破碎计算书.doc

第二章 破碎筛分设备的选择

2.1 破碎设备的选择

根据确定的破碎工艺流程，最大给矿粒度350 mm，破碎最终产品粒度-15mm，破碎设备的选择国产设备，设计者进行核算。
2.1.1采用国产破碎设备时的计算（流程不变）
2.1.1.1、已知条件：
处理量200t/d，矿石密度ρ0=3.14t/m3，松散系数Δ=1.5，矿石硬度f=8～10，属中等可碎性，最大给矿块度D max =350mm(格筛350mmx350mm)，破碎产品粒度-14mm。原矿含水3%。(矿石松散密度δ0=ρ0/Δ=2.09)
2.1.1.2、计算：
(1)、确定生产能力
工作制度为每年250天，每天2班，每班8小时，则破碎生产能力为200/16=12.5t/h
(2)、计算破碎比
总破碎比S=350/14=25
平均破碎比 Sa=251/2=5
第二段为闭路作业，破碎比可略大。初步确定S1=4.8，S2=5.21
(3)、计算各段破碎产品的最大粒度。
粗碎d2max= D max/S1=73mm 细碎d6max= D max/(S1xS2)=14mm
(4)、计算各段破碎机排矿口宽度及筛孔尺寸
a.各段破碎机排矿口宽度
根据表6.3-4：
粗碎排矿口宽度 i2= d2max/Z=73/1.6=45.63mm 取40mm
根据表6.8-1：
细碎排矿口宽度 i6=0.8d4max=0.8x14=11.2mm 取12mm
b.筛孔尺寸：
根据表6.8-1：
细碎闭路筛孔尺寸：筛孔a=1.4* D max =19.6mm=20mm
筛分效率：E=65%,
(5)、计算各产物的产率和重量：
a.粗碎作业：Q1= 250/16=12.5t/h,γ2=100%
b. 根据表6.8-2：
细碎作业循环负荷:
根据图6.3-4：
筛孔尺寸与排矿口尺寸之比：20/40=0.5，β1,-20mm=47.5%（粗碎）
筛孔尺寸与排矿口尺寸之比：20/12=1.67，β5,-20mm=97%（细碎）
Q5=Q1*（1-β1*E）/β5*E=12.5*（1-0.475*0.65）/0.97*0.65
=13.70 t/h=Q4
γ5=γ4=Q5/Q1=110%
Q3= （Q1*β1+ Q5*β5）E=（12.5*47.5%+13.70x97%）*0.65=12.50t/h
Cs=(1-β1*E)/ β5*E=Q5/Q1=(1-0.475*0.65)/0.97*0.65=110%
γ3=γ1=Q3/Q1=100%,
Q2=Q1+Q5=26.2 t/h, γ2=Q2/Q1=210%

2.1.2国产设备的选择计算
2.1.2.1 粗碎设备
设计拟采用PE400x600鄂式破碎机，其设备处理能力为：
Q＝K1K2K3K4Qs
式中
K1 – 矿石可碎性系数 K1＝1.0(表7.2-6)
K2 – 矿石密度修正系数 K2＝ρ0/2.7=3.14/2.7=1.16
K3 – 给矿粒度修正系数
D max/B=350/400=0.875 K3＝1.00(表7.2-7)
K4 – 水分修正系数 K4＝1(表7.2-9)
Qs＝q0 e=0.65x40=26. q0 (表7.2-1)
所以：Q=1x1.16x1.00x1x26=30.16t/h
设备负荷率n=Q1/Q=12.5/30.16=41.15%
2.1.1.2 细碎设备
(1)设计拟采用PEX150x750鄂式破碎机，其设备处理能力为：
Q＝KcK1K2K3K4Qs
式中
K1 – 矿石可碎性系数 K1＝1(表7.2-6)
K2 – 矿石密度修正系数 K2＝ρ0/2.7=3.14/2.7=1.16
K3 – 给矿粒度修正系数
D max/B=73/150=0.487 K3＝1.12(表7.2-8)
K4 – 水分修正系数 K4＝1(表7.2-9)
Qs＝q0 e= x12=65 q0 (表7.2-4)
Kc-闭路时平均给矿粒度变细的系数 Kc=1.25
所以：Q=1.25x1.0x1.16x1.12x1x = t/h（参考样本最大处理能力调整为105t/h）
设备负荷率n= Q5/Q=51.15/12.50=48.71%

