Технологические расчеты

5.1. Режим работы цеха

Режим работы, т.е. количество часов работы в смену, определяется в соответствии с технологическими нуждами производства. Режим работы цехов обжига с крупными печными установками принимают круглосуточным, трехсменным. При этом другие цехи и отделения, сопряженные с цехом обжига, могут работать по такому же непрерывному графику, либо по режиму прерывной недели в две-три смены. В последнем случае предусматривают дополнительные складские помещения и бункера для хранения материалов и полуфабрикатов. Цехи или отделения дробления, сушки и помола чаще работают по режиму прерывной недели с двумя выходными днями в неделю в две и реже в три смены. При этом расчетное количество рабочих суток в году принимают равным 262.

Годовой фонд эксплуатационного времени в часах рассчитывают по формуле

Ф_э = 8 Т_год × С_сут ,

где Т_год – число рабочих суток в году; С_сут – число смен в сутки.

Годовой фонд времени работы технологического оборудования, на основании которого рассчитывается производственная программа предприятия, определяют по формуле

Ф_р = Ф_э × К_и ,

где К_и – среднегодовой коэффициент использования технологического оборудования.

При круглогодичной трехсменной работе К_и принимается равным 0,9. При прерывной рабочей неделе с двумя выходными днями при двусменной работе К_и составляет 0,943; при трехсменной работе – 0,876.

Режим работы цеха и его отделений необходимо представить в виде таблицы (табл. I)

Таблица 1. Режим работы предприятия

5.2. Расчет производственной программы и потребности цеха в сырье и полуфабрикатах (материального баланса)

В задании на курсовой проект дана мощность (производительность) цеха по готовой продукции в год. Производительность цеха по готовой продукции в сутки, смену, час вычисляется по формулам:

; ; ,

где П_год – заданная годовая мощность цеха, т; С – количество рабочих суток в году; СМ – количество рабочих смен в году; Ф_р – годовой фонд рабочего времени, ч.

Результаты расчетов сводят в таблицу 2.

Таблица 2. Производственная программа цеха

Расчет потребности цеха в сырье и полуфабрикатах (материального баланса производства) является основой для подбора соответствующего технологического оборудования, а также правильной и ритмичной организации технологического процесса. Материальный баланс определяет потребность цеха, а также каждого технологического передела (например, помола, дробления, сушки и т.п.) в сырье, добавках, вспомогательных материалах в единицу времени (в час, смену, сутки, год).

Для расчета материального баланса необходимо иметь:

­ производительность цеха по готовой продукции;

­ удельный расход сырьевых материалов на единицу готовой продукции по данным расчета сырьевой смеси;

­ ассортимент выпускаемой продукции и процент ввода добавок и гипса для цементов всех видов и марок;

­ естественную влажность сырьевых материалов.

В процессе транспортировки материала и хранения его на складе, в процессе переработки возможны потери, поэтому при расчете материального баланса их надо учитывать. Потери сырьевых материалов в производстве вяжущих веществ принимаются суммарно по всем технологическим переделам, но без карьеров, в количестве 0,5-1 %. Для цементного производства потери цемента принимаются 0,5 %, клинкера – 0,5 %, добавок и гипса – 1 %. Общие допустимые потери для цехов по производству вяжущих веществ составляют 1-3 %.

Расходы материалов (сырья, полуфабрикатов) рассчитываются в час, смену, сутки, год по формуле

,

где ПП – расходы сырья и полуфабрикатов (в час, смену, сутки, год), т; П – производительность цеха по готовой продукции (в час, смену, сутки, год), т; Р_у – удельный расход сырья или полуфабрикатов на единицу готовой продукции (в тоннах на I т готовой продукции); Б – возможные производственные потери для данного сырьевого компонента, %.

Удельный расход сырья и полуфабрикатов принимают по справочным данным или определяют, исходя из принятого состава вяжущего (сырьевой смеси) и указанных выше потерь. При этом если объем перерабатываемых материалов изменяется в связи с неизбежными потерями технологического (обжиг, сушка) и механического (распыл, унос) характера, то в удельных расходах этих компонентов учитывают и эти потери. Например, для получения гипсового вяжущего (полуводный гипс CаSО₄^. 0,5Н₂О) сырье (двуводный гипс CаSО₄^. 2Н₂О) подвергают термообработке. При этом происходит уменьшение массы материала на 18,8 %. Поэтому в данном случае удельный расход сырья 1,188 т на I т продукции. Аналогичным образом в удельных расходах учитывается количество в сырье примесей и т.п.

