Расчет производительности барабанных мельниц

Для измельчения руд на обогатительных фабриках применяются главным образом барабанные цилиндрические мельницы следующих типов:

1) МШР – шаровые с разгрузкой через решетку;

2) МШЦ – шаровые с центральной разгрузкой;

3) МСЦ – стержневые с центральной разгрузкой;

4) ММС – мокрого самоизмельчения с разгрузкой через решетку;

5) МРГ – рудногалечного измельчения с разгрузкой через решетку.

3.6.1 Расчет производительности шаровых и стержневых мельниц

Шаровое измельчение руды проводится в шаровых мельницах с разгрузкой через решетку и с центральной разгрузкой.

Шаровые мельницы с разгрузкой через решетку предпочтительнее при измельчении руд, содержащих быстро шламующие минералы. Они могут устанавливаться как в первой, так и во второй стадиях измельчения и работают в замкнутом цикле с классифицирующими аппаратами. Шаровые мельницы с центральной разгрузкой применяют для тонкого (90–95 % класса –0.074 мм) измельчения руд преимущественно во второй и третьей стадиях, а также при одностадиальном измельчении медных руд, не содержащих быстро шламующихся минералов, и доизмельчении промпродуктов обогащения. Мельницы работают в замкнутом цикле с классифицирующими аппаратами. Стержневые мельницы применяются, как правило, в открытых циклах первой стадии в двух- и трехстадиальных схемах для измельчения любых типов руд.

Расчет производительности мельниц должен согласовываться с ранее выполненным расчетом схемы измельчения. Отношения объемов мельниц и удельных производительностей по стадиям должны быть одинаковы с принятыми в расчете схемы.

В расчете определяется производительность выбранной мельницы по руде, количество мельниц, коэффициент загрузки и ее пропускная способность.

Расчет производительности может быть выполнен по одному из следующих методов:

1) по удельной производительности (предпочтительнее для шаровых мельниц);

2) по энергетической эффективности (предпочтительнее для стержневых мельниц).

3.6.1.1 Расчет производительности мельниц по удельной производительности

Удельная производительность мельниц определяется по расчетному классу (чаще всего по классу –0.074 мм) на единицу объема и имеет размерность т/(м³*ч). Поскольку удельная производительность мельницы по проектируемой руде, как правило, не известна, ее определение выполняется сравнением с удельной производительностью мельницы, принятой за эталон. В этом случае расчетная удельная производительность проектируемой мельницы находится по формуле (79):

q_-74 = q_Э * K_И * K_К * K_Т * K_D * K_L * K_φ * K_ψ, т/(м3*ч); (79)

где: q_-74 – удельная производительность проектируемой мельницы по

вновь образованному классу –0.074 мм, т/(м3*ч);

q_Э – удельная производительность мельницы, принятой за эталон

и работающей на эталонной руде, по вновь образованному

классу –0.074 мм, т/(м3*ч);

K_И – коэффициент измельчаемости, численно равный отношению

удельных производительностей мельницы на проектируемой

руде к эталонной (определяется в промышленных или

лабораторных условиях). При отсутствии таких данных

используется таблица 38, по которой коэффициент K_и

определяется по формуле (80):

K_И = K_{f пр} / K_{f эт}; (80)

где: K_{f пр} – коэффициент измельчаемости для руды, принятой к

проектированию;

K_{f эт} – коэффициент измельчаемости для руды, принятой за

эталон;

Таблица 38 – Ориентировочное значение коэффициента измельчаемости для руд различной крепости

Коэффициент крепости по Протодьяконову	4-6	7-8	9-10	11-12	13-14	15-16	17-18	19-20
Коэффициент измельчаемости	1.90	1.63	1.41	1.22	1.1	1.0	0.88	0.75

Таблица 38 справедлива для руды с плотностью 2.60-2.80 т/м³. Для руд другой плотности вводится поправка K_δ = δ_т/2.7. Тогда K_И = K_Т * K_δ, где K_Т и K_δ – табличный и поправочный коэффициенты.

