Claims (2)
20 минимального числа колебаний плот- ности измельчаемого материала и соответственно качества пульпы после измельчени 2. Недостатком данного способа упра лени вл етс 1О, что не учитывают с гранулометрические характеристик материала,поступающего на измельчение , что приводит rt колебани м гранулометрического состава пульпы пос ле измельчени . Целью изобретени вл етс повышение качества управлени за счет стабилизации гранулометрического со тава пульпы после измельчени . Цель достигаетс тем, что согласно способу управлени процессом измельчени материала после обжига, осуществл емого во вращающихс печах с предварительным нагревом исходного материала отход щими газами печи, преимущественно в шахтных подогревател х , включающему изменение расхода раствора в зависимости от расхода материала в мельницу, дополнительно измер ют величины разрежени отход щих газов печи на входе и выходе шахтного подогревател , определ ют врем прохождени материала по шахтному подогревателю и по печи и корректируют расход раствора в мельницу, впрочем корректировку расхода раствора в мельницу осуществл ют по величине разности разрежени отход щих газов печи на входоо и выходе шахтного Подогревател с учетом времени прохождени материала по шахтному подогревателю и по печи. Способ основан на том, что в качестве косвенного параметра, характеризующего гранулометрические характеристики исходного материала, используют величину разности разрежени отход щих газов печи на .входе и выходе шахтного подогревател о На чертеже представлена блок-схема устройства, реализующего способ дл измельчени датолитовой руды. Устройство,реализующее способ, содержит мельницу 1, вращаюи уюс печ 2, шахтный подогреватель 3, бункер материала 4, дымосос 5, датчик 6 расхода материала, датчики разрежени 7 и 8 отход щих газов печи на входе и выходе шахтного подогревател , датчик 9 расхода раствора, исполнительный орган 10, регул тор соотношени 11, датчик 12 частоты вращени печи, блок 13 определени времени прохождени материала по печи, датчик 1 t положени шибера 15 шахтного подогревател блок 16 определени времени прохождени материала по шахтному подогревателю, блок суммировани 17, блок сравнени 18, блоки запаздывани 19 и 20. Способ осуществл етс следующим образом. Исходный материал из бункера поступает в шахтный подогреватель 3, где происходит предварительный нагрев материала, отход щими, газами печи. Разрежение на входе и выходе шахтного подогревател 3 создает дымосос 5. Затем материал поступает во вращающуюс печь 2, где происходит его обжиг. Из печи 2 материал проходит На измельчение в мельницу 1, куда подают также оборотный раствор. Из мельницы 1 выходит пульпа материала. Расход материала измер ет датчик 6, сигнал с которого через блок запаздывани 19 поступает на регул тор соотношени 11. На регул тор 11 подают также сигнал с датчика 9 расхода раствора. Регул тор 11 с помощью исполнительного органа 10 измен ет расход раствора в мельницу 1, привод соотношение материалраствор к заданной величине. Врем Т прохождени материала по шахтному подогревателю, уровень материала в котором поддерживают посто нным , определ ют в блоке 1б по положению шибера 15 шахтного подогревател , измеренного датчиком I. Врем TQ прохождени материала по печи определ ют в блоке 13 по частоте вращени печи, измеренной датчиком 12. Времена Т и Гп суммируютс в блоке 17. Величина суммы f п поступает в блоки запаздывани 19 и 29 в качестве заданного времени задержки. Величины разрежени отход щих газов печи на входе и выходе шахтного подогревател измер ют датчики 7 и 8, сигналы с которых сравнивают в блоке сравнени 18. Сигнал разности с блока сравнени 18 задерживают в блоке запаздывани 20 на врем , равное сумме времен и fn и подают на регул тор соотношени 11 в качестве корректирующего сигнала . При изменении гранулометрического состава материала происходит изменение величины перепада разрежени отход щих газов на входе и выходе шахтного подогревател , а еле5 довательно, измен етс величина раз ности сигналов с датчиков 7 и 8. Происходит изменение корректирующего сигнала дл регул тора соотношени 11, который отрабатывает его, измен расход раствора в мельницу Дл подтверждени возможности пр тического осуществлени способа в результате обработки эксперименталь ных данных на ЭВМ была полумена еле дующа зависимость. (Pex-Pflb«). где d(.p- средний диаметр частиц материала; С - коэффициент; Pg.,, Pgh,.7 разрежение отход щих газов печи соответственно на вхо де .