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粗碎排矿口宽度i2=d2max/Z=73/1.6=45.63mm取40mm
根据表6.8-1:
细碎排矿口宽度i6=0.8d4max=0.8x14二11.2mm取
12mm
b.筛孔尺寸:
细碎闭路筛孔尺寸:
筛孔a=1.4*Dmax=19.6mm=20mm
筛分效率:
E=65%,
(5)、计算各产物的产率和重量:
a.粗碎作业:
Q1二250/16=12.5t/h,丫2=100%
b.根据表6.8-2:
细碎作业循环负荷:
根据图6.3-4:
筛孔尺寸与排矿口尺寸之比:
20/40=0.5,(31,-20mm=47.5%(粗碎)筛孔尺寸与排矿口尺寸之比:
20/12=1.67,35,-20mm=97%(细碎)
Q5=Q1*(1-31*E)/35*E=12.5*(1-0.475*0.65)/0.97*0.65
=13.70t/h=Q4
Y5=Y4=Q5/Q1=110%
Qs=(Q1*31+Q5*35)E=(12.5*47.5%+13.70x97%)
*0.65=12.50t/h
Cs=(1-31*E)/35*E=Q5/Q1=(1-0.475*0.65)/0.97*0.65=110%
Y3=Y1=Q3/Q1=100%,
Q2=Q1+Q5=26.2t/h,y2=Q2/Q1=210%
2.1.2国产设备的选择计算
2.1.2.1粗碎设备
设计拟采用PE400x600鄂式破碎机,其设备处理能力为:
Q=K1K2K3K4QS
式中
K1-矿石可碎性系数K1=1.0(表7.2-6)
所以:
Q=1x1.16x1.00x1x26=30.16t/h
设备负荷率n=Q1/Q=12.5/30.16=41.15%
2.1.1.2细碎设备
(1)设计拟采用PEX150x750鄂式破碎机,其设备处理能力为:
Q=KKK2K3K4QS
K1=1(表7.2-6)
K2=p/2.7=3.14/2.7=1.16
K3=1.12(表7.2-8)
K4=1(表7.2-9)
q0(表7.2-4)
K1-矿石可碎性系数
K2-矿石密度修正系数
K3-给矿粒度修正系数
Dmax/B=73/150=0.487
K4-水分修正系数
Qs=q0e=x12=65
Kc-闭路时平均给矿粒度变细的系数Kc=1.25
t/h(参考样本最大处理
Q=1.25x1.0x1.16x1.12x1x能力调整为105t/h)
设备负荷率n二Q5/Q=51.15/12.50=48.71%
2.2筛分设备的选择
2.2.1、采用国产设备时的筛分设备计算
(1)设计拟采用一台ZD1224单轴振动筛(筛孔尺寸20mm)其设备处理量为:
Q=WFV50K1K2K3K4K5K6K7K8
式中:
①-有效筛分面积系数①=0.8
F-筛网名义面积F=2.9
50-矿石松散密度So=p/△二p/2.7=1.16
V-单位筛分面积的平均容积处理量V=25.4(表7.3-2)
Ki-给矿中细粒影响系数
a.对上层筛:
筛孔尺寸(之半)与排矿口尺寸之比及累积含量为:
10/40=0.25(粗碎)
■-1
筛上量累积产率为:
75%(图6.3-4)筛下量:
25%
10/12=0.83(细碎)
33%(图6.3-4)筛下量:
67%
给矿中小于20mm之半的含量:
(Q1*25%+Q5*67%)/(Q1+Q5)=46.96%
K1=1.1(表7.3-3)
K2-给矿中粗粒影响系数
筛孔尺寸与排矿口尺寸之比及累积含量为:
20/40=0.5(粗碎)
52%(图6.3-4)
20/12=1.67(细碎)
3%(图6.3-4)
给矿中大于35mm的含量:
(Q1*52%+Q5*3%)/(Q1+Q5)=26.38%
K2=1.07(表7.3-4)
K3-筛分效率系数
筛分效率E=65%K3=(100-E)/8=4.375(表7.3-5)
K4-物料种类和颗粒形状系数
破碎后的矿石K4=1(表7.3-6)
K5-物料湿度影响系数
干矿石(3%)K5=1(表7.3-7)
K6-筛分方法影响系数
干筛K6=1(表7.3-8)
K7-筛子运动参数系数
2rn=2x7x850=11900
K7=0.95(表7.3-9)
K8-筛面种类和筛孔形状系数
方形橡胶筛网K8=0.9(表7.3-10)
