Порядок расчета схем и выбора оборудования

⇐ Назад

Порядок расчета схем дробления приводится для трехстадиальных схем с открытыми циклами циклами во всех стадиях и для схемы с замкнутым циклом дробления в третьей стадии.

2.5.1 В соответствии с исходными данными приводится часовая производительность цеха дробления.

2.5.2 Приводятся варианты схем дробления с установкой в третьей стадии дробилки КМД в замкнутом цикле и дробилки КИД в открытом цикле.

2.5.3 Определяется общая и средняя степень дробления по формулам (31) и (32):

D_max

S_общ = ----------, (31)

d_н

S_II = S_ср = (S_общ)^1/3. (32)

2.5.4 По D_max в питании принимаются типоразмеры дробилок по таблицам A.7 и A.8 приложения A для их сравнения.

Для сравнения принимаются:

1) минимальный по D_max типоразмер дробилки ЩДП;

2) следующий типоразмер дробилки ЩДП;

3) аналогично принимаются два типоразмера дробилок ККД.

Технические данные дробилок заносятся в таблицу 7.

Таблица 7 – Данные для расчета производительности дробилок

Типоразмер дробилок	Допускаемый D_max, мм	Номинальное разгрузочное отверстие, мм	Пределы изменения разгрузочного отверстия, мм	Пределы изменения производительности, м³/ч
ЩДП–1 ЩДП–2 ККД–1 ККД–2	D_max D_max D_max D_max	i_н i_н i_н i_н	I_min ÷ i_max I_min ÷ i_max I_min ÷ i_max I_min ÷ i_max	q_min ÷ q_max q_min ÷ q_max q_min ÷ q_max q_min ÷ q_max

2.5.5 Проводится проверка принятых для сравнения дробилок по производительности и подбор степеней дробления по стадиям дробления. Степени дробления необходимо подобрать так, чтобы обеспечить по возможности равномерную загрузку дробилок во всех стадиях дробления, обеспечив при этом значение K_з < 0.85. Для получения необходимой информации по первой стадии дробления дробилки проверяются по максимальному значению коэффициента загрузки K_з = 0.85.

Расчет выполняется в следующем порядке.

2.5.5.1 Проверяется первый типоразмер дробилки ЩДП.

2.5.5.1.1 Проверяется первый типоразмер дробилки ЩДП по схеме без предварительного грохочения.

Определяется для коэффициента загрузки K_з = 0.85 разгрузочное отверстие по формуле (21).

Проводится анализ полученного значения «i_р». При этом возможны следующие варианты:

i_р < i_min – следует принимать i_р = i_н или i_min < i_р < i_ндля выбора дробилки типа КСД меньшего типоразмера;

i_min < i_р < i_н – следует принимать i_р = i_н;

i_н < i_р < i_max – следует принимать i_р = i_р;

i_р > i_max – вариант не целесообразен, т.к. не выдерживается условие установки в первой стадии дробления только одной дробилки.

При окончательном принятии величины разгрузочного отверстия необходимо учитывать следующие положения:

1) принятые значения степеней дробления должны отвечать соотношению S_I S_II S_III;

2) принятые значения степеней дробления должны соответствовать степеням дробления, допускаемым для данного типа дробилок;

3) для первой стадии дробления в двух- и трехстадиальных схемах следует стремиться получить дробленный продукт не крупнее 300 мм, а во второй стадии не более 100 – 110 мм.

В тех случаях, когда невозможно получить в первой стадии дробления крупность дробленой руды менее 300 мм, следует рассчитывать варианты с установкой дробилки КСД-3000, допускающей загрузку кусков руды размером 380 мм.

С учетом вышесказанного анализ величины разгрузочного отверстия и степени дробления следует вести в следующем порядке:

1) рассчитывается и принимается i_р;

2) определяется крупность дробленого продукта по формуле (2);

3) при d_I < 300 мм определяется степень дробления в первой стадии по формуле (33):

S_I = D_max / d_I; (33)

4) степень дробления во второй стадии дробления принимается равной средней степени дробления, т.е.: S_II = S_ср;

5) рассчитывается степень дробления в третьей стадии дробления по формуле (34):

S_общ

S_III = -------------. (34)

S_I * S_II

При S_I < S_II < S_III вариант принимается. Проводится расчет производительности дробилки при принятом значении i_р по формуле (20) и определяется коэффициент загрузки дробилки по формуле (35):

Q_П

K_з = -------. (35)

Q_р

При рассчитанных значениях степеней дробления, когда S_I > S_II > > S_III, проверяется вариант для случая S_I = S_II = S_III = S_ср и определяются:

1) номинальная крупность дробленого продукта по формуле (36):

D_max

d_I = ----------, мм; (36)

S_I

2) разгрузочное отверстие дробилки по формуле (37):

d_I

i_р = -------, мм; (37)

Z_I

3) производительность дробилки по формуле (20);

4) коэффициент загрузки по формуле (35).

При числе дробилок N = 1 и K_з< 0.85 вариант принимается.

В том случае, когда N > 1 и получаемый номинальный кусок более 300 мм, следует провести проверку установки дробилки типа КСД–3000.

Для случая i_min < i_р < i_н и d_I > 300 мм проводится проверка возможности установки дробилки для получения продукта крупностью d_I = 300 мм. Для этого определяются:

1) разгрузочное отверстие дробилки по формуле (38):

i_р = ---------, мм; (38)

Z_I

2) производительность дробилки при новом значении i_p по формуле (20);

3) коэффициент загрузки по формуле (35).

При K_з < 0.85 вариант принимается. Рассчитываются степени дробления по стадиям по формулам (33), (32) и (34).

2.5.5.1.2 Проверяется первый типоразмер дробилки ЩДП-1 по схеме с предварительным грохочением. Размер отверстия сетки грохота принимают в интервале a_I = i_I ÷ Z_I*i_I. Первоначально следует принимать a_I = i_I и после получения необходимой информации, если это необходимо для изменения коэффициента загрузки, вводить корректировку величины «a_I».

По характеристике крупности исходного питания определяется содержание отсеваемого класса β₀^–a.

