работа

Федеральное агентство по образованию
Государственное образовательное учреждение высшего
профессионального образования
Тульский государственный университет
Кафедра Геотехнологий и СПС
Контрольно-курсовая работа
по дисциплине «Обогащение полезных ископаемых».
Подбор и расчет режимов работы дробильно-сортировочного
оборудования.
Вариант № 3
Студент группы
Руководитель работы:
_____________
(подпись, дата)
Тула, 2022 г.
Жабин А.Б.
СОДЕРЖАНИЕ
Исходные данные .................................................................................................... 3
1. Выбор предварительной схемы технологического процесса производства
щебня ........................................................................................................................ 4
2. Подбор и расчет режимов работы дробильных машин ................................ 5
3. Расчет суммарного зернового состава щебня и проверка его на
соответствие требованиям технических условий. ............................................. 10
4. Расчет и сопоставление технико-эксплуатационных показателей
разрабатываемых вариантов производства. ....................................................... 12
5. Подбор сортировочного оборудования ........................................................ 13
2
Исходные данные
Таблица 1
Исходные данные
Дробный материал
Номер
Производитель
варианта
ность П, м3/ч
Предел
Наименование
прочности на
сжатие σС,
МПа
3
160
Песчаник
100
Наибольший
размер D,
мм
1450
Наибольший
размер
щебня d, мм
70
3
1.
Выбор
предварительной
схемы
технологического
процесса производства щебня
На
дробильно-сортировочных
заводах
по
производству
щебня
выполняются следующие основные операции: дробление, сортировка,
обогащение, складирование щебня и утилизация отходов.
Технологические схемы дробильно – сортировочных
заводов
определяются характером исходной горной массы, требованиями к готовому
продукту, номенклатурой выпускаемого оборудования, мощностью и
назначением предприятия. Они должны быть «гибкими» и
давать
возможность варьировать оборудования, а также обеспечивать высокое
качество
щебня
при
минимальных
капитальных
затратах
и
эксплуатационных расходах.
В современных производствах щебня применяют, как правило,
многостадийные
схемы,
при
которых
создаются
лучшие
условия
использования дробилок и обеспечивается высокое качество продукции.
Число
стадий
дробления
является
основным
показателем,
характеризующим технологический процесс, и определяется заданными
условиями
производства
и
возможностями
дробильных
машин,
т.е.
рассчитывается через общую и частные степени измельчения.
Общая степень измельчения 𝑖общ рассчитывается по формуле:
𝑖общ =
𝐷𝑚𝑎𝑥
,
𝑑𝑚𝑎𝑥
где 𝐷𝑚𝑎𝑥 - максимальный размер камня в исходной горной массе, мм;
𝑑𝑚𝑎𝑥 - наибольший размер щебня, мм.
𝑖общ =
1450
= 20,7.
70
4
Таблица 2
Частные степени дробления, получаемые в основных типах дробилок.
Тип дробилки
Щековые и конусные крупного дробления
Конусные среднего и мелкого дробления:
- в открытом цикле
- в замкнутом цикле
Дробилки ударного действия
Сопоставляя
рассчитанное
Степень измельчения
3-5
3-6
4-7
4-12
значение
𝑖общ = 20,7
с
частными
значениями степеней измельчения отдельных машин принимаем двух
стадийную схему производства с замкнутым циклом.
m1= П исх = 230 м3/ч
I
m3= П расч = 316 м3/ч
m2
II
В хвостохронилище
m4=m3=316 м3/ч
/ч
III
m6=246,5 м3/ч
IV
m5=69,5м3/ч
m8=27,1м3/ч
m7=П2’=278м3/ч
V
VI
m9=246,5м3/ч
m10=25,2м3/чM11=28,7м3/чm12=132,1м3/чm13=130м3/ч
0-10
10-20
20-40
40-70
Рисунок 1- Двух стадийная технологическая схема производства с
замкнутым циклом.
2.
