,23		2438,0						1678,11				4116,11
Выходит из операции классификации
Слив классификатора	100,0				35,0				609,5		1131,93						1741,43

Пески классификатора	300,0	77,0	1828,5	546,18	2374,68
Итого:	400,0	59,23	2438,0	1678,11	4116,11
Поступает в операцию измельчения
Пески классификатора	300,0	77,0	1828,5	546,18	2374,68
Вода				63,32	63,32
Итого:	300,0	75,0	1828,5	609,5	2438,0
Выходит с операции классификатции
Разгрузка мельницы	300,0	75,0	1828,5	609,5	2438,0
Итого:	300,0	75,0	1828,5	609,5	2438,0