и выходе шахтного подогревател . Эта зависимость адекватна экспериментальным данным и характеризуетс коэффициентом множественной ко рел ции, равным 0,60. Причём величи на разности Р„ и Pgjjij не зависит ни от расхода материала, ни от величиВ период проверки колебани параметров составили: 16 - 25 мм, Ррх 8 - 0 мм вод.ст., (Рех-Рвых) 2 - 7 мм вод.ст. Таким образом, подтверждена возможность косвенного определени гра нулометрического состава материала по величине- разности разрежени отход щих газов печи на входе и выходе шахтного подогревател , а следовательно , и корректировка соотношени материал-раствор в мельнице по величине этого косвенного показател .. 96 Применение предлагаемого способа позвол ет уменьшить дисперсию гранулометрического состава пульпы после измельчени в 1,5 - 2 раза. Формула изобретени Способ управлени процессом измельчени материала после обжига, осуществл емого во вращающихс печах с предварительным нагревом исходного материала отход щими газами печи, преимущественно в шахтных подогревател х, включающий изменение расхода раствора в зависимости от расхода материала в мельницу, отличающийс тем, что, с целью повышени качества управлени за счет стабилизации гранулометрического состава пульпы после измельчени , дополнительно измер ют величины разрежени отход щих газов печи на входе и выходе шахтного подогревател , определ ют врем прохождени материала по шахтному подогревателю и по печи и корректируют расход раствора в мельницу, причем корректировку расхода раствора в мельницу осуществл ют по величине разности разрежени отход щих газов печи на входе и выходе шахтного подогревател с учетом времени прохождени материала по шахтному подогревателю и по печи. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1.Кошаре кий Б. Д. и др. Автоматизаци управлени обогатительными фабриками . М., Недра, 1977, c.. 20, the minimum number of fluctuations in the density of the material being crushed and, accordingly, the quality of the pulp after grinding 2. The disadvantage of this method of control is 1O, which does not take into account the grain size characteristics of the material entering the grinding, which leads to rt fluctuations in the pulp particle size distribution after grinding. The aim of the invention is to improve the quality of control by stabilizing the particle size distribution of pulp after grinding. The goal is achieved by the method of controlling the process of grinding a material after firing, carried out in rotary kilns with preliminary heating of the source material with furnace flue gases, mainly in shaft preheaters, including changing the flow rate of the solution depending on the material consumption in the mill, the flue gas vacuum dilution values at the inlet and outlet of the shaft preheater, the time of passage of the material through the shaft preheater and the furnace is determined and corrected The flow rate of the solution into the mill, however, the adjustment of the flow rate of the solution into the mill is carried out by the magnitude of the difference in dilution of the furnace exhaust gases at the inlet and outlet of the mine preheater, taking into account the time of material passing through the shaft heater and the furnace. The method is based on the fact that, as an indirect parameter characterizing the granulometric characteristics of the source material, the differential pressure of the furnace exhaust gases at the inlet and outlet of the coal preheater is used. The drawing shows a block diagram of a device implementing the method for grinding datolite ore. The device implementing the method comprises a mill 1, a rotary furnace 2, a shaft heater 3, a material hopper 4, a smoke exhauster 5, a material consumption sensor 6, a rarefaction sensor 7 and 8 of the furnace exhaust gases at the inlet and outlet of the mine heater, solution flow sensor 9 , actuator 10, ratio controller 11, kiln rotation frequency sensor 12, block 13 for determining material passage time through a furnace, sensor 1 t of position of gate 15 of a shaft preheater block 16 for determining material passage time through a shaft heater, block sum Hovhan 17, the comparator 18, the blocks 19 and 20. The lag method is carried out as follows. The