选 矿 厂 设 计Word文档格式.docx
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预先筛分筛孔尺寸以一般在破碎机排矿口与该段破碎产物最大粒度之间选取,但固定棒条筛筛孔不能小于50mm。
检查筛分筛孔若是方孔,一般为破碎产物最大粒度的1.2倍。
此时破碎机排矿口一般不大于0.8dmax,否则将增大循环负荷
6计算各产物的矿量和产率
q1=q5=q9=q11=1347t/hr1=r5=r9=r11=100%
q2/t*1/h=q1β1-180E1=1347*0.4*0.6=323.2r2=q2/q1=323.2/1347=23.99%
q3/t*1/h=q4=q1-q2=1347-323.2=1023.8r3=r4=r1-r2=100-23.99%=76.01%
q6/t*1/h=q5β5(-50)E2
=1347*0.38*0.6=307.11r6=q6/q1=307.11/1347=22.79%
q7/t*1/h=q8=q5-q6
=1347-307.11=1039.89r7=r8=r5-r6=100-22.79%=77.21%
C/%=(1-β9-15E3)/β13-15E3r13=C=106.25%
=(1-0.40*0.8)/0.8*0.8=106.25%r12=r13
q13/t*1/h=r13q1=106.25%*1347=1431.18r10=r9+r12=206.25%
q12=q13
q10/t*1/h=q9+q13=q9(1+C)=2778.18
式中β1-180.,β5-50,β9-15,β13-15-----分别为原矿,产物5,9,13中的小于50mm粒级含量于粗破碎机排矿中新生成小于50mm粒级含量之和,β9-15数值应等于产物5中小于15mm粒级含量之和。
实际计算中通常只用粗碎机和中碎机产物粒度特性曲线作近似计算。
所以上述各值分别由图5.2-2,5.2-3,5.2-4,5.2-5查出
图例qt/hr%
原矿
1
预先筛分
1023.8:
76.01
a1=250mm
E1=60%%
粗碎
23
323.2;
23.99
4
1347:
100
5
1039.89:
77.21
a2=50mm
307.11:
:
22.79
E2=60%
中碎
67
9
2778.18206.25%
1431.18:
106.25%
预先及检查筛分
10
a3=15mm
E3=80%
C
12
细碎
11
13
B磨矿流程计算
1确定球磨机工作制度球磨机连续作业全年按365天计算,球磨机年作业率90%每天三班,每班运转8h(见表4.2—1)
q0=6000000/365*24*90%=761.05t/h(取761)
2确定给矿,个产物的中的级别的含量以及磨矿段数
预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级,从而相对提高磨矿机的处理能力:
或者预先分出矿泥和有害可溶性盐类,以利于分别处理。
提高选分指标,一般第一段磨矿钱很少用预先分级,只是在给矿粒度小于6~8mm,其中合格粒级含量大于15%时才考虑采用。
检查分级的目的是在于保证磨矿产物粒度合格。
将粗粒级返回磨矿机,增加磨矿机单位时间内的矿石通过量。
从而提高磨矿效率,减少矿石过粉碎现象因此,一般磨矿作业均采用检查分级。
1:
矿石中含泥含水量较大并且含有大量粘土矿时,采用常规碎磨工艺,破碎流程很难畅通,而要增加洗矿作业会使流程复杂,此时应该考虑采用湿式半自磨工艺
2:
当要求矿石入选粒度小于0.2mm时,即磨矿细度为—0.074mm含量为55%~65%,可考虑1)对一般将矿石破碎至10~15mm的选矿厂,采用一段闭路磨矿流程见图5.2—8(b)
2)当选矿厂规模较大时,可采用将矿石破碎到20~25mm,用第一段开路的两段磨矿流程。
该流程中的第一段磨矿流程常用棒磨机
3:
当要求矿石入选粒度小于0.15mm,磨矿细度为—0.074mm磨矿细度为—0.075mm含量大于70%~80%可考虑