Подбор и расчет режимов работы дробильных машин
Для дробления нерудных горных пород используются щековые,
конусные, роторные, молотковые и валковые дробилки.
5
Щековые и конусные дробилки способны разрушать породы любой
прочности и крепости (из числа пород для производства щебня для
строительных материалов).
Роторные и молотковые дробилки предназначены для дробления
мягких неабразивных пород (известняка, мрамора, мергелей).
Щековые и конусные дробилки изготавливаются специально для
крупного, среднего или мелкого дробления, роторные дробилки более
универсальные, так как, обладая высокой степенью дробления, они могут
перерабатывать довольно крупные камни в достаточно мелкий продукт. Эти
дробилки также менее метало- и энергоемкие. Однако они не могут дробить
крепкие абразивные породы вследствие большого износа рабочих органов.
Для оптимального выбора дробилок расчет ведем по двум вариантам
компоновок машинами завода и затем сопоставим их.
Для песчаника расчет производим с использованием на 1-ой стадии
щековой для первого варианта и роторной дробилки для второго варианта.
Выбор дробилок первой стадии дробления.
Выбор дробилок производим по расчетной производительности и в
зависимости от заданного максимального размера камня в исходной породе.
Принимаемая дробилка должна иметь производительность несколько
большую, чем расчетная производительность предприятия Пр (м3/ч)
Пр =
Пзад ∙ Кн
,
Ки
где Пзад - заданная производительность, м3/ч;
Кн - коэффициент неравномерности подачи горной массы ( Кн ≅
1,1 … 1,15);
Ки - коэффициент использования оборудования по времени ( Ки ≅
0,8 … 0,85).
Пр =
160 ∙ 1,1
= 220 м3 /ч.
0,8
6
Технические характеристики для дробилок первой стадии дробления
сводим в таблицу 3.
Таблица 3
Техническая характеристика дробилок 1-ой стадии
Показатель
Марка (модель)
Размер загрузочного отверстия
Максимальный размер загружаемого
камня
Диапазон регулирования выходной щели
Диапазон производительности
Мощность двигателя
Масса
Цена
Вариант
Единица
измерения
мм
А
СМД-59А
1200х1500
Б
СМД-95
1250х1100
мм
1000
800
мм
м3/ч
кВт
т
тыс.руб.
110-180
200-350
160
140
94,8
30-280
150-220
160
30
-
Расчет выходной щели подобранных дробилок e1 производим по
графикам
для
соответствующих
дробилок.
Определение
процента
содержания каждой фракции для щековых и роторных дробилок производим
по типовым графикам гранулометрического состава. Результаты расчетов
сводим в таблицу. Размеры выходных щелей в дробилках составят e1А =118мм
,e1Б =230мм.
Таблица 4
Расчет зернового состава щебня, полученного в дробилках 1-ой стадии.
Фракция щебня
di, мм
0-3
3-10
10-20
20-40
40-70
Более 70
Итого
Вариант А
Содержание
Di/e1А
фракций, %
3/118=0,03
100-99=1
10/118=0,08
99-97=2
20/118=0,17
97-93=4
40/118=0,34
93-87=6
70/118=0,59
87-61=26
78
100
Вариант Б
Содержание
Di/e1Б
фракций, %
3/230=0,01
100-97=3
10/230=0,04
97-94=3
20/230=0,09
94-88=6
40/230=0,17
88-78=10
70/230=1,30
78-60=18
30
100
7
Выбор дробилок второй стадии дробления.
Максимальный размер камня для дробилок второй стадии дробления:
𝑑2𝑚𝑎𝑥 = 𝑒1 ∙ 𝜑,
где 𝑒1 - размер выходной щели дробилки 1-ой стадии, мм;
𝜑 = 1,8 - коэффициент, численно равный значению абсциссы (на
графиках зернового состава) в точке пересечения с ней соответствующей
кривой.
В варианте Б, т.к. дробилка роторная принимаем значение 𝑑2𝑚𝑎𝑥А =
100 мм.