K_К – коэффициент, учитывающий различие в крупностях питания и

измельчения для руды, проектируемой к переработке и

эталонной руды. Численное значение коэффициента находят

по формуле (81):

K_К = m₂ / m₁; (81)

где: m₂ – относительная удельная производительность мельницы,

принятой к проектированию, по расчетному классу при

запроектированной крупности питания и измельчения;

m₁ – относительная удельная производительность эталонной

мельницы по расчетному классу при запроектированной

крупности питания и измельчения.

Значения m₂ и m₁ принимаются из таблицы 39.

Таблица 39 – Значение относительной удельной производительности в зависимости от крупности питания и измельчения

Крупность исходного питания, мм	Содержание класса –0.074 мм в конечном продукте, %
Значение m
30–0	0.75	0.83	0.88	0.89	0.88	0.85	0.84	0.83	0.82	0.80
20–0	0.81	0.89	0.92	0.92	0.90	0.88	0.87	0.86	0.84	0.82
15–0	0.88	0.96	0.97	0.96	0.92	0.90	0.89	0.88	0.86	0.83
12–0	0.92	0.99	1.00	0.98	0.96	0.92	0.90	0.89	0.87	0.84
10–0	0.95	1.02	1.03	1.00	0.97	0.93	0.91	0.90	0.88	0.85
8–0	1.02	1.08	1.07	1.03	0.99	0.94	0.91	0.90	0.88	0.85
5–0	1.11	1.15	1.13	1.05	1.00	0.95	0.92	0.91	0.88	0.85
3–0	1.17	1.19	1.16	1.06	1.02	0.95	0.92	0.91	0.88	0.86

K_Т – коэффициент, учитывающий различие в типах мельниц. Значе-

ние коэффициента принимается в зависимости от типа

проектируемой и эталонной мельниц.

Типы мельниц МШР/МШЦ МШР/МШР,МШЦ/МШЦ МШЦ/МШР

K_Т 1.1 –1.15 1.0 0.85 – 0.9

K_D – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабана

проектируемой и эталонной мельниц. Численное значение K_D

находят по формуле (82):

___________

/ D_пр – 0.15

K_D = \ / ----------------- ; (82)

\/ D_эт – 0.15

где: D_пр – диаметр барабана проектируемой мельницы, м;

D_эт – диаметр барабана эталонной мельницы, м;

K_L – коэффициент, учитывающий различие в длинах барабана

проектируемой и эталонной мельниц. Численное значение K_L

находят по формуле (83):

/ L_пр \ ^0.15

K_L = ( ------ ) ; (83)

\ L_эт /

где: L_пр – длина барабана проектируемой мельницы, м;

L_эт – длина барабана эталонной мельницы, м;

K_φ – коэффициент, учитывающий заполнение мельниц шарами или

стержнями. Численное значение коэффициента K_φ находят по

формуле (84):

K_φ = φ_пр / φ_эт; (84)

где: φ_пр – заполнение шарами или стержнями проектируемой

мельницы;

φ_эт – заполнение шарами или стержнями эталонной мельницы.

Эталонные значения φ_эт для мельниц МШЦ – 42 %,

МШР – 45 %, МСЦ – 35 %;

K_ψ – коэффициент, учитывающий различие в частоте вращения

барабана проектируемой и эталонной мельниц. Численное

значение коэффициента K_ψ находят по формуле (85):

K_ψ = ψ_пр / ψ_эт; (85)

где: ψ_пр – частота вращения барабана проектируемой мельницы,

% к критической частоте вращения;

ψ_эт – частота вращения барабана эталонной мельницы, % к

критической частоте вращения. Эталонные значения ψ_эт

для мельниц МШЦ и МШР с V < 50м³ – ψ_эт = 75÷85 %,

для мельниц МШЦ и МШР с V > 50м³ – ψ_эт = 75÷82 %.

Удельная производительность мельницы, принятой за эталон, рассчитывается по формуле (86):

Q_Э * (β_К^–74 – β_Н^–74)

q_Э = --------------------------, т/(м³*ч); (86)

V

где: Q_Э – производительность эталонной мельницы по руде, т/ч;

β_К^–74, β_Н^–74 – содержание расчетного класса в конечном продукте и

питании стадии, д.е.;

V – объем барабана эталонной мельницы, м³.