source material from the bunker enters the shaft heater 3, where the material is preheated with waste gases from the furnace. A vacuum at the inlet and outlet of the mine preheater 3 creates a smoke exhauster 5. Then the material enters the rotary kiln 2, where it is calcined. From the furnace 2, the material passes to the grinding in the mill 1, which also serves the circulating solution. From the mill 1 comes pulp material. The material flow is measured by the sensor 6, the signal from which through the delay unit 19 is supplied to the ratio controller 11. The controller 11 is also supplied with a signal from the solution flow sensor 9. The regulator 11 with the help of the executive body 10 changes the flow rate of the solution in the mill 1, driving the ratio of the material solution to a given value. The time T of passage of material through the shaft heater, the level of material in which is kept constant, is determined in block 1b by the position of the gate 15 of the shaft heater measured by sensor I. The time TQ of passage of material through the furnace is determined in block 13 by the frequency of rotation of the furnace measured by sensor 12. The times T and Гп are summed up in block 17. The magnitude of the sum f p enters the delay blocks 19 and 29 as a predetermined delay time. The dilution values of the furnace exhaust gases at the inlet and outlet of the shaft preheater are measured by sensors 7 and 8, the signals from which are compared in comparison unit 18. The difference signal from comparison unit 18 is delayed in delay unit 20 by a time equal to the sum of times and fn and served on ratio controller 11 as a correction signal. When the granulometric composition of the material changes, there is a change in the differential vacuum of the exhaust gases at the inlet and outlet of the shaft preheater, and the difference between the signals from the sensors 7 and 8 changes. The correction signal for the ratio controller 11 changes, which Changing the flow rate of the solution in the mill (Pex-Pflb "). where d (.p is the average particle diameter of the material; C is the coefficient; Pg., Pgh, .7 is the depression of furnace flue gases, respectively, at the inlet and outlet of the shaft preheater. This dependence is adequate to the experimental data and is characterized by the multiple correlation coefficient equal to 0.60. Moreover, the magnitude of the difference Pn and Pgjjij does not depend either on the material consumption or on the magnitude. In the period of checking the parameters, the fluctuations were: 16 - 25 mm, Ppr 8 - 0 mm water column, (Reh-Pout) 2 - 7 mm water column. Thus, the possibility of indirect determination of granulometric composition of the material according to the magnitude of the dilution of the furnace exhaust gases at the inlet and outlet of the shaft preheater, and hence the material-solution ratio adjustment in the mill according to this indirect indicator. 96 The application of the proposed method allows to reduce the dispersion of the pulp granulometric composition after grinding 1.5 to 2 times. Formula of the invention. Method of controlling the process of grinding the material after firing, carried out in rotary kilns with preliminary heating of the starting material. furnace flue gases, mainly in shaft preheaters, including changing the flow rate of the solution depending on the material flow into the mill, characterized in that, in order to improve the control quality by stabilizing the particle size distribution of the pulp after grinding, the flue gas rarefaction values are additionally measured furnaces at the inlet and outlet of the mine preheater, determine the time of passage of the material through the shaft preheater and the furnace and adjust the flow rate of the solution in the mill, and the adjustment p The solution flow into the mill is carried out according to the magnitude of the difference in the dilution of the furnace exhaust gases at the inlet and outlet of the shaft preheater, taking into account the time that the material passes through the shaft preheater and the furnace. Sources of information taken into account in the examination 1. KDs BD and others. Automation of management of processing plants. M., Nedra, 1977, c ..
2.Там же, с. (прототип). :2. In the same place (prototype). :