𝑑2𝑚𝑎𝑥А = 1,8 ∗ 118 = 213 мм;
𝑑2𝑚𝑎𝑥Б = 100мм.
Потребная производительность дробилок 2-ой стадии равна той доле
материала, выходящего из дробилки 1-ой стадии, крупность которого
превышает максимальный размер щебня по заданию.
П2А = 0,78 ∙ Прасч ,
П2А = 0,78 ∙ 220 = 172 м3 /ч.
П2Б = 0,15 ∙ Прасч ,
П2Б = 0,15 ∙ 220 = 33 м3 /ч.
Дробилки второй стадии дробления для первого варианта выбираем
роторную, для второго – щековую.
Таблица 3
Техническая характеристика дробилок 2-ой стадии.
Показатель
Марка (модель)
Размер загрузочного отверстия
Максимальный размер загружаемого
камня
Диапазон регулирования выходной щели
Диапазон производительности
Мощность двигателя
Масса
Цена
Вариант
Единица
измерения
мм
А
СМД-95
1250х1100
Б
СМ-741
400х900
мм
800
340
мм
м3/ч
кВт
т
тыс. руб.
30-280
150-220
160
30
-
70-150
40-90
55
12
5,5
8
Для того чтобы избежать операции по извлечению пыли из щебня,
следует задать выходную щель из условия непревышения 4 % фракции 0-3
мм в общей массе (1% резервируется на некоторый объем пылевидных
фракций, уже полученных в дробилке 1-ой стадии).
𝑑
А = 0,05.
𝑒2
𝑑
Б = 0,08.
𝑒2
Отсюда, размер выходной щели вторичной дробилки, при которой
фракции d ≤ 3 мм будут не более 4% составит
𝑒2А =
𝑑
3
=
= 60мм
0,05 0,05
𝑒2А =
𝑑
3
=
≅ 38мм
0,08 0,08
Таблица 4
Расчет зернового состава щебня, полученного в дробилках 2-ой стадии.
Вариант А
Содержание
Di/e1А
фракций, %
3/60=0,05
100-97=3
10/60=0,17
97-94=3
20/60=0,33
94-88=6
40/60=0,67
88-78=10
70/60=1,17
78-60=18
12
100
Фракция щебня
di, мм
0-3
3-10
10-20
20-40
40-70
Более 70
Итого
Вариант Б
Содержание
Di/e1Б
фракций, %
3/38=0,08
100-96=4
10/38=0,26
96-84=12
20/38=0,53
84-66=18
40/38=1,1
66-25=41
70/38=1,8
22-3=19
2
100
Расчет показывает, что в варианте А 12%, а в варианте Б 2% щебня,
выходящего
из
вторичной
дробилки,
требуют
дополнительного
додрабливания. Проверяем дробилки на возможность их работы в замкнутом
цикле. Для этого определяем нагрузку на вторичную дробилку с учетом
возврата в нее на додрабливание некоторого потока m8(Рисунок 1):
П′2 =
П2
,
1 − 𝑚8
где П2 - первоначальная загрузка дробилки;
𝑚8 - поток щебня направляемого на додрабливание.
9
172
= 196 м3 /ч,
1 − 0,12
П′2А =
Мощность дробилки в варианте А П2А=220 м3/ч > П′2А = 196 м3 /ч,
больше П′2А , следовательно принимаем работу вторичной дробилки в
замкнутом цикле.
П′2Б =
33
= 34 м3 /ч,
1 − 0,02
Вторичная дробилка в варианте Б тоже проходит для работы в
замкнутом цикле, т.к. П2Б=90 м3/ч > П′2Б =34 м3/ч.
3.
Расчет суммарного зернового состава щебня и проверка
его на соответствие требованиям технических условий.
В цехе сортировке все потоки щебня сходятся, и зерновой состав щебня
будет определятся суммой частных зерновых составов с учетом доли потоков
из дробилок соответствующих стадий дробления, приведенных к исходному
потоку.