По формуле (5) определяется отсев Q₁.

Определяется нагрузка на дробилку: Q₂ = Q₀ – Q₁, т/ч.

При К_з = 0.85 определяется i_р по формуле (21).

Согласно предыдущим рассуждениям принимается величина разгрузочного отверстия.

Определяется номинальная крупность дробленого продукта в первой стадии по формуле (2) и степень дробления в первой стадии по формуле (33).

2.5.5.2 Проводится аналогичный расчет для типоразмера дробилки ЩДП–2.

2.5.5.3 Проводится аналогичный расчет для типоразмера дробилки ККД–1.

2.5.5.4 Проводится аналогичный расчет для типоразмера дробилки ККД–2.

2.5.5.5 Полученные расчетные значения параметров дробления заносятся в таблицу (таблица 8). Для второй стадии дробления наиболее целесообразно принимать степень дробления равной средней степени дробления, т.е. S_II = S_ср. Для третьей стадии степень дробления рассчитывается по формуле (34). Результаты данных расчетов также заносятся в таблицу 8.

Таблица 8 – Расчетные значения для дробилок крупного дробления

Типоразмеры дробил ок	Тип схемы дробления	Нагрузка на дробилку Q₀ или Q₂, т/ч	Расчетная производительность, т/ч	Расчетное разгрузочное отверстие, мм	Номинальная крупность дробленого продукта, мм	Степень дробления по стадиям	Коэффициент загрузки	Рекомендации
S_I	S_II	S_III
ЩДП–1	А	Q₀	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з
Б	Q₂	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з
ЩДП–2	А	Q₀	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з
Б	Q₂	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з
ККД–1	А	Q₀	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з
Б	Q₂	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з
ККД–2	А	Q₀	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з
Б	Q₂	Q_р	i_р	d_I	S_I	S_II	S_III	K_з

Примечание: в графе «Рекомендации» отмечается рекомендуемый типоразмер дробилки.

2.5.6 Проводится анализ таблицы 8 и принимается наиболее оптимальный вариант. При принятии рекомендаций следует учитывать полученные степени дробления по стадиям и коэффициент загрузки дробилки. Следует принимать варианты, в которых S_I < S_II < S_III.

2.5.7 На основании принятого варианта и степени дробления рассчитываются номинальные крупности дробленых продуктов по стадиям: d_I = D_max/ S_I, мм; d_II = d_I / S_II, мм; d_III = d_II/ S_III, мм.

2.5.8 Для открытых циклов дробления:

1) по величине d_I и d_II по таблице A.9 и A.10 приложения A определяют типоразмеры дробилок во второй и в третьей стадиях. По таблице A.2 по величине d_II и d_III для принятых дробилок определяют значение Z_II и Z_III;

2) определяют расчетные разгрузочные отверстия дробилок по стадиям: i_II = d_II/ Z_II, мм; i_III = d_III/ Z_III, мм.

3) для замкнутого цикла принимаются соответствующие режимы работы по таблице A.11 приложения A.

2.5.9 Принимаются размеры отверстий сеток грохотов по стадиям (a_II= i_II * Z_II и a_III= i_III) и эффективности грохочения по стадиям для вибрационных грохотов (E_II= 0.80 ÷ 0.85 и E_III= 0.80 ÷ 0.85).

Расчетные данные заносятся в таблицу 9.

Таблица 9 – Расчетные данные второй и третьей стадии дробления

Стадии дробления	Типоразмер дробилки	Z	d_н, мм	i_р, мм	a, мм	E, %
II	КСД–1	Z_II	d_II	i_II	a_II	E_II
КСД–2	Z_II	d_II	i_II	a_II	E_II
III	КМД–1	Z_III	d_III	i_III	a_III	E_III
КМД–2	Z_III	d_III	i_III	a_III	E_III

2.5.10. Для замкнутого цикла дробления параметры дробления (i_III, a_III и E_III) принимаются по таблице A.11 приложения A и заносятся в таблицу типа таблицы 12.

2.5.11 Составляются таблицы типовых и расчетных характеристик крупности для продуктов разгрузки дробилок и продуктов питания стадий. Форма таблиц следующая (таблица 10 и таблица 11).

Таблица 10 – Типовая характеристика крупности продукта разгрузки дробилки крупного дробления (продукт 3)

Определяемый класс, в долях i_р	Крупность класса, мм	Выход класса по «+», %	Выход класса по «–», %
0.2 * i_р 0.4 * i_р ………… Z_I * i_р	d₁ d₂ ……… d_n	β₃^+d¹ β₃^+d² ………… β₃^+dⁿ	100 – β₃^+d¹ 100 – β₃^+d² ………… 100 – β₃^+dⁿ

Подобные таблицы составляются для продуктов разгрузки дробилок второй и третьей стадий для открытых циклов дробления.

Расчет характеристики крупности продукта 4 приводится в табличной форме (таблица 11).

Таблица 11 – Расчетное содержание классов крупности в продукте 4

Определяемый класс, мм

Расчетный выход класса по «–», %

Расчетный выход по «+», %

}

d₁

d₂

d₃

………

d_n

β₄^–d¹ = β₀^–d¹ + b₀⁺ⁱ • β₃^–d¹ β₄^–d² = β₀^–d² + b₀⁺ⁱ • β₃^–d² при d_n < i_p β₄^–d³ = β₀^–d³ + b₀⁺ⁱ • β₃^–d³ ………………………………………… β₄^–dⁿ = β₀^–dⁿ + b₀^{+ d}ⁿ • β₃^{– d}ⁿ при d_n > i_p

β₄^+d¹ β₄^+d² β₄^+d³ ………………… β₄^+dⁿ

Аналогичные таблицы (таблицы 10 и 11) приводятся для второй и третьей стадий дробления. По результатам расчета таблиц строится характеристика крупности продукта 4, 8 и, при необходимости, продукта 12.

