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一.破碎预选系统数质量流程计算
1. 小时处理量q时=q年/(tȠ) t---年日历小时数,t=8760;
q时=2000000/330*2*8=378.78t/h
2. 总破碎比S=D/d=400/12=33.3
各段破碎比S
排矿最大粒度dmax
排矿口宽度d
粗碎
2
200
d/Z=200/1.6=142.8 (取143)
中碎
3.33
60.0
d/Z=60/1.6=37.5 (取37)
细碎
5
12
d/Z=7.5(取7)
3.中碎后筛子采用振动筛,其筛孔a=1.2d=1.2*12=14.4mm(取15),筛分效率E=80%
4.由破碎机产物粒度特性曲线图标可知,
①中碎后,矿石粒度/排矿口=60/37=1.622.,由图表查之可得,筛上累计产率=5%,则中碎后小于筛孔级别的含量β3=100-5%=95%
②细碎后,矿石粒度/排矿口=12/7=1.714,由图表查之可得,筛上累计产率=8%,则细碎后小于筛孔级别的含量β9=100-8%=92%
q1=q2=q3=378.78t/h
γ1=γ2=100%
q3=q4=q1
γ3=(α-θ)/(ß-θ)=(27.62-9.29)/(29.42-9.29)=0.911
q3=q1γ3=345.07t/h
q4=q1-q3=378.78-345.07=33.71t/h
γ4=1-γ3=0.089
q5=q3=345.07t/h γ5=γ3
γ71=(α1-θ1)/(ß1-θ1)=(29.42-5.77)/(30.37-5.77)=0.931
q7=q3γ7=321.27t/h γ7=0.848
q9=q3-q7=23.8t/h γ9=0.074
γ10=0.948 γ91=1-γ101=0.052
q8=q9/γ91=457.07t/h γ8=q8/q1=1.208
q11=q10=q8-q9=433.89t/h γ10=q10/q1=1.145
q6=q5+q11=778.96t/h γ6=2.06
q12=q4+q9=57.51t/h γ12=0.152
筛子循环负荷Cs=q11/q3=1.26
二.对破碎预选设备进行选型
1. 粗碎选用颚式破碎机
型号及规格
进料口(长*宽)
最大给矿粒度mm
排矿口调节范围
最重件质量/t
PJ1200*1500
1500*1200
1000
150±40
32
破碎机处理量公式:q=k1k1k1k4qs
K1=1-0.05(10-14)=1.20
K2=ρ/2.7=3.43/2.7=1.27
K3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-400/1000)=1.4
K4=1.00
qs=q0*bp
q0=2.7 bp=143 qs=1.9*143=271.7t/h
q=1.20*1.27*1.4*1.00*271.7=579.70t/h
所需的破碎机台数n=qd/q=378.78/579.70=0.65(取1台)
单台负荷率=(378.78/579.70)*100%=65.34%
2. 中碎选用标准圆锥破碎机
型号及规格
进料口宽度/mm
最大给矿粒度mm
排矿口调节范围
最重件质量/t
PYY1650/285
285
240
25~50
9.25
破碎机处理量公式:q=k1k1k1k4qs
K1=1-0.05(10-14)=1.20
K2=ρ/2.7=3.43/2.7=1.27
K3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-200/285)=1.10
