东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂课程设计

课程 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 说明书 设计题目：东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂 班 级：矿物111 学 号：201110105105 指导教师：章晓林 学生姓名：王鹏 完成日期：2014年12月5号 课程设计任务书 国土资源工程 学院 矿物加工过程 专业 11 级 学生姓名： 王鹏 课程设计题目：东川落雪铜矿500吨/天选矿厂设计课程设计 课程设计内容： 1.设计条件：原矿品位：0.93% 　　 　　原矿最大粒度：360mm 精矿品位：21% 铜回收率： 80% 2．设计要求： 1、设计说明书30—40页，包括下列部分： （1）结论 （2）车间生产能力及工作 制度 关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载 （3）工艺流程的选择和计算 （4）主要设备的选择和计算 （5）总结与体会 2、图纸部分 （1）数质量矿浆流程图1张。 （2）设备联系图（又称设备形象图）1张 （3）磨浮车间设备平面配置图1张。 （4）磨浮车间设备断面配置图1张。 （二）要求 （1）图纸尺寸为N01、2号图纸。 （2）图纸必须严格按照制图规定的要求进行绘制。 （3）配置 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 必须慎重考虑，先订出草图，经反复比较，最后进行绘制。 （4）图纸的绘制应该先用2H或HB铅笔描出轮廓，经检查无误后，方可用HB或2B铅笔加粗。 （5）绘制图纸时，可参考 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 设计的图纸样本。 （6）说明书力求文字简洁、语句通顺，抄写要清楚、工整。 （7）说明书中的文字应用国务院颁发的简化字。 （8）说明书按照统一的格式和纸张，一律用钢笔抄写。 （9）说明书应有目录、页码，最后应列出参考文献，说明书中的插图和附表应统一编号。 （10）说明书要装订成册，与折叠的图纸一并装入纸袋内（文件袋班级统一购买） （11）图纸和说明书应按规定期限交指导教师、拖交者扣分，不交者以零分计。 目 录 第一章 绪论 第二章 车间生产能力及工作制度 第三章 工艺流程的选择与计算 第一节 破碎筛分流程的选择 第二节 破碎筛分流程的计算 第三节 磨浮流程的选择 第四节 磨浮流程的计算 第五节 矿浆流程的计算 第四章 主要设备的选择与计算 第一节 破碎设备的选择与计算 第二节 筛分设备的选择与计算 第三节 磨矿设备的选择与计算 第四节 分级设备的选择与计算 第五节 浮选设备的选择与计算 第一章 绪论 云南省东川矿务局落雪矿区地理及交通概况 东川矿务局落雪铜矿位于云南省东北部，地处东经103°，北纬26°14ˊ，主矿区东至小江，西至普渡河，南至雪岭，北至金沙江。矿区南北约5公里，东西宽约8公里，海拔3200米。矿区属寒温带气候，全年平均气温7℃，最高23℃，最低-16℃，气候多变，冬春风大，秋雨甚多，常年无夏季，地理气候较差，东川落雪1952年进行勘探，1960年因民、烂泥坪采选厂开始投产，1973年浪田坝选厂开始投产。 矿区主要靠公路运输，采场与选厂之间用电机车运输，原矿经竖井提升至选厂粗碎矿仓。外部运输除有公路外，从塘子到浪田坝地区的小江有铁路与贵昆线相接。落雪至昆明为293公里距东川市有90公里，距矿务局所在地汤丹有53公里。交通尚属方便。 二、原矿性质 1、多元素分析 元素 Cu Fe SiO2 Fe2O3 Al2O3 CaO MgO S P Ag(克/吨) 含量% 0.9 — 25.7 2.12 3.61 19.78 12.67 — — 11.10 1. 物相分析 物相 氧化铜 硫化铜 合计 游离 结合 原生 次生 含量 27.75 15.03 1.73 55.49 100.00 东川落雪矿区出露的地层为元古代昆阳群，属地槽型沉积矿床，厚度大，变质轻微，褶皱强烈，断裂发育。 落雪铜矿床包括两种不同的工业类型，即：白云岩层状铜矿和扁豆状铁铜矿床，矿石中含铜品位为0.93%，含铁铜矿石平均含铁20%，本设计原矿为白云岩层状铜矿。 铜矿石中铜矿物以斑铜矿、辉铜矿、孔雀石为主，黄铜矿、铜兰、硅孔雀石次之。 硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿其次是铜兰和黄铜矿。其构造为浸染状、星点状、散点状为主，网脉状较少，部分沿围岩层及裂隙浸染层呈马尾丝状，嵌布粒度为0.0015~0.1mm之间。 氧化铜矿物为多层薄膜状，嵌布粒度为0.01~0.6mm之间，脉石矿物以白云石、石英为主，长石、方解石次之。 原矿品位0.8~0.9%左右，平均氧化率18~40%，结合率为7~14%。真比重δT=2.77，假比重Δ=1.7，普氏硬度3~11，含水2%。 三、（一）、计算碎矿流程的原始指标 碎矿车间年工作制度约330天，每天3班，每班6小时， 2、原矿属中等可碎性矿石；原矿最大块粒度为200~600毫米，碎矿最终产品粒度为10～12毫米。 