Суммарное
содержание
каждой
фракции
щебня
𝑓𝑖∑ при
двухстадийной схеме производства рассчитываем по следующей формуле
𝑓𝑖∑ = 𝑓𝑖1 + 𝐾ПР ∙ 𝑓𝑖2 ,
где 𝑓𝑖1 - процентное содержание i-ой фракции в щебне после 1-ой
стадии дробления;
𝑓𝑖2 - процентное содержание i-ой фракции в щебне после 2-ой стадии
дробления.
Коэффициент приведения 𝐾ПР при работе вторичной дробилки в
замкнутом цикле
𝐾ПР =
𝑚6
,
1 − 𝑚8
где 𝑚6 - масса материала, направляемая во вторичную дробилку,
выраженная в долях нагрузки на первичную дробилку (нагрузка на
первичную дробилку принята за единицу);
𝑚8 - масса материала, направляемая во вторичную дробилку на
додрабливание, выраженная в долях от 𝑚6 (𝑚8 принимается за единицу).
10
𝐾ПР.А =
0,78
= 0,89 ,
1 − 0,12
𝐾ПР.Б =
0,15
= 0,15.
1 − 0,02
Расчет суммарного состава для варианта А производится по формуле
𝑓𝑖∑ = 𝑓1 + 0,89 ∙ 𝑓2 ,
для
варианта Б
по
формуле 𝑓𝑖∑ = 𝑓1 + 0,15 ∙ 𝑓2.
Результаты расчетов сводим в таблицу 5.
Таблица 5.
Суммарный гранулометрический состав щебня
Содержание фракций, %
Вариант А
Вариант Б
1+0,89∙4=4,56
4+0,15∙4=4,6
2+0,89∙8=9,12
18+0,15∙11=19,65
4+0,89∙13=15,57
14+0,15∙20=17,0
6+0,89∙27=30,03
26+0,15∙36=31,4
9+0,89∙37=35,93
23+0,15∙27=27,35
100
100
Фракция щебня
di, мм
0-3
3-10
10-20
20-40
40-70
Итого
Проверяем соответствие долевого содержания фракций щебня в общей
массе требованиям технических условий производим путем нанесения
значений процентного содержания каждой фракции на типовой график
допустимых предельных соотношение фракций.
100
Суммарный выход фракций, %
90
80
70
60
50
40
30
20
10
0
3
35
Вариант А
Размер фракции, мм
70
Вариант Б
Рисунок 2 – Предельные соотношения фракций щебня для вариантов А, Б.
11
4.
Расчет
и
сопоставление
технико-эксплуатационных
показателей разрабатываемых вариантов производства.
Для обоснования выбора лучшего варианта необходимо произвести
предварительный
разрабатываемых
анализ
технико-эксплуатационных
технологических
схем
производства
показателей
и
принятого
оборудования.
Таблица 6
Основные технико-эксплуатационных показатели предприятий
Показатель
Вариант
Обозначе
ние
Единицы
измерения
А
Б
-
шт.
1
1
-
-
СМД-59А
СМД-95
-
шт.
1
1
-
-
СМД-95
СМ-741
∑Ng
кВт
320
215
∑G
Т
170
42
∑C
тыс.руб.
94,8
5,5
-
шт.
4
3
Zp
чел.
7
5
Э
кВт·ч/м3
2,2
1,48
КЗАГ
-
1,08
0,60
tуд
чел·ч/м3
0,04
0,03
Количество дробилок на 1ой стадии
Марка дробилки
Количество дробилок на 2ой стадии
Марка дробилки
Суммарная мощность
двигателей дробилок
Суммарная масса дробилок
Суммарная стоимость
дробилок
Количество постов
сортировки
Примерное число основных
рабочих, занятых
одновременно
Удельная энергоемкость
Коэффициент загрузки
дробилок 2-ой стадии
Трудоемкость производства
1м3 щебня
Удельная энергоемкость
Э=
∑𝑁𝑔
⋅К ,
ПЗад всп
где ∑𝑁𝑔 - суммарная мощность электродвигателей дробилок, кВт;
Квсп - коэффициент, учитывающий расход энергии грохотами и
вспомогательным оборудованием (Квсп =1,05…1,1);
ПЗад - Производительность предприятия, м3/ч.
