破碎流程计算

一.破碎预选系统数质量流程计算

1.小时处理量q时=q年/(t?） 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

1

γ3=(α-θ)/(?-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)/(?1-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 PJ1200*1500 1500*1200 1000 150±40 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 PYY1650/285 285 240 25~50 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 2

最重件质量/t 32 最重件质量/t 9.25 最重件质量/t PYD2200 130 100 5~15 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 YA2460 14 6~50 9.5 748 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:

18.512 质量/t 12.240 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，

3

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=225×115mm2，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：

dmax?1.5式中：dmax——溢流最大粒度，um；

Ddc? 0.5dhkDp(???0)，?=65.45%； ?——给矿中固体含量 （%）

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；

?0——水的密度（t/m3）,?0=1.0 t/m3；

KD?0.8?1.21.2?0.8??0.96

1?0.1D1?0.1?66将上述数据代入公式：dmax?1.5?求溢流粒度430un小，符合要求。

水力旋流器处理量计算：

66?25.4?65.45?173.97dmax比设计要0.515.2?0.96?0.05?(3.5?1.0) V?3K p ?KDdndc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：

4

dn=4bh??4?22.5?11.5?18.16cm

3.14 K?——锥角修正系数，

0.044K??0.79?9??0.039?7tg20.?7990.044 0.98??0.?0397tg2V?3K?KDdndcp?3?0.98?0.96?18.16?25.4?0.05?291.11 （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

5

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

DqvL?0.785V L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：

6

(34)

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

Hj?(H?Li)?P?h (35) ?W式中 Hj——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；

?P——矿浆的密度，t/m3；

?W——水的密度，t/m3；?W＝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； i ——管道清水水阻力损失，按下式计算

2 i?Aqv

A ——比阻系数，查《选矿厂设计》表5-50，得 A＝1.02 qv—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；

2qv=0.09m3/s；i=Aqv=33.15?0.092=0.26；H=9.80m（参考主厂房断面图）；ρW=1.0 t/m3；

h=2m

将上述数据代入公式得：

则Hj??H?Li??p1.59?h=（9.80+42.8?0.26）?+2=35.84 m ?w1.0三、砂泵扬送矿浆的总扬程折算成清水扬程

HK?HwKhKm?P ?W式中 HK——砂泵由扬送矿浆折算清水扬程，m；

Hw——由砂泵性能曲线或性能表查得的清水扬程，m，HW＝30m；

CW——矿浆浓度（质量计），%，Cw=51.49%；

7

Kh——矿浆浓度影响的扬程降低率，按下式计算 Kh?1?0.25CW，Kh=0.87

Km——叶轮磨损后扬程折减系数，一般取0.8～0.95，Km=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

HK＞Hj，所选择砂泵合理。

D0.12L?qv0.785V?0.785?1.5?0.319m?319mm

L四、砂泵所需功率计算 1)泵的轴功率的计算

Pqv?PHS0?102? (37)

1式中 P0——泵的轴功率，kW；

?1——泵的效率； HS——意义公式（37）； ?P——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0.8～0.95； ?P、?W——意义公式（37）。

查《选矿设计手册》图8.9-4，得?1＝58%、qv?0.17m3/s?170L/S、KW?0.8 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

P?Kp0? 28

(38)

式中 P ——所需电动机功率，kW；

P0——泵的轴功率，kW；

?2——传动效率，皮带传动?2?0.95，直接传动?2?1.0；

K —ｖ安全系数，当P0≤40 kW时，K＝1.20；当P0＞40 kW时，K＝1.10。 P0=72.57kw、?2?1.0、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

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