8. Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения для первой и второй стадии дробления.

Для предварительного грохочения размер отверстий берут от iдоzi.Если дробилка недогружена, то размер отверстий берут равным или немного большимi,а если дробилка перегружена – то равным или немного меньшимzi. По практическим данным соотношение между размерами отверстий грохотов и шириной выходных щелей дробилок примерно равно:

при крупном дроблении – 1,

при среднем дроблении – 1,5÷1,8,

мелком – 2÷3.

Для крупного грохочения на колосниковых грохотах значение эффективности грохочения Е^-aпринимают в пределах 60 – 70 %, а для среднего и мелкого предварительного грохочения – в пределах 80 – 85 % (при установке вибрационных грохотов).

Для рассчитываемой нами схемы принимаем

а_I = i_II =150 мм,Е_I^-а =60 %;

а_III =1,8·i_IV = 1,830 = 54 мм, принимаем,а_III =60 мм,Е_III^-а =85 %.

9. Выбираем режим работы грохотов и дробилок третьей стадии дробления.

В зависимости от численных значений величин i, aиЕ^-а, определяющих режим работы грохотов и дробилок, изменяются характеристика крупности дробленого продукта, необходимое число грохотов и дробилок.

Для снижения циркулирующей нагрузки в третьей стадии желательно поддержать выходную щель дробилки минимальной для данного типоразмера. Однако поддерживать такую выходную щель в промышленных условиях при большой производительности затруднительно.

Принимаем i_VI = (0,8 ÷ 1)·d₁₁, таким образом,i_VI =8 мм,а_V =13 мм,Е_V^-а =85 %.

10. Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.

a) Определяем приблизительные значения масс продуктов3, 8и13, поступающих в операцию дробления. Находим по табл.7ориентировочные выходы продуктов (для руды средней твердости):

₃ = 75 %, ₈ = 75 %, ₁₃=135 %.

По формуле Q_n=Q_1·_nопределяем массы продуктов (не забудьте, что часовая производительность отделения крупного, среднего и мелкого дробления – разные):

Q₃ = 5600,75 = 420 т/ч;

Q₈ = 6250,75 = 468470т/ч;

Q₁₃ = 6251,35 = 843845 т/ч.

Таблица 7

Ориентировочные выхода продуктов, поступающих в операции дробления в зависимости от твердости дробимых руд

Дробление	Разновидность стадии дробления по рис. 1	Выход продукта, поступающего в дробление, %
		мягкие руды	руды средней твердости	твердые руды
Крупное	Б	65-75	70-80	80-90
Среднее	Б	65-75	70-80	80-85
Мелкое	Б	50-65	65-75	75-80
Мелкое	А	90-120	120-150	150-190

б) Выбираем дробилки. Требования, которым должны удовлетворять дробилки, согласно результатам предварительного расчёта схемы дробления указаны в табл. 8.

Таблица 8

Требования, которым должны удовлетворять дробилки

( к примеру выбора и расчёта схемы дробления)

Показатели	Стадия дробления
	первая	вторая	третья
Крупность наибольших кусков в питании, мм	900	225	60
Ширина разгрузочной щели, мм	150	30	8
Требуемая производительность, т/ч	420	470	845

Для перехода производительности дробилки с т/ч на м³/ч пользуются следующей формулой

где δ_н– насыпная плотность руды, т/м³, принимается равной 1,6 т/м³(в каталогах производительность дробилок дается для руд средней крепости с насыпной плотностью 1,6 т/м³).

Требованиям представленным в табл. 8 удовлетворяют:

для первой стадии дробления – конусная дробилка крупного дробления размером 1200 мм;

для второй стадии – конусная дробилка среднего дробления размером 2200 мм;

для третьей стадии – конусная дробилка мелкого дробления размером 2200 мм.

Технологическая характеристика дробилок приведена в табл.9.

Таблица 9

Технологическая характеристика выбранных дробилок

(к примеру выбора и расчёта схемы дробления)

Стадия дробления	Тип и размер дробилок	Ширина приемного отверстия, мм	Диапазон регулирования разгрузочной щели, мм	Пределы изменения производительности, м^3/ч	Производительность при запроектированной щели
					м^3/ч	т/ч
Первая	ККД1200/150	1200	130,150,180	560, 680, 800	680	1088
Вторая	КСД 2200Гр	350	30 - 60	360-610	360	576
Третья	КМД2200Т1	130	5 -15	160-220	178	285

Производительность дробилки КМД-2200Т1 при работе в замкнутом цикле Q_зц, т/ч рассчитана по формуле [1, стр. 75]

Q_зц=k_ц Q= 1,3285 = 370,5 т/ч,

где k_ц – коэффициент на замкнутый цикл, равный 1,3;

Q- производительность дробилки в открытом цикле, т/ч.

Коэффициенты загрузки дробилок

В числителе – требуемая производительность дробилок (табл. 8), в знаменателе – производительность по технологической характеристике (табл. 9) с учетом необходимого количества.

Расчёт показал, что дробилка первой стадии ККД – 1200/150 имеет очень большой запас производительности. Посмотрим, нельзя ли заменить её на щековую дробилку ЩДП -1215.

Производительность этой дробилки при щели 150 мм равна 448т/ч, то есть достаточно одной дробилки . Предварительный расчёт схемы показал, что в первой стадии следует поставить щековую дробилку, а не конусную. Масса щековой дробилки 141т, электродвигатель мощностью 160 кВт, соответствующие показатели по ККД –1200/150 – 240 т и 400 кВт, то есть щековая дробилка значительно экономичнее. Для третьей стадии нужно установить три дробилки КМД – 2200Т1.

Запроектированную схему дробления можно осуществить на стандартных дробилках при близких значениях коэффициентов их загрузки. Несколько более загружены дробилки третьей стадии, но следует посмотреть, что получится при окончательном расчёте схемы. Поэтому пока необходимости в изменении назначенных для отдельных стадий степеней дробления. Если бы оказалось, что различия в коэффициентах загрузки дробилок очень велики, то пришлось бы изменить ориентировочные степени дробления в таком направлении, чтобы получились близкими по величине, или даже изменить схему.