12
320
⋅ 1,1 = 2,2 кВт · ч/м3 ,
160
215
ЭБ =
⋅ 1,1 = 1,48 кВт · ч/м3 .
160
Коэффициент загрузки дробилок 2-й стадии
ЭА =
Кзаг =
П2
,
Пе2
где П2 - потребная производительность дробилки 2-й стадии;
Пе2 - паспортная производительность принятой дробилки при работе ее на
расчетной величине выходной щели е2 .
172
= 1,08,
160
33
=
= 0,60.
55
Кзаг.А =
Кзаг.Б
Ориентировочная трудоемкость производства единицы продукции
𝑧𝑝
𝑡уд =
,
Пзад
где 𝑧𝑝 - число основных рабочих, занятых одновременно.
7
= 0,04,
160
5
𝑡уд.Б =
= 0,03.
160
технико-экономические показатели
𝑡уд.А =
Сопоставив
обоих
вариантов
принимаем вариант А, т.к. в этом варианте количество оптимальных
показателей наибольшее.
5.
Подбор сортировочного оборудования
Рассчитываем и подбираем грохот для варианта А дробилок. Для
предварительной сортировки горной массы применяются колосниковые
грохоты
(типа
ГИТ).
На
операциях
промежуточной
(контрольной)
сортировки используются односитовые грохоты с размерами ячеек сит
равными dmax. В цехе окончательной сортировки следует применять, в
зависимости от числа фракций щебня, двух- или трехситовые грохоты (число
13
сит в грохоте должно быть на единицу меньше числа фракций). Подбор
грохотов производим по необходимой суммарной площади сита.
Необходимая площадь сита промежуточного грохота III
𝐹𝑝 =
П𝑖
,
𝛿 ∙ 𝑞 ∙ 𝐾1 ∙ 𝐾2
где П𝑖 - нагрузка на рассчитываемое сито, м3/ч;
𝛿=0,4 - коэффициент, зависящий от вида дробимого материала и угла
наклона грохота;
𝑞 =83 м3/ч - производительность 1 м2 сита данных размеров ячеек;
𝐾1 – коэффициент, зависящий от процентного содержания в исходном
материале зерен, размер которых меньше ячейки сита;
𝐾2 - коэффициент, зависящий от процентного содержания в продукте,
который прошел под сито, зерен размером меньше ½ (половины) ячейки
сита.
dmax=70мм, тогда q=83 м3/ч , фракций от 0 до 70 мм в щебне имеется
22%, тогда 𝐾1 =0,64. По результатам расчета гранулометрического состава
щебня после 1-ой стадии дробления в продукте, прошедшем сквозь сито,
имеется 7% зерен размером меньше половины размера ячеек сита. Для
расчета 𝐾2 выразим это количество щебня в процентах от всего подситового
продукта, т.е. примем 22 % за 100%, 7% - за Х. 𝐾2 =0,78
𝐹𝑝 =
220
= 13,3 м2 .
0,4 ∙ 83 ∙ 0,64 ∙ 0,78
Максимальная крупность камней выходящих из первичной дробилки
𝑑2𝑚𝑎𝑥 = 213мм. Принимаем для этого поста сортировки пять грохотов С-690
с площадью сит 𝐹𝑝 =4,5 м2 .
Выбор промежуточного грохота V.
Необходимая площадь сита промежуточного грохота V.
𝐹𝑝 =
172
= 6,8 м2 .
