Расчет процесса дробления при получении крупного заполнителя для бетонов

c₁ - доля продукта, требующего повторного дробления после первой стадии. 

Так как максимальная крупность готового продукта не должна превышать 20мм, то как видно из таблицы 1, c₁ = 0.87. Следовательно, требуемая производительность дробилок на второй стадии:

Q₂=0.87*463.2=403 м³/ч 

Предельная крупность  загружаемого камня в дробилку второй стадии будет равна максимальному  размеру щебня, выходящего из дробилки первой стадии дробления:

D_max¹=b₁*φ

где b₁ – размер выходной щели дробилки первой стадии;  - φ коэффициент, соответствующий пересечению кривой зернового состава с осью абсцисс на графике типовой характеристики рассматриваемой дробилки. В данной работе он оказался равен 1.7, что при b₁ =130мм дает D_max¹  =130*1.7=221 мм. 

На второй стадии выбираем конусную дробилку КСД-2200Гр (300мм). 

При затруднениях в подборе дробилок второй стадии дробления по допустимой крупности  загружаемого материала в целях  уменьшения ɸ разрешается точку пересечения кривой на типовой характеристике брать не с осью абсцисс, а с линией допустимого 5%-го «негабарита»(гориз.пунктир). В этом случае в поступающем на дробление материале будет 5% зерен, имеющих размер больше подсчитанного по формуле D_max¹=b₁* φ.

 

Размер выходной щели, при которой обеспечивается требуемая расчетная производительность на второй стадии 403 м³/ч, как видно из рисунка, составляет b₂=40мм. 

Аналогично предыдущему  рассчитываем зерновой состав продуктов  после второй стадии дробления, пользуясь  графиками типовых характеристик  соответствующих машин (Таблица 2) 
 

Итого: Q₂=403 м³/ч, d_вх=200 мм, d_вых=50 мм

             Размер выходной щели b₂=40мм. 

Зерновой  состав щебня при  второй стадии 

 

Таблица 2 
 

Требуемая производительность дробилки третьей стадии

Q₃=c₂*Q₂=0.65*403=262 м³/ч 

При определении  размера выходной щели дробилок третьей  стадии (b₃), исходят из необходимости получения щебня с крупностью не выше заданной d_max. Тогда не потребуется четвертой стадии или повторного дробления в дробилках третьей стадии. Из соотношения d_max =b* φ , подставляя вместо d_max наибольший размер готового продукта , можно определить требуемый размер щели. Он будет :

b₃= d_max/ φ =20/2.2=9.1мм 

Максимальный  размер загружаемого куска в дробилку третьей стадии будет равен максимальному  размеру щебня, выходящего из дробилки второй стадии дробления:

D_max²=b₂* φ =40*2.2=88мм 

Для третьей  стадии дробления подходит конусная дробилка КСД-1750Гр. 

Затем, аналогично рассмотренному на предыдущих стадиях, подсчитывают зерновой состав продуктов дробления третьей стадии. При этом обращают внимание на количество крупной фракции, содержание которой так же, как и мелкой, не должно превышать 5%. Если этой фракции больше 5%, то ее надо повторно измельчить, т.е. принять работу дробилки в замкнутом цикле. Для организации работы дробилки в замкнутом цикле необходимо проверить достаточность ее производительности с учетом переработки «возврата» по формуле:

Q3^`=Q₃/(1-q)= 262/(1-0.05)=276 м³/ч 

где Q₃ – первоначальная загрузка (требуемая производительность) дробилки на третьей стадии дробления, м³/ч, q- доля потока щебня, направляемого на повторное дробление. 
 

После этих расчетов определяют зерновой состав продуктов  дробления после третьей стадии (таблица 3). 
 
 

Итого: Q₃=276 м³/ч, d_вх=50мм, d_вых=16.6 мм

             Размер выходной щели b₃=9.1мм. 
 
 
 

Зерновой  состав щебня при  третьей стадии 

 

Таблица 3 

Производим подсчет  суммарного зернового состава щебня, полученного на всех стадиях дробления, и проверяют его на соответствие требованиям ГОСТ. В отделении  сортировки щебень из дробилок сходится в один поток, и его зерновой состав будет определяться суммой частных  зерновых составов, полученных после  каждой стадии дробления с учетом работы отдельных агрегатов в  замкнутом цикле.

Поэтому для  определения общего зернового состава  нужно сложить частные остатки  на соответствующих ситах, взятых из соответствующих столбцов таблиц с  зерновыми составами щебня по всем стадиям дробления. Полученные результаты наносим на стандартный  график 1 и определяем соответствие фракционного состава готового продукта требованиями ГОСТа. 
 
 

 

Так как в  приведенном проекте необходимо отделить только одну фракцию размером более d_max=20мм, то после дробилки нужно поставить грохот.  

Q=q*F*K₁*K₂*K₃*m= 12*1*0.5*0.66*0.91*0.5=1.86, м³/ч

Где Q- количество материала требующего повторного дробления, м³;

q- удельная производительность (производительность 1 м² сита с соответствующими размерами ячеек) – в нашем случае 12м³/(ч*м²).

F- площадь грохочения- в нашем случае 1м²

K₁- коэффициент учитывающий угол наклона сита – в нашем случае 0.5град.

