(完整版)破碎计算书

#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350mm,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p°=3.14t/m3，松散系数21.5，矿石硬度f=8~10,属中等可碎性，最大给矿块度Dmax=350mm(格max筛350mmx350mm),破碎产品粒度-14mm。原矿含水3%。(矿石松散密度60=p0/A=2.09)2.1.1.2、计算：、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、计算破碎比总破碎比S=350/14=25平均破碎比Sa=25»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、计算各段破碎产品的最大粒度。粗碎d2max=Dmax/S1=73mm细碎d6max=Dmax/(S1XS2)=14mm、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12mmb.筛孔尺寸：根据表6.8-1:细碎闭路筛孔尺寸：筛孔a=1.4*D=19.6mm=20mmmax筛分效率：E=65%,、计算各产物的产率和重量：粗碎作业：Q1=250/16=12.5t/h，Y2=100%根据表6.8-2:细碎作业循环负荷：根据图6.3-4:筛孑匕尺寸与排矿口尺寸之比：20/40=0.5,p1,-20mm=47.5%(粗碎)筛孔尺寸与排矿口尺寸之比：20/12=1.67,p5,-20mm=97%(细碎)Q5=Q1*(1-p1*E)/p5*E=12.5*(1-0.475*0.65)/0.97*0.65=13.70t/h=Q45=Y4=Q5/Q]=110%Q3=(Q1*p1+Q5*p5)E=(12.5*47.5%+13.70x97%)*0.65=12.50t/hCs=(1-p1*E)/p5*E=Q5/Q1=(1-0.475*0.65)/0.97*0.65=110%3=y1=Q3/Q1=100%，Q2=Q1+Q5=26.2t/h,y2=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K广1.0（表7.2-6）

K2K2-矿石密度修正系数K3-给矿粒度修正系数D/B=350/400=0.875maxK4-水分修正系数Q=qe=0.65x40=26s0K2=p/2.7=3.14/2.7=1.162OK3=1.00（表7.2-7）K4=l（表7.2-9）q0（表7.2-1）所以：Q=lxl.l6xl.00xlx26=30.16t/h设备负荷率n=Q]/Q=12.5/30.16二41.15%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:K1K1-矿石可碎性系数K2-矿石密度修正系数k3-给矿粒度修正系数D/B=73/150=0.487maxK4-水分修正系数K]=1（表7.2-6）p/2.7=3.14/2.7=1.1620K3=1.12（表7.2-8）K4=1（表7.2-9）q0（表7.2-4）式中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/(参考样本最大处理能力调整为105t/h)设备负荷率n二Q/Q=51.15/12.50=48.71%52.2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=^FV^0K1K2K3K4K5K6K7K8式中：

屮-有效筛分面积系数屮二0.8F-筛网名义面积F=2.950-矿石松散密度S0二p0/A二p0/2.7=1.16V-单位筛分面积的平均容积处理量V=25.4（表7.3-2）叫-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：（Q]*25%+Q5*67%）/（Q]+QJ=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%K3二（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=119000二0.95（表7.3-9）k8-筛面种类和筛孔形状系数方形橡胶筛网K8二0.9（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100.0012.502粗碎100.0012.503细碎110.0013.704筛分220.0026.205循环110.0013.706产品100.0012.50第三章磨矿分级设备的选择3.1磨矿设备的选择3.1.1试验新疆有色金属硏究所于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=Qa3-^1）/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:p1=8%（-200目）.p3=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=mK]K2（94D2+16D）/24m=1,K1=1+0.5（p-2.7）=1.22,£=1.41（参考表7.5-2），Q=Q9=Q6=8.33t/hD=-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/dT=1.0850(C)1水力旋流器给矿量Q=Q+Q=3.25xQ=27.08t/h109139磨机循环负荷为225%，旋流器入口工作压力取lOOKPa，溢流浓度30%,底流浓度65%。物料平衡计算表项目单位沉砂给矿固体量8.33水量m3/h矿浆量浓度3065矿浆密度t/m3矿浆体积m3/hC=27.08/3.14/38.16=22.6%vd50=1.08dT=1・08*74=79.92um50(C)丄d50(c)=11.93Do.66exp(-0.301+0.0945Cv-0.00356Cv2+0.0000684Cv3)/Po.28(p1)o.5所以D=66.05cm[选用0250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=3KKDdd2VP0aDn20=3x1.0x1.14x8x6.5xV0.1=56.2m3/h工艺流程中矿浆量V0=125(0.751+1/3.96)=125.44ms/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0250x6,正常工作3台，负荷率n=37.2%.]选用0150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=20o。莠码翌裂*料红婪车蕈卫密*ST->IS宙霖男欲明㈱%90,68=%00TXT/SS9068,0=^^SS9