2.5.12 Определяются выхода продуктов по стадиям:

1) стадия среднего дробления. Открытый цикл. Отсев рассчитывается по формуле (5). Рассчитывается нагрузка на дробилку: Q₆ = Q₀ – Q₅, т/ч;

2) стадия мелкого дробления. Открытый цикл. Отсев рассчитывается по формуле (5). Рассчитывается нагрузка на дробилку: Q₁₀ = Q₀ – Q₉, т/ч;

3) стадия мелкого дробления. Замкнутый цикл. Нагрузка на грохот рассчитывается по формуле (13). Рассчитывается нагрузка на дробилку: Q₁₀ = = Q_8С – Q₁₂, т/ч.

Составляется таблица расчетных параметров для II и III стадий.

Таблица 12 – Расчетные параметры II и III стадий дробления

Стадии дробления и тип дробилки	Режим работы	D_max в питании, мм	i_р, мм	a, мм	Нагрузка на дробилку, т/ч
II	КСД–1		d_I	i_II	a_II	Q₇
КСД–2		d_I	i_II	a_II	Q₇
III	КМД–1	Эталонный	d_II	i_III	a_III	Q₁₀
Эквивалентный I	d_II	i_III	a_III	Q₁₀
Эквивалентный II	d_II	i_III	a_III	Q₁₀
КМД–2	Эталонный	d_II	i_III	a_III	Q₁₀
Эквивалентный I	d_II	i_III	a_III	Q₁₀
Эквивалентный II	d_II	i_III	a_III	Q₁₀

2.5.13 Рассчитываются производительности дробилок во II и III стадиях дробления и их количество.

1) среднее дробление. Открытый цикл. Производительность дробилки рассчитывается по формуле (22), их количество N = Q₆ / Q_р, коэффициент загрузки К_з = Q₆ / (N * Q_р);

2) мелкое дробление. Открытый цикл. Производительность дробилки рассчитывается по формуле (23), их количество N = Q₁₀ / Q_р, коэффициент загрузки К_з = Q₁₀ / (N * Q_р);

3) мелкое дробление. Замкнутый цикл. Производительность дробилки рассчитывается по формуле (24), их количество N = Q₁₀ / Q_р, коэффициент загрузки К_з = Q₁₀ / (N * Q_р).

2.5.14 Составляется таблица сравнения и выбора дробилок по варианту и на основании ее анализа делается заключение о типе схемы и ее аппаратурном оформлении для данного случая (таблица 13).

Таблица 13 – Таблица сравнения рекомендуемого оборудования

Стадии дробления	Тип схемы отдельной стадии дробления	Типоразмеры	Производительность, т/ч	Количество дробилок, шт.	Коэффициент загрузки	Рекомендуемые к установке
I	А или Б	ЩДП–1 и 2	Q_р	N	K_з	ЩДП или ККД
ККД–1 и 2	Q_р	N	K_з
II	А или Б	КСД–1	Q_р	N	K_з	КСД–1 или 2
КСД–2	Q_р	N	K_з
III	Г – эталонный	КМД–1	Q_р	N	K_з	КМД–1 или 2
КМД–2	Q_р	N	K_з
Г – эквивалентный № 1	КМД–1	Q_р	N	K_з
КМД–2	Q_р	N	K_з
Г – эквивалентный № 2	КМД–1	Q_р	N	K_з
КМД–2	Q_р	N	K_з

По величине коэффициентов загрузки решается вопрос о применении предварительного грохочения в первой и второй стадиях, а также типа грохота во второй стадии (колосниковый или вибрационный).

2.5.15 Рассчитывается необходимая площадь сит для вибрационных грохотов по стадиям по формуле (28). Принимается типоразмер грохота и определяется их количество.

Для колосникового грохота определяются конструктивные размеры.

2.5.16 Для проверяемого варианта рассчитывается схема измельчения и подбираются мельницы и классификаторы.

2.5.17 Аналогичный расчет приводится для варианта схемы типа АББ или БББ с установкой в третьей стадии дробилки КИД.

2.5.18 Составляется сводная таблица устанавливаемого оборудования по вариантам. Подсчитывается удельный расход электроэнергии по вариантам. На основании анализа сводной таблицы делается заключение о целесообразности того или иного варианта схемы рудоподготовки.

2.5.19 В четырехстадиальных схемах вторая стадия крупного дробления обеспечивается дробилкой типа КРД. Степени дробления в таких схемах распределяют с учетом этой дробилки. Для первой и второй стадий крупного дробления общая степень дробления составит S_I-II = Dmax / d_нII. Между первой и второй стадиями степени дробления распределяются путем подбора оптимального режима в первой стадии, для третьей стадии принимают S_III = Sср и для четвертой стадии S_IV = S_общ / (S_I * S_II * S_III).

Пример расчета

2.6.1 Исходные данные:

1) годовая производительность фабрики.

Q_г = 3800000 т;

2) тип руды.

полиметаллическая;

3) максимальный диаметр куска руды.

D_max = 800 мм;

4) ситовой состав руды приведен в таблице 14:

Таблица 14 – Ситовой состав руды

Крупность классов, в долях D_max	Крупность классов, мм	Частный выход, %	Суммарный выход по «+», % (R)	Суммарный выход по «–», % (Y)	lg Y
+D_max	+800			–	–
–D_max+¹/₂ D_max	–800 +400	58.0	58.0	100.0
–¹/₂ D_max+¹/₄ D_max	–400 +200	25.0	83.0	42.0	1.62
–¹/₄ D_max+¹/₈ D_max	–200 +100	10.0	93.0	17.0	1.23
–¹/₈ D_max+¹/₁₆ D_max	–100 +50	4.1	97.1	7.0	0.85
–¹/₁₆ D_max+¹/₃₂ D_max	–50 +25	1.7	98.8	2.9	0.46
–¹/₃₂ D_max	–25	1.2	100.0	1.2	0.08

График ситовой характеристики по плюсу приведен на рисунке 7.

График логарифмической характеристики крупности приведен на рисунке 8.

Постоянные уравнения Андреева для прямой на рисунке 8 определяются по формулам (39) и (40):

lg Y₂ – lg Y₁

K = --------------------; (39)

lg X₂ – lg X₁

Y₂

A = --------- . (40)

X₂^K

где: Y₁, Y₂ – выхода классов по минусу, %;

X₂, X₁ – крупность классов, в долях D_max;

K – показатель степени в уравнении Андреева;

A – постоянная в уравнении Андреева.

