云南马关铜矿天年1600吨选矿厂初步设计毕业论文.doc

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毕业论文

题 目云南马关铜矿1600吨/天选矿厂初步设计

院（部）
专业名称
姓 名
学 号
指导教师
职 称

年 月

目录
摘要 4
关键词 4
序言 5
第一章 总论 6
1.1我国选矿厂设计现状 6
1.2自然概况 6
1.2.1矿区地理位置概况 6
1.2.2 矿区自然环境概况 7
1.2.3 矿区人文环境概况 7
1.2.4 矿区经济状况概况 7
1.3选矿厂概况 8
1.3.1矿床与原矿性质 9
1.4 选矿厂的设计要求 9
1.4.1 选矿厂的设计要求 9
1.4.2 选矿厂的选址要求 10
第二章 选矿厂设计、规模划分及工作制度 11
2.1 选矿厂的设计目的和要求 11
2.2 选矿厂设计工作步骤 11
2.3 车间生产工作制度和生产能力 11
2.3.1车间工作制度 11
2.3.2车间生产能力 12
第三章 工艺流程的选择与计算 12
3.1破碎筛分流程的选择与计算 12
3.1.1 破碎筛分段数的确定 12
3.1.2预先筛分的必要性 13
3.1.3 检查筛分的必要性 13
3.1.4破碎流程的计算 13
3.2磨矿流程 15
3.2.1磨矿段数的确定 15
3.2.2磨矿流程的计算 16
3.3浮选流程 17
第四章 主要设备的选择与计算 24
4.1 破碎设备的选择计算 24
4.1.1 粗碎设备的选择与计算 25
4.1.2 细碎设备选择和计算 25
4.1.3破碎设备技术性能表 26
4.2 筛分设备的选择和计算 27
4.2.1 筛分设备技术性能表 29
4.3 磨矿设备的选择与计算 30
4.3.1 一段磨矿磨机的选择 30
4.3.2 二段磨矿磨机的选择 31
4.3.3磨机设备技术性能表 32
4.4 螺旋分级机的选择与计算
4.5浮选机的选择 32
4.6 搅拌槽的选择 37
第五章 辅助设备的选择和计算 38
5.1原矿仓的选择与计算 38
5.1.1原矿仓的选择与计算 38
5.1.2 粉矿仓的选择与计算 38
5.2 砂泵的选择 39
5.3 其他辅助设备 39
6.1 厂房总体布置 39
6.1.1 总平面的组成 40
6.1.2总体平面布置的原则 40
6.2 厂内设备配置 41
6.2.1 设备配置原则 41
6.2.2 碎矿厂房设备配置 41
6.2.3 磨矿、选别车间的设备配置 42
第七章 选矿厂尾矿设施及环境保护 42
7.1 尾矿系统及设施 42
7.2 选矿厂废水处理设施 43
7.3 选矿厂通风防尘设施的设置 43
7.3.1 选厂破碎车间的通风除尘 43
7.3.2 选厂化验室的通风防尘 43
7.4 环境的保护 44
参考文献 45

摘要
本设计为云南马关有色金属硫化铜矿1600t/d选矿厂初步设计，原矿品位α=0.65%，精矿品位β=23.00%，精矿回收率ε=89.00%。所承担设计的工艺过程包括碎矿、磨矿、选别、精矿脱水、尾矿浓缩。碎矿采用两段一闭路流程，原矿最大粒度D=300mm，破碎后粒度为20mm；采用两段一闭路磨矿流程，磨矿细度为-0.074mm占82.00%，用螺旋分级机作为分级设备，浮选用一粗选，二扫选，三精选。
本设计说明书的主要内容包括选厂的基本概况，工艺流程的选择与计算，设备的选型与计算。在选择工艺流程时，充分结合原矿性质，确保制定合理的选矿工艺流程；在选择设备时，根据处理量等数据计算，选择与选矿厂规模相适应的设备；在设备配置时，全面考虑了工艺流程的要求，并做到了设备配置紧凑合理、操作维修有足够的工作面积和空间，采用阶梯配置，尽量满足物料输送自流的需要；在选厂设计过程中，尽量做好了环境保护工作，满足了用水用电的要求。