Расходы материалов (сырья, полуфабрикатов) при их естественной влажности в час, смену, сутки, год рассчитывают по формуле

ПП_вл = ПП ^. (1 + W / 100),

где ПП_вл – расходы материалов (сырья, полуфабрикатов) при их естественной влажности, т; ПП – расходы материалов (сырья, полуфабрикатов) в сухом виде, т; W – влажность сырья и полуфабрикатов, %.

Результаты расчетов сводят в таблицу 3, которая показывает потребности цеха в сырье и полуфабрикатах (их расходы) как в сухом (в числителе дроби), так и во влажном (в знаменателе дроби) состояниях.

Таблица 3. Потребности цеха в сырье и полуфабрикатах в статьях материального баланса

5.3. Определение марки, количества и коэффициента использования основного технологического оборудования

Предварительный выбор оборудования осуществляется при выборе технологической схемы производства. В данном разделе уточняется тип машин (установок) и рассчитывается их число и коэффициент использования, исходя из производительности машин и потока материала на данном переделе. При уточнении типа (марки) основного технологического оборудования следует учитывать также качественную характеристику сырья и требования, предъявляемые к продукту после обработки. Эти показатели должны соответствовать техническим характеристикам принятого оборудования, которые обязательно приводятся в данном разделе после указания марки оборудования.

Расчет оборудования рекомендуется производить в порядке его установки в технологическом потоке от подачи сырья до выхода готовой продукции.

Для выбранного технологического оборудования рассчитывается годовой коэффициент использования:

К_и = ПП_год / (Q ^. М ^. Ф_р),

где К_и – коэффициент использования оборудования; М – количество машин, подлежащих установке; ПП_год – количество перерабатываемого материала по статье материального баланса, тонн в год (принимается по данным табл. 3); Q – паспортная или расчетная часовая производительность машин выбранного типа, т/ч; Ф_р – годовой фонд рабочего времени, ч.

Часовая производительность машин определяется расчетным методом с использованием формул или диаграмм, приведенных в учебниках, справочниках и в других литературных источниках (см. также п. 5.4), или принимается по паспортным данным.

Коэффициент использования технологического оборудования должен соответствовать средним значениям по промышленности для этого типа оборудования (табл. 4). При несоответствии К_и средним значениям необходимо выбрать другой тип или марку оборудования с большей или меньшей производительностью, а также уточнить количество машин или агрегатов данного типа для того, чтобы коэффициент использования принятого комплекса технологического оборудования был наиболее близок к рекомендованному значению.

Решая вопрос о количестве единиц оборудования, следует стремиться к наименьшему их числу за счет использования машин высокой производительности. Такое решение ведет к повышению компактности производства, к уменьшению производственных площадей и кубатуры здания, способствует улучшению обслуживания, ведет к снижению трудозатрат и уменьшению капиталовложений. Тем не менее, установка двух комплектов оборудования вместо одного имеет преимущества с точки зрения обеспечения бесперебойности производства и создания более благоприятных условий для ремонта оборудования.

Таблица 4. Коэффициенты использования технологического оборудования

5.4. Поверочные расчеты основного технологического оборудования

БУНКЕРА

Бункера относятся к нестандартному оборудованию и рассчитываются применительно к конкретным условиям производства. Проектирование бункеров целесообразно производить в две стадии. На ранней стадии проектирования (до начала компоновки оборудования) определяют число бункеров в соответствии с числом компонентов и размеры запасов материалов в зависимости от размеров грузопотоков и возможных перерывов в подаче материала. Обычно при непрерывной работе оборудования с примерно равной производительностью размер запаса в бункере принимают 1,5-2 часа.

Если производительность или характер работы смежных агрегатов различаются, то размер запаса определяют с учетом продолжительности возможных остановок одного из агрегатов. Например, при подаче гипса из шахтной мельницы (непрерывного действия) в варочный котел (периодического действия) необходимо учитывать периодичность действия последнего агрегата. Для его бесперебойной работы необходимо в момент загрузки иметь в бункере запас, соответствующий емкости котла.

Требуемый геометрический объем бункера определяют по формуле

,

где V_б – объем бункера, м³; r_н – насыпная плотность материала, т/м³; К_з – коэффициент заполнения бункера (принимается 0,85-0,9); t – нормативное время запаса материала, ч.

