Общие принципы расчета схем дробления

2.2.1 Производительность цехов дробления

Режим работы оборудования цехов крупного, среднего и мелкого дробления принимается с учетом коэффициентов использования оборудования (K_в) по данным таблиц 2 и 3; режим работы оборудования измельчения принимается по данным таблиц 4 и 5.

Таблица 2 – Режим работы дробилок крупного дробления

Тип дробилки	Коэффициент использования оборудования K_в	Режим работы	Фонд машинного времени, ч/г
Дней в году	Часов в сутки
Конусные при 7-дневной неделе при 6-дневной неделе	0.8 0.8
Щековые при 7-дневной неделе при 6-дневной неделе	0.75 0.75

Таблица 3 – Режим работы дробилок среднего и мелкого дробления

Компоновочные решения	Коэффициент использования оборудования K_в	Режим работы	Фонд машинного времени, ч/г
Дней в году	Часов в сутки
При отсутствии склада крупнодробленой руды	По режиму работы корпуса крупного дробления
При наличии склада крупнодробленой руды при 6-дневной неделе при 7-дневной неделе	0.8 0.8

Примечание: в таблицах 2 и 3 значения K_в приведены применительно к дроблению руд средней твердости. Для других значений твердости принимать значение K_в с учетом коэффициента:

для мягких руд – 1.05 ÷ 1.08;

для твердых руд – 0.95;

для очень твердых руд – 0.90.

Таблица 4 – Режим работы мельниц в главном корпусе

Схема измельчения	Диаметр барабана мельниц, мм
До 3200	3600 – 4500	5000 – 6000
К_в	Часов в год	К_в	Часов в год	К_в	Часов в год
Одностадиальная в шаровых мельницах	0.95		0.94		0.93
Двух- и трехстадиальная в шаровых и стержневых мельницах	0.90		0.88		0.87

Таблица 5 – Режим работы мельниц самоизмельчения

Метод ремонта	Диаметр барабана мельниц, мм
До 7000	9000 и более
К_в	Часов в год	К_в	Часов в год
Агрегатный	0.80		0.75
Агрегатный технологической секции	0.86		0.86

Примечание: в таблицах 4 и 5 значения K_в приведены применительно к измельчению руд средней твердости. Для других значений твердости принимать значение K_в с учетом коэффициента:

для мягких руд – 1.02 ÷ 1.04;

для твердых руд – 0.99;

для очень твердых руд – 0.96.

Часовая производительность цеха дробления рассчитывается по формуле (1):

Q_г

Q₀ = ----------------------, т/ч; (1)

N * m * n * K_в

где: Q₀ – часовая производительность цеха, т/ч;

Q_г – годовая производительность фабрики, т/г;

N – число рабочих дней в году;

m – число рабочих смен в сутки;

n – число рабочих часов в смену;

K_в – коэффициент использования оборудования.

2.2.2 Число стадий дробления

Число стадий дробления определяется размером максимального куска (D_max, мм) в поступающей руде, номинальной крупностью дробленого продукта (d_н, мм) и заданной суточной производительностью фабрики (Q, т/сут). Рекомендуемое число стадий дробления для заданного варианта принимается по таблице A.1 приложения A.

2.2.3 Номинальная крупность дробленого продукта

Номинальная крупность дробленого продукта определяется типом мельницы, установленной в первой стадии измельчения. Номинальная крупность дробленого продукта d_н по стадиям дробления определяется величиной разгрузочного отверстия дробилки (i_n) и величиной коэффициента Z_n и рассчитывается по формуле (2):

d_н = i_n * Z_n, мм; (2)

где: d_н – номинальная крупность дробленого продукта, мм;

i_n – разгрузочное отверстие дробилки, мм;

Z_n – относительная максимальная крупность;

n – номер стадии дробления.

2.2.4 Плотность и насыпная плотность руды

При наличии достаточно полного минерального состава руды и отсутствии фактических данных по плотности и насыпной плотности последние могут быть определены следующим образом.