Производительность проектируемой (рассчитываемой) мельницы определяется по формуле (87):

q_–74 * V

Q_Р = ------------------, т/ч; (87)

β_К^–74 – β_Н^–74

где: V – объем барабана рассчитываемой мельницы, м³. Остальные

обозначения аналогичны принятым ранее.

Необходимое количество мельниц рассчитывается из соотношения N = Q₀/Q_P, шт. Коэффициент загрузки рассчитывается из соотношения Q₀ / (N * Q_P), д.е. Оптимальные значения К_З для мельниц – 0.85÷0.96. Пропускная способность мельницы определяется соотношением (88):

Q₀ * (1 + C)

------------------- 10÷12; (88)

N * V

где: C – циркулирующая нагрузка, д.е. Принимается из расчета количест-

венной схемы измельчения.

Определение наибольшего типоразмера мельницы для расчетов целесообразно выбирать из следующих соотношений:

V_OP = Q₀/10 – для стержневых мельниц, работающих в открытом цикле;

V_OP = Q₀*С/10 – для шаровых мельниц, работающих в замкнутом цикле с предварительной классификацией;

V_OP = Q₀*(1 + С)/10 – для шаровых мельниц, работающих в замкнутом цикле с поверочной классификацией;

V_ОР = Q₀/(2.5÷3) – для шаровых мельниц без учета циркулирующей нагрузки.

В расчете проверяются 3–4 типоразмера мельниц в сторону уменьшения объема барабана мельницы от принятого по вышеприведенным соотношениям, включая принятый наибольший типоразмер.

3.6.1.2 Расчет производительности мельниц по энергетической эффективности

Энергетическая эффективность измельчения определяется массой вновь образованного расчетного класса (например, класса –0.074 мм) при расходе электроэнергии один киловатт-час.

Расчет мельниц производится также сопоставлением с мельницей, принятой за эталон.

Энергетическая эффективность эталонной мельницы рассчитывается по формуле (89):

Q_Э * (β_К^–74 – β_Н^–74)

e_Э = --------------------------- , т/кВт-ч; (89)

N_У * η

для проектируемой мельницы энергетическая эффективность определяется по формуле (90):

e_–74 = e_Э * К_И * К_К, т/кВт-ч; (90)

производительность мельницы по руде определяется по формуле (91):

e_–74 * N_У * η

Q_P = ---------------------, т/ч. (91)

β_К^–74 – β_Н^–74

В формулах (89)–(91):

e_–74 – энергетическая эффективность проектируемой мельницы по вновь

образованному расчетному классу, т/кВт-ч;

e_Э – энергетическая эффективность эталонной мельницы по вновь

образованному расчетному классу, т/кВт-ч;

N_У – мощность двигателя мельницы, кВт;

η – коэффициент использования мощности (η = 0.85÷0.90).

Остальные обозначения в формулах (89)–(91) – прежние.

Принцип подбора рассчитываемых мельниц, определение их количества, коэффициентов загрузки и пропускной способности аналогичны описанному выше.

Необходимые данные по параметрам измельчения принимают по данным фабрики, перерабатывающей тип руды, принятый за эталон. Эти данные берутся из справочников. При отсутствии необходимых показателей для расчета мельниц по справочным данным дополнительная информация может быть принята из таблицы 40 настоящего пособия.

Таблица 40 – Удельная производительность и эффективность измельчения в барабанных мельницах обогатительных фабрик, приведенные к мельницам диаметром 3200 мм с разгрузкой через решетку