К₂-коэффициент, зависящий от процентного содержания в исходном материале зерен, размер которых меньше ячейки сита – в нашем случае 0.66%

К₃- коэффициент, учитывающий содержание в нижнем классе зерен размером менее половины ячейки сита – в наше случае 0.9%

m-коэффициент, учитывающий неравномерность питания и зернового состава материала, форму зерен и тип грохота- в нашем случае 0.5

Выбираем грохот односитный  (площадь сита 1 м²). 
 
 
 
 
 
 
 

Технико-экономические  показатели

Ориентировочно  общее количество промышленно-производственного  персонала  определяется по формуле:

                                           Z_p=Q_год/W_н,чел_.

где W_н – нормативная годовая выработка одного рабочего, м³/год, W_н=4000-5000. 
 

Z_p=1500000/5000=300чел.

Количество основных и вспомогательных рабочих:

                                           Z^в=0.5- Z_p=0.5-0.3=0.2=20чел.

 Работу заводов и установок отражают следующие показатели: объем продукции, номенклатура продукции, выработка на одного рабочего, фонд зарплаты, прибыль, рентабельность, объем капитальных вложений, себестоимость единицы продукции, энергоемкость, металлоемкость, задания по новой технике, платежи в бюджет. Используется следующая группировка расходов по статьям калькуляции: сырье и основные материалы, вспомогательные материалы, топливо, электроэнергия, зарплата, отчисление на социальное страхование, расходы на освоение новых видов продукции, расходы по содержанию и эксплуатации оборудования, цеховые расходы, общезаводские расходы. 

Себестоимость продукции определяется по формуле:

С=∑З/Q_год, руб/м³

где ∑З- сумма затрат в денежном выражении,(у.е.), Q_год-годовая производительность завода(500000 м³/год) 

С=(1200+3880+848)/1500000=0.003952у.е./м³

где условная биржевая цена для КСД-2200Гр(1200у.е), ККД-1200(3880у.е.), КСД-1750Гр(848у.е.) 
 

Удельный расход металла можно определить следующим  образом:

M_уд=M _об/Q_ч

где М_об –общая масса установленного оборудования, Q_ч  -часовая производительность завода.(463.2 м³/ч)

M_уд =(25т+40т+18т)/463.2=0.179 тч/м³

где КСД-1750Гр (18т), ККД-1200 (40т), КСД-2200Гр (25т). 

Удельный расход электроэнергии можно определить из соотношения:

Э_уд=N_об/Q_ч ,кВтч/м³

где N_об- общая мощность установленного оборудования, кВт

Э_уд=(105+150+75)/463.2=0.712 кВтч/м³

где КСД-2200Гр (75кВт), ККД-1200 (150кВт), КСД-1750Гр (105кВт). 

Трудоемкость  производства(переработки) 1м³ щебня:

T_пр=(Z_p*T_год)/ Q_год, чел*ч/м³.

где T_год- расчетный годовой фонд времени работы технологического оборудования (3724.16 ч/год)

Z_p- общее количество промышленно-производственного персонала (300чел)

Q_год - годовая производительность завода(1500000 м³/год)

T_пр= (300*3724.16)/1500000=0.7448 чел*ч/м³. 
 
 
 
 
 
 
 

Техника безопасности и экология 

     При разработке объектов открытых горных работ в целях обеспечения  безопасности работ предприятие  руководствуется «Едиными правилами  безопасности при разработке месторождений  полезных ископаемых открытым способом». Эти правила обязательны для выполнения всеми организациями (независимо от их организационно-правовых форм и форм собственности), осуществляющими данный вид деятельности. Взрывные работы на объектах открытых горных работ производятся с соблюдением "Единых правил безопасности при взрывных работах". В соответствии с Трудовым Кодексом РФ работодатель обязан обеспечивать безопасность труда и условия, отвечающие требованиям охраны и гигиены труда. Указанные требования находят отражение в трудовом договоре коллективных договорах и соглашениях. Управление охраной труда в организации осуществляет ее руководитель. Для организации работы по охране труда создается служба охраны труда. Все горные работы по проведению траншей, разработке уступов, добыче сырья оказывают непосредственное действие на людей работающих на предприятии и представляют опасность и угрозу для их здоровья. К опасным факторам относятся процессы производства связанные с буровзрывными и горнопроходческими работами, а именно возможное обрушение пород. Выполнение отдельных видов работ без применения механизации и автоматизации производства. При эксплуатации электрических сетей. А также вредное воздействие может оказывать производство работ в условиях высокой запыленности и загазованности, высокая степень износа оборудования, обеспечивающего здоровье и безопасные условия труда. Обеспечение рабочего микроклимата достигается путем создания оптимальной температуры воздуха, влажности и проветривания помещений. Устройством систем отопления и вентиляции, обеспечивающих комфортные метеорологические условия на рабочих местах. Для защиты от шума применяются специальные шумозащитные экраны, кожухов, поглотителей шума. Использование различных пылеулавливающих систем и пылеподавления для снижения пылеобразования. Интенсивность пылевыделения при машинной выемке, рыхлении, погрузке, перевалке, транспортировке и дроблении пород и полезных ископаемых, осуществляемых как в горных выработках, так и на поверхности (включая внешние отвалы), снижается с помощью увлажнения массивов или развалов пород и орошения с применением поверхностно-активных веществ.