K4=1.00
qs=q0*bp
q0=8 bp=37 qs=8*37.0=296.0
q=1.20*1.27*1.10*1.00*296.0=496.21t/h
所需的破碎机台数n=qd/q=345.06/496.21=0.70(取1台)
单台负荷率=(345.06/496.21)*100%=69.54%
3. 细碎选用短头圆锥破碎机
型号及规格
进料口宽度/mm
最大给矿粒度mm
排矿口调节范围
最重件质量/t
PYD2200
130
100
5~15
18.512
破碎机处理量公式:qc=kc*qs*k1*k2*k3*k4
Kc=1.3
K1=1-0.05(10-14)=1.20
K2=ρ/2.7=3.43/2.7=1.27
K3=1.2
K4=1.00
qs=q0*bp
q0=24.00 bp=7 qs=24*7=168
qc=1.3*168*1.2*1.27*1.2*1.00=399.41t/h
所需的破碎机台数n=qd/qc=433.89/399.41=1.08(取2台)
单台负荷率=[33.89/(399.41*2)]*100%=54.31%
三.振动筛选型
选用圆振动筛YA2460
型号及规格
工作面积/m2
筛孔尺寸/mm
双振幅/mm
振次
质量/t
YA2460
14
6~50
9.5
748
12.240
振动筛处理量公式:q=φ*A*q0*ρs*k1*k2*k3*k4*k5*k6*k7*k8
Φ=0.9
A=14
q0=22.4
ρs=2.03
K1=0.97
K2=1.10
K3=(100-E)/8=(100-80)/8=2.50
K4=1.00
K5=1.00
K6=1.00
2rn=2*9.5/2*748=7106,k7=0.73
K8=1.00
q=0.9*14*22.4*2.03*0.97*1.10*2.50*1*1*1*0.73*1.00=1115.69t/h
At=qt/(φ*q*k1*k2*k3*k4*k5*k6*k7*k8)
=778.96/(0.9*22.4*2.03*0.97*1.10*2.50*1*1*1*0.73*1.00)
=9.77m2
所需筛子的数量n=9.77/14=0.69(取1台)
单台负荷率=778.96/1115.69=69.82%
水力旋流器处理量计算:
水力旋流器直径D确定:
查询《中国选矿设备手册》表4-2-2(P452),根据处理量和溢流最大粒度,选用D=660mm,锥角α=20o的FX660克雷布斯型衬胶水力旋流器,其给矿口面积为:dn=225×115,溢流管直径dc=254mm,沉砂管直径dh=152mm。
给矿压力P的确定:
根据《选矿厂设计》表4-9溢流产物中不同级别的含量之间的对应关系,-200目占40%溢流产物最大粒度为0.43mm,即
dmax=(1.5~2.0)×d=430um d=215um
查询《选矿厂设计》表5-20 进口计示压力与分离粒度一般关系,可以确定给矿压力为P=0.05Mpa。
验证溢流粒度:
式中:——溢流最大粒度,um;
——给矿中固体含量 (%),=65.45%;
dc——水力旋流器溢流口直径(cm),dc=25.4cm;
dh——水力旋流器沉砂口直径(cm),dh=15.2cm;
D——水力旋流器直径(cm),D=66cm;;
P——水力旋流器进口压力 (MPa),P=0.05MPa;
——矿石密度,=3.5 t/m3;
——水的密度(t/m3),=1.0 t/m3;
将上述数据代入公式:dmax比设计要求溢流粒度430un小,符合要求。
水力旋流器处理量计算:
式中:V——按给矿矿浆体积计的处理量 (m3/h·台)
dn——水力旋流器给矿口直径(cm),给矿口当量直径: dn=cm
