- •Исходные данные для выполнения самостоятельной работы:
- •Результаты расчетов основных технологических показателей обогащения железосодержащей руды по 2-м вариантам
- •Зависимость оптимального размера кусков руда в питании мельниц от производительности фабрики.
- •Условная максимальная относительная крупность кусков дробленого продукта ( z )
- •Расчет выхода продуктов
- •Флотационное обогащение исходной руды ( с получением коллективного магнетит-гематитового концентрата и отвальных хвостов).
- •Гравитационное обогащение моб
Зависимость оптимального размера кусков руда в питании мельниц от производительности фабрики.
Производительность фабрики, т/сут |
< 500 |
< 2500 |
< 10000 |
< 40000 |
Оптимальная крупность питания мельниц, мм |
10 – 15 |
6 – 12 |
5 – 10 |
4 – 8 |
В практике дробления средних по крепости и крепких руд (коэффициенты крепости по М.М. Протодьяконову 8 – 20) применяют щековые и конусные дробилки крупного дробления и конусные дробилки среднего и мелкого дробления.
Общая степень дробления составит
Sобщ = Dmax / dmax.=1300/8=162,5
Общая степень дробления всей схемы равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях, т. е.
Sобщ = S1*S2 * S n
Оптимальные значения степени дробления для дробилок различного типа при дроблении в одну стадию следующие:
- конусные крупного дробления (ККД) – до 5;
- щековые со сложным качанием щеки (ЩДС) – до 8;
- щековые с простым качанием щеки (ЩДП) – до 5;
- конусные среднего дробления (КСД) без контрольного грохочения – до 6;
- конусные в замкнутом цикле с контрольным грохочением – до 8 – 10;
- конусные мелкого дробления (КМД);
- без контрольного грохочения – до 3 – 5;
- в замкнутом цикле с контрольным грохочением – до 8.
Практика проектирования и эксплуатации ОФ (см. табл. 3 и 4), а также учет технических возможностей современного дробильного оборудования показывают, что одностадиальная схема неосуществима. Наиболее часто принимают двух – трехстадиальные схемы. При этом каждой операции дробления может предшествовать предварительное грохочение. Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количества материала, поступающего в дробление и увеличения подвижности материала в рабочей зоне дробилки. Последнее особенно необходимо при дроблении в конусных дробилках среднего в мелкого дробления, склонных к забиванию их рабочей зоны рудной мелочью.
Решение вопроса о необходимости предварительного грохочения осуществляется по данным ситовой характеристики дробимого материала. Предварительное грохочение применяется, когда выход отсеиваемого класса крупности, т. е. продукта, соответствующего по крупности размеру разгрузочного отверстия дробилки, составляет не менее 20 – 28 %.
Принимаем трехстадиальную схему дробления:
-ККД: S1 =3
-КСД: S2 =5
-КМД: S3 =10
Общая степень дробления всей схемы равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях:
Sобщ = S1*S2 * S3 =3*5*10=150
Затем определяется условная максимальная крупность продуктов дробления отдельных стадий, т. е.
D1 = Dmax / S1=1300/3=433мм
D2 = D1 / S2=400/5=80мм
D3 = D2 / S3=80/10=8мм
1. Из диаграммы 1 видно, что при D1 =433мм, содержание отсеваемого класса крупности составляет 24%. Целесообразно не применять перед первой стадией дробления предварительное грохочение , т.к выход=14%.
Максимальная крупность материала , поступающего на вторую стадию дробления , будет равна 253мм. Условная максимальная крупность продуктов дробления второй стадии D2 = D1 / S2 .
2. Из диаграммы 2 следует, что при D2 =80мм, содержание отсеваемого класса равен 16,6%. Следовательно, грохочение для второй стадии применять не нужно.
3. Операция контрольного грохочения применяется только в последней стадии дробления,т.к введение в схему дробления контрольного грохочения вызывает необходимости установки большого числа грохотов, конвейеров и питателей, что приводит к увеличению капитальных затрат и усложняет эксплуатацию цеха дробления.
где i1, i2, i3 – ширина разгрузочных отверстий дробилок по стадиям, мм;
z1, z2, z3 – отношение размера максимального куска дробленой руды к ширине разгрузочного отверстий.
Величины z1, z2, z3 определяются по типовым характеристикам дробленой руды [1] или по данным табл. 5.
i1 = D1 / z1=433/1,6 =270мм
i2 = D2 / z2=270/2,5=108мм
i3 = D3 / z3=108/2,8=38мм
Таблица 5