选矿厂设计报告

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.-目录摘要3第一章绪论41.1矿石性质41.2选矿工艺简述4第二章工艺流程的选择计算52.1选矿厂工作制度及处理规模确实定62.2碎矿流程的选择计算6第三章破碎筛分设备的选择83.1破碎机设备的选择计算83.2筛分机设备的选择计算113.3破碎筛分设备表13第四章磨矿分级设备的选择154.1磨矿设备的选择与计算154.2分级设备的选择与计算184.3磨矿分级设备表19第五章选别设备的选择计算205.1浮选机选择与计算205.2浮选机设备表21第六章浓缩过滤设备的选择计算216.1浓缩设备的选择与计算216.2过滤设备的选择与计算22.可修编. .-6.3浓缩过滤设备表23第七章选矿厂主要设备技术参数表24参考文献28结语21附件30摘要拟新建某铜选矿厂，主要参照北方铜业铜矿峪矿选矿厂新系统工艺流程进展设计。通过现场实习和考察，收集铜矿峪矿选矿厂新系统的设计和生产资料，包括该选矿厂的设计流程和指标，现场生产流程和指标，工艺流程的改造和技术革新情况，为该新建铜选矿厂设计做好前期资料准备。该拟新建选矿厂采用三段一闭路破碎工艺流程，原矿最大粒度Dmax=700mm，碎矿最终粒度12mm。粗碎设备采用颚式破碎机，中碎用中间型圆锥破碎机，细碎采用短头型圆锥破碎机，且在细碎前设预先检查筛分，筛子采用圆振动筛。磨矿作业采用一段闭路磨矿，最终磨矿细度需到达-0.074mm占65%以上。经螺旋分级机分级后，在搅拌桶中添加丁基钠黄药、2#油及Na2S等选矿药剂后进展搅拌混合，选别作业采用一粗二精二扫流程，铜精矿浆经浓缩过滤获得最终铜精矿粉，选铜尾矿直接排入尾矿库，大局部尾矿库水供选矿厂再次利用。通过本课题，可以初步掌握选矿厂设计的过程和方法，并综合利用所学专业知识，以到达提高自身专业技能及思维能力的目的。.可修编. .-关键词：选矿厂设计工艺流程专业技能第一章绪论1.1矿石性质新建选矿厂的矿床属前震旦纪细腻浸染型铜矿，含矿岩石主要为变质花岗闪长岩及其斑岩和变质基性浸入岩。围岩大局部为变质火山岩系，包括绢云母石英片岩、绢云母石英岩及绿泥石石英岩等岩石。矿石矿物组成比拟简单，铜的硫化矿物主要为黄铜矿，其次为斑铜矿和辉铜矿。铜的氧化矿物主要为孔雀石，其次为兰铜矿。共生矿物以黄铁矿为主，其次有褐铁矿、赤铁矿。伴生有益元素为金、银、钴。非金属矿物以石英、绢云母、长石为主，其次有绿泥石、角闪石。矿石构造构造：硫化矿物中黄铜矿多呈细脉浸染状及散点状产出，其次为囊状充填，嵌布粒度为0.3～0.01mm者占16%～30%。氧化矿物中的孔雀石大多呈薄膜状沿解节理和裂隙产出，伴生的金属矿物呈散点状或细脉状产出，在晶洞或较大裂隙面上孔雀石有结晶成针状，矿物嵌布粒度为0.4～0.016mm。1.2选矿工艺简述破碎流程采用三段一闭路流程，粗碎采用颚式破碎机，中碎采用标准型圆锥破碎机，细碎采用短头型圆锥破碎机，细碎之前设预选检查筛分，筛子采用圆振动筛。原矿最大粒度为700mm，最终破碎产品粒度为12mm。.可修编. .-磨矿采用一段闭路磨矿，磨矿机采用格子型球磨机，分级设备采用螺旋分级机，最终磨矿产品细度为-0.074mm占65%以上。选别流程采用一粗二精二扫工艺流程，最终产物为铜精矿。药剂为丁基钠黄药、2#油及硫化钠。原矿铜品位0.9%，精矿铜品位17%，回收率为90%。铜精矿浆经浓缩过滤产出最终铜精矿粉，铜精矿粉水分不得超过10%。尾矿直接排入尾矿库，并进展回水利用。选矿工艺流程图见图1.1。.可修编. .-图1.1选矿流程图第二章工艺流程的选择计算2.1选矿厂工作制度及处理规模确实定〔1〕处理规模.可修编. .-新建选矿厂处理铜矿石规模为40万吨/年。〔2〕工作制度碎矿作业工作330天/年，每天3班，每班工作6小时。磨浮作业工作330天/年，每天3班，每班工作8小时。浓缩过滤作业工作330天/年，每天3班，每班工作8小时。2.2碎矿流程的选择计算〔1〕碎矿车间工作制度与采矿车间工作制度一致，粗碎前设置矿石堆场，粗碎与中、细碎之间设置中间矿仓，以便车间均衡生产。〔2〕总破碎比计算原矿最大块度为700mm，破碎产品粒度为12mm。总破碎比为S总=DMAX/d终=700/12=58.3〔3〕综合矿石性质，粗碎采用颚式破碎机，中碎采用标准型圆锥破碎机，细碎采用短头型圆锥破碎机，筛分设备采用圆振动筛。