Рассчитаем показатель «К» для Y₂= 100 %, X₂= D_max и Y₁= 2.9 %, X₁= ¹/₁₆ D_max по формуле (39):

lg Y₂ – lg Y₁ lg 100 – lg 2.9

K = -------------------- = ---------------------- = 1.278 (принимается K = 1.3).

lg X₂ – lg X₁ lg 1 – lg ¹/₁₆

Рассчитаем показатель «A» для Y₂= 100 %, X₂= D_max и K = 1.3 по формуле (40):

Y₂ 100

A = --------- = ---------- = 100.

X₂^K 1.0^1.3

Уравнение характеристики крупности имеет вид (41):

Y = 100 * X^1.3; (41)

5) минеральный состав руды приведен в таблице 15:

Таблица 15 – Минеральный состав руды

Название минерала	Химическая формула	Содержание в руде, %	Плотность минерала, т/м³
Галенит Сфалерит Халькопирит Пирит Кварц Кальцит	PbS ZnS CuFeS₂ FeS₂ SiO₂ CaCO₃	3.0 4.0 3.0 9.0 45.0 36.0	7.5 4.0 4.2 5.2 2.7 2.8

Рассчитаем средневзвешенную плотность руды по формуле (3):

100 100

δ_т = -------------------------- = ---------------------------------------------- = 3.00 т/м³.

α₁ α₂ α_n 3.0 4.0 3.0 9.0 45.0 36.0

---- + ---- + … + ---- ---- + ----- + ----- + ----- + ----- + -----

δ₁ δ₂ δ_n 7.5 4.1 4.2 5.2 2.7 2.8

По формуле (4) определим насыпную плотность руды для μ = 0.45:

δ_н = δ_т * (1 – μ) = 3.00 * (1 – 0.45) = 1.65 г/см³;

6) категория крепости и коэффициент крепости руды.

Для f = 17 по таблице A.3 приложения A категория крепости руды – – твердая руда;

7) число смен и их продолжительность.

По таблице 2 принимается: число дней работы в году – 365, число смен работы в сутки – 3, продолжительность одной смены – 8 часов;

8) коэффициент использования оборудования в дробильном и измельчительном переделах.

К_{в дроб.}= 0.75 * 0.95 = 0.7125;

К_{в изм.}= 0.88 * 0.99 = 0.8712;

9) относительная максимальная крупность (Z_щ, Z_к).

Z_щ = 1.7 – для щековых дробилок;

Z_к = 1.5 – для конусных дробилок;

10) содержание влаги в руде, %.

W = 5 %;

11) обогатительная фабрика, принятая за эталон.

Зыряновская обогатительная фабрика, перерабатывающая сульфидные руды;

12) фабричная схема измельчения.

Фабричная схема измельчения приведена на рисунке 9.

Дробленая руда

Классификация

Классификация

Рисунок 9 – Схема измельчения на обогатительной фабрике, принятой за эталон

13) тип мельницы в первой и последующих стадиях измельчения.

Шаровая мельница с разгрузкой через решетку (МШР) в I стадии.

Шаровая мельница с центральной разгрузкой (МШЦ) во II стадии;

14) содержание расчетного класса (β^–74) по операциям фабричной схемы.

Слив контрольной классификации I-ой стадии измельчения – 53 % класса –74 мкм. Слив классификации II-ой стадии измельчения – 85 % класса –74 мкм;

15) удельная производительность по стадиям для фабричных мельниц.

I-я стадия – МШР-32х31, q_-74 = 1.73 т/(м³*ч);

II-я стадия – МШЦ-21х30, q_-74 = 1.27 т/(м³*ч);

16) намечаемая крупность конечного продукта дробления в курсовом проекте, мм.

d_н = 12 мм;

17) часовая производительность цехов дробления и измельчения.

Часовая производительность цехов дробления и измельчения в соответствии с формулой (1) составит:

Q_г 3800000

Q_{0 др.} = ------------------------- = ----------------------------- = 608.8 (принимается

N * m * n * K_{в др.} 365 * 3 * 8 * 0.7125 609 т/ч);

Q_г 3800000

Q_{0 изм.} = -------------------------- = ----------------------------- = 509.1 (принимается

N * m * n * K_{в изм.} 357 * 3 * 8 * 0.8712 509 т/ч);

18) варианты схем дробления.

Варианты схем дробления приведены на рисунке 10.

а) б)

а) вариант с установкой в третьей стадии дробилки КМД;

б) вариант с установкой в третьей стадии дробилки КИД.

Рисунок 10 – Варианты схем дробления

2.6.2 Расчет варианта I

2.6.2.1 Подбор дробилок первой стадии

По формуле (31) определяется общая степень дробления:

D_max 800

S_общ = ---------- = --------- = 66.67,

d_н 12

и по формуле (32) определяется средняя степень дробления:

S_II = S_ср = (S_общ)^1/3 = 66.67^1/3 = 4.05.

По D_max в питании (800 мм) подбираются дробилки I стадии для сравнения.

Таблица 16 – Типоразмеры дробилок для сравнения

Типоразмер дробилок	Допускаемый D_max, мм	Номинальное разгрузочное отверстие, мм	Пределы изменения разгрузочного отверстия, мм	Пределы изменения производительности, м³/ч
ЩДП–12х15 ЩДП–15х21 ККД–1200 ККД–1350			110 – 190 135 – 225 130 – 180 160 – 200	225 – 335 360 – 540 550 – 800 – 1200

2.6.2.2 Проверка дробилки ЩДП–12х15.

2.6.2.2.1 Проверка дробилки ЩДП–12х15 по схеме «A» (без предварительного грохочения)

Для получения предварительных данных расчет проводится для коэффициента загрузки К_З = 0.85. В этом случае производительность дробилки должна составить: Q_Р = Q₀/ 0.85 = 609 / 0.85 = 716.5 т/ч.