Q=0.8x2.9x25.4x1.16x1.1x1.07x4.375x1x1x1x0.95x0.9
=300.95
设备负荷率n=(Qi+Q5)/Q
=26.2/300.95=8.71%
(6)、数值量流程
序号
作业
产率(%)
矿量(t/h)
备注
1
原矿
100.00
12.50
2
粗碎
3
细碎
110.00
13.70
4
筛分
220.00
26.20
5
循环
6
产品
第三章
磨矿分级设备的选择
3.1磨矿设备的选择
3.1.1试验
新疆有色金属研究所于2001年3月完成的“哈密维权铜矿可选性试验报告”中,最终磨矿细度-200目84.44%较合适选别。
球磨机选型计算提供了试验数据。
3.1.2浮选前球磨机选择与计算
磨选车间采用三班工作,8h/班,24h/d。
进入磨矿车间矿量Q6=200/24=8.33t/h。
3.1.2.2.一次计算法(147页)
两段闭路磨矿,磨机与分级机构成闭路。
Vi,2=Qa(B3-B1)/q01,2
.参考表6.8-7:
第一段循环负荷均为C=150%
Qa=Q8+Q6=Q6*(1+C)=8.33x2.5=20.83t/h
.参考表6.8-4:
B1=8%(-200目)
.B3=85%(-200目)
.qo1,2=
3.1分级设备的选择和计算
3.2.1第一段磨矿:
与磨机组成闭路的分级机选择计算
参看158页螺旋分级机计算:
(溢流细度-200目65%,d95=0.21mm)Q=mK1K2(94D2+16D)/24
m=1,K1=1+0.5(p-2.7)=1.22,K2=1.41(参考表7.5-2),Q=Q9=Q6=8.33t/hD=-0.08+0.103x(24Q/mK1K2)1/2=1.03m
第一段闭路磨矿选用FG-12高堰式单螺旋分级机。
负荷率:
1.03/1.2=85.83%
3.2.2浮选前闭路磨矿分级(第二段磨矿)
参看164页水力旋流器计算:
溢流细度-200目85%,由表7.5-14得d50(o/dT=1.08
水力旋流器给矿量Qo=Q9+Qi3=3.25xQ9=27.08t/h
磨机循环负荷为225%旋流器入口工作压力取100KPa溢流浓度30%底流浓
度65%
物料平衡计算表
项目
单位
溢流
沉砂
给矿
固体量
t/h
8.33
18.75
27.08
水量
m/h:
19.44
10.10
:
29.54
矿浆量
27.77
28.75
56.62
浓度
%
30
65
—47.83—
矿浆密度
t/m3
1.257
1.789
1.484
矿浆体积
m3/h
22.09
16.07
38.16
Cv=27.08/3.14/38.16=22.6%
d50(0=1.08dT=1.08*74=79.92um
d50(0)=11.93D0.66exp(-O.3O1+O.O945G-O.OO356Cv2+0.0000684Cv3)/P0.28(p1)0.5所以D=66.05cm
[选用250水力旋流器,已定条件:
溢流管直径8cm,给矿管直径6.5cm,给矿压力为O.IMPa,a=2O0
单台处理能力:
V=3KaKddnd2Po
=3X1.0X1.14X8X6.5x0.1
=56.2m3/h
工艺流程中矿浆量Vo=125(0.751+1/3.96)=125.44m3/h
(C=500)|
正常需要台数:
n二Vn/V=125.44/56.2=2.23取3台
选用水力旋流器组250x6,正常工作3台,负荷率n=37.2%.]
选用150水力旋流器,已定条件:
溢流管直径4cm,给矿管直
径3.2cm,给矿压力为0.1MPa,a=200
=3X1.0X1.28x4X3.2x0.1
=15.54m3/h
工艺流程中矿浆量Vo=38.16m3/h(C=225)
n二VnN=38.16/15.54=2.46取3台
选用水力旋流器组150x6,正常工作3台,负荷率n=2.46/3=82%
4.过滤设备选择计算
选择外滤式过滤机GW-5:
F=5m2
参考276页:
n=G/Fq=0.35625/5x0.08=0.890625取1台
负荷率=0.890625/1x100%=89.06%
辅助设备选用SK-15水环式真空泵及排水滤液缸等。
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