〔4〕根据产品样本资料，分配各段破碎段的破碎比，计算各段破碎产物的最大粒度。计算平均破碎比S平均==3.87考虑到初选碎矿设备的性能及所选流程细碎段为闭路作业，那么粗碎段的破碎比可小于S平均,而中碎段和细碎段的破碎比那么可大于S平均，初步确定为：S1=2.0,S2=4.5，得S3===6.5.可修编. .-===350===77.8===12.0〔5〕确定各段碎矿机的排矿口尺寸，核算各段破碎产物的最大粒度。各段破碎产品的最大粒度，查表2-5得到粗、中碎段的最大相对粒度Z值，计算粗、中碎段碎矿机排矿口宽度，细碎机的排矿口宽度，那么采用表2-6中的组合制Ⅲ。得==218.75〔取219mm〕==40.95〔取40mm〕=0.8=0.8×12=9.6〔取10mm〕核算粗、中碎段破碎产物的最大粒度==219×1.60=350mm==40×1.9=76mm〔6〕确定各段筛分机的筛孔尺寸及筛分效率。根据筛孔尺寸应在该段碎矿机排矿口宽度与排矿最大粒度之间选取的原那么，确定粗碎段筛分机筛孔尺寸250mm，中碎段筛分机筛孔尺寸50mm，细碎段筛分机筛孔尺寸采用表2-6中的组合制Ⅲ，即1.4=1.4×12=16.8mm，取值17mm。细碎闭路筛分采用表2-6中的组合制Ⅲ，筛分效率=65%。〔7〕计算流程中各产物的矿量和产率。1〕粗碎段。.可修编. .-计算粒度/最大粒度=250/700=0.36。查图2-4得，=45%==92.6t/h，==100%2〕中碎段。计算粒度/排矿口尺寸=50/350=0.14，查图2-5得，=15%==92.6t/h，==100%3〕细碎段计算粒度/排矿口尺寸=17/50=0,35。查图2-7得，=28%计算粒度/排矿口尺寸=17/10=1.7。查图2-10得，=78%==×100%==161.3%==1.613×92.6=149.4t/h=+=149.4+92.6=242t/h==161.3%，==161.3%，==100%第三章破碎筛分设备的选择3.1破碎机设备的选择计算①粗碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定600×900mm颚式破碎机进展计算。该机在标准条件下的生产能力为：Q0=q0×eQ0---单位排矿口宽度的生产能力，查教材P67表5-1〔颚式破碎机q0值〕得q0=1.0t/mm.he----排矿口宽度，e=77mm,那么Q0=1.0×77=77t/h.可修编. .-经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：Q=K1×K2×K3×Q0其中，查教材P68表5-6(矿石可碎性系数K1值)得K1=1.0〔中等可碎性矿石〕K2=δ/2.7=3.45/2.7=1.28,式中δ为矿石真密度δ=3.45给矿最大粒度Dmax与给矿口宽度B之比a=Dmax/B=370/600=0.62查教材P68表5-7得K3=1.033那么，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.28×1.033×77=101.6t/h所需破碎机台数：n=Q3/Q=69.2/101.6=0.682台取1台负荷率η=Q3/nQ=69.2/〔1×101.6〕=68.2%验证：给矿中最大粒度Dmax=370mm,给矿口宽度B=600mm那么0.8×B=0.8×600=480mm.所以，Dmax<0.8B因此，选600×900mm颚式破碎机时能保证给入最大块矿。②中碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定中碎选用Ø1200弹簧标准圆锥破碎机进展计算。该机在标准条件下的生产能力为：Q0=q0×eQ0----单位排矿口宽度的生产能力，查教材P67表5-3〔开路破碎时标准型、中型圆锥破碎机q0值〕得q0=4.5t/mm.he----排矿口宽度，e=22mm那么Q0=4.5×22=99t/h经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：Q=K1×K2×K3×Q0其中，查教材P68表5-6(矿石可碎性系数K1值)得K1=1.0〔中等可碎性矿石〕K2=δ/2.7=3.45/2.7=1.28式中δ为矿石真密度δ=3.45上段破碎机排矿口e与本段破碎机给矿口B之比a=e/B=77/170=0.45查教材P210附表2-3〔圆锥破碎机〕的Ø1200弹簧标准圆锥破碎机的给矿口B=170mm查教材P68表5-8得K3=0.92那么，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.28×0.92×99=116.4t/h.