3、原矿及粗、中细碎机产品粒度曲线见《选矿设计参考资料》。 （二）、计算磨矿流程的原始指标 1、磨矿车间的工作制度为330天，每天3班，每班8小时。 2、一段磨的给矿粒度10～12mm，其中-0.074mm级别含量见《选矿厂设计》，排矿粒度为0.2mm（相当于55%-0.074） 3、二段磨的给矿粒度为0..2mm（55%-0.074），排矿0.1mm（相当于90%-0.074）。 4、第一段磨矿的循环负荷CI=200%~300%，第二段磨矿的循环负荷为250%~350%。 （三）、计算浮选流程的原始指标 1、各作业铜精矿的回收率和品位见下表 表6 产品号码 3 6 8 10 12 15 品位/% 0.8 5.3 9.2 1.1 15.7 21.0 回收率/% 100 88.2 85.4 6.0 83.0 80.0 2、建议的浮选时间见下表 作业名称 粗选 扫选 精选I 精选II 精选III 浮选时间（分） 8~15 8~15 8~15 8~15 8~15 3、建议的搅拌时间： 粗选前矿浆搅拌时间为3~5分钟； 四、计算矿浆流程的原始指标 建议各作业和产品的必须保证的液固比（Rn值），不可调节的液固比（Rn值）。 必须保证的Rn值 不可调节的Rn值 磨矿浓度： 一段70%~75% 二段65%~70% 分级溢流浓度： 一段40%~60% 二段25%~40% 浮选作业浓度： 粗选25%~40% 扫选28%~45% 精选10%~20% 矿：含水量为2~8% 分级返砂浓度：65%~80% 浮选泡沫浓度： 粗选精矿15%~35% 扫选精矿10%~20% 精选精矿15%~25% 四、(一）选矿厂设计的重要性 随着矿产资源开发利用的不断深化，矿产资源的特性逐渐向贫、细、杂的方向发展。所谓“贫”即原矿的品位日益降低；所谓“细”即原矿的堪布粒度越来越细，需要磨得很细才能进行分选；所谓“杂”即矿床组成复杂，多金属复合矿难选矿越来越多，要求回收的元素也越来越多。虽然我国是矿产大国，但是贫矿多，富矿少，嵌布粒度细，伴生元素多，矿床类型复杂。由于这些原因，对矿产资源的开发难度越来越大。这就促进了选矿技术的迅速发展，有可能实现经济的处理低品位的矿石。 选矿厂设计是把先进的科学技术应用到选得经济效益都起着决定性的作用，对提高选矿科学技术水平也起着非常重要的作矿生产中，尽可能得回收各种有用元素，降低成本和能耗，减少污染，以实现最大的经济效益的途径。做好选矿厂设计，对节约投资，建成后迅速达到设计规模和取用。 （二） 厂址 厂址选择直接影响基建投资、建设进度、投产后生产和经济效果以及地区环境和农业生产，因此它是设计前期一项政策性很强的工作。厂址选择必须贯彻我国的各项方针政策，满足工艺要求，体现生产与生活的长期合理性。厂址选择应遵循以下原则： 选厂厂址应尽量靠近矿山。 厂址地形要满足选厂工艺流程的需要。 要贯彻节约用地原则。 4、尾矿库容积应与选厂规模及服务年限相适应。 5、选厂厂址要尽量靠近水源，减少输水管线长度和能耗；在确定水源时要特别注意不得与农业争水。 6、选厂要有可靠的电源。 第二章 车间生产能力及工作制度 车间生产能力及工作制度 破碎车间工作制度为330天，每天3班，每班工作6小时；磨浮车间的工作制度为330天，每天3班，每班8小时；脱水车间的工作制度为330天，每天3班，每班4小时车间生产能力及工作制度见表。 车间 名称 年工作日 数 日工作 班 数 班工作时 数 生产能力 设备作业率（%） 吨/年 吨/日 吨/时 破碎 车间 330 3 6 165000 500 27.8 67.81 磨浮 车间 330 3 8 165000 500 20.8 90.41 工艺筛程的选择与计算 第一节 破碎筛分流程的选择和计算 3.1.1 破碎筛分流程的选择 因原矿属于中等可碎性矿石，矿石中细粒的含量较高，故采用预先筛分；各种各碎矿机排矿产物中存在有大于排矿口的过大颗粒，如鄂式破碎机中含有25%，标准破碎机中含有35%，短头破碎机中含有60%，故应有设检查筛分。 破碎段数取决于选厂原矿最大粒度与最终破碎产品的粒度，取决于总破碎比。由于磨矿作业电耗占整个选厂电耗的50%—60%，而破碎作业仅占10%—15%，所以尽量减少产品粒度，多碎少磨，以减少能耗。破碎车间的小时处理量为44.44t/h，原矿最大块尺寸为360mm，破碎最终产品的粒度为10mm，总破碎比为 。根据现场生产实际及参考类似选厂，为了达到所要求的破碎最终产品粒度，以及考虑到“多碎少磨”原则及严格控制进入一段磨机的给矿粒度，提高磨机生产效率，因此，本设计选用破碎流程为三段一闭路的破碎流程。 3.1.2破碎筛分流程的计算 设计已知条件：选矿厂规模为500t/d，原矿品味0.8-0.9%左右，平均氧化率18-40%，结合率为7-14%。真比重δT=2.77t/m3，假比重Δ=1.7 t/m3，根据普氏硬度3-11，可知矿石为中等可碎性矿石，矿石含水2%。矿石最大粒度为360mm，破碎最终产物粒度为10mm，，破碎车间工作制度为每天3班，每班6h，每年工作330天，年作业率67.81%。 破碎车间小时处理量:Q=500÷(6×3)=27.8t/h; 总破碎比： ； 初步拟定破碎流程：根据总破碎比选用三段一闭路破碎流程，流程图如图2-1所示。 破碎筛分流程 各段破碎比：S1=3.2 S2=3.2 S3=3.5； 各段破碎产物的最大粒度： ， ； （6）确定各段破碎机排矿口宽度 破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关，即与最大相对粒度有关。