Фабрика и перерабатываемая руда	Номинальная крупность питания, мм	Содержание класса –74 мкм в конечном продукте, %	Удельная производительность по классу –74 мкм, т/(м3*ч)	Эффективность измельчения в рудном цикле по классу –74 мкм, т/кВт-ч
I стадия	II стадия	III стадия	Доизмельчение
1. Балхашская Коунрадская			1.80	1.80	—	0.60	0.076
2. Балхашская Саякская			1.07	1.33	—	0.50	0.052
3. Джезказганская Медная			1.15	0.85	—	0.60	0.047
4. Каджаранская Медно-молибденов.			1.28	0.96	—	—	0.048
5. Алмалыкская Медная			1.33	1.01	—	0.60	0.050
6. Алмалыкская Свинцово-цинковая			0.93	0.69	—	0.50	0.048
7. Гайская Медно-цинковая			1.28	0.96	—	—	0.048
8. Красноурльская Медно-цинковая			1.17	1.40	1.06	0.70	0.052
9. Норильская Медно-никелевая			1.29	0.95	—	0.60	0.047
10. Сибайская Медно-цинковая			0.90	0.68	0.52	—	0.036
11. Среднеуральская Медно-цинковая			1.37	1.03	—	0.60	0.052
12. Учалинская Медно-цинковая			0.98	0.74	—	—	0.060
13. Белоусовская Полиметаллическая			1.59	—	—	0.55	0.067
14. Березовская Полиметаллическая			1.54	1.16	—	—	0.058
15. Зыряновская Полиметаллическая			1.73	1.27	—	0.70	0.065
16. Карагайлинская Полиметаллическая			1.15	0.85	—	0.60	0.047
17. Кентауская Миргалимсайская			1.20	0.90	0.76	—	0.045
18. Текелийская Свинцово-цинковая			1.66	1.24	—	—	0.065
19. Тырныаузская Молибдено-вольф- рамовая			1.27	—	—	0.60	0.054
20. Маднеульская Медная			1.10	—	—	—	0.048

Продолжение таблицы 40

Фабрика и перерабатываемая руда	Номинальная крупность питания, мм	Содержание класса –74 мкм в конечном продукте, %	Удельная производительность по классу –74 мкм, т/(м3*ч)	Эффективность измельчения в рудном цикле по классу –74 мкм, т/кВт-ч
I стадия	II стадия	III стадия	Доизмельчение
21. Лениногорская Риддер-Сокольная			1.14	—	—	0.60	0.048
22. Актюзская Полиметаллическая			0.55	0.48	—	—	0.025
23. Акбакайская Золотосодержащая			0.80	0.46	—	—	—
24. Жолымбетская Золотосодержащая			0.83	—	—	—	0.043
25. Майкаинская Золотосодержащая			0.93	0.75	—	—	0.057
26. Николаевская Медно-цинковая			—	0.84	0.45	0.13	0.066
27. Николаевская Шемонаихинская			—	0.67	0.35	—	0.066
28. Николаевская Артемьевская			—	0.67	0.35	0.11	0.066
29. Прибалхашская Золотосодержащая			0.63	0.45	—	—	0.019
30. Приозерская Золотосодержащая			0.72	0.40	—	—	0.031

3.6.1.3 Расчет производительности шаровых мельниц I стадии при установке дробилок КИД вместо дробилок КМД или КМДТ в III стадии дробления

Сопоставительный анализ продуктов дробления эксцентриковых ко­нусных дробилок новейших марок (КМДТ₁, КМДТ₂ и др.) на промыш­лен­ных испытаниях на джезказганской руде показал, что номинальная круп­ность продукта КИД в 2 раза ниже, а средневзвешенная – в 3 раза меньше, чем в эксцентриковых. Ситовые характеристики продуктов дроб­ления КИД-1750 и КИД-2200 близки к ситовым характеристикам продук­тов из­мельчения стержневых мельниц и имеют вогнутый характер, что свиде­тельствует о высоком содержании в нем мелочи, а кривые крупности экс­центриковых дробилок имеют выпуклый характер. Полученный мелкий продукт позволяет обеспечить увеличение производительности мельниц I стадии измельчения.

Относительный рост производительности может быть определен по формуле (92):

Q₂/Q₁ = (d₁/d₂)^0.25, (92)

где: Q₂/Q₁ – отношение производительности мельниц, работающих на

продукте после дробилки КИД к производительности тех же

мельниц, работающих на продукте после дробилки КМД;

d₁ и d₂ – средневзвешенная крупность продукта дробления соответ-

ственно дробилки КМД и КИД.