可修编. .-所需破碎机台数：n=Q7/Q=80.5/116.4=0.692台取1台负荷率η=Q7/nQ=80.5/1×116.4=69.2%验证：给矿中最大粒度Dmax=85mm,给矿口宽度B=170mm那么0.8×B=0.8×170=136mm所以，Dmax<0.8B因此，选Ø1200弹簧标准圆锥破碎机时能保证给入最大块矿③细碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定细碎选用Ø1750弹簧短头型圆锥破碎机进展计算。该机在标准条件下的生产能力为：Q0=q0×eQ0----单位排矿口宽度的生产能力，查教材P67表5-4〔开路破碎时短头圆锥破碎机q0值〕得q0=14t/mm.he----排矿口宽度，e=8mm那么Q0=14×8=112t/h经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：Q=K1×K2×K3×Q0其中，查教材P68表5-6(矿石可碎性系数K1值)得K1=1.0〔中等可碎性矿石〕K2=δ/2.7=3.45/2.7=1.28式中δ为矿石真密度δ=3.45t/m3闭路破碎机排矿口e与给矿口B之比a=e/B=8/100=0.08查教材P68表5-8得K3=1.13那么，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.28×1.13×112=160.3t/h在闭路破碎时按通过量计算的生产能力为：Qb=KQ根据矿石性质取K=1.15Qb=1.15×160.3=184.3t/h所需破碎机台数：n=Q10/Qb=136/184.3=0.738台取1台负荷率η=Q7/nQ=136/1×184.3=73.8%验证：给矿中最大粒度Dmax=30mm,给矿口宽度B=100mm那么0.8×B=0.8×100=80mm所以，Dmax<0.8B.可修编. .-因此，选Ø1750弹簧短头型圆锥破碎机时能保证给入最大块矿3.2筛分机设备的选择计算①第一段破碎的预先筛分给矿量Q=89.7t/h,给矿粒度为370-0mm,筛孔尺寸a=85mm,拟采用固定条筛。筛分所需面积F=Q/(qa)q---按给矿计的1mm筛孔宽的固定条筛单位面积生产能力〔t/m2×h×mm〕查教材P71表5-10得，当a=85mm、E=60%时q=0.9t/m2×h×mm那么F=Q/(qa)=89.7/〔0.9×85〕=1.17m2筛分面积一般根据给矿粒度dmax计算筛子宽度B=(2.5-3)dmax=2.5×370=925mm;取dmax=900mm筛子长度L=2B=2×900=1800mm那么筛分面积F=B×L=900×1800=1620000mm2=1.62m2负荷率η=1.17/1.62=72.4%②第二段破碎的预先筛分采用双层筛振动筛，上层筛筛分面积计算公式为F上=Q/(γV)筛孔尺寸a=30mm,查教材P72表5-11〔振动筛单位面积的平均容积生产能力q值〕得V=29.6m3/m2.hγ为矿石假密度γ=2.16t/m3所需筛子的有效筛分面积F1=Q/(γV)=89.7/(2.16×29.6)=1.4m2筛子的几何面积F=F1/0.85=1.65m2下层筛筛分面积计算公式为：F=Q/(γV)筛孔尺寸a=12mm,查教材P72表5-11〔振动筛单位面积的平均容积生产能力q值〕得V=20.1m3/m2.hγ为矿石假密度γ=2.16t/m3β5-30=(β2-30r2+β4-30r4)/r5=(0.15×0.228+0.35×0.772)/1=30.4%.可修编. .