Разгрузочное отверстие дробилки определяется в соответствии с формулой (21):

Q_Р – K_f * K_К * K_w * δ_Н * q_min

i_Р = i_min + --------------------------------------------- * (i_max – i_min), мм.

(q_max – q_min) * K_f * K_К * K_w * δ_Н

Значения коэффициентов определяются по таблице A.6 приложения A:

1) при f = 17 коэффициент K_f = 0.95;

2) при 0.5*B = 0.5 * 1200 = 600 мм и β₀⁺⁶⁰⁰ = 29 % коэффициент К_к = 1.03;

3) при W = 5 % коэффициент K_w = 1.0.

Тогда по формуле (21):

716.5 – 0.95 * 1.03 * 1.0 * 1.65 * 225

i_р = 150 + -------------------------------------------------- * (190 – 110) = 309 мм.

(335 – 225) * 0.95 * 1.03 * 1.0 * 1.65

Т.к. i_р > i_max (309 > 190), то вариант не принимается.

2.6.2.2.2 Проверка дробилки ЩДП–12х15 по схеме «Б» (с предварительным грохочением)

Определим нагрузку на дробилку. Размер отверстия грохота принимается равным i_н (a_I = 150 мм). Содержание отсеваемого класса определяется по характеристике крупности исходного питания (β₀^–150= 12 %). Масса отсеваемого класса в соответствии с формулой (5) составит:

Q₁ = Q₀ * β₀^–150 * E_I = 609 * 0.12 * 0.60 = 43.8 т/ч;

загрузка дробилки составит Q₂ = Q₀ – Q₁ = 609 – 43.8 = 565.2 т/ч.

Для K_з = 0.85 по формуле (21) рассчитаем разгрузочное отверстие:

565.2/0.85 – 0.95 * 0.97 * 1.0 * 1.65 * 225

i_р = 150 + ------------------------------------------------------ * (190 – 110) = 286 мм.

(335 – 225) * 0.95 * 0.97 * 1.0 * 1.65

Т.к. и в этом случае i_р > i_max (286 > 190), то вариант установки одной дробилки ЩДП–12х15 не проходит.

2.6.2.3 Проверка дробилки ЩДП–15х21

2.6.2.3.1 Проверка дробилки ЩДП–15х21 по схеме «А» (без предварительного грохочения)

Коэффициент К_К для этого типоразмера дробилки составит:

при 0.5*B = 0.5*1500 = 750 мм для β₀⁺⁷⁵⁰ = 8 % коэффициент К_К = 1.09.

Для K_З = 0.85 по формуле (21) рассчитаем разгрузочное отверстие:

716.5 – 0.95 * 1.09 * 1.0 * 1.65 * 360

i_р = 135 + -------------------------------------------------- * (225 – 135) = 165 мм.

(540 – 360) * 0.95 * 1.09 * 1.0 * 1.65

Т.к. i_min < i_р < i_н, то принимаем i_р = i_н = 180 мм.

В этом случае крупность дробленого продукта в первой стадии по формуле (2) составит:

d_I = i_р * Z_I = 180 * 1.7 = 306 мм.

Для получения продукта с d_I = 300 мм разгрузочное отверстие дробилки в соответствии с формулой (38) составит:

300 300

i_р = --------- = --------- = 176 мм.

Z_I 1.7

Производительность дробилки рассчитывается по формуле (20):

q_max – q_min

Q_р = K_f * K_k * K_w * [q_min + -----------------*(i_р - i_min)] * δ_н , т/ч;

i_max – i_min

и составит:

540 – 360

Q_р = 0.95 * 1.09 * 1.0 * [360 + ----------------*(176 – 135)] * 1.65 = 755.2 т/ч.

225 – 135

Коэффициент загрузки рассчитывается по формуле (35):

Q_П 609

K_з = ------- = ----------- = 0.81.

Q_р 755.2

Для этого варианта степени дробления, рассчитанные по формулам (33), (32) и (34), составят:

S_I = D_max / d_I = 800 / 300 = 2.67;

S_II = S_ср = 4.05;

S_общ 66.67

S_III = ------------- = ------------------ = 6.17.

S_I * S_II 2.67 * 4.05

2.6.2.3.2 Проверка дробилки ЩДП–15х21 по схеме «Б» (с предварительным грохочением)

Определим нагрузку на дробилку. Размер отверстия грохота принимается равным i_н (a_I = 180 мм). Содержание отсеваемого класса определяется по характеристике крупности исходного питания (β₀^–180= 15 %). Масса отсеваемого класса в соответствии с формулой (5) составит:

Q₁ = Q₀ * β₀^–180 * E_I = 609 * 0.15 * 0.60 = 54.8 т/ч;

загрузка дробилки составит Q₂ = Q₀ – Q₁ = 609 – 54.8 = 554.2 т/ч.

Для K_з = 0.85 по формуле (21) рассчитаем разгрузочное отверстие:

554.2/0.85 – 0.95 * 1.09 * 1.0 * 1.65 * 360

i_р = 135 + ------------------------------------------------------ * (225 – 135) = 146 мм.

(540 – 360) * 0.95 * 1.09 * 1.0 * 1.65

Т.к. i_min < i_р < i_н, то принимаем i_р = i_н = 180 мм.

В этом случае крупность дробленого продукта в первой стадии по формуле (2) составит:

d_I = 180 * 1.7 = 306 мм.

Для получения продукта с d_I = 300 мм разгрузочное отверстие дробилки в соответствии с формулой (38) составит:

i_р = --------- = 176 мм.

1.7

Производительность дробилки, рассчитанная в соответствии с формулой (20), составит:

540 – 360

Q_р = 0.95 * 1.09 * 1.0 * [360 + ----------------*(176 – 135)] * 1.65 = 755.2 т/ч.

225 – 135

Коэффициент загрузки, рассчитанный в соответствии с формулой (35), составит:

554.2

K_з = ----------- = 0.73.

755.2

Для этого варианта степени дробления, рассчитанные по формулам (33), (32) и (34), составят:

S_I = 800 / 300 = 2.67;

S_II = 4.05;

66.67

S_III = ------------------ = 6.17.

