破碎流程计算

1、.破碎预选系统数质量流程计算1. 小时处理量q w=q年/（t ?）t- 年日历小时数，t=8760;q 时=2000000/330*2*8=378.78t/h2.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2200d/Z=200/1.6=142.8 （ 取 143）中碎3.3360.0d/Z=60/1.6=37.5 （取 37）细碎512d/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,中碎后，矿石粒度/排矿口 =60/37=1.

2、622.,由图表查之可得，筛上累计产率 =5%贝U中碎 后小于筛孔级别的含量P 3=100-5%=95%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P 9=100-8%=92%10aq1=q2=q3=378.78t/hY 1= Y 2=100%q3=q4=q112丫 3=( a - 0 )/(? - 0 )=(27.62-9.29 ) / (29.42-9.29 ) =0.911 q3=q1 丫 3=345.07t/hq4=q1-q 3=378.78-345.07=33.71t/hY 4=1- Y 3=0.089q5=q3=

3、345.07t/hy 5=y 3丫 71=( a 1- 0 1)/(? 1- 0 1)=(29.42-5.77)/(30.37-5.77)=0.931q7=q3 Y 7=321.27t/h丫 7=0.848q9=q3-q 7=23.8t/h丫 9=0.0741 1丫 10=0.948 丫 9 =1- Y 10 =0.0521q8=q9/ Y 9 =457.07t/h丫 8=q8/q 1=1.208q11=qi0=q8-q 9=433.89t/h丫 1o=qio/q 1=1.145q6=q5+q11=778.96t/h丫 6=2.06q12=q4+q9=57.51t/h丫 12=0.152筛子循

4、环负荷C=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/tP J1200*15001500*12001000150 4032破碎机处理量公式：q=k1k1k1k4qsK=1-0.05(10-14)=1.20K2=p /2.7=3.43/2.7=1.27K6=1+(0.8-d ma/b)=1+(0.8-400/1000)=1.4K4=1.00qs=qo*b pqo=2.7 b p=143 qs=1.9*143=271.7t/hq=1.20*1.27*1.4*1.00*271.7=579.70t/h所需的破

5、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1最重件质量/tPYY1650/2852852402550 9.25破碎机处理量公式：q=kikikik4qsK=1-0.05(10-14)=1.20K2=p /2.7=3.43/2.7=1.27K3=1+(0.8-d ma/b)=1+(0.8-200/285)=1.10K4=1.00qs=qo*b pqo=8 b p=37qs=8*37.0=296.0q=1.20*1.27*1

6、.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/tPYD220013010051518.512破碎机处理量公式：qc=kc*q s*k i*k 2*k 3*k 4KC=1.3K=1-0.05(10-14)=1.20K2=p /2.7=3.43/2.7=1.27K3=1.2K4=1.00qs=qo*b pqo=24.00 b p=7 q s=24*7=168qc

7、=1.3*168*1.2*1.27*1.2*1.00=399.41t/h所需的破碎机台数n=qd/q c=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/tYA2460146509.574812.240振动筛处理量公式：q= *A*q 0* p S*k1*k2*k3*k4*k5*k6*k7*k8=0.9A=14qo=22.4p s=2.03K=0.97K2=1.10K3=(100-E)/8=(100-80)/8=2.50K4=1.0

8、0K5=1.00K6=1.002rn=2*9.5/2*748=7106,k 7=0.73K8=1.00q=0.9*14*22.4*2.03*0.97*1.10*2.50*1*1*1*0.73*1.00=1115.69t/hA =qt/( *q*k 1 *k 2*k 3*k 4*k 5*k 6*k 7*k a)=778.96/(0.9*22.4*2.03*0.97*1.10*2.50*1*1*1*0.73*1.00) =9.77m 2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

9、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a =20。的FX660克雷布斯型衬胶水力旋流器，其给矿口面积为：dn=225X115mm2，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dma= （1.52.0 ） Xd=430um =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=0.05 Mp a。验证溢流粒度:dmax 诃d*式中：dmax溢流最大粒度，umP给矿中固

10、体含量（），P =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；6矿石密度，6 =3.5 t/m3;6 水的密度（t/m ） ,6=1.0 t/m3;1.2 1.2Kd =0.8+ =0.8+=0.9666咒 25.4X 65.451 +0.1D1+0.1X66max将上述数据代入公式：dmax =1.5= =173.97dmax比设计要V15.2X 0.96X 0.0弓 X（35 1.0）求溢流粒度430un小，符合要