-Q=Q5×β5-30=89.7×30.4%=27.3t/h所需筛子的有效筛分面积F2=Q/(γV)=27.3/(2.16×20.1)=0.629m2筛子的几何面积F下=F1/0.85=0.74m2综上可得双层筛的几何面积应选F=F上=1.65m2根据计算结果可选用一台SSZ21250×2500双层自定中心振动筛负荷率η=1.65/3.13=52.8%③第三段破碎的检查筛分选用振动筛给矿量Q9=216.5t/h,筛孔尺寸a=12mm,查教材P72表5-11〔振动筛单位面积的平均容积生产能力q值〕得V=20.1m3/m2.h确定产物9中细粒级及粗粒级含量细粒级含量β9-6=(β8-6r8+β12-6r12)/r9式中：β8-6----中碎产品中小于筛孔尺寸之半的粒级含量。β12-6---细碎产品中小于筛孔尺寸之半的粒级含量。筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比为6/22=0.27查教材P21的图4-6〔标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线〕得β8-6=0.23筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比为6/8=0.75查教材P22的图4-9〔短头圆锥破碎机闭路破碎产物粒度特性曲线〕得β12-6=0.2那么β9-6=(β8-6r8+β12-6r12)/r9=〔0.23×0.622+0.2×1.18〕/1.8=0.21粗粒级含量β9+12=(β8+12r8+β12+12r12)/r9式中：β8+12----中碎产品于筛孔尺寸的粒级含量。β12+12---细碎产品于筛孔尺寸的粒级含量。筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为12/22=0.55.可修编. .-查教材P21的图4-6〔标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线〕得β8+12=0.6筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为12/8=1.5查教材P22的图4-9〔短头圆锥破碎机闭路破碎产物粒度特性曲线〕得β12+12=0.32那么β9+12=(β8+12r8+β12+12r12)/r9=〔0.6×0.622+0.32×1.18〕/1.8=0.43筛分效率采用E=65%根据筛子的工作条件，查教材P72表5-12〔修正系数K1,K2,K3,K4,K5,K6值〕得K1=0.6,K2=1.11,K3=1.75,K4=1.0,K5=1.0,K6=1.0所需筛子的有效筛分面积F1=Q9/(γK1K2K3K4K5K6V)=216.5/(2.16×0.6×1.11×1.75×1×1×1×20.1)=4.3m2筛子的几何面积F=F1/0.85=4.3/0.85=5.0m2根据计算结果可选用一台YA1548单层圆振筛负荷率η=5.0/6=71.9%综上选择和计算得，破碎设备选择计算如表3.1所示，筛分设备选择计算如表3.2所示。3.3破碎筛分设备表表3.1破碎设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数设备允许给矿粒度mm设计的给矿粒度mm排矿口mm最大排矿粒度mm设备处理量t/h.台流程给矿量t/h负荷率%备注.可修编. .-1粗碎600×900颚式破碎机150037077123916268.22中碎Ø1200弹簧标准圆锥破碎机114585224111680.569.23细碎Ø1750弹簧短头圆锥破碎机1853081018413673.8表3.2筛分设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数筛孔mm需要的面积m2选择的面积m2流程的给矿量t/h筛分效率%负荷率%备注1第一段预先筛分900×1800固定筛1851.171.6289.76072.42第二段预先筛分SSZ21250×2500双层自定中心振动筛1上层30下层121.653.1389.78052.8.可修编. .-3第三段检查筛分YA1548单层圆振筛1124.35.0216.56571.9第四章磨矿分级设备的选择4.1磨矿设备的选择与计算设计条件：给矿量73t/h,给矿粒度10-0mm,磨矿细度为-0.074mm粒级占72%，给矿中-0.047mm粒级占10%，硬度f=4-6,属中等可碎性矿石。