Форма и размеры бункеров не стандартизированы и принимаются в зависимости от физических свойств хранимых материалов, требуемого запаса, способов загрузки и выгрузки, компоновки оборудования и пр. Наибольшее применение нашли бункера прямоугольного поперечного сечения (рис. 6). Обычно верхняя часть бункера имеет вертикальные стенки, высота которых не должна превышать более чем в 1,5 раза размеры бункера в плане, нижнюю часть его выполняют в виде усеченной пирамиды с симметричными или лучше с несимметричными наклонными стенками. Для полного опорожнения бункера угол наклона стенок пирамидальной части должен на 10-15 ° превышать угол естественного откоса материала. Ребро двухгранного угла между наклонными стенками должно иметь угол наклона к горизонту не менее 45-50 °. Выходное отверстие бункера должно превышать в 4-5 раз максимальный размер кусков хранимого материала и быть не менее 800 мм.

Насыпные плотности и углы естественного откоса различных материалов приведены в таблице 5.

1 2

Рис. 6. Схемы бункеров

1 – с центральной разгрузкой; 2 – со смещенным разгрузочным отверстием

Таблица 5. Насыпные плотности и углы естественного откоса различных материалов

При выполнении графической части проекта размеры и форма бункеров уточняется с учетом компоновки основного оборудования. В связи с этим может изменяться объем бункеров, но он не должен быть меньше рассчитанного объема.

ДРОБИЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ

Выбор типа и мощности дробилок зависит от физических свойств перерабатываемого материала, требуемой степени дробления и производительности. Учитывают размеры максимальных кусков материала, поступающего на дробление, его прочность и сопротивляемость дроблению или дробимость, влажность, наличие глинистых включений и др.

Максимальный размер кусков материала не должен превышать 0,80-0,85 ширины загрузочной щели дробилки.

Одной из основных характеристик-дробилок, определяющих эффективность их работы, является степень дробления (измельчения). Она характеризует изменение размеров кусков материала в процессе дробления:

u = D / d ,

где D – максимальный размер кусков в поперечнике до дробления, мм; d – то же, после дробления, мм.

Различают крупное дробление – максимальная крупность материала после дробления 100 мм; среднее – 10-12 мм; мелкое – 3-10 мм.

В зависимости от требуемой степени дробления материал измельчают в одну, две или три стадии. Общую степень дробления устанавливают по формуле:

u_общ = u₁ ^. u₂ ….u_n ,

где u_общ – общая степень дробления материала; u₁, u₂, u_n – степень дробления на первой, второй и последней стадиях.

Степень дробления щековых дробилок составляет – 4-6; конусных – 10-20; молотковых однороторных – 10-12; молотковых двухроторных – 15-20; валковых – 3-4 (для твердых пород) и 10-15 (для мягких пород).

Общая степень дробления для принятого комплекса дробильного оборудования должна быть не меньше требуемой для данного материала степени дробления.

ПОМОЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ

Производительность шаровых мельниц рассчитывают по формуле В.В. Товарова

Q_м = 6,7 ^{. . .} V_м ^. q ^. (a ^. b ^. c)/ 1000,

где Q_м – производительность мельницы, т/ч; V_м – объем помольной камеры, м³; D_М – внутренний диаметр мельницы. м; G – масса мелющих тел, т; q – удельная производительность мельницы при 10 %-ном остатке размалываемого материала на сите № 008 (см. табл. 6); a – коэффициент размалываемости (см. табл. 7); b – поправочный коэффициент, учитывающий тонкость помола (см. табл. 8); с – .коэффициент, который принимают 1 при помоле по открытому циклу в многокамерных (3-4 камеры) мельницах, 0,9 – в двухкамерных мельницах и 1,3-1,5 – при помоле по замкнутому циклу.

Таблица 6. Удельная производительность шаровых мельниц q

Таблица 7. Коэффициент размалываемости материалов

Массу мелющих тел рассчитывают по формуле

G = 0,785 D ^. L_М ^. φ ^. ρ_ν ,

где G – масса мелющих тел, т; φ – коэффициент заполнения мельницы мелющими телами (0,28-0,45); ρ_ν – насыпная плотность мелющих тел, ρ_ν принимают 4,7 т/м³.