初定粗碎用颚式破碎机，中碎用标准圆锥破碎机，细碎用短头型圆锥破碎机，则各段破碎机排矿口分别为： e5=d5/Z1max=112.5/1.6=70.31mm,取72mm e9=d9/Z2max=35/1.9=18.4mm,取20mm e11=0.8d11=0.8x10=8mm (7)选择预先及检查筛分筛子筛孔和筛分效率 粗筛：筛孔在e5 a1 d5选取 即在72 a1 112.5之间，取a1=90mm,E1=65% 中筛：筛孔在e9 a2 d9选取 即在20 a2 35之间，取a2=35mm，E2=80% 细筛：细筛按等值筛分工作制度： a3=1.2d11=12mm，E3=65% (8)计算各产物的产率和重量 Q1=Q5=Q9=Q11=27.8t/h = = = =100% Q2=Q1 E1=27.8×0.34×0.65=6.14t/h =Q2/Q1=22.1% Q3=Q4=Q1-Q2=21.66t/h = = - =100%-22.1%=77.9% Z1= =0.10,由图4-3得 =15% Z2= =0.39,由图4-5得 =35% 故： = E1+ =37.02% Q6=Q5 E1=27.8×32.28%×0.65=5.83t/h =Q6/Q1=24.06% Q7=Q8=Q5-Q6=27.8-5.83=21.97t/h = = - =100%-24.06%=75.94% Q13=Q1 = =46.5t/h = = = =167.42% Q12=Q13=46.5t/h Q10=Q9+Q13=27.8+46.5=74.3t/h = + =267.42% 磨浮流程的选择与计算 选别流程设计，是整个选矿厂设计的关键部分，设计的成功与否，关系到能否选出合格的精矿产品，能否给企业带来最大的经济效益。一般，粗选都是一次，当原矿品位较高，矿物可浮性较差，而对精矿的质量要求又不很高时，就应该加强扫选，以保证有足够高的回收率，精选作业应少。原矿品位很低，而对精矿的质量要求又很高，就要加强精选。选别流程设计的主要依据是可选性试验提供的推荐的选别流程，在本设计中采用一粗一扫三精浮选流程。 磨矿流程的计算 磨矿流程计算所需原始资料 （1）磨矿车间的工作制度为330天，每天三班，每班8小时，日处理量 Q=500t/h, 小时处理量Q=20.8t/h。 （2）确定的磨矿细度 磨矿段数主要由磨矿细度与给矿粒度、矿石性质而定，跟有用矿物的嵌布粒度、泥化程度、选别的必要性以及选厂规模也有关系。本次设计磨矿的给矿粒度为10mm，最终磨矿细度-0.074mm占90%，矿石属中硬矿石，考虑以上情况，采用两段磨矿比较合适。 一段采用（短筒型）格子型球磨机与螺旋分级机构成闭路磨矿，磨矿细度为-0.074mm占55%，二段采用溢流型球磨机与水力旋流器构成闭路磨矿，磨矿细度为-0.074mm目占90%以上。 （3）确定最合适的循环负荷C% 一段磨矿：C1=250% 二段磨矿：C2=300% 2、磨矿流程计算 已知：Q7=Q1=Q4=20.8t/h,C1=250%,C2=300%,β1=10%,β7=90%,β8=30%(查表4-11),k=0.82.m=1(因为第一段是闭路)。 一段磨矿： Q4=Q1=20.8t/h γ4=γ1=100% Q3=Q2=Q1(1+C1)=20.8×（1+2.5）=72.8t/h Q5=C1Q1=2.5×20.8=52.00t/h 二段磨矿： Q6=Q7+Q9=20.88+50.00=70.88 磨浮流程图如下： 二、浮选流程计算 必要充分的原始指标数目的计算 Np=C（np-ap）=2（10-5）=10 根据选矿试验确定原始指标 原始指标确定如下： 产物编号 7 11 13 16 20 23 品位β（%） 0.8 5.3 1.1 9.2 15.7 21.0 回收率ε（%） 100 88.2 6.0 85.4 83.0 80.0 其余产物εn值的计算 ε14=ε7-ε23=100%-80%=20% ε17=ε11-ε23=88.2%-80.0%=8.2% ε22=ε20-ε23=83%-80.0%=3.0% ε21=ε16-ε23=85.4%-80.0%=5.4% ε19=ε16+ε22=85.4%+3.0%=88.4% ε15=ε11+ε21=88.2%+5.4%=93.6% ε18=ε17+ε13=8.2%+6.0%=14.2% ε10=ε7+ε18=100%+14.2%=114.2% ε12=ε13+ε14=6.0%+20%=26% 各产品产率的计算 由 公式 小学单位换算公式大全免费下载公式下载行测公式大全下载excel公式下载逻辑回归公式下载 γn=εnβ1/βn计算精矿产率： γ7=100% γ11=ε11β7/β11=0.8%×88.2%/5.3%=13.31% γ16=ε16β7/β16=0.8%×85.4%/9.2%=7.43% γ20=ε20β7/β20=0.8%×83.0%/15.7%=4.23% γ23=ε23β7/β23=0.8%×80.0%/21.0%=3.05% γ13=ε13β7/β13=0.8%×6.0%/1.1%=4.36% γ14=γ7-γ23=100%-3.05%=96.95% γ17=γ11-γ23=13.31%-3.05%=10.26% γ22=γ20-γ23=4.23%-3.05%=1.18% γ21 =γ16-γ23=7.43%-3.05%=4.38% γ19=γ16+γ22=7.43%+1.18%=8.61% γ15=γ11+γ21=13.31%+4.38%=17.69% γ18=γ17+γ13=10.26%+4.36%=14.62% γ10=γ7+γ18=100%+14.62%=114.62% γ12=γ13+γ14=4.36%+96.95%=101.31% 其余产物品位βn的计算 由公式βn=β7εn/γn计算： β12=β7ε12/γ12=0.8%×26%/101.31%=0.21% β17=β7ε17/γ17=0.8%×8.2%/10.26%=0.64% β20=β7ε20/γ20=0.8%×5.4%/4.38%=0.99% β22=β7ε22/γ22=0.8%×3.0%/1.18%=2.03% β14=β7ε14/γ14=0.8%×20%/96.95%=0.17% β10=β7ε10/γ10=0.8%×114.2%/114.62%=0.80% β15=β7ε15/γ15=0.8%×93.6%/17.69%=4.23% β18=β7ε18/γ18=0.8%×14.2%/14.62%=0.78% β19=β7ε19/γ19=0.8%×88.4%/8.61%=8.21% 各产品矿量Qn的计算由公式Qn= Q1γn计算各精矿矿量： 其中 Q7= Q4= Q1=20.80 t/h Q11= Q7γ11=20.80×13.31%=2.77 t/h Q16= Q7γ16=20.80×7.43%=1.55t/h Q13= Q7γ13=20.80×4.36%= 0.91t/h Q20= Q7γ20=20.80×4.23%=0.88t/h Q23= Q7γ23=20.80×3.05%=0.63 t/h Q10= Q7γ10=20.80×114.62%=23.84t/h Q12= Q7γ12=20.80×101.31%=21.07 t/h Q15= Q7γ15=20.80×17.69%=3.67 t/h Q17= Q7γ17=20.80×10.26%=2.21t/h Q14= Q7γ14=20.80×96.95%= 20.16t/h Q19= Q7γ19=20.80×8.61%=1.79t/h Q18= Q7γ18=20.80×14.62%= 3.04t/h Q21= Q7γ21=20.80×4.38%=0.91t/h Q22= Q7γ22=20.80×1.18%=0.24t/h 矿浆流程的计算 各作业及产物Wn的计算 由公式Wn=Qn·Rn计算已知Rn值的作业和产物的Wn： 式中：Rn——各产物与产品之液固比； Qn——各作业与产品的矿石干重量 t/h； Wn——各作业与产品的水量m3/h或t/h； 原矿含水量为2%（即C1=98%） W1=Q1·R1=20.80×0.02=0.42m3/h W5=Q5·R5=52.00×0.54=28.08m3/h W2= W1+ W5=0.42+28.08=28.50m3/h W4=Q4·R4=20.8×1.22=25.38m3/h WⅠ=Q2·RⅠ=72.8×0.4=29.12m3/h W3= WⅠ=29.12m3/h WⅡ= W4+ W5=25.38+28.08=53.46m3/h W7=Q7·R7=20.80×2=41.60 m3/h WⅣ=Q8·RⅣ=50.00×0.43=21.6m3/h W8=Q8·R8=50.00×0.25=12.5m3/h WⅢ= W7+ W8=41.60+12.5=54.10m3/h W9=Q9·R9=50.00×0.43=21.50m3/h W6= W4+ W9=25.38+21.50=46.88m3/h W16=Q16·R16=1.55×4=6.20m3/h W11=Q11·R11=2.77×5=13.85m3/h WⅤ=Q10·RⅤ=23.84×2.45=58.41m3/h W12= WⅤ- W11=58.41-13.85=44.56 m3/h WⅦ=Q12·RⅦ=21.07×2.2=46.35m3/h W13=Q13·R13=0.91×5=4.55m3/h W14= WⅦ- W13=46.35-4.55=41.8 m3/h WⅥ=Q15·RⅥ=3.67×5=18.35 m3/h W17= WⅥ- W16=18.35-6.20=12.15m3/h W18= W13+ W17=4.55+12.15=16.70m3/h W10= W7+ W18=41.6+16.70=58.30m3/h W20=Q20·R20=0.88×5=4.40 m3/h WⅧ=Q19·RⅧ=1.79×5=8.50m3/h W21= WⅧ- W20=8.50-4.40=4.10 m3/h W15= W11+ W21=13.85+4.10=17.95m3/h W23=Q23·R23=0.63×4=2.52m3/h WⅨ=Q20·RⅨ=0.88×5=4.51m3/h W22= WⅨ- W23=4.40-2.52=1.88m3/h W19= W16+ W22=6.20+1.88=8.08m3/h 五、补加水Ln的计算 LⅠ= WⅠ- W2=29.12-28.50=0.62t/h LⅡ= WⅡ- W3=53.46-29.12=24.34t/h