现场条件：磨矿流程是一段闭路磨矿，给入磨矿记的矿石的粒度是20-0mm，其中含-0.074mm级别的含量为12.14%，磨矿细度为0.2mm〔-0.074mm含量为60%〕，应用Ф2700×3600mm格子型球磨机，每台处理能力是45t/h。现按一段闭路磨矿计算，磨机采用格子型，初步选择Ф2100×3000mm球磨机、Ф2700×3600mm球磨机和Ф3200×4500mm球磨机进展计算和方案比拟。(1)计算现场生产用的磨机的单位生产能力〔-0.074mm级别计算〕根据教材P74式5-16得现场生产磨机按新生成计算级别〔-0.074mm粒级〕计的单位容积生产能力q0=Q0(β2-β1)/V式中Q0——现场生产磨矿机生产能力〔t/h)β1——现场生产磨矿机给矿中小于计算级别的含量β2——现场生产磨矿机产品中小于计算级别的含量V——现场生产磨矿机的有效容积那么：Q0=45t/h,β2=60%,β1=12.14%,V=18.5m3q0=Q0(β2-β1)/V=45×(60%-12.14%)/18.5=1.16t/h.m3(2)计算不同规格球磨机的q值.可修编. .-根据教材P74式5-15得设计磨矿机按新生成计算级别〔-0.074mm粒级〕计的位容积生产能力q=q0K1K2K3K4式中K1——被磨矿石的磨矿难易度系数，参考教材P75表5-13得K1=1.0K2——磨矿机直径校正系数K3——设计磨机的型式校正系数，参考教材P75表5-16得K3=1.0K4——设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数，可近似按下式计算K4=m/m'式中m—设计磨矿机按新生成计算级别计的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力，查教材P76表5-17得m=0.97m'---现场生产磨矿机按新生成计算级别计的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力，查教材P76表5-17得m'=0.92那么K4=m/m'=0.97/0.92=1.05对Ф2100×3000mm球磨机，查教材查教材P75表5-15〔磨矿机直径校正系数K2值〕得K2=0.85，那么：q=q0K1K2K3K4=1.16×1.0×0.85×1.0×1.05=1.04对Ф2700×3600mm球磨机，查教材P75表5-15〔磨矿机直径校正系数K2值〕得K2=1.0，那么：q=q0K1K2K3K4=1.16×1.0×1.0×1.0×1.05=1.23对Ф3200×4500mm球磨机，查教材P75表5-15〔磨矿机直径校正系数K2值〕得K2=1.09，那么：q=q0K1K2K3K4=1.16×1.0×1.09×1.0×1.05=1.34〔3〕计算不同规格磨机的台数根据教材P74式5-19得设计磨矿机的生产能力Q=qv/(β2-β1)式中Q----设计磨矿机的生产能力〔不包括闭路磨矿的返砂量〕〔t/台.h〕；v----设计磨矿机的有效容积〔m3〕;q---设计磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力〔t/m3.h〕;β1----设计磨矿机给矿中小于计算级别的含量〔小数代入〕；β2——.可修编. .-设计磨矿机排矿中小于计算级别的含量，即要求的磨矿细度〔小数代入〕式中β2=0.72，β1=0.1对Ф2100×3000mm球磨机，q=1.04，v=9，那么：Q=qv/(β2-β1)=1.04×9/〔0.72-0.1〕=15.14t/台.h对Ф2700×3600mm球磨机，q=1.23，v=18.5，那么：Q=qv/(β2-β1)=1.23×18.5/〔0.72-0.1〕=36.62t/台.h对Ф3200×4500mm球磨机，q=1.34，v=31.0，那么：Q=qv/(β2-β1)=1.34×31.0/〔0.72-0.1〕=66.90t/台.h教材P75式5-20得磨矿机台数n=Q0/Q式中n----设计磨矿机需要的台数〔台〕Q0----设计流程中需要磨矿的矿量〔t/h〕;Q-----设计磨矿机的生产能力〔t/台.h〕。