2.2 筛分设备的选择
2.2.1、采用国产设备时的筛分设备计算
(1)设计拟采用一台ZD1224单轴振动筛（筛孔尺寸20mm）其设备处理量为：
Q＝ΨFVδ0K1K2K3K4K5K6K7K8
式中:
Ψ- 有效筛分面积系数 Ψ=0.8
F - 筛网名义面积 F=2.9
δ0– 矿石松散密度 δ0=ρ0/Δ=ρ0/2.7=1.16
V-单位筛分面积的平均容积处理量 V=25.4 (表7.3-2)
K1 – 给矿中细粒影响系数
a.对上层筛：
筛孔尺寸（之半）与排矿口尺寸之比及累积含量为：
10/40=0.25 （粗碎）
筛上量累积产率为：75% (图6.3-4) 筛下量:25%
10/12=0.83 （细碎）
筛上量累积产率为：33% (图6.3-4) 筛下量:67%
给矿中小于20mm之半的含量：
(Q1*25%+Q5*67%)/(Q1+Q5)=46.96%
所以：K1=1.1(表7.3-3)
K2 – 给矿中粗粒影响系数
a.对上层筛：
筛孔尺寸与排矿口尺寸之比及累积含量为：
20/40=0.5（粗碎）
筛上量累积产率为：52% (图6.3-4)
20/12=1.67（细碎）
筛上量累积产率为：3% (图6.3-4)
给矿中大于35mm的含量：
(Q1*52%+Q5*3%)/(Q1+Q5)=26.38%
所以：K2=1.07(表7.3-4)
K3 – 筛分效率系数
筛分效率E=65% K3＝（100-E）/8=4.375(表7.3-5)
K4 – 物料种类和颗粒形状系数
破碎后的矿石 K4＝1(表7.3-6)
K5 – 物料湿度影响系数
干矿石(3%) K5＝1(表7.3-7)
K6 – 筛分方法影响系数
干筛 K6＝1(表7.3-8)
K7 – 筛子运动参数系数
2rn=2x7x850=11900
K7＝0.95(表7.3-9)
K8 – 筛面种类和筛孔形状系数
方形橡胶筛网 K8＝0.9(表7.3-10)
所以:
Q=0.8x2.9x25.4x1.16x1.1x1.07x4.375x1x1x1x0.95x0.9
=300.95
设备负荷率n= (Q1+Q5)/Q
=26.2/300.95=8.71%
(6)、数值量流程
序号
作业
产率(%)
矿量(t/h)
备注
1
原矿
100.00
12.50

2
粗碎
100.00
12.50

3
细碎
110.00
13.70

4
筛分
220.00
26.20

5
循环
110.00
13.70

6
产品
100.00
12.50

第三章 磨矿分级设备的选择

3.1 磨矿设备的选择

3.1.1试验
新疆有色金属研究所于2001年3月完成的“哈密维权铜矿可选性试验报告”中，最终磨矿细度-200目84.44%较合适选别。球磨机选型计算提供了试验数据。
3.1.2 浮选前球磨机选择与计算

磨选车间采用三班工作，8h/班，24h/d。进入磨矿车间矿量Q6=200/24=8.33t/h。
3.1.2.2. 一次计算法（147页）
两段闭路磨矿，磨机与分级机构成闭路。
V1，2=Qa（β3-β1）/q01，2
.参考表6.8-7：
第一段循环负荷均为C=150%
Qa=Q8+Q6= Q6*（1+C）=8.33x2.5=20.83t/h
.参考表6.8-4：β1=8% （-200目）
.β3=85% （-200目）
. q01，2=

3.1 分级设备的选择和计算

3.2.1 第一段磨矿：与磨机组成闭路的分级机选择计算
参看158页螺旋分级机计算：（溢流细度-200目65%，d95=0.21mm）
Q=mK1K2（94D2+16D）/24
m=1 , K1=1+0.5(ρ0-2.7)=1.22, K2=1.41(参考表7.5-2)， Q= Q9=Q6=8.33t/h
D=-0.08+0.103x（24Q/mK1K2）1/2=1.03m
第一段闭路磨矿选用FG-12高堰式单螺旋分级机。
负荷率：1.03/1.2=85.83%
3.2.2 浮选前闭路磨矿分级（第二段磨矿）
参看164页水力旋流器计算：
溢流细度-200目85%，由表7.5-14 得 d50（c） /dT=1.08
水力旋流器给矿量Q10= Q9+ Q13=3.25x Q9=27.08t/h
磨机循环负荷为225%，旋流器入口工作压力取100KPa，溢流浓度30%，底流浓度65%。

物料平衡计算表
项目
单位
溢流
沉砂
给矿
固体量
t/h
8.33
18.75
27.08
水量
m3/h
19.44
10.10
29.54
矿浆量
t/h
27.77
28.75
56.62
浓度
%
30
65
47.83
矿浆密度
t/ m3
1.257
1.789
1.484
矿浆体积
m3/h
22.09
16.07
38.16
Cv=27.08/3.14/ 38.16=22.6%
d50（c）=1.08 dT=1.08*74=79.92um
d50（c）=11.93D0.66exp(-0.301+0.0945Cv-0.00356 Cv2+0.0000684 Cv3)/P0.28(ρ-1)0.5
所以 D=66.05cm
[选用Æ250水力旋流器，已定条件：溢流管直径8cm,给矿管直径6.5cm,给矿压力为0.1MPa，a=200
单台处理能力：
V=3 Ka KD dn d2 Ö P0
=3×1.0×1.14×8 ×6.5× Ö 0.1
=56.2 m3/h
工艺流程中矿浆量Vo=125(0.751+1/3.96)=125.44 m3/h (C=500)
正常需要台数：
n = Vn /V =125.44/56.2 =2.23 取3台
选用水力旋流器组Æ250x6,正常工作3台，负荷率n=37.2%.]

选用Æ150水力旋流器，已定条件：溢流管直径4cm,给矿管直径3.2cm,给矿压力为0.1MPa，a=200
单台处理能力：
V=3 Ka KD dn d2 Ö P0
=3×1.0×1.28× 4 ×3.2× Ö 0.1
=15.54 m3/h
工艺流程中矿浆量Vo=38.16m3/h (C=225)
正常需要台数：n = Vn /V =38.16/15.54 =2.46 取3台
选用水力旋流器组Æ150x6,正常工作3台，负荷率n=2.46/3=82%

4．过滤设备选择计算
选择外滤式过滤机GW-5：F=5m2
参考276页：
n=G/Fq=0.35625/5x0.08=0.890625 取1台
负荷率=0.890625/1x100%=89.06%
辅助设备选用SK-15水环式真空泵及排水滤液缸等。
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