Таблица 8. Коэффициент тонкости помола

СУШИЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ

Уточнение типа и размеров сушильных устройств производится по расчетной величине рабочего внутреннего объема сушильного устройства. Рабочий внутренний объем сушильного устройства (барабана, дробилки, мельницы с сушкой) рассчитывают по формуле

,

где V_pc – рабочий внутренний объем сушильного устройства, м³; А – удельное паронапряжение, кг/(м^{3 .} ч); ПП_ч – часовой расход высушенного материала, т/ч; W₁ – влажность материала, поступающего в сушильное устройство, %; W₂ – остаточная влажность материала после сушки, %.

При расчете сушильных барабанов, дробилок и шаровых мельниц, используемых для одновременного помола и сушки, удельную паронапряженность принимают равной: при сушке мергеля – 20-45 кг/(м³.ч); известняка – 20-40 кг/(м³.ч); доменного гранулированного шлака – 40-50 кг/(м³ .ч); глины, трепала, диатомита – 20-40 кг/(м³.ч); твердого топлива – 25-50 кг/(м³.ч).

Определив расчетом V_pc, выбирают по каталогу близкое по рабочему внутреннему объему сушильное устройство (если в справочнике нет данных по этому показателю, то ориентировочное значение рабочего внутреннего объема вычисляют по размерам сушильной камеры агрегата) и затем уточняют его производительность путем перерасчета. Зная диаметр, длину, а следовательно, и объём V_фсвыбранного сушильного барабана или мельницы, используемой для одновременной сушки (по каталогу), их производительность по сушке можно определить по формуле

.

где Q – производительность агрегата по высушенному материалу, т/ч; V_фc – фактическое значение объема сушильного устройства, указанное в характеристика выбранного агрегата, м³; А – удельное паронапряжение, кг/(м^{3 .} ч); W₁ – влажность материала, поступающего в сушильное устройство, %; W₂ – остаточная влажность материала после сушки, %.

ПЫЛЕОСАДИТЕЛЬНЫЕ СИСТЕМЫ

Запыленность воздуха при выходе из пылеочистительных устройств последней ступени должна быть не выше предельно допустимых концентраций пыли (ПДК). Санитарными нормами на проектирование промышленных предприятий регламентированы ПДК; в воздухе рабочих помещений – до I-10 мг/м³ и в отходящих газах, выбрасываемых в атмосферу, до 30-100 мг/м³.

Запыленность газов, выходящих из пылеулавливающих аппаратов, при отсутствии в них подсоса воздуха определяют по формуле

z_вых = z_вх (1-h_общ /100),

где z_вх и z_вых – запыленность газов до и после пылеулавливающей установки, г/м³, h_общ – степень очистки пылеулавливающей установки, %.

Таким образом, полученное по указанной выше формуле значение z_вых должно быть меньше ПДК (для отходящих газов, выбрасываемых в атмосферу, не более 0,1 г/м³).

Степень очистки пылеулавливающей установки, состоящей из нескольких ступеней очистки, определяют по формуле

η_общ = [1-(1-h₁ /100) ^. (1-h₂ /100) ^{. . .} (1-h_n /100) ^.] ^. 100,

где η₁, η₂ , η_n – соответственно степень очистки первой, второй и последней ступеней, %.

Степень очистки в циклонах составляет 80-95 %; в электрофильтрах – 85-99 %; в рукавных фильтрах – 97-99,9 %. Запыленность воздуха на входе электрофильтров должна быть не более 10-20 г/м³; рукавных – 20-100 г/м³; аспирационных шахт и циклонов – 100 г/м³.

Запыленность воздуха и газов, отбираемых от технологического оборудования, примерно следующая: отходящих газов вращающихся печей – 25-50 г/м³; отходящих газов сушильных барабанов – 20-40 г/м³; аспирационного воздуха мельниц – 50-200 г/м³; газовоздушных смесей при пневматическом транспорте вяжущих – 800-1000 г/м³.

Циклоны, батарейные циклоны, рукавные фильтры и электрофильтры подбирают по паспортной производительности, характеризуемой количеством газа и воздуха в м³, которое можно очистить в них за 1 час.

Размеры аспирационно-коагуляционной шахты как нестандартного оборудования определяют, исходя из скорости воздуха в поперечном сечении шахты t_ш, м/с, принимаемой в пределах от 1 до 1,5 м/с в зависимости от концентрации пыли в аспирационном воздухе перед шахтой. Площадь поперечного сечения шахты S_ш в м² при объеме аспирационного воздуха V_возд (м³ /ч) будет равна

,

а размер стороны шахты, параллельной оси мельницы,

,

где n – отношение стороны шахты, перпендикулярной оси мельницы, к стороне шахты, параллельной оси мельницы (1:1 или 2:3).