式中Q0=72.92t/h对Ф2100×3000mm球磨机，Q=15.14，那么：n=Q0/Q=72.92/15.14=4.81台，取5台对Ф2700×3600mm球磨机，Q=36.62，那么n=Q0/Q=72.92/36.62=1.99台，取2台对Ф3200×4500mm球磨机，Q=66.90，那么n=Q0/Q=72.92/66.90=1.09台，取1台〔4〕计算磨矿机的负荷系数η根据教材P75式5-21得磨矿机负荷系数η=Q0/(nQ)×100%式中符号同前。对Ф2100×3000mm球磨机，Q=15.14，n=5，那么：η=Q0/(nQ)×100%=72.92/〔5×15.14〕×100%=96.3%对Ф2700×3600mm球磨机，Q=36.62，n=2，那么：η=Q0/(nQ)×100%=72.92/〔2×36.62〕×100%=99.6%.可修编. .-对Ф3200×4500mm球磨机，Q=66.90，n=1，那么：η=Q0/(nQ)×100%=72.92/〔1×66.90〕×100%=109%4.2分级设备的选择与计算条件：设计的给矿量为72.92t/h，返砂量为255.21t/h，矿石密度为3.45t/h,分级机溢流细度72%0.074mm，已选定Ф2700×3600mm球磨机两台，那么分级机也应选两台，便于设备配置。〔1〕螺旋分级机形式选择根据分级机溢流细度可采用高堰式分级机。每台分级机的生产能力为Q=72.92×1.1/2=40.11t/h〔2〕计算螺旋分级机直径根据教材P80式5-35得高堰式螺旋分级机直径D=-0.08+0.103(24Q/(mK1K2))1/2式中Q----按溢流中固体重量计的处理量〔其值等于与该分级机成闭路的磨矿机的给矿量〕〔t/h〕；m---分级机螺旋个数K1---矿石密度校正系数，按下式计算：K1=1+0.5(δ2–δ1)式中δ2----设计的矿石密度(t/m3)δ1----标准矿石密度，一般取2.7(t/m3)那么K1=1+0.5(δ2–δ1)=1+0.5×〔3.45-2.7〕=1.38K2----分级力度校正系数由于分级机溢流细度为72%0.074mm，查教材P35表4-9〔溢流产物中不同级别含量之间的对应关系〕得，溢流产物中最大粒度为0.17mm；查教材P80表〔分级粒度校正系数K2、K2'值〕得，K2=1.21D-----分级机螺旋直径〔m〕那么：D=-0.08+0.103(24Q/(mK1K2))1/2=-0.08+0.103×〔24×40.11/〔2×1.38×1.21〕=1.67m选用2FG-20Ф2000高堰式双螺旋分级机.可修编. .-〔3〕返砂量校核由教材P80式5-38得Q1=135mK1nD3/24式中Q1-----按返砂中固体重量计的螺旋分级机处理量〔t/h〕n-----螺旋转数,查教材P215附表2-6〔螺旋分级机〕得2FG-20Ф2000高堰式双螺旋分级机的转数为3.6-5.5，n=3.6其他符号同上。那么：Q1=135mK1nD=135×2×1.38×3.6×23=445.5t/h设计中得返砂量为255.21t/h因此，选用2FG-20Ф2000高堰式双螺旋分级机是可行的。〔4〕计算负荷率η由D=-0.08+0.103(24Q/(mK1K2))1/2得：设备处理量Q0=[(D+0.08)/0.103]2×(mK1K2)/24=[(2+0.08)/0.103]2×〔2×1.38×1.21〕/24=56.75t/h那么：负荷率η=Q/Q0=40.11/56.75=70.7%分级设备选择如表4.1所示。4.3磨矿分机设备表表4.2磨矿设备选择计算表设备名称及规格台数给矿粒度mm产品粒度(-200目%)q0值磨机有效容积m3单位处理量t/m3h负荷率η%MQG2700x3600210721.1618.51.2399.6.可修编. .-格子型球磨机表4.2分级设备选择计算表设备名称及规格台数分级溢流返砂溢流细度(-200目%)流程给矿量(t/h)设备处理量(t/h台)负荷率%流程给矿量(t/h)设备处理量(t/h台)负荷率%2FG-20Ф2000高堰式双螺旋分级机27280.2270.7第五章选别设备的选择计算5.1浮选机选择与计算(1)铜、铅浮选①浮选矿将体积计算根据教材P85式5-47得矿浆体积V=K1Q(R+1/δ)/60式中V----进入作业〔如粗选〕的矿浆体积〔m³/min〕；Q----进入作业的矿石量〔t/h〕R----矿浆液固比δ----矿石密度〔t/m³〕K1----给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0；当浮选前为湿式自磨时，K1=1.3那么Q=Q16=72.92t/h,R=1.86,δ=3.45t/m³,K1=1.0.