LⅢ= WⅢ- W6=54.1-46.88=7.22t/h LⅣ= WⅣ- W8=21.6-12.50=9.00t/h LⅤ= WⅤ- W10=58.41-58.30=0.11t/h LⅥ= WⅥ- W15= 18.35-17.95=0.4t/h LⅦ= WⅦ- W12=46.35-44.56=1.79t/h LⅧ= WⅧ- W19=8.50-8.08=0.42t/h LⅨ= WⅨ- W20=4.51-4.40=0.11t/h 六、作业及产物Rn值的计算 由公式Rn= Wn/Qn计算： 式中：Rn——各产物与产品之液固比； Qn——各作业与产品的矿石干重量 t/h； Wn——各作业与产品的水量m3/h或t/h； R1=0.02 RⅠ= WⅠ/Q2=0.4 R4= W4/Q4=1.22 R5= W5/Q5=0.54 R7= W7/Q7=2 R8= W8/Q8=0.25 R9= W9/Q9=0.430 RⅣ= WⅣ/Q8=0.5 RⅤ= WⅤ/Q10=2.45 R11= W11/Q11=5 R16= W16/Q16=4 R13= W13/Q13=5 RⅥ= WⅥ/Q15=5 RⅦ= WⅦ/Q12=2.2 R20= W20/Q20=5 RⅧ= WⅧ/Q19=5 R23= W23/Q23=4 RⅨ= WⅨ/Q20=5 R2= W2/Q2=28.50/72.80=0.39 R3= W3/Q3=29.12/72.8= 0.40 RⅡ= WⅡ/Q3=149.91/204.16= 0.73 R6= W6/Q6=131.31/198.33=0.66 RⅢ= WⅢ/Q6=151.6/198.33= 0.76 R10= W10/Q10=163.64/66.86=2.45 R12=W12/Q12=125.01/59.09= 2.12 R15= W15/Q15=51.60/10.32=5.0 R17= W17/Q17=34.28/5.98=5.73 R14= W14/Q14=117.21/56.55=2.07 R19= W19/Q19=22.55/5.02=4.49 R21=W21/Q21=12.75/2.55=5 R18= W18/Q18=46.98/8.53=5.51 R22= W22/Q22=5.23/0.69=7.58 七、各作业及产物矿浆体积Vn的计算 由公式Vn= Qn（Rn+ 1/δT）计算： 式中：Rn——各产物与产品之液固比； Qn——各作业与产品的矿石干重量 t/h； Vn——各作业与产品的矿浆体积 m3/h； δT ——矿石真比重m3/h。 V1= Q1（R1+ 1/δT）=20.80（0.02+1/2.77）=7.93 V2= Q2（R2+ 1/δT）=72.8（0.39+1/2.77）=54.67 V3= Q3（R3+ 1/δT）=72.80（0.40+1/2.77）=55.40 V4= Q4（R4+ 1/δT）=20.80（1.22+1/2.77）=32.88 V5= Q5（R5+ 1/δT）=52.00（0.54+1/2.77）=46.85 V6= Q6（R6+ 1/δT）=70.88（0.66+1/2.77）=90.02 V7= Q7（R7+ 1/δT）=20.80（2+1/2.77）=49.11 V8= Q8（R8+ 1/δT）=50.00（0.25+1/2.77）=30.55 V9= Q9（R9+ 1/δT）=50.00（0.430+1/2.77）=39.55 V10= Q10（R10+ 1/δT）=23.84（2.45+1/2.77）=67.01 V11= Q11（R11+ 1/δT）=2.77（5+1/2.77）=14.85 V12= Q12（R12+ 1/δT）=21.07（2.12+1/2.77）=52.27 V13= Q13（R13+ 1/δT）=0.91（5+1/2.77）=4.88 V14= Q14（R14+ 1/δT）=20.16（2.07+1/2.77）=49.01 V15= Q15（R15+ 1/δT）=3.67（5.0+1/2.77）=19.67 V16= Q16（R16+ 1/δT）=1.55（4+1/2.77）=6.76 V17= Q17（R17+ 1/δT）=2.21（5.73+1/2.77）=13.46 V18= Q18（R18+ 1/δT）=3.04（5.51+1/2.77）=17.85 V19= Q19（R19+ 1/δT）=1.79（4.49+1/2.77）=8.68 V20= Q20（R20+ 1/δT）=0.88（5+1/2.77）=4.72 V21= Q21（R21+ 1/δT）=0.91（5+1/2.77）=4.88 V22= Q22（R22+ 1/δT）=0.24（4+1/2.77）=1.05 V23= Q23（R23+ 1/δT）=0.63（4+1/2.77）=2.75 VⅠ= QⅠ（RⅠ+ 1/δT）=20.8（0.4+1/2.77）=15.83 VⅡ= QⅡ（RⅡ+ 1/δT）=72.8（0.73+1/2.77）=79.42 VⅢ= QⅢ（RⅢ+ 1/δT）=72.8（0.76+1/2.77）=81.70 VⅣ= QⅣ（RⅣ+ 1/δT）=87.5（0.5+1/2.77）=75.34 VⅤ= QⅤ（RⅤ+ 1/δT）=41.79（2.45+1/2.77）=117.46 VⅥ= QⅥ（RⅥ+ 1/δT）=36.93（5.0+1/2.77）=198.00 VⅦ= QⅦ（RⅦ+ 1/δT）=6.45（2.2+1/2.77）=16.52 VⅧ= QⅧ（RⅧ+ 1/δT）=3.13（5.0+1/2.77）=16.82 VⅨ= QⅨ（RⅨ+ 1/δT）=1.54（5.0+1/2.77）=8.28 八、工艺生产用水量及水耗指标的计算 全厂总补加水量∑L ∑L=∑Wk- W1 t/h 式中：∑Wk——随最终产物带走的总水量 t/h； W1 ——随原矿进入选矿流程的水量 t/h。 