Высота шахты от оси мельницы (м)

h_ш = k_ш ^. d_г ,

где d_г – гидравлический диаметр шахты, м;

(для мельниц с центральной разгрузкой к_ш = 5,5; с периферийной разгрузкой к_ш = 6-7).

В зависимости от мощности и размеров оборудования, интенсивности пылевыделения и других факторов объемы отсасываемого воздуха составляют: от упаковочных машин – 5000 м³/ч; мест перегрузки сыпучих материалов – 3000-3500 м³/ч; при отборе от щековых и молотковых дробилок – до 4000-6000 м³/ч и т.д.

Количество аспирационного воздуха, отсасываемого от мельниц за час, V_возд (м³/ч ) определяют по формуле

V_возд = 3600 S₀ ^. t_м ,

где S₀ – площадь свободного сечения барабана мельницы, м²; t_м – скорость отсасываемого воздуха в мельнице, м/с (при нормальном аспирационном режиме составляет 0,6-0,7 м/с).

S₀ = 0,7 S_м ,

где S_м – площадь всего сечения барабана мельницы, м².

За счет подсоса воздуха в аспирационную систему объем аспирационного воздуха, рассчитанный по приведенной формуле, для мельниц с центральной разгрузкой увеличивают на 50 %, для мельниц с периферийной разгрузкой – на 100 %.

Количество газов, подлежащих очистке после выхода из сушильных установок, определяют теплотехническим расчетом. Ориентировочно количество газов, отсасываемых из сушильных барабанов и мельниц, V_возд (м³/ч ) можно определить по следующей формуле

,

где Q_т – количество тепла, затрачиваемого на испарение 1 кг влаги из материала, Q_т = 1100-1400 ккал/кг; C_v – средняя объемная теплоемкость газов, C_v = 0,13-0,35 ккал/(м^{3 .} град); t₁ и t₂ – температуры соответственно при входе и выходе из сушильного устройства, °С; G_в - количество влаги, удаляемой из материала, кг/ч,

где ПП_ч – часовой расход высушенного материала, т/ч; W₁ – влажность материала, поступающего в сушильное устройство, %; W₂ – остаточная влажность материала после сушки, %.

5.5. Технологические расчеты с применением ПК

Технологические расчеты на ПК целесообразно производить в диалоговом режиме, что дает возможность совместить интелектуальные, творческие решения по выбору способов осуществления технологических операций, тех или иных агрегатов и машин с машинными расчетами, которые позволяют быстро найти оптимальные варианты. Поэтому все расчеты разбиваются на ряд этапов: расчет производственной программы и потребности цеха в сырье и полуфабрикатах (материального баланса), а также расчеты отдельных видов оборудования. На каждом этапе используется как вновь вводимая информация о производительности, параметрах работы тех или иных машин и т.п., так и информация, введенная и полученная на предыдущих этапах. После получения результатов на каждом этапе принимается одно из следующих решений: 1) продолжение расчетов (переход к следующему этапу); 2) возврат на начало данного этапа; 3) окончание работы. Первое решение принимается в случае получения оптимальных результатов, второе – если получены неоптимальные результаты и есть возможность их улучшения, третье решение принимается, если нет исходных данных для перехода к следующему этапу расчетов, либо для улучшения рассматриваемого варианта. После того, как дополнительные исходные данные будут получены (из справочников, другой технической литературы), студенты могут возвратиться к данному или следующему этапам расчетов.

Описанный ниже алгоритм применим для расчета различных вариантов технологических схем помола портландцемента, получения шлакопортландцемента, пуццоланового цемента и других различных смешанных вяжущих веществ, а также гипсовых и известковых вяжущих из любого числа сырьевых компонентов. Выбранную в п. 3 технологическую схему разбивают на технологические переделы, объединяя в каждом из них однотипные технологические операции, которые могут выполняться параллельно, независимо друг от друга.