可修编. .-V=K1Q(R+1/δ)/60=1.0×72.92×(1.86+1/3.45)/60=2.61m³因此，初步拟定选XJ-58型机械式搅拌浮选机5.2浮选机设备表循环作业名称矿量及矿浆流量浮选时间〔min〕浮选机矿量t/h浓度%流量m3/h理论浮选时间实际浮选时间型号规格容积m3/槽计算槽数确定槽数备注Cu、Pb混浮72.923533.77XJ-585.81.5925.1浮选机设备表第六章浓缩过滤设备的选择计算6.1浓缩设备的选择与计算(1)Cu精矿浓缩机选择与计算根据教材P96式5-54得浓缩作业所需浓缩机面积F=Q/q式中F----所需浓缩机面积(m3)；Q----给入浓缩机的固体量〔t/d〕；Q=3.32t/hq----单位面积生产能力〔t/m2.d〕，参阅教材P97表5-27得硫化铅精矿的q=0.8t/m2.d那么：F=Q/q=24×3.32/0.8=99.6m3根据教材P97式5-55得浓缩机直径D=1.13F1/2式中D---所需浓缩机直径〔m〕那么D=1.13F1/2=1.13×99.61/2 =11.28m因此，Cu精矿可选用周边传动NG-15浓缩机.可修编. .-(2)Zn精矿浓缩机选择与计算预计Zn精矿选用2台浓缩机，那么给入浓缩机的固体量Q=9.69/2=4.845t/h参阅教材P97表5-27得锌精矿的q=0.85t/m2.d浓缩作业所需浓缩机面积F=Q/q=24×4.845/0.85=136.8m3浓缩机直径D=1.13F1/2=1.13×136.81/2=13.22m因此，Zn精矿可选用2台周边传动NG-15浓缩机综上可得，浓缩机选择计算如表6.1所示。6.2过滤机的选择与计算(1)铜精矿：根据教材P98式5-59得真空过滤机台数n=Q/Fq式中n---过滤机台数〔台〕；Q---需要过滤的固体精矿量〔t/h〕；Q=3.32t/hF---选择的过滤机面积(m2)；q---过滤机单位面积生产能力〔t/m2.h〕，查教材P98表5-28〔过滤机单位面积生产能力q值〕，得硫化铅精矿的q=0.17t/m2.h根据矿量，预选过滤面积为27的盘式过滤机，那么F=27m2那么：过滤机台数n=Q/Fq=3.32/27/0.17=0.72，取1台那么铜精矿过滤应选1台GP-27盘式过滤机。(2)锌精矿：根据教材P98式5-59得真空过滤机台数n=Q/Fq式中n---过滤机台数〔台〕；Q---需要过滤的固体精矿量〔t/h〕；Q=9.69t/hF---选择的过滤机面积(m2)；q---过滤机单位面积生产能力〔t/m2.h〕，查教材P98表5-28〔过滤机单位面积生产能力q值〕，得硫化锌精矿的q=0.23t/m2.h根据矿量，预选过滤面积为27的盘式过滤机，那么F=27m2那么：过滤机台数n=Q/Fq=9.69/27/0.23=1.56，取2台那么锌精矿过滤应选2台GP-27盘式过滤机。综上可得，过滤机选择计算如表6.2所示。.可修编. .-6.3浓缩过滤设备表表6.1浓缩机选择计算表产品名称给矿量t/d粒度mm浓度%设备规格及数量处理量t/m2d给矿排矿型号面积m2台数设计实际铜精矿3.323060周边传动NG-15浓缩机17710.80.45锌精矿9.693060周边传动NG-15浓缩机17720.850.61表6.2过滤机选择计算表产品名称给矿量t/d粒度mm浓度%设备规格及数量处理量t/m2h给矿滤饼型号面积m2台数设计实际铜精矿3.326090GP-27盘式过滤机2710.170.12锌精矿9.696090GP-27盘式过滤机2720.230.18第七章选矿厂主要设备技术参数表附表1破碎设备选择计算表.可修编. .-序号作业名称设备名称及规格台数设备允许给矿粒度mm设计的给矿粒度mm排矿口mm最大排矿粒度mm设备处理量t/h.台流程给矿量t/h负荷率%备注1粗碎600×900颚式破碎机150037077123916268.22中碎Ø1200弹簧标准圆锥破碎机114585224111680.569.23细碎Ø1750弹簧短头圆锥破碎机1853081018413673.8附表二筛分设备选择计算表.