Составляется таблица минерального состава руды в соответствии с таблицей 6.

Таблица 6 – Минеральный состав руды

Название минерала	Химическая формула минерала	Содержание в руде α, %	Плотность минерала δ_т, г/см³
Халькопирит Пирит ………………………… ………………………… Кварц	CuFeS₂ FeS₂ ………………………… ………………………… SiO₂	7.0 20.0 ……………. ……………. 32.0	4.2 5.2 ………….. ………….. 2.7

Определяется средневзвешенная плотность руды по формуле (3):

δ_т = --------------------------------------, г/см³; (3)

α₁ α₂ α_n

----- + ----- + ……… + -----

δ₁ δ₂ δ_n

где: δ_т – средневзвешенная плотность руды, г/см³;

α₁, α₂, α_n – содержание соответствующего минерала, %;

δ₁, δ₂, δ_n – плотность соответствующего минерала, г/см³.

Рассчитывается насыпная плотность руды по формуле (4) с учетом коэффициента пористости μ, принимаемого равным в пределах 0.4 – 0.45:

δ_н = δ_т * (1 – μ), г/см³; (4)

где: δ_н – насыпная плотность руды, г/см³;

δ_т – средневзвешенная плотность руды, г/см³;

μ – коэффициент пористости.

2.2.5 Нумерация продуктов

Нумерация продуктов производится на принятой схеме. Например, для схем дробления, приведенных на рисунке 5, приведенная нумерация продуктов удобна при проведении расчетов на ЭВМ.

a) б)

0 0

1 – + 2

3 5 – + 6

5 – + 6 7

7 8С

8 9 – + 10

9 – + 10

Рисунок 5 – Примеры нумерации продуктов в схемах дробления

2.2.6 Определение массы отсеваемого продукта

Масса отсеваемого продукта в отдельной стадии дробления определяется содержанием этого класса в питании грохота (β_n^-d) и принятой величиной эффективности грохочения (E_n) по формуле (5):

Q_n = Q₀ * β_n^–d * E_n, т/ч; (5)

где: Q_n – масса отсеваемого продукта, т/ч;

Q₀ – часовая производительность цеха, т/ч;

β_n^–d – содержание в продукте n класса –d, д.е.;

E_n – эффективность грохочения, д.е.

Выход продукта определяется по формулам (6) и (7):

Q_n

γ = 100 * --------, %; (6)

Q₀

Q_n

γ = -------, д.е.; (7)

Q₀

где: γ – выход продукта n, % или д.е.;

Q_n – масса отсеваемого продукта, т/ч;

Q₀ – часовая производительность цеха, т/ч.

2.2.7 Расчет характеристик крупности

Расчету подлежат характеристики крупности продуктов 4, 8, 12 для открытых циклов дробления и, при необходимости, 8С для замкнутого цикла.

Принцип расчета заключается в сложении выходов классов одинаковой крупности из характеристик крупности исходного питания стадий и разгрузки дробилок соответствующей стадии (приращение при дроблении). При расчете характеристик крупности допускается, что зерна руды меньше размера разгрузочного отверстия в процессе дробления не меняют своей крупности и приращение мелких классов при дроблении происходит за счет дробления классов крупнее величины разгрузочного отверстия. При таком допущении расчет характеристик крупности дробленых продуктов для схем а) и б) на рисунке 5 одинаков. Содержание классов для продукта 4 рассчитывается для d меньше i_I по формуле (8) и для d больше i_I по формуле (9):

β₄^–d = β₀^–d + B₀⁺ⁱ^I * β₃^–d; (8)

β₄^–d = β₀^–d + B₀^+d * β₃^–d. (9)

Для продуктов 8 и 12 расчет аналогичен, меняются лишь индексы продуктов. Например:

β₈^–d = β₄^–d + B₄⁺ⁱ^II * β₇^–d – для d меньше i_II; (10)

β₈^–d = β₄^–d + B₄^+d * β₇^–d. – для d больше i_II. (11)

Выхода продуктов или их содержание определяется по соответствующей характеристике крупности. Для определения содержания классов в продуктах 3, 7, 11 используются типовые характеристики крупности, приведенные на рисунке 6. По данным графиков составляются таблицы, образец одной из них приведен в разделе 2.5.2.8 (таблица 19).

