(完整版)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;

时

=2000000/330*2*8=378.78t/h

2.总破碎比S=D/d=400/12=3

3.3

各段破碎比S 排矿最大粒度d

max

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=1

4.4mm(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β

=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β

=100-8%=92%

1=q

=378.78t/h

1=γ

=100%

3=q

=(α-θ)/(?-θ)=(27.62-9.29）/（29.42-9.29）=0.911

3=q

=345.07t/h

4=q

-q

=378.78-345.07=33.71t/h

4=1-γ

=0.089

5=q

=345.07t/h γ

=γ3

1=(α1-θ1)/(?1-θ1)=(29.42-5.77)/(30.37-5.77)=0.931

7=q

=321.27t/h γ

=0.848

9=q

-q

=23.8t/h γ

=0.074

10=0.948 γ

1=1-γ

1=0.052

8=q

/γ

1=457.07t/h γ

=1.208

11=q

-q

=433.89t/h γ

=1.145

6=q

=778.96t/h γ

=2.06

12=q

=57.51t/h γ

=0.152

筛子循环负荷C

=q11/q3=1.26 二.对破碎预选设备进行选型

1114s K

=1-0.05(10-14)=1.20

=ρ/2.7=3.43/2.7=1.27

3=1+(0.8-d

max

/b)=1+(0.8-400/1000)=1.4

=1.00

s =q

0=2.7 b

=143 q

=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=q

/q=378.78/579.70=0.65(取1台) 单台负荷率=(378.78/579.70)*100%=65.34%

1114s

=1-0.05(10-14)=1.20

=ρ/2.7=3.43/2.7=1.27

3=1+(0.8-d

max

/b)=1+(0.8-200/285)=1.10

=1.00

s =q

0=8 b

=37 q

=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=q

/q=345.06/496.21=0.70（取1台）单台负荷率=(345.06/496.21)*100%=69.54%

c c s123 4 K

=1.3

=1-0.05(10-14)=1.20

=ρ/2.7=3.43/2.7=1.27

=1.2

=1.00

s =q

0=24.00 b

=7 q

=24*7=168

=1.3*168*1.2*1.27*1.2*1.00=399.41t/h

所需的破碎机台数n=q

d /q

=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

0s12345678

Φ=0.9

A=14

=22.4

=2.03

=0.97

=1.10

=(100-E)/8=(100-80)/8=2.50

=1.00

2rn=2*9.5/2*748=7106,k

=0.73

=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

t =q

/(φ*q*k

)

=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：d n =225×1152mm ，溢流管直径d c =254mm ，沉砂管直径d h =152m m 。

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

d max =（1.5~2.0）×

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：

max d = 式中：max d ——溢流最大粒度，um ；

β——给矿中固体含量（%）

，β=65.45%； d c ——水力旋流器溢流口直径（cm ），d c =25.4cm ； d h ——水力旋流器沉砂口直径（cm ），d h =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 ；

δ——矿石密度，δ=3.5 t/m 3；

0δ——水的密度（t/m 3）,0δ=1.0 t/m 3；

1.2 1.2

0.80.80.9610.110.166

D K D =+

=+=++?

将上述数据代入公式：max 1.5173.97d ==d max 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：

3D n V K K d d α=

式中：V ——按给矿矿浆体积计的处理量（m 3/h ·台） d n ——水力旋流器给矿口直径（cm ），给矿口当量直径：

d n

18.16=

=cm

K α——锥角修正系数，

0.0440.0440.7990.7990.980.0397tg

0.0397tg

K αα

=++

330.980.9618.1625.4291.11D n V K K d d α==????= （m 3/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1

2.7cm ，给矿口当量直径d f =14.33 cm 。 2. 处理量计算：

其中：

K α=1（选矿厂设计，P86,6.5-10α）; K D =0.8+1.2/(1+0.1D)=0.95; d f =14.33cm; d o =30.5cm;

∵含-200目58%，

∴由选矿厂设计第86页表6.5-7得d 95=256μm,由表6.5-6得p o =0.06MPa ∴q v =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 ，q ０=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:

Q d =V d q 0/(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d f =10.38 cm 。

2. 处理量计算：

其中：

K α=1（选矿厂设计，P86,6.5-10α）; K D =0.8+1.2/(1+0.1D)=0.997; d f =10.38cm; d o =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p o =0.06MPa ∴q v =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

L V q D 785.0

(34)

式中 v q ——输送的矿浆量，m 3/s ；

D L ——临界管径，m ； L V ——矿浆临界流速，m/s ；

v q ＝331.98m 3/h ＝0.09m 3/s 、查《选矿厂设计》表5-47，取L V ＝1.4s ；

将上述数据代入公式得：

D L =√（q v /0.785V L )=√（0.09/0.785*1.4)=0.286=286mm

二、砂泵扬送矿浆需要的总扬程计算

h Li H H W

j ++=ρρ)

( (35) 式中 j H ——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 ρ——矿浆的密度，t/m 3；

W ρ——水的密度，t/m 3；W ρ＝1.0 t/m 3；

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

2v Aq i =

A ——比阻系数，查《选矿厂设计》表5-50，得 A ＝1.02 v q —意义同上

查《选矿厂设计》表5-49，得ρp =1.59t/m 3；L=11+5.5+12+12.5+1.8=42.8 m ；A=33.15；

q v =0.093m /s ；i=A 2

v q =33.15?0.092=0.26；H=9.80m （参考主厂房断面图）；ρW =1.0 t/3m ；

h=2m

将上述数据代入公式得：

则()

p j w H H Li h ρρ≥++=（9.80+42.8?0.26）0

.159

.1?+2=35.84 m 三、砂泵扬送矿浆的总扬程折算成清水扬程

K w h m

H H K K δδ= 式中 K H ——砂泵由扬送矿浆折算清水扬程，m ；

w H ——由砂泵性能曲线或性能表查得的清水扬程，m ，W H ＝30m ；

W C ——矿浆浓度（质量计）

，%，C w =51.49%；

h K ——矿浆浓度影响的扬程降低率，按下式计算 W h C K 25.01-=，h K =0.87 m K ——叶轮磨损后扬程折减系数，一般取0.8～0.95，m K =0.9；

其他符号同前

将上述数据代入公得：

H K =H W K h K m δp /δw =30*0.87*0.9*1.59/1.0=37.35m

K H ＞j H ，所选择砂泵合理。

mm 319m 319.05

.1785.012

.0785.0==?==

L v L V q D

四、砂泵所需功率计算 1)泵的轴功率的计算

0102ηρS

P v H q P =

(37)

式中 0P ——泵的轴功率，kW ；

1η——泵的效率；

S H ——意义公式（37）；

P ρ——意义公式（37）； v q ——矿浆输送的矿浆量L/S ；

W K ——叶轮磨损后扬程折减系数，一般取0.8～0.95； P ρ、W ρ——意义公式（37）。

查《选矿设计手册》图8.9-4，得1η＝58%、L/S 170/s m 17.03==v q 、8.0=W K 将上述数据代入公式得：

P o =q v ρp H S /102η1=90*1.59*30/102/0.58=72.57kW

2）电动机功率

ηp K

P = (38)

式中 P ——所需电动机功率，kW ；

0P ——泵的轴功率，kW ；

2η——传动效率，皮带传动95.02=η，直接传动0.12=η；

K —ｖ安全系数，当0P ≤40 kW 时，K ＝1.20；当0P ＞40 kW 时，K ＝1.10。 P 0=72.57kw 、0.12=η、K ＝1.10 将上述数据代入公式得：

P=KP o /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