2.67 * 4.05

2.6.2.4 Проверка дробилки ККД–1200

2.6.2.4.1 Проверка дробилки ККД–1200 по схеме «А» (без предварительного грохочения)

Коэффициент К_к для этого типоразмера дробилки составит:

при 0.5*B = 0.5 * 1200 = 600 мм и β₀⁺⁶⁰⁰ = 29 % коэффициент К_к = 1.03.

Для K_з = 0.85 по формуле (21) рассчитаем разгрузочное отверстие:

716.5 – 0.95 * 1.03 * 1.0 * 1.65 * 550

i_р = 130 + -------------------------------------------------- * (180 – 130) = 109 мм.

(800 – 550) * 0.95 * 1.03 * 1.0 * 1.65

Т.к. i_р < i_min , то i_р = i_н = 150 мм.

В этом случае крупность дробленого продукта в первой стадии по формуле (2) составит:

d_I = 150 * 1.6 = 240 мм.

Для этого варианта степени дробления, рассчитанные по формулам (33), (32) и (34), составят:

S_I = 800 / 240 = 3.33;

S_II = 4.05;

66.67

S_III = ------------------ = 4.94.

3.33 * 4.05

Производительность дробилки, рассчитанная в соответствии с формулой (20), составит:

800 – 540

Q_р = 0.95 * 1.03 * 1.0 * [550 + ----------------*(150 – 130)] * 1.65 = 1049.4 т/ч.

180 – 130

Коэффициент загрузки, рассчитанный в соответствии с формулой (35), составит:

K_з = ------------- = 0.58.

1049.4

2.6.2.4.2 Проверка дробилки ККД–1200 по схеме «Б» (с предварительным грохочением)

Т.к. дробилка ККД–1200 по схеме «А» (без предварительного грохочения) проходит с приемлемым коэффициентом загрузки, то проверку по схеме «Б» (с предварительным грохочением) проводить необязательно. Также не обязательно проводить проверку дробилки ККД–1350.

2.6.2.5 Анализ выполненных расчетов по подбору дробилок I стадии

Данные по подбору дробилок I стадии приведены в таблице 17.

Таблица 17 – Расчетные значения для выбора дробилок I стадии

Типоразмеры дробилок	Тип схемы Дробления	Нагрузка на дробилку Q₀ или Q₂, т/ч	Расчетная производительность, т/ч	Расчетное разгрузочное отверстие, мм	Номинальная крупность дробленого продукта, мм	Степень дробления по стадиям	Коэффициент загрузки	Рекомендации
S_I	S_II	S_III
ЩДП–12х15	А		—	—	—	—	—	—	—	не рек.
Б	565.2	—	—	—	—	—	—	—	не рек.
ЩДП–15х21	А		755.2			2.67	4.05	6.17	0.81	не рек.
Б	554.2	755.2			2.67	4.05	6.17	0.73	реком.
ККД–1200	А		1049.4			3.33	4.05	4.94	0.58	не рек.

Анализ расчетных данных в таблице 17 показывает, что наиболее оптимальным является вариант установки дробилки ЩДП–15х21, т.к. она имеет преимущество перед дробилкой ККД–1200 в меньшей мощности электродвигателя.

2.6.2.6 Крупность дробленых продуктов по стадиям

Крупность дробленых продуктов по стадиям составит:

в первой стадии – d_I = D_max / S_I = 800 / 2.67 = 300 мм;

во второй стадии – d_II = d_I / S_II = 300 / 4.05 = 74.1 мм, принимается 75 мм;

в третьей стадии – d_III = d_II / S_III = 75 / 6.17 = 12 мм.

2.6.2.7 Расчет величины разгрузочного отверстия для второй и третьей стадий дробления

По таблице А.9 приложения А для d_I = 300 мм выбираем дробилку КСД–2200–Гр. По таблице А.2 приложения А для d_II = 75 мм определяем значение Z_II для твердой руды:

Z_II = 2.4 – (2.4 – 2.3) * (75 – 71) / (94 – 71) = 2.38 .

Разгрузочное отверстие дробилки КСД–2200–Гр составит:

i_р = d_II / Z_II = 75 / 2.38 = 32 мм.

Для второй стадии принимаются показатели грохочения: a_II = d_II = = 75 мм, E_II = 80 %.

По d_II = 75 мм и таблице А.10 приложения А в третьей стадии для замкнутого цикла для сравнения принимаются дробилки КМД–1750–Гр и КМД–2200–Гр. Сравнение проводится для вариантов, приведенных в таблице А.11 приложения А:

для эталонного режима – i_III = d_н = 12 мм, a_III = d_н = 12 мм, E_III = 85 %;

для эквивалентного №1 – i_III = 0.8*d_н = 10 мм, a_III = 1.15*d_н = 12 мм, E_III = 85 %;

для эквивалентного №2 – i_III = 0.8*d_н = 10 мм, a_III = 1.3*d_н = 12 мм, E_III = 65 %.

Размеры отверстий грохотов корректируются в соответствии с таблицей А.14 приложения А.

Параметры выбранных дробилок и расчетные данные для второй и третьей стадии заносятся в таблицу 18.