则： ∑L=∑Wk- W1 =（W14+ W23）- W1 =41.8+2.52-0.42=43.90t/h 校核： ∑Li=0.62+24.34+7.22+9+0.11+0.4+1.79+0.42+0.11 =43.9t/h 符合要求 厂实际用水量W实 W实=（1.1-1.15）∑L =1.15×43.9 =50.49t/h 处理每吨矿石用水量 = W实/ Q1 （T水/T原矿） 式中：Q1 ——磨浮车间生产能力 t/h =50.49/20.80=2.43t/吨矿石 2.8 脱水流程的选择与计算 一般地，当要求浮选精矿含水量为10％-15％时，采用浓缩和过滤两段脱水就能满足要求，根据用户结合产品的要求以及国家对产品含水量的有关规定，本设计选择两段脱水，见图2-4。 图2-4 脱水流程 第三章 主要设备的选择与计算 破碎设备的选择与计算 1、 粗碎机的选择和计算 必须保证的破碎机给矿口宽度B1 B1=(1.15-1.2) =1.2 =1.2×360=432mm 式中：B1——破碎机给矿口宽度(mm)； ——原矿中最大块直径(mm)。 查阅《设备技术性能表》，选择复摆型颚式破碎机 PEF600×900型号的粗碎机。 其开路破碎时在标准条件下的生产能力为： ， 式中K1——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取K1=1.0 K2——矿石密度修正系数， K3——给矿粒度修正系数， ,查《矿物加工工程设计》表5-7得K3=1.07 ——水分修正系数，矿石中含水量为2%，取 =1.0 Q0=q0e2 q0——破碎机在开路破碎排矿口宽为1mm时，破碎标准矿石的生产能力，查《矿物加工工程设计》表5-1，取q0=0.95t/mm.h， 5——粗碎机排矿口宽度,e5=72mm 则：Q0=q0e5=0.95×72=68.4t/h 求得： 所需破碎机台数： , 所以选用1台。 此时颚式破碎机的负荷率： EMBED Equation.KSEE3 \* MERGEFORMAT 2.中碎机的选择与计算 必须保证的给矿口宽度B2 式中：i1——第一段破碎机破碎比； Dmax——原矿中最大块直径mm。 查阅《设备技术性能表》选择标准型弹簧圆锥破碎机PYT—B0913 其开路破碎时在标准条件下的生产能力为： 式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取 ——矿石密度修正系数， ——给矿粒度修正系数， 查表5-8可得：K3=1.0 ——水分修正系数，矿石中含水量为2%，取 =1.0 Q0=q0e3=2.5×20=50t/h q0——破碎机在开路破碎排矿口宽为1mm时，破碎标准矿石的生产能力,t/mm.h查《选矿厂设计》教材表5-3，取q0=2.5t/mm.h； 3——中碎机排矿口宽度,e3=20mm; 求得： 所需破碎机台数： ,选用1台。 此时圆锥破碎机的负荷率： 3. 细碎机的选择与计算 必须保证的给矿口尺寸B3 查阅《设备技术性能表》，选择短头型液压圆锥破碎机PYT—D1610。 其开路开路破碎时在标准条件下的生产能力为： 式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取 ——矿石密度修正系数， ——给矿粒度修正系数， ,查《矿物加工工程设计》表5-8，取K3=1.20； ——水分修正系数，矿石中含水量为2%，取 =1.0 Q0=q0e11=12×8=96t/h q0——破碎机在开路破碎排矿口宽为1mm时，破碎标准矿石的生产能力，查《选矿厂设计》教材表5-4，取q0=12t/mm.h； e11——细碎机排矿口宽度,e11=8mm; 求得 =122.4t/h 闭路破碎时，按通过量计算的生产能力为： 式中K——闭路系数，取K=1.2 所以Q=kQ=1.2×122.4=146.88t/h 所需破碎机台数： ，选用1台 此时圆锥破碎机的负荷率： 预先筛分及检查筛分筛子的选择与计算 (1)已知给矿量 ，筛孔尺寸 ，查表5-13取 (2)确定产物4中细粒级及粗粒级的含量： 细粒级含量：可以用下式进行简算 细筛筛孔尺寸之半与中碎机排矿口之比为 ，从图4-6中，查中等可碎性矿石得 细筛筛孔尺寸之半与细碎机排矿口之比为 ，从图4-9中，查查中等可碎性矿石得 ，则带入上式得，； 粗粒级含量：也可以用下式进行简算 筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为 ，从图4-6中，查中等可碎性矿石得 ，筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为 ，从图4-9中，查查中等可碎性矿石得 ，则 (3)筛分效率采用E=65%； (4)根据筛子的工作条件，查表5-14确定校正系数为： (5)所需筛子的有效筛分面积： m2，筛子的几何面积为 m2，根据计算结果可选用1台SZZ12502500的自定中心振动筛。 