可修编. .-序号作业名称设备名称及规格台数筛孔mm需要的面积m2选择的面积m2流程的给矿量t/h筛分效率%负荷率%备注1第一段预先筛分900×1800固定筛1851.171.6289.76072.42第二段预先筛分SSZ21250×2500双层自定中心振动筛1上层30下层121.653.1389.78052.83第三段检查筛分YA1548单层圆振筛1124.35216.56571.9附表三磨矿设备选择计算表(只有一段磨矿)设备名称及规格台数给矿粒度mm产品粒度(-200目%)q0值磨机有效容积m3单位处理量t/m3h负荷率η%MQG2700x3600格子型球磨机210721.1618.51.2399.6.可修编. .-附表四分级设备选择计算表设备名称及规格台数分级溢流返砂溢流细度(-200目%)流程给矿量(t/h)设备处理量(t/h台)负荷率%流程给矿量(t/h)设备处理量(t/h台)负荷%2FG-20Ф2000高堰式双螺旋分级机27280.2270.7附表五浓缩机选择计算表产品名称给矿量t/d粒度mm浓度%设备规格及数量处理量t/m2d给矿排矿型号面积m2台数设计实际铜精矿3.323060周边传动NG-15浓缩机17710.80.45锌精矿9.693060周边传动NG-15浓缩机17720.850.61.可修编. .-附表六过滤机选择计算表产品名称给矿量t/d粒度mm浓度%设备规格及数量处理量t/m2h给矿滤饼型号面积m2台数设计实际铜精矿3.326090GP-27盘式过滤机2710.170.12锌精矿9.696090GP-27盘式过滤机2720.230.18参考文献[1]周龙廷.选矿厂设计[M].：中南工业大学，1999.[2]?选矿设计手册?编委会.选矿设计手册[M].：冶金工业，1999重印.[3]中南工业大学矿物加工工程研究所.选矿厂设计参考图册.：中南工业大学矿物加工工程研究所，1997.[4]许时.矿石可选性研究[M].：冶金工业，1989.5〔1995重印〕.[5]王淀佐，邱冠周，胡岳华等.资源加工学[M].：科学，2005.结语本设计是在吴冬教师的悉心指导下完成的。毕业设计是高等学校人才培养方案的重要组成局部，是本科教学过程中重要的实践教学环节,.可修编. .-是人才培养质量的全面的、综合的检验；是学生毕业前全面素质教育的重要实践训练，其目的是培养学生科学的思维方式和正确的设计思想，综合运用所学理论、知识、和技能分析和解决实际问题的能力。经过为期一个学期设计，根本上到达了学校安排的毕业设计的目的。在设计过程中，使我对选矿厂的整体情况有了一定的了解，以前所学的知识也得到了很好的融会贯穿，不再是窥豹一斑了。在实习过程中，吴冬教师总是竭尽全力地为我们寻找资料，指导我们该怎样收集资料、该收集哪些资料，并与我们一起进厂，并常常为我们介绍选厂的情况，解答我们的疑问。在吴教师的悉心指导下，我收集到了很多设计所需要的珍贵资料。在设计过程中，吴教师总是能耐心细致地给我讲解和一次又一次地帮我修改图纸，使得我能尽快的吸收，然后改正自己设计中存在的错误与缺乏之处。在不断地改良过程中，我的空间思维能力、图形表达能力、思考问题和解决问题的能力得到了很大的提高。吴教师的知识储藏、对工作的细心更是让我无比地敬仰，我也从中学到了很多。在此，我想说“吴教师，您辛苦了。〞为了带我们把设计作好，吴教师几乎把所有时间都压在了上面，有时还得加班为我们改图纸。我在此对吴教师表示感！在设计过程中，还得到了许多教师及同学的指导和帮助，在此，我也衷心的向他们表示感！我相信这次的设计将是我人生中珍贵的一段经历，也将会是我今后学习和工作的坚实根底。经过一学期的毕业设计，我觉得当初我选择作毕业设计是正确的。因为它让我看到了关于选矿的整体，而不是它身上的一斑。.可修编. .-附件小组讨论活动记录：第一次讨论：2021年9月15日早上9：00—11:00在七一路德克士进展第一次讨论；第二次讨论：2021年9月20日早上9：00—11:00在七一路德克士进展第二次讨论；第三次讨论：2021年9月27日下午15：00—17:00在七一路德克士进展第三次讨论；第四次讨论：2021年10月15日早上9：00—11:00在七一路德克士进展第四次讨论；.可修编. .-.可修编.