Средневзвешенная крупность продукта дробления дробилки КМД находится по формуле (93):

d₁ + d₂ d₂ + d₃ d_n–1 + d_n

Σγ_n*d_n ----------*γ₁ + -----------*γ₂ + … + -------------*γ_n

2 2 2

d_ср = ----------- = ------------------------------------------------------------, мм (93)

Σγ_n γ₁ + γ₂ + … + γ_n–1

Средневзвешенная крупность продукта дробления дробилки КИД принимается по таблице A.17 приложения A.

3.6.1.4 Расчет производительности мельниц II стадии измельчения

Этот расчет также должен полностью согласовываться с ранее рас­считанной схемой измельчения:

1) отношение приведенных объемов мельниц второй стадии к первой (К) должно быть таким же, как и в рассчитанной схеме измельчения;

2) отношение удельных производительностей мельниц второй стадии к первой (m) также должно быть равным принятому при расчете схемы.

3.6.1.4.1. Расчет производительности мельниц II стадии измельчения в случае, если в первой установлены шаровые мельницы

В этом случае наиболее выгодное соотношение объемов мельниц K=1. Поэтому во второй стадии измельчения проверяются те же мельницы и в таком же количестве, как и в первой стадии.

Производительность мельниц второй стадии по исходному питанию рассчитывается по формуле (94):

q_–74 * m * V

Q_Р = -----------------, т/ч; (94)

β_К^–74 – β_Н^–74

где: Q_Р – производительность проверяемой мельницы II стадии по исход-

ному питанию, т/ч;

q_–74 – удельная производительность мельницы I стадии по классу

–0.074 мм, т/(ч*м³);

m – отношение удельных производительностей мельниц второй ста-

дии к первой, принятое в расчете схем измельчения. Значение

«m» принимается в интервале 0.6–0.8. Среднее значение «m»

принимают равным 0.7;

V – объем одной мельницы второй стадии, м³;

β_К^–74, β_Н^–74 – содержание класса –0.074 мм в конечном и начальном

продукте измельчения второй стадии, д.е.

Определение коэффициента загрузки и пропускной способности производится аналогично, как и для первой стадии.

3.6.1.4.2 Расчет производительности мельниц II стадии измельчения в случае, если в первой установлены стержневые мельницы

В этом случае также необходимо соблюдать условия: отношение приведенных объемов мельниц второй стадии к объму мельниц первой стадии (К) должно быть равным принятому при расчете схемы. Это отношение колеблется в пределах от 1.5 до 2.0. При этом надо иметь в виду, что на одну мельницу первой стадии можно устанавливать одну или две мельницы второй стадии.

Если для второй стадии выбираются мельницы того же диаметра, что и для первой стадии, то их приведенный объем равен фактическому объему. Однако подобрать для второй стадии шаровую мельницу с таким же диаметром, как у стержневой в первой стадии, в большинстве случаев невозможно. Поэтому необходимо определять и сравнивать приведенные объемы мельниц второй стадии с объемом мельниц первой стадии.

Приведенный объем мельниц второй стадии рассчитывается по формуле (95):

_________

/ D₁ – 0.15

V_пр = V₂ * \ / -------------, м³ (95)

\/ D₂ – 0.15

где: V_пр – приведенный объем мельницы второй стадии к типоразмеру

мельниц первой стадии, м³;

V₂ – объем барабана мельницы, выбранной для второй стадии;

D₁ и D₂ – cоответственно диаметры барабана мельниц первой и

второй стадии.

В зависимости от принятого отношения приведенного объема мельниц второй стадии к объему мельниц первой стадии подбираются стандартные мельницы из расчета, чтобы на одну мельницу первой стадии приходилась одна или две мельницы второй стадии. Расчет производительности мельниц второй стадии проводится так же, как это описано в разделе 3.6.1.4.1.

При установке в первой стадии стержневых, а во второй – шаровых мельниц, расчет производительности целесообразно проводить по энергетической эффективности, используя при этом формулы (90) и (91).