Таблица 18 – Параметры дробления второй и третьей стадий

Стадии дробления	Типоразмеры дробилок	Режим дробления	S	d_н, мм	Z	i_р, мм	a, мм	E, %
II	КСД–2200–Гр	—	4.00		2.38
III	КМД–1750–Гр КМД–2200–Гр	эталонный эквивалентный №1 эквивалентный №2 эталонный эквивалентный №1 эквивалентный №2	6.25 6.25 6.25 6.25 6.25 6.25		— — — — — —

2.6.2.8 Расчет характеристик крупности для продуктов дробления по стадиям

Таблица 19 – Таблица типовой характеристики крупности продукта 3 (dн = 300 мм, iр = 176 мм)

Определяемый класс, в долях i_р	Крупность класса, мм	Выход класса по «+», %	Выход класса по «–», %
0.2 * i_р 0.4 * i_р 0.8 * i_р 1.2 * i_р Z_I * i_р

Таблица 20 – Расчетной характеристики крупности продукта 4

Крупность класса, мм	Расчетный выход класса по «–», %	Выход класса по «+», %
	β₄^–35 = β₀^–35 + b₀⁺¹⁷⁶ * β₃^–35 = 1.5 + 0.8610 = 10 β₄^–70 = β₀^–70 + b₀⁺¹⁷⁶ β₃^–70 = 4 + 0.8620 = 21 β₄^–140 = β₀^–140 + b₀⁺¹⁷⁶ β₃^–140 = 11 + 0.8650 = 54 β₄^–210 = β₀^–210 + b₀⁺²¹⁰ β₃^–210 = 18 + 0.8275 = 80 β₄^–300 = β₀^–300 + b₀⁺³⁰⁰ β₃^–300 = 29 + 0.71*95 = 96

По данным таблицы 20 строится характеристика крупности продукта 4, представленная на рисунке 11.

Таблица 21 – Таблица типовой характеристики крупности продукта 7

Определяемый класс, в долях d_н	Крупность класса, мм	Выход класса по «+», %	Выход класса по «–», %
0.2 * d_н 0.4 * d_н 0.6 * d_н 0.8 * d_н 1.0 * d_н

Таблица 22 – Расчетной характеристики крупности продукта 8

Крупность класса, мм	Расчетный выход класса по «–», %	Выход класса по «+», %
	β₈^–15 = β₄^–15 + b₄⁺³² * β₇^–15 = 4 + 0.9118 = 20 β₈^–30 = β₄^–30 + b₄⁺³² β₇^–30 = 8 + 0.9142 = 46 β₈^–45 = β₄^–45 + b₄⁺⁴⁵ β₇^–45 = 12 + 0.8868 = 72 β₈^–60 = β₄^–60 + b₄⁺⁶⁰ β₇^–60 = 17 + 0.8385 = 88 β₈^–75 = β₄^–75 + b₄⁺⁷⁵ β₇^–75 = 23 + 0.77*95 = 96

По данным таблицы 22 строится характеристика крупности продукта 8, представленная на рисунке 12.

2.6.2.9 Расчет нагрузок на дробилки II стадии дробления

Рассчитаем выход продуктов и загрузку дробилок II стадии дробления. Отсеваемый класс –75 мм. Содержание отсеваемого класса в продукте 4 β₄^–75 = 23 %. Масса отсеваемого класса определяется в соответствии с формулой (5):

Q₅ = Q₄ * β₄^–75 * E_II = 609 * 0.23 * 0.8 = 112 т/ч.

Загрузка дробилки составит:

Q₆ = Q₄ – Q₅ = 609 – 112 = 497 т/ч.

2.6.2.10 Расчет нагрузок на дробилки III стадии дробления

Рассчитаем выход продуктов и загрузку дробилок III стадии дробления. Масса продукта 8С определяется по формуле (13):

1 β₈^+a

Q_8C = Q₈ * (-------- + ----------), т/ч.

E_III β₁₁^–a

Q₁₀ = Q_8C – Q₁₂ = Q_8C – Q₀, т/ч.

Для дробления продукта крупностью –75 мм можно установить дробилки типа КМД–1750–Гр и КМД–2200–Гр.

2.6.2.10.1 Расчет нагрузок на дробилку КМД–1750–Гр

1) эталонный режим работы дробилки КМД–1750–Гр (a_III = 12 мм, i_III = 12 мм, E_III = 85 %).

Для дробилки КМД–1750–Гр по таблице А.2 приложения А для i_р = 12 мм номинальная крупность продукта в разгрузке дробилки составит d_н = 24 + + (30 – 24)*(12 – 10)/(15 – 10) = 26 мм. Отношение a_III/d_н = 12/26 = 0.46. По рисунку 6 «В» выход класса с таким соотношением составит 47 %, т.е. β₁₁^–12 = 47 %; по характеристике крупности продукта 8 – β₈⁺¹² = 84 %. Тогда по формуле (13):

1 84

Q_8C = 609 * (---------- + --------) = 1805 т/ч.

0.85 47

Загрузка дробилки составит Q₁₀ = 1805 – 609 = 1196 т/ч;

2) эквивалентный режим № 1 работы дробилки КМД–1750–Гр (a_III = = 14 мм, i_III = 10 мм, E_III = 85 %).

Для дробилки КМД–1750–Гр по таблице А.2 приложения А для i_р = 10 мм номинальная крупность продукта в разгрузке дробилки составит d_н = = 24 мм. Отношение a_III/d_н = 14/24 = 0.58. По рисунку 6 «В» выход класса с таким соотношением составит 65 %, т.е. β₁₁^–14 = 65 %; по характеристике крупности продукта 8 – β₈⁺¹⁴ = 81 %. Тогда по формуле (13):

1 81

Q_8C = 609 * (---------- + --------) = 1475 т/ч.

0.85 65

Загрузка дробилки составит Q₁₀ = 1475 – 609 = 866 т/ч;

3) эквивалентный режим № 2 работы дробилки КМД–1750–Гр (a_III = = 16 мм, i_III = 10 мм, E_III = 65 %).

Для дробилки КМД–1750–Гр по таблице А.2 приложения А для i_р = 10 мм номинальная крупность продукта в разгрузке дробилки составит d_н = = 24 мм. Отношение a_III/d_н = 16/24 = 0.67. По рисунку 6 «В» выход класса с таким соотношением составит 75 %, т.е. β₁₁^–16 = 75 %; по характеристике крупности продукта 8 – β₈⁺¹⁶ = 77 %. Тогда по формуле (13):

1 77

Q_8C = 609 * (---------- + --------) = 1562 т/ч.

0.65 75

Загрузка дробилки составит Q₁₀ = 1562 – 609 = 953 т/ч.

2.6.2.10.2 Расчет нагрузок на дробилку КМД–2200–Гр

1) эталонный режим работы дробилки КМД–2200–Гр (a_III = 12 мм, i_III = 12 мм, E_III = 85 %).