При построении характеристик крупности наибольший размер класса, откладываемого на оси абсцисс, соответствует крупности d_н.

Рассчитанная суммарная характеристика крупности дробленого продукта, например, в I стадии является исходной для расчета характеристики крупности дробленого продукта II стадии и т.д.

Для расчета таблицы типовой характеристики продуктов 8 и 12 для открытых циклов и продукта 11 для замкнутого цикла по таблице A.2 приложения A для соответствующего типа дробилки находится номинальная крупность дробленого продукта (d_н). Пользуясь рисунком 6 «в», находят содержание нескольких классов (например, 0.2*d_н, 0.4*d_н и т.д.) и заносят в таблицы типовых характеристик. Используя формулы (10) и (11), рассчитывают содержание классов для суммарных характеристик крупности (таблица 20).

В схемах с замкнутым циклом дробления при расчете грохотов возникает необходимость в расчете характеристики крупности питания грохота. Например, в схеме типа «Г» (рисунок 1) суммарное питание грохота складывается из продуктов 8 и 11. Расчет содержания классов в продукте 8С проводится с учетом циркулирующей нагрузки. Для этого случая формула для расчета содержания классов крупности имеет вид формулы (12):

Q₈*β₈^±d + Q₁₁*β₁₁^±d

β_8С^±d = ----------------------------, %. (12)

Q₈ + Q₁₁

2.2.8 Определение нагрузки на дробилку, работающую в замкнутом цикле с грохотом

В большинстве случаев такая схема применяется для третьей стадии дробления – мелкого дробления. Нагрузка на дробилку складывается из крупных классов продукта 8 и избыточных зерен продукта 11. Возможны следующие пути расчета выхода продукта 10:

1) при отсутствии ситовых анализов продуктов дробления.

Для схемы типа «Г» масса продукта 8С определяется по формуле (13):

1 β₈^+a

Q_8C = Q₈ * (-------- + ----------), т/ч; (13)

E_III β₁₁^–a

Q₁₀ = Q_8C – Q₁₂ = Q_8C – Q₀, т/ч.

Для схемы типа «Д» масса продукта 13 определяется по формуле (14):

Q_9’ * (1 – β₁₁^–a*E _III) Q₀ * (1 – β₈^–a* E_III) * (1 – β₁₁^–a* E_III)

Q₁₃ = -------------------------- = ---------------------------------------------, т/ч; (14)

β₁₁^–a * E_III β₁₁^–a * E_III

β₈^+a и β₁₁^–a определяются по соответствующим характеристикам крупности.

9’ 10

10C

9’’ 13

Рисунок 7 – Схема дробления типа «Д» с номерами продуктов.

Режим работы дробилок и грохотов, работающих в замкнутом цикле, принимается по таблице A.11 приложения A;

2) при наличии данных ситового анализа продуктов дробления составляются уравнения баланса грохочения по готовому продукту или другому классу крупности. Решение этих уравнений для схемы типа «Г» дает следующую зависимость:

β₁₂^–d – β₈^–d β₁₂^–d – β₈^–d

γ₁₁ = γ₈ * ----------------- = γ₀ * ------------------, %; (15)

β₁₁^–d – β₁₀^–d β₁₁^–d – β₁₀^–d

для схемы типа «Д»:

β₁₁^–d – β₁₃^–dβ₁₁^–d – β₁₃^–d

γ₁₃ = γ₁₀ * ----------------- = γ₀ * (1 – β₈^–d*E_III) * -------------------, %; (16)

β_9’’^–d – β₁₁^–d β_9’’^–d – β₁₁^–d

где в формулах (15) и (16):

β_n^–d – содержание готового класса крупности или какого-либо другого класса, %.