0,4 ∙ 60 ∙ 1,39 ∙ 0,76
dmax=70мм, тогда q=60 м3/ч , фракций от 0 до 70мм в щебне имеется
89%, тогда 𝐾1 =1,39. По результатам расчета гранулометрического состава
14
щебня после 2-ой стадии дробления в продукте, прошедшем сквозь сито,
имеется 25% зерен размером меньше половины размера ячеек сита. Для
расчета 𝐾2 выразим это количество щебня в процентах от всего подситового
продукта, т.е. примем 89 % за 100%, 25% - за Х. Тогда 𝐾2 = 0,76. Принимаем
для этого поста сортировки три грохота С-742 с площадью сит 𝐹𝑝 =3,75м2 .
Расчет грохота окончательной сортировки VI.
При заданном максимальном размере щебня dmax=70мм общую массу
щебня необходимо рассортировать на четыре фракции: 0-10; 10-20; 20-40; 4070мм. Поэтому будем иметь грохоты с тремя ситами с размерами ячеек 40, 20
и 10 мм.
Нагрузка на верхе сито с ячейками 40мм
П40 = Прасч = 220 м3 /ч.
Исходя из окончательного суммарного гранулометрического состава
щебня, на рисунке 3 намечены грузопотоки фракций на грохоте.
Рисунок 3 – Схема грузопотоков щебня на грохоте окончательной
сортировки
15
В поступающей смеси 58,76% зерен нижнего класса. Тогда 𝐾1 =0,91.
Принимая прошедший под верхнее сито поток 58,76% за 100%, и учитывая,
что в этом потоке 29% зерен меньше половины ячейки верхнего сита (т.е.
меньше 20мм) определяем 𝐾2 =0,98. Для сита с ячейками 40мм 𝑞 = 62 м3/ч.
Необходимая площадь сита промежуточного грохота.
𝐹40 =
220
= 9,9м2
0,4 ∙ 62 ∙ 0,91 ∙ 0,98
Нагрузка на среднее сито составит
П20 = 0,588 ∙ Прасч = 129,4 м/ч.
В поступающей смеси 29% зерен нижнего класса. Тогда 𝐾1 =0,73.
Принимая прошедший под верхнее сито поток 29% за 100%, и учитывая, что
в этом потоке 13,56% зерен меньше половины ячейки верхнего сита (т.е.
меньше 10мм) определяем 𝐾2 =0,97. Для сита с ячейками 20мм 𝑞 = 42 м3/ч.
Необходимая площадь сита промежуточного грохота.
𝐹20 =
129,4
= 10,9 м2
0,4 ∙ 42 ∙ 0,73 ∙ 0,97
Нагрузка на нижнее сито составит
П10 = 0,29 ∙ П20 = 37,5 м/ч.
Производительность 1м2 сита с ячейками 10мм 𝑞 =28 м3/ч. В общем
объеме щебня 13,56% фракции 0-10мм, что составляет 50% от поступающего
на это сито материала. Тогда 𝐾1 =0,62. Поскольку в окончательном
гранулосоставе щебня фракции 0-5мм не рассматриваем, принимаем 𝐾2 =1,
полагая что в подситовом продукте содержится 50% зерен меньше 5 мм.
Необходимая площадь сита промежуточного грохота.
𝐹10 =
37,5
= 5,4 м2
0,4 ∙ 28 ∙ 0,62 ∙ 1
Из расчетов следует, что лимитирующим является сито с ячейками 20
мм и потребной площадью 𝐹20 = 10,9 м2 , по которому производим подбор
грохотов.
Принимаем для этого поста сортировки два грохота марки С-785 с
полезной площадью сит 7,9 м2.
16
Рисунок 4 – Схема цепи дробильно-сортировочного завода
1-приемный бункер; 2- пластинчатый питатель; 3- колосниковый грохот; 4 –
дробилка СМД-59А; 5- грохоты С-690; 6- дробилка ККД-700/75; 7- грохоты
С-742; 8 – грохоты С- 785; 9- ленточный транспортер.
17