Для дробилки КМД–2200–Гр по таблице А.2 приложения А для i_р = 12 мм номинальная крупность продукта в разгрузке дробилки составит d_н = 34 + (43 – 34)*(12 – 10)/(15 – 10) = 38 мм. Отношение a_III/d_н = 12/38 = 0.32. По рисунку 6 «В» выход класса с таким соотношением составит 30 %, т.е. β₁₁^–12 = 30 %; по характеристике крупности продукта 8 – β₈⁺¹² = 84 %. Тогда по формуле (13):

1 84

Q_8C = 609 * (---------- + --------) = 2422 т/ч.

0.85 30

Загрузка дробилки составит Q₁₀ = 2422 – 609 = 1813 т/ч;

2) эквивалентный режим № 1 работы дробилки КМД–2200–Гр (a_III = = 14 мм, i_III = 10 мм, E_III = 85 %).

Для дробилки КМД–2200–Гр по таблице А.2 приложения А для i_р = 10 мм номинальная крупность продукта в разгрузке дробилки составит d_н = = 34 мм. Отношение a_III/d_н = 14/34 = 0.42. По рисунку 6 «В» выход класса с таким соотношением составит 42 %, т.е. β₁₁^–14 = 42 %; по характеристике крупности продукта 8 – β₈⁺¹⁴ = 81 %. Тогда по формуле (13):

1 81

Q_8C = 609 * (---------- + --------) = 1891 т/ч.

0.85 42

Загрузка дробилки составит Q₁₀ = 1891 – 609 = 1282 т/ч;

в) эквивалентный режим № 2 работы дробилки КМД–1750–Гр (a_III = = 16 мм, i_III = 10 мм, E_III = 65 %).

Для дробилки КМД–2200–Гр по таблице А.2 приложения А для i_р = 10 мм номинальная крупность продукта в разгрузке дробилки составит d_н = = 34 мм. Отношение a_III/d_н = 16/34 = 0.47. По рисунку 6 «В» выход класса с таким соотношением составит 55 %, т.е. β₁₁^–16 = 55 %; по характеристике крупности продукта 8 – β₈⁺¹⁶ = 77 %. Тогда по формуле (13):

1 77

Q_8C = 609 * (---------- + --------) = 1790 т/ч.

0.65 55

Загрузка дробилки составит Q₁₀ = 1790 – 609 = 1181 т/ч.

Расчетные данные сводятся в таблицу 23.

Таблица 23 – Расчетные данные для выбора дробилок

Стадия дробления, типоразмер дробилки и режим дробления	D_max в питании, мм	i_р, мм	Загрузка дробилки, т/ч
II КСД–2200–Гр
III КМД–1750–Гр эталонный КМД–1750–Гр эквивалентный №1 КМД–1750–Гр эквивалентный №2 III КМД–2200–Гр эталонный КМД–2200–Гр эквивалентный №1 КМД–2200–Гр эквивалентный №2

Техническая характеристика дробилок приведена в таблице 24.

Таблица 24 – Техническая характеристика дробилок для сравнения

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Допускаемый D_max в питании, мм	i_min – i_max, мм	q_min – q_max, м³/ч
II	КСД–2200–Гр		30 – 60	360 – 610
III	КМД–1750–Гр КМД–2200–Гр		9 – 20 10 – 20	95 – 130 220 – 260

2.6.2.11 Расчет производительности дробилок

2.6.2.11.1 Расчет производительности дробилок второй стадии

Производительность дробилки КСД–2200–Гр рассчитывается по формуле (22):

q_max – q_min

Q_р = K_к * K_f * [q_min + -----------------*(i_р - i_min)] * δ_н, т/ч.

i_max – i_min

K_f = 0.95. Для определения коэффициента K_к находится отношение номинальной крупности питания (d_н = 300 мм) к ширине загрузочного отверстия B.

По таблице A.9 приложения А B = 350 мм и d_н/B = 300/350 = 0.86. По таблице А.4 коэффициент K_к = 1.0; в соответствии с формулой (22):

610 – 360

Q_р = 1.0 * 0.95 * [360 + ----------------*(32 – 30)] * 1.65 = 590.4 т/ч.

60 – 30

Количество дробилок N = Q₆/Q_р = 497/590.4 = 1 шт.

Коэффициент загрузки К_з = Q₆/(Q_р * N) = 496.9/(590.4 * 1) = 0.84.

2.6.2.11.2 Расчет производительности дробилок третьей стадии

Производительность дробилок третьей стадии рассчитывается по формуле (24):

q_max – q_min

Q_р = K_ц * K_f * [q_min + -----------------*(i_р - i_min)] * δ_н, т/ч.

i_max – i_min

Расчет производительности дробилки КМД–1750–Гр

1) эталонный режим:

для отношения a_III/d_н = 12/26 = 0.46 по таблице A.5 приложения А коэффициент замкнутого цикла К_ц = 1.32; в соответствии с формулой (24):

130 – 95

Q_р = 1.32 * 0.95 * [95 + ---------------*(12 – 9)] * 1.65 = 216.3 т/ч.

20 – 9

Количество дробилок N = Q₁₀/Q_р = 1196/216.3 = 6 шт.

Коэффициент загрузки К_з = Q₁₀/(Q_р * N) = 1196/(216.3 * 6) = 0.92.

При N = 7 К_з = 1196/(216.3 * 7) = 0.79;

2) эквивалентный режим № 1:

для отношения a_III/d_н = 14/24 = 0.58 по таблице A.5 приложения А коэффициент замкнутого цикла К_ц = 1.26; в соответствии с формулой (24):

130 – 95

Q_р = 1.26 * 0.95 * [95 + ---------------*(10 – 9)] * 1.65 = 193.9 т/ч.

20 – 9

Количество дробилок N = Q₁₀/Q_р = 866/193.9 = 5 шт.

Коэффициент загрузки К_з = Q₁₀/(Q_р * N) = 866/(193.9 * 5) = 0.89.

При N = 6 К_з = 866/(193.9 * 6) = 0.74;

3) эквивалентный режим № 2:

⇐ Назад