磨矿机的计算 设计条件：给矿量20.8t/h(500t/d),给矿粒度10mm，最终磨矿细度为-0.074mm90%，给矿中-0.074mm粒级占10%，中等可碎。磨矿流程是两段全闭路磨矿，给入磨矿机的矿石粒度是10mm，其中-0.074mm的级别含量为10%，一段磨矿细度为-0.074mm55%，二段磨矿细度为-0.074mm90%。一段磨采用了格子型球磨机与螺旋分级机形成闭路，因为格子型球磨机的处理量较大，给矿和产品粒度较粗；二段磨采用溢流型球磨机与水利旋流器形成闭路，能较好的达到矿粒的入选级别。 1、一段磨机生产能力计算 一段磨矿拟定使用MQG2130湿式格子型球磨机 查表5-15得 ，查表5-16得K2=1.0查表5-18得 ，查表5-19得k4=1.04 磨矿机生产能力 二段磨机生产能力计算 二段磨矿拟定使用MQY2136湿式溢流型球磨机 磨矿机生产能力 3、按磨矿机通过的生产能力校核 式中Q——原矿中返砂，即磨机的总通过量（t/h）； V——磨矿机的总容积（m3） , 都小于14-16t/m3.h，符合要求。 分级设备的选择与计算 螺旋分级机主要用于磨矿回路中的预先分级和检查分级作业，也可以用于洗矿、脱泥作业。其主要优点是设备构造简单、工作可靠、操作方便；能与大型磨机自流联接构成闭路。但分级效率低，在细粒分级时，溢流浓度太低，不利于后续的选别作业。主要缺点是分级效率较低，设备笨重，占地面积大。 螺旋分级机形式选择。根据分级溢流粒度0.2mm采用高堰式分级机。分级机生产能力为Q=33.33t/h (2)计算螺旋分级机直径， 式中 ——分级机螺旋直径（m）； Q——按溢流中固体重量计的处理量（ ）； ——分级机螺旋个数； K1——矿石密度校正系数，按下式进行计算： K1=1+0.5(δ2-δ1) （ —标准矿石密度； —设计的矿石密度 ）； K1=1+0.5(δ2-δ1)=1+0.5×(2.77-2.7)=1.04 K2——分级粒度校正系数，参考《矿物加工工程设计》表5-22，取K2=1.41。 由上述条件可知， Q=33.33t/h, m=2(双螺旋)， K1=1.006， K2=1.41， 则 ， 因此可以选用2FG-20高堰式螺旋分级机一台。 (3)分级机按溢流计的生产能力 易知溢流量也符合要求 (4)分级机按返砂计的生产能力， ， n——为螺旋转速r/min,易知返砂量满足设计要求。 水力旋流器的选择与计算 设计的给矿量Q4=33.33t/h,矿石密度为δ=2.77t/m3,分级溢流细度90%-0.074mm。 （1）水力旋流器的选择 根据《矿物加工工程设计》表5-23，选择型号FX-200的水力旋流器。 （2）水力旋流器生产能力及台数的计算 V—按给矿矿浆体积计的处理量m3/（h.台）； —水力旋流器圆锥角修正系数； —水力旋流器的直径修正系数； —给矿管当量直径cm； —溢流管直径cm； P—水力旋流器入口处矿浆的工作压力MPa。 其中 ,（α是水力旋流器圆锥角）， b计算水力旋流器所需台数 ，取4台(备用2台)。 浮选设备的选择与计算 作业名称 粗选Ⅰ 扫选 精选Ⅰ 精选Ⅱ 精选Ⅲ 浮选时间（min） 10 12 12 10 8 试验的浮选时间比工业生产浮选时间要短些，因此设计中应考虑修正系数Kt t=Kt× t0 式中， t——设计浮选时间，min; t0———试验浮选时间，min; Kt———浮选时间修正系数，Kt=1.5~2.0 国外通常乘以2的浮选时间修正系数国内则乘以1.5. 则粗选： t=Kt× t0=1.5×10=15min 扫选： t=Kt× t0=1.5×12=18min 精选Ⅰ：t=Kt× t0=1.5×12=18 min 精选Ⅱ：t=Kt× t0=1.5×10=15 min 精选Ⅲ：t=Kt× t0=1.5×8=12 min （2)浮选机台数的计算 a浮选矿浆体积的计算 式中V——进入作业的矿浆体积（）；Q——进入作业的矿石量（）； R——矿浆液固比； ——矿石密度， =2.87（ ）； K1——给矿不均匀系数，浮选前为球磨时，取K1=1.0。 b浮选机槽数计算 式中V0——所选浮选机的几何容积（ ）； n——作业所选浮选机槽数； Kv——浮选机有效容积与几何容积之比，机械搅拌式浮选机选别有色金属矿物时，Kv=0.60-0.85,Kv与浮选泡沫层厚度有关，泡沫厚时取小值，反之取大值； t——作业浮选时间（ ）。 粗选作业 浮选矿浆体积： 选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80， V0=8m3 浮选机槽数：取Kv=0.60，t=15min ，取6槽。 扫选作业 浮选矿浆体积： 选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80， V0=8m3 浮选机槽数：取Kv=0.70，t=18min ， 取6槽。 精选Ⅰ作业 浮选矿浆体积： 选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80， V0=8m3 槽数：取Kv=0.60，t=15min ，取3槽。 