11、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=严西5=18.16cm3.14Kx 锥角修正系数,0. 0 440. 04 45=0. 7 99=0. 7=0. 9 80. 0 3 97 才 g0. 0 3马7 t gV =3KaKDdndcjB =3x0.98x0.96x18.16x25.4x7005 = 291.11 （ m3/h 台）422 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a =20的水力旋流器，溢流口直径30.5cm, 沉砂口直径12.7cm,

12、给矿口当量直径df=14.33 cm。2. 处理量计算： 其中：Ka =1 (选矿厂设计，P86,6.5-10 a);Kd=0.8+1.2/(1+0.1D)=0.95;df=14.33cm;d o=30.5cm;含-200 目 58%由选矿厂设计第 86页表6.5-7得d95=256卩m,由表6.5-6得po=0.06MPa qv=3X 1 X 0.95 X 30.5 X 14.33 X =305.12m3/h3. 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126.68c

13、m2,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%勺要求。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q匸129.37t/h , qo =0.7t/(m3h),所用磨机类型是溢流型球磨机 MQY32050 4500,故有 效容积V有效=32.8m3。磨机给矿-200目含量p 1=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：Q=Vdqo/( p 2- p

14、 1)=32.8 X 0.7/(0.85-0.7)=153.07t/h台数 n=129.37/153.07=0.85单台负荷率n =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a =20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：Ka =1 (选矿厂设计，P86,6.5-10 a);Kd=0.8+12(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=117卩m,由

15、表6.5-6得po=0.06MPa qv=3X 1 X 0.997 X 10.38 X 21.6 X =164.26m3/h4. 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%勺要求。因次最终选用FX-508分级旋流器2台，其中1台备用。、砂泵出口管径（临

16、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Dlqv勺0.78甌(34)式中qv输送的矿浆量，m3/s；Dl 临界管径，m；Vl矿浆临界流速,m/s；qv = 331.98m3/h = 0.09m3/s、查选矿厂设计表 5-47,取Vl = 1.4s；将上述数据代入公式得:Dl=V(qv/0.785VL)=V( 0.09/0.785*1.4)=0.286=286mm、砂泵扬送矿浆需要的总扬程计算H j =(H +Li)PpPw(35)式中H j 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;Pp 矿浆的密度，t/m3;、3

17、3%水的密度，t/m ; Pw = 1.0 t/m ;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 qv 意义同上、_3查选矿厂设计表 5-49，得 P P=1.59t/m ; L=11+5.5+12+12.5+1.8=42.8 m A=33.15;qv=0.09m3/s ; i=Aq2 =33.15 x 0.092=0.26 ; H=9.80m (参考主厂房断面图);p W=1.0 t/ m3;h=2m将上述数据代入公式得:P1 59J则 Hj (H + Li+h= (9.80+42.8

18、 X 0.26 )咒 亍+2=35.84 m三、砂泵扬送矿浆的总扬程折算成清水扬程Hk -HwKhKmj式中Hk 砂泵由扬送矿浆折算清水扬程，m；HwCW矿浆浓度（质量计），%，Cw=51.49%;由砂泵性能曲线或性能表查得的清水扬程，m，Hw = 30m;Kh 矿浆浓度影响的扬程降低率，按下式计算Kh=1-0.25CW，Kh=0.87Km叶轮磨损后扬程折减系数，一般取 0.80.95，Km =0.9;其他符号同前将上述数据代入公得:HK=HwKhKm S p/S w=30*0.87*0.9*1.59/1.0=37.35mH K H j，所选择砂泵合理。qvDV0.785Vl0.785x1.5 = 0.319m = 319mm(38)四、砂泵所需功率计算1）泵的轴功率的计算(37)qP H S102式中R泵的轴功率，kW ；叫一一泵的效率;Hs 意义公式（37）;Pp 意义公式（37）;qv 矿浆输送的矿浆量L/S;KW叶轮磨损后扬程折减系数，一般取 0.80.95;Pp、Pw 意义公式（37）。查选矿设计手册图 8.9-4，得 n 1 = 58%、qv = 0.17m3/s =170L/S、K 0.8将上述数据代入