1)当矿物嵌布粒度均匀时,采用常规碎磨流程,一般选厂都适宜用两段全闭路连续磨矿流程,如图5.2—8(b)(c)组合流程。
若采用自磨流程仍可按
(2)中的第三条考虑
2)当矿物嵌布粒度不均匀,要求阶段选别时,可采用两段全闭路的阶段磨矿流程。
4:
当要求矿石入选粒度小于0.0074mm,磨矿细度为—0.074mm含量大于90%时可考虑:
1)当矿物嵌布粒度均匀时,可采用两段全闭路连续磨矿流程,并且第二段磨矿的分级作业增加溢流控制分级
2)当矿物嵌布粒度不均匀时。
可采用多段磨矿流程
因此一段磨可以采用检查筛分,二段磨采用预先筛分和检查筛分。
再确定一段采用强迫式湿式球磨机二段采用溢流型球磨机
3循环负荷的确定根据(表5.2-9)选定C=250%
4确定磨机容积比m和单位容积生产能力比K
5计算各产物的矿量和产率
通过确定q1=761t/h;
β1=10%(-0.074mm的含量)见表5.2-10:
β4=70%:
K=0.82
m=2:
C=250%:
按表5.2-11得出选定β5=10%
将计算流程展开如图5.2-11(b)所示设β4=β4`=β4``:
β5=β5`=β5``
首先按公式(5.2-12)计算β2,即
β2=β1+(β4-β1)/(1+km)
β2=7+(70-10)/(1+0.82*2)
=40.85
已知q2=q4=q1,其次按公式(5.2-12)计算q5,即
q5=q1(β4-β2)(1+C)/(β4-β5)
=761*(70-40.85)(1+3.5)/(70-10)
=761*131.18/60
=1663.78t/h
q5=q6:
q3/t*1/h=(q2+q6)=761+1663.78=2424.78
C`=q6/q4*100%=1663.78/761*100%=218%
q5`=q1(β4-β2)/(β4-β5)
=761*(70-40.85)/(70-10)=365.7t/h
Q5``=Cq4``=1279.95t/hq4``=q5`=365.7t/h
q4`=q1-q4``=761-365.7=395.3t/h
图5.2-11
C球磨机选择计算
采用容积法计算
1设计拟用3600x4000M格子湿式球磨机
q`=K1K2K3K4q`0
K1——为矿石相对可磨性系数。
(因为是同一矿石,K1=1)
K2——磨机直径核正系数,查表(表6.4-1)
∵D1=3600D2=4000∴查表得K2=1.06
K3——磨机型式核正系数(表6.4-2)
查表得K3=1.0
K4——磨机给矿和产品粒度差别系数
K4=m1/m2
m1——设计给矿产品粒度条件下,磨机相对处理量;
m2——在工业实验或生产给矿和产品粒度条件下,磨机相对处理量;
(m1,m2值详见表6.4-3)
查表得m1=1.03(10mm,48%)
m2=0.81(20mm,30%)
∴K4=m1/m2=1.03/0.81=1.27
q`o=qo(β2-β1)/V
V=s*h=r2π=1.8*1.8*3.14*4=40.8m3
现在确定qo的处理量在求出球磨机的单台处理量时可以看出q5`=q4``=365.7t/h因此确定为365.7t/h并带入式中
=365.7*(70%-10%)/40.8
=5.3t/(m3*h)
q`=K1K2K3K4q`0
1.0*1.06*1.0*1.27*5.3=7.134T/HM3
磨机设计处理量计算
qd=Vdq`/(βd2-βd1)
Vd=40.8m3
q`=7.134T/HM3
βd1——设计磨机给矿中-200目量含;
βd1=10%
βd2——设计磨机产品中-200目含量;
βd2=70%
qd=Vdq`/(βd2-βd1)=40.8m3x7.134/(70%-10%)=485.112t/h
1.磨机台数计算:
nd=q0/qd=761.05/485.112≈1.56台
3.6x4.0M格子湿式球磨机
中
需要2台
由以上条件论证得出破碎车间可以使用三段一闭路流程,入料仓粒度能够达到0~20mm以内,并且入磨粒度可以达到12mm:
由以上条件论证球磨车间能够使用三段一闭路能够使用2台规格为3600*4000的湿式球磨机产品能够达到-200目(-0.074mm)占70%
车间名称
工作制度
设备年作业率
%
全年开车小时数
作业率折算相当于
工作制别
年工作天数
年设备运转日数
日设备运转班数
班设备运转时数
破碎。
洗矿
车间
间断
306
24.45
2142
1
7
41.92
3672
2
6
52.4~62.88
4590~5508
3
5~6
连续
365
52.7~67.8
4620~5940
330
2~3
5~7
自磨及选别车间
365
85~90.4
7440~7920
310~330
8
球磨及选别车间
7820~8060
330~336
精矿脱水车间
5280~7920
表4.2—1选矿厂各车间工作制度与设备年作业率
破碎机型式
工作条件
破碎比范围
第1段
鄂式破碎机和旋回破碎机
开路
3~5
第2段
标准圆锥破碎机
中型圆锥破碎机
闭路
4~8
第3段
短头圆锥破碎机
3~6
对锟机
3~15
第1,2段
反击式破碎机
8~40
(表5.2-5)各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围
矿石可碎性等级
破碎机类型
旋回破碎机
鄂式破碎机
β/%
Z
难碎性矿石
35
1.65
38
1.75
53
2.4
75
2.9~3.0
中等可碎性矿石
20
1.45
25
1.6
1.9
60
2.2~2.7
医碎性矿石
12
1.25
13
1.4
22
1.8~2.2
(表5.2-6)破碎机排矿的过大颗粒含量β与相对过大粒度系数Z的关系
磨矿条件
C合适/%
磨矿机和分级机自流配置
(第一段):
粗磨至0.5~0.3mm;
细磨至0.3~0.1mm
(第二段):
由0.3mm磨至0.1mm以下
150~350
250~600
200~400
磨矿机和水力旋流器配置(第一段);
磨至0.4~0.2mm
磨至0.2~0.1mm
(第二段);
由0.2mm磨至0.1以下
200~350
300~500
(表5.2-9)不同磨矿条件下最合适的循环负荷率
给矿粒度
40
10
5
15
易碎性矿石
表5.2-10给矿中-0.074mm粒级的含量
磨矿机直径/mm
D1
900
1200
1500
2100
2700
3200
3600
4000
D2
1.0
1.19
1.34
1.86
1.85
2.07
2.10
2.26
0.84
1.14
1.40
1.63
1.74
1.76
1.91
15010
0.74
0.87
1.22
1.46
1.52
1.55
1.69
0.60
0.71
0.81
1.17
1.30
1.41
0.51
0.61
0.70
0.85
1.09
0.47
0.57
0.64
0.80
0.92
1.07
1.12
0.46
0.55
0.62
0.76
0.86
0.94
1.06
0.41
0.52
0.59
0.89
0.95
(表6.4-1)磨矿机的直径校正系数K2
设计选用磨机型式
生产或工业实验磨机型式
格子型球磨机
溢流型球磨机
棒磨机
0.91~0.87
1.10~1.15
(表6.4-2)磨机型式校正系数K3
给矿粒度d95/mm
产品粒度/mm
0.5
0.4
0.3
0.2
0.15
0.10
0.074
30
40
48
72
85
95
40~0
30~0
20~0
10~0
5~0
3~0
0.68
0.77
0.83
0.78
0.88
0.82
1.02
1.03
1.00
0.93
0.90
1.11
1.15
1.13
1.05
0.91
1.16
(表6.4-3)不同给矿和排矿粒度条件下的相对处理量m1,m2
图5.2-2
表5.2-2
表5.2-5
表5.2-4
表5.2-3
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