Расчет производительности мельниц второй стадии проводится по формуле (94), в которой величина «m» является отношением эффективности измельчения мельниц второй стадии к эффективности измельчения мельниц первой стадии и принимается в пределах 0.6–0.8. Расчетная производительность мельницы второй стадии определяется по формуле (96):

e_–74 * m_e * N_У * η

Q_Р = ------------------------, т/ч. (96)

β_К^–74 – β_Н^–74

В формуле (96) все обозначения прежние.

3.6.1.5 Расчет производительности мельниц III стадии измельчения

Если в третьей стадии устанавливаются мельницы с разгрузкой через решетку того же типоразмера, что и во второй, то на одну мельницу второй стадии приходится одна мельница третьей стадии.

В этом случае необходимо сделать поверочный расчет производительности мельниц III стадии по исходному питанию по формуле (97):

q_–74 * m’ * V

Q = --------------------, т/ч; (97)

β_К^–74 – β_Н^–74

где: q_–74 – рассчитанная удельная производительность мельниц первой

стадии;

m’ – отношение удельной производительности мельниц третьей

стадии к удельной производительности мельниц первой стадии;

V – объем устанавливаемой мельницы третьей стадии, м³;

β_К^–74, β_Н^–74 – содержание класса –0.074 мм в конечном и начальном

продукте измельчения третьей стадии, д.е.

Если в третьей стадии устанавливаются мельницы с центральной разгрузкой, а во второй – мельницы с разгрузкой через решетку, то необходимо для расчета подобрать мельницы третьей стадии таким образом, чтобы отношение их приведенного объема к объему мельниц второй стадии равнялось единице. Подбор мельниц производится по формуле (98):

___________

/ D₂ – 0.15

V₂ = V_пр. = V₃ * К_Т * \ / ---------------- , м³; (98)

\/ D₃ – 0.15

где: V_пр. – приведенный объем мельниц третьей стадии, м³;

V₃ – фактический объем мельниц третьей стадии, м³;

К_T – коэффициент, учитывающий различие в типах мельниц (К_т = 0.9);

D₂ – диаметр мельницы второй стадии, м;

D₃ – диаметр мельницы третьей стадии, м.

Расчет производительности мельниц третьей стадии по исходному питанию выполняется также, как показано выше.

3.6.1.6 Расчет производительности мельниц в схемах с межстадиальной флотацией

Как было показано в п.3.3.6, при расчете этих схем технологией обогащения задается содержание готового класса в конечных продуктах измельчения каждой стадии. При этом расчетом определяется отношение приведенных объемов мельниц второй и третьей стадий к объему мельниц первой стадии. После расчета мельниц первой стадии подбираются мельницы второй и третьей стадии в соответствии с определенным при расчете схемы отношением приведенных объемов. Желательно, чтобы на одну мельницу первой стадии приходилось по одной мельнице второй и третьей стадии. Затем рассчитывается производительность по исходному питанию выбранных мельниц второй и третьей стадий так, как это было показано в пп.3.6.1.4 и 3.6.1.5

3.6.1.7 Расчет производительности мельниц для доизмельчения промпродуктов

Удельная производительность мельниц по готовому классу при доизмельчении промпродуктов всегда значительно ниже удельной производительности рудного цикла и колеблется на действующих фабриках в пределах от 0.5 до 0.7 т/(м³*ч) для мельниц диаметром 3200 мм.

При отсутствии фактических данных по доизмельчению промпродуктов, выделяемых в схеме обогащения проектируемой к переработке руды, для курсовых и дипломных проектов можно принимать:

q_Д = 0.7 * q_–74 – при доизмельчении до 80 % класса –0.074 мм;

q_Д’ = 0.6 * q_–74 – при доизмельчении до 95 % класса –0.074 мм;

где: q_Д, q_Д’ – удельная производительность мельниц при доизмельчении

по вновь образованному классу –0.074 мм;

q_–74 – удельная производительность мельниц первой стадии рудного

цикла по вновь образованному классу –0.074 мм.