精选Ⅱ作业 浮选矿浆体积： 选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80， V0=8m3 浮选机槽数：取Kv=0.70，t=15min ， 取1槽。 精选Ⅲ作业 浮选矿浆体积： 选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80， V0=8m3 浮选机槽数：取Kv=0.60，t=12min ，取1槽。 搅拌槽的选择与计算 矿浆搅拌槽用于浮选作业前的矿浆搅拌，使矿浆和药剂充分混合，为选别作业创造条件。本设计在粗选前设搅拌槽。 1、确定搅拌时间 搅拌时间取4min。 2、所需容积计算 搅拌槽容积： 式中V——所需搅拌槽容积（m3）；Q——进入搅拌槽的设计矿石量（含返回），t/h； K1——给矿不均匀系数，该作业前为球磨机时，K1=1.0；为自磨机时，K1=1.3； R——矿浆液固比； T——搅拌时间（min）,由试验确定。 本设计中，在粗选前加搅拌槽 粗选作业：Q10=38.20t/h,R=2.45,K1=1.0,δ=2.77t/ m3，取t=4min, 则： 3、搅拌槽规格的选择以及台数的计算 粗选作业前的搅拌槽选择XB-2500; n=7.16÷11.2=0.64（取1台）。 总结和体会 这次矿物加工工程设计从车间生产能力及工作制度的选择开始一直到各种选矿设备的选择和计算，让我对选矿厂的整个生产流程的运作、设计等有了很深的了解和体会，在流程的设计中不断地查阅各种参考资料和相关书籍，让我对本来掌握不是很熟练的矿物加工工程的相关知识进行一遍又一遍的加深巩固，从而有了更深一层的理解。这次课程设计也让我对之后的实习有了一定的信心。 精选Ⅲ 扫选 14 3 23 22 20 19 16 21 精Ⅱ 18 17 13 精Ⅰ 15 11 12 粗选 10 Ⅱ段磨 7 9 8 分级Ⅱ 5 分级Ⅰ Ⅰ段磨 2 1 原矿 精矿 尾矿 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅵ Ⅶ Ⅷ Ⅸ 4 6 28 27 26 24 23 25 沉淀池 精矿 _1234567953.unknown _1234567985.unknown _1234568017.unknown _1234568033.unknown _1234568041.unknown _1234568049.unknown _1234568053.unknown _1234568057.unknown _1234568059.unknown _1234568060.unknown _1234568061.unknown _1234568058.unknown _1234568055.unknown _1234568056.unknown _1234568054.unknown _1234568051.unknown _1234568052.unknown _1234568050.unknown _1234568045.unknown _1234568047.unknown _1234568048.unknown _1234568046.unknown _1234568043.unknown _1234568044.unknown _1234568042.unknown _1234568037.unknown _1234568039.unknown _1234568040.unknown _1234568038.unknown _1234568035.unknown _1234568036.unknown _1234568034.unknown _1234568025.unknown _1234568029.unknown _1234568031.unknown _1234568032.unknown _1234568030.unknown _1234568027.unknown _1234568028.unknown _1234568026.unknown _1234568021.unknown _1234568023.unknown _1234568024.unknown _1234568022.unknown _1234568019.unknown _1234568020.unknown _1234568018.unknown _1234568001.unknown _1234568009.unknown _1234568013.unknown _1234568015.unknown _1234568016.unknown _1234568014.unknown _1234568011.unknown _1234568012.unknown _1234568010.unknown _1234568005.unknown _1234568007.unknown _1234568008.unknown _1234568006.unknown _1234568003.unknown _1234568004.unknown _1234568002.unknown _1234567993.unknown _1234567997.unknown _1234567999.unknown _1234568000.unknown 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