Для формализованного описания различных вариантов технологических схем, содержащих одну или несколько ступеней дробления, сушки и помола, в алгоритме расчета под операции дробления отведено первые по номеру переделы (i = 1, N₁, i – номер передела), под операции сушки отведены следующие по номерам переделы (i = N₂, N₃) и, наконец, под операции помола компонентов отведены все последующие переделы (i = N₄, N). Таким образом, алгоритм позволяет рассчитать схемы, которые характеризуются многоступенчатым дроблением, многоступенчатой сушкой и многоступенчатым помолом, что вполне достаточно для получения многих минеральных вяжущих веществ. Например, технологическую схему производства портландцемента, изображенную на рис. 5, можно разбить на три передела, включив в первый из них дробление гипса и минеральной добавки, во второй – сушку минеральной добавки, а в третьей – помол цемента.

Количество всех перерабатываемых компонентов, включая сырьевые компоненты, их смеси и само вяжущее, обозначают К, а номер компонента – j. В соответствии с этой индексацией переделы и компоненты для схемы, изображенной на рис. 5, нумеруют, как показано в табл. 9.

Таблица 9. Индексация технологической схемы производства портландцемента

Незаполненные клетки в табл. 9 означают отсутствие технологических операций на данном переделе с участием данного компонента, а исходные данные и результаты расчета с этими индексами будут иметь нулевые значения.

Алгоритм работает следующим образом. На первом этапе рассчитывается производственная программа и материальный баланс цеха в зависимости от заданных годовой мощности, режима работы, удельных расходов компонентов и полуфабрикатов на получение вяжущего, производственных потерь, влажности сырьевых компонентов.

На втором этапе задаются максимальные размеры кусков сырья, их размеры после дробления, коэффициенты дробления на каждой ступени и производительности дробилок. Вычисляется общая степень дробления для каждого компонента сырья. Затем производится проверка правильности выбора дробильного оборудования, и, если степень дробления недостаточна, делается соответствующий вывод и принимается решение о возврате на начало этапа, окончании работы или продолжении расчетов. Если общей степени дробления достаточно, то вычисляются размеры кусков сырья после дробления. После этого рассчитываются коэффициенты использования и количество дробилок на каждой ступени дробления и для каждого компонента. Коэффициент использования технологического оборудования должен соответствовать средним значениям по промышленности для этого типа оборудования. При несоответствии К_и средним значениям необходимо выбрать другой тип или марку оборудования с большей или меньшей производительностью, а также уточнить количество машин или агрегатов данного типа для того, чтобы коэффициент использования принятого комплекса технологического оборудования был наиболее близок к рекомендованному значению. После вывода рассчитанных значений принимается окончательное решение о количестве машин на каждом переделе и вычисляются фактические коэффициенты использования дробильного оборудования.

На третьем этапе после ввода значений удельного паронапряжения и влажности компонентов до и после сушки на каждом переделе вычисляются рабочие объемы сушильных устройств, а после ввода фактических объемов принятых для использования в проекте сушильных устройств рассчитываются их производительность и коэффициенты использования, и затем производятся аналогичные расчетные операции как для дробильного оборудования.

На четвертом этапе для расчета пылеосадителъных систем после сушилок вводятся значения запыленности воздуха на выходе из сушилок, степени очистки воздуха на первой, второй и последующих ступенях очистки, температуры на входе и выходе сушильных устройств, а также производительности по очищаемому воздуху пылеосадительных агрегатов. Далее вычисляются общая степень очистки воздуха и его запыленность на выходе из пылеочистных систем. После проверки эффективности пылеочистки путем сравнения с предельно допустимой концентрацией (ПДК) в газах, выбрасываемых в атмосферу, при её положительных результатах рассчитываются количество очищаемых газов и пылеочистных агрегатов каждой ступени. После уточнения количества этих агрегатов вычисляются их коэффициенты использования.

На пятом этапе в случае применения шаровых мельниц проводится расчет их производительности применительно к конкретным условиям производства. Для этого вводятся значения коэффициента размалываемости для каждого компонента, диаметр и длина мельницы, коэффициенты, учитывающие тонкость и схему помола. После ввода вычисленных значений производительности шаровых мельниц или принятых по справочникам значений производительности мельниц другого типа рассчитывается коэффициенты использования, которые должны соответствовать средним значениям по промышленности для этого типа оборудования, и количество мельниц, а затем после ввода их уточненного числа фактические коэффициенты использования.

На шестом этапе, аналогичном четвертому этапу, рассчитываются пылеочистные системы после мельниц. Отличие состоит в том, что определяются объемы аспирационного воздуха мельниц, а в случае применения аспирационно-коагуляционных шахт выполняется расчет их размеров.

На седьмом этапе рассчитываются объемы всех бункеров.