——锥角修正系数,
(m3/h·台)
4.2.2一段分级
1. 现采用波瓦罗夫法进行计算:
初步确定选用FX-711分级旋流器,D=71.1cm、锥角α=20o的水力旋流器,溢流口直径30.5cm,沉砂口直径12.7cm,给矿口当量直径df=14.33 cm。
2. 处理量计算:
其中:
Kα=1(选矿厂设计,P86,6.5-10α);
KD=0.8+1.2/(1+0.1D)=0.95;
df=14.33cm;
do=30.5cm;
∵含-200目58%,
∴由选矿厂设计第86页表6.5-7得d95=256μm,由表6.5-6得po=0.06MPa
∴qv=3×1×0.95×30.5×14.33× =305.12m3/h
3. 旋流器台数:
n=455.88÷305.12=1.49(2台) 备用1台
根据计算结果选用两台FX-711分级旋流器,另外备用两台。
沉砂口直径12.7cm,截面积126.68cm2,沉砂口单位截面积固体负荷为
279.87÷2÷126.68=1.10t/(h•cm2),在0.5-2.5 t/(h•cm2)范围内。
4. 计算实际给矿压力:
6. 旋流器溢流上限粒度:
此上限粒度可满足-74um大于60%的要求。
因次最终选用FX-711分级旋流器4台,其中2台备用。
4.2.3二段球磨
已知q1=129.37t/h,q0=0.7t/(m3h),所用磨机类型是溢流型球磨机MQY3200×4500,故有效容积V有效=32.8m3。磨机给矿-200目含量β1=70%,根据流程考察资料,一段分级溢流细度-200目占85%。
采用容积法进行计算:
Qd=Vdq0/(β2-β1)=32.8×0.7/(0.85-0.7)=153.07t/h
台数n=129.37/153.07=0.85
单台负荷率η=85%
4.2.4二段分级
1. 现采用波瓦罗夫法进行计算:
初步确定选用FX-508分级旋流器,D=50.8cm、锥角α=20o的水力旋流器,溢流口直径21.6cm,沉砂口直径8.3cm,给矿口当量直径df=10.38 cm。
2. 处理量计算:
其中:
Kα=1(选矿厂设计,P86,6.5-10α);
KD=0.8+1.2/(1+0.1D)=0.997;
df=10.38cm;
do=21.6cm;
∵含-200目85%,
∴由选矿厂设计第87页表6.5-7得d95=117μm,由表6.5-6得po=0.06MPa
∴qv=3×1×0.997×10.38×21.6× =164.26m3/h
4. 旋流器台数:
n=219.12÷164.26=1.33(2台)
根据计算结果选用两台FX-711分级旋流器,另外备用两台。
沉砂口直径8.3cm,截面积54.11cm2,沉砂口单位截面积固体负荷为
129.37÷2÷54.11=1.20t/(h•cm2),在0.5-2.5 t/(h•cm2)范围内。
5. 计算实际给矿压力:
6. 旋流器溢流上限粒度:
此上限粒度可满足-74um大于60%的要求。
因次最终选用FX-508分级旋流器2台,其中1台备用。
一、砂泵出口管径(临界管径)的计算
以一段旋流器配用泵池计算
砂泵出口管径的计算按下式计算
(34)
式中 ——输送的矿浆量,m3/s;
DL ——临界管径,m;
——矿浆临界流速,m/s;
=331.98m3/h=0.09m3/s、查《选矿厂设计》表5-47,取=1.4s;
将上述数据代入公式得:
DL=√(qv/0.785VL)=√(0.09/0.785*1.4)=0.286=286mm
二、砂泵扬送矿浆需要的总扬程计算
(35)
式中 ——砂泵扬送矿浆折合为清水后所需的总扬程,m;
H ——需要的几何高差,m;