Производительность выбранной мельницы по исходному питанию (промпродукту) определяется по формуле (99):

___________

m_Д * q_–74 * K_T * V_Д / D₁ – 0.15

Q_Д = -------------------------- * \ / ----------------, т/ч; (99)

β_К^–74 – β_Н^–74 \/ D_Д – 0.15

где: Q_Д – производительность мельницы доизмельчения по исходному

продукту, т/ч;

m_Д – отношение удельной производительности по готовому классу

цикла доизмельчения к удельной производительности первой

стадии рудного цикла, д.е. (m_Д = 0.7 или 0.6);

q_–74 – удельная производительность по готовому классу первой

стадии рудного цикла, т/(м³*ч);

K_T – коэффициент, учитывающий различие в типах мельниц первой

стадии и доизмельчения. Так как в большинстве случаев для доизмельчения установливаются шаровые мельницы с цент-ральной разгрузкой, то К_т = 0.9;

D₁ – диаметр мельницы первой стадии, м;

D_Д – диаметр мельницы доизмельчения, м;

β_К^–74, β_Н^–74 – содержание класса –0.074 мм в конечном и начальном

продукте доизмельчения, д.е.

3.6.2 Расчет производительности мельниц рудного само- и полусамоизмельчения

Определение производительности мельниц рудного самоизмельчения на стадии технического проекта (ТП) выполняется на основании результатов испытаний на промышленной (в крайнем случае – полупромышленной) мельнице самоизмельчения.

Разумеется, что мельница на которой производятся испытания, должна работать по схеме и в режиме проектируемой фабрики. Тогда производительность проектируемой к установке мельницы самоизмельчения по исходному питанию будет рассчитываться по формуле (100):

V D

Q = Q_Э * ------ * ( ------ )^0.3, т/ч; (100)

V_Э D_Э

где: Q – производительность запроектированной к установке мельницы

самоизмельчении, т/ч;

Q_Э – производительность мельницы, на которой проводились

испытания, т/ч;

V – объем запроектированной к установке мельницы, м³;

V_Э – объем испытываемой мельницы, м³;

D – диаметр запроектированной к установке мельницы, м;

D_Э – диаметр испытываемой мельницы, м.

3.6.1.4.7 Расчет производительности рудно-галечных мельниц

При рудно-галечном измельчении применяются мельницы с разгрузкой через решетку облегченной конструкции, в которых вместо шаров загружаются куски руды определенной крупности.

Производительность рудно-галечных мельниц с достаточной степенью точности может быть определена по приближенной формуле (101):

Q_РГ = Q_Ш * К_М, т/ч; (101)

где: Q_РГ – производительность рудно-галечной мельницы по исходному

питанию, т/ч;

Q_Ш – производительность шаровой мельницы того же размера, что и

устанавливаемая рудно-галечная мельница, т/ч;

К_М – коэффициент мощности.

Таким образом, для определения производительности рудно-галеч-ной мельницы необходимо сначала вычислить одним из приведенных выше методов производительность шаровой мельницы такого же размера, что и проектируемая к установке рудно-галечная мельница, и затем полученную производительность умножить на коэффициент мощности.

Коэффициент мощности определяется по формуле (102):

К_М = N_РГ/N_Ш, д.е.; (102)

где: N_РГ – потребляемая мощность рудно-галечной мельницы, кВт;

N_Ш – потребляемая мощность шаровой мельницы, кВт.

Коэффициент мощности можно также определить по формуле (103):

К_М = δ_РГ/δ_Ш, д.е.; (103)

где: δ_РГ – плотность измельчающей нагрузки в рудно-галечной мель-

нице, т/м³;

δ_Ш – плотность измельчающей нагрузки в шаровой мельнице, т/м³.

Плотность измельчающей нагрузки в рудно-галечной мельнице определяется по формуле (104):

δ_Т

δ_РГ = 0.6*δ_Т + 0.4*---------------------, т/м³; (104)

δ_Т – р*(δ_Т – 1)

где: δ_Т – плотность руды, т/м³;

p – содержание твердого в пульпе по массе, д.е. (принимается в пре-

делах 0.7÷0.75).

Плотность измельчающей нагрузки в шаровой мельнице определяется по формуле (105):

δ_Т

δ_РГ = 4.65 + 0.4*---------------------, т/м³; (105)

δ_Т – р*(δ_Т – 1)

где: p – содержание твердого в пульпе по массе, д.е. (принимается в пре-

делах 0.75÷0.8).