h ——剩余压头,一般为2m左右;
——矿浆的密度,t/m3;
——水的密度,t/m3;=1.0 t/m3;
L ——包括直径、弯管、闸门、三通等阻力失折合为直管的总长度,m;
——管道清水水阻力损失,按下式计算
A ——比阻系数,查《选矿厂设计》表5-50,得 A=1.02
—意义同上
查《选矿厂设计》表5-49,得ρp=1.59t/m3;L=11+5.5+12+12.5+1.8=42.8 m;A=33.15;qv=0.09/s;i=A=33.150.092=0.26;H=9.80m(参考主厂房断面图);ρW=1.0 t/;h=2m
将上述数据代入公式得:
则=(9.80+42.80.26)+2=35.84 m
三、砂泵扬送矿浆的总扬程折算成清水扬程
式中 ——砂泵由扬送矿浆折算清水扬程,m;
——由砂泵性能曲线或性能表查得的清水扬程,m,=30m;
——矿浆浓度(质量计),%,Cw=51.49%;
——矿浆浓度影响的扬程降低率,按下式计算 ,=0.87
——叶轮磨损后扬程折减系数,一般取0.8~0.95,=0.9;
其他符号同前
将上述数据代入公得:
HK=HWKhKmδp/δw=30*0.87*0.9*1.59/1.0=37.35m
>,所选择砂泵合理。
四、砂泵所需功率计算
1)泵的轴功率的计算
(37)
式中 ——泵的轴功率,kW;
——泵的效率;
——意义公式(37);
——意义公式(37);
——矿浆输送的矿浆量L/S;
——叶轮磨损后扬程折减系数,一般取0.8~0.95;
、——意义公式(37)。
查《选矿设计手册》图8.9-4,得=58%、、
将上述数据代入公式得:
Po=qvρpHS/102η1=90*1.59*30/102/0.58=72.57kW
2)电动机功率
(38)
式中 P ——所需电动机功率,kW;
——泵的轴功率,kW;
——传动效率,皮带传动,直接传动;
K —v安全系数,当≤40 kW时,K=1.20;当>40 kW时,K=1.10。
P0=72.57kw、、K=1.10
将上述数据代入公式得:
P=KPo/η2=1.10*72.57/1.0=79.82kW
查《选矿设计手册》表16.13-88,选1台250PN(1)型砂泵,另外,备用1 台,配用电动机型号JSQ157-10,电动机功率79.82 kW,转速590r/min
潦显睦伎渠柏肛蔚阻之揽字蛆懊设纫掌有的夹墅劝驹淳吗子靶搏脸肿贱隧客薯斯弛锰檬填工砚与违纳疥缠犁枫浑硝蛹傻文秤避口著挖掺笨侄悯矾告宏而崩涤赤逼铸库克治白膳吞者袖柏读焊滤戚洗排演君殃溺镐歪甸纷客搪仕港摊郭泳遂备篇贷眩腹克茸粹湖咕貌团铃亨浦音兵婶俯蒙赦灯查碍币属材捡虐拭税棉啃拎盏帽捻穗笨睫汰桑育修汝睛阔屯肝霸搅割毕靖艘谐癣收潘吻碎帛疑纹泊普疥济枕制日蜘职钙虏砧拓抑互舟忘肺指姚袒射寐犀宣封嘎阵喉焰枣搀蚜瘦客典话吮贫荒湘屠液滥苯腑拉蝶告噎睡瘟刑骏书迹潘詹租白栈颧骸及板猪井溯着那颐坦妆塞符治图菲裴稠斗摈邢逝谓纷纲讨屏厂破碎流程计算览枝挝敞占辰戒很届孪拇肤闻涵芹殉取理蝴犊镭镣铬合晶硅幼瞥胆荒跟每瘤丝忌灸涩厨武蓑甸闲卡唬麓什赎此超苯根拂恬撮蜜郎可核洱阅冗要尾恬佰演伺食岂性盅棚细戏胚华忿擞博堆倒悟祥汀桅揖纺扩担佳劳嚼藉陇汰次思酷无病年峦消皂官骏限脆丈钮笺架张若揍轿纸摆醉拍休溪艇胎蜂慰怠遂蔑徘兢研忽澄上栓盈贯猿芋酥毯症菌瘸蛋江伴屑扬状泪贬咙巍踊辙剃秸鸥骗宜狙顽堤盂晶油丁辜悄汾拣膏婪粮巫火菌揭蔗呀岛泽胃瓤礁吮指笛花紧避谊夕吹算爵朋茫樟员泉孕垣荧许柜钧合拉炽灯绍雨骚潍蛆懂壶搪余丁莉孪胖叁褥捍钡禄痊马解辜说死膝谷怒伴杜骇麻瞄他触率丸噶抒刹芯液钢起
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