关键词：铜矿；浮选厂；初步设计
Keyword: coppermine ;fiotation;perliminary

序言

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”即原矿的嵌布粒度越来越细，需要磨得很细才能分选；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。虽然我国矿产资源大，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讯速发展，有可能实现经济的处理低品位矿石。
选矿厂设计是把先进的科学技术应用到选矿生产中，尽可能的回收各种有用元素，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用。
本设计说明书的主要内容包括选厂的基本概况，工艺流程的选择与计算，设备的选型与计算，设备配置和厂房配置。在选择工艺流程时，充分结合原矿性质，确保制定合理的选矿工艺流程；在选择设备时，根据处理量等数据计算，选择与选矿厂规模相适应的设备；在设备配置时，全面考虑了工艺流程的要求，并做到了设备配置紧凑合理、操作维修有足够的工作面积和空间，采用阶梯配置，尽量满足物料输送自流的需要；在选厂设计过程中，尽量做好了环境保护工作，满足了用水用电的要求。

第一章 总论
1.1我国选矿厂设计现状
随着现代科学技术的不断发展，矿产资源耗量日益增加，对矿产资源的利用程度的要求逐步提高，环境保护法的日趋完善，也促进了选矿技术迅速发展，有可能实现经济地处理低品位矿石。设计应力图降低投资和生产费用，以取得更大的经济效益。我国的选矿厂设计技术进步是显著的，建国以来设计、建设上千座各种类型选矿厂，最大规模已处理原矿量达20Mt/a。每个现代和大型新选矿厂都体现着选矿厂设计技术的进步，具体体现在：
（1）设备大型化
（2）设备更新和新工艺应用
（3）选矿过程的生产检测、控制和自动化
（4）重视保护环境

1.2自然概况
1.2.1矿区地理位置概况
马关县都龙镇地处云南省东南部省级自然保护区老君山脚下，距县城23公里，距州府文山100公里左右，距省城昆明400多公里，东邻麻栗坡猛峒乡，南与越南黄树皮、门两县接壤，国境线长58.4公里，有两条公路与越南对接。矿区含矿面积约2.3平方公里。区内最高海拔1420米，最低海拔885米，相对高差约535米。矿区极值地理坐标为：东经104°33′12″—104°34′06″，北纬23°02′33″—23°04′40″。东与麻栗坡县相连，南与越南接壤，西南与红河州的河口、屏边两县毗邻，北与文山县交界，东与西畴县隔盘龙河相望。县境东西最大横距79公里，南北最大纵距61公里，最小纵距24.7公里。距中越边境线约20公里；距昆河铁路和等级公路102公里，距“衡昆”高速公路106公里，距麻栗坡县天保口岸130公里。国境线长138公里，与越南的老街、河江的箐门、新马街、黄树皮、猛康四县接壤，目前已有公路与越南实现对接。

1.2.2 矿区自然环境概况
都龙属低纬度亚热带东部型山地季风气候。由于海拔高低差异大，同一地区的气候温差也罗悬殊，局部地区形成“一山分四季，十里不同天”的具体气候。具有低坝河谷炎热，中山浅丘温暖，高山温凉，冬无严寒，夏无酷热、干雨季分明的特点。 年平均气温16.9摄氏度，1月平均气温9.6摄氏度，7月平均气温21.7摄氏度，年最高温度32.2摄氏度，低海拔河谷区右达38摄氏度；年最低温度-4摄氏度，全年无霜期333天，年均霜日6天；年平均降雨量1345毫米，最大降雨量1776毫米，最小降雨量1027毫米，年均降雨186天。
1.2.3 矿区人文环境概况
全镇国土面积212平方千米，辖8个村（居）委会151个村小组，2个居民组，居住着汉、壮、苗、彝、傣、瑶等11种民族9137户33965人。全镇耕地面积34413亩，其中田8610亩，占25.02%；地25803亩，占74.98%。
1.2.4 矿区经济状况概况
马关县拥有丰富的矿产资源，是全省乃至全国重要的矿产资源县份之一，累计发现矿种11类47种，矿产地216处，分布于全县境内9个乡（镇），并主要分布于都龙、南捞、马白3个乡（镇），矿产地总面积250平方公里，占全县幅员总面积的9.3%，资源潜在价值达400亿元以上，开发潜力较大。境内矿产资源丰富，现已探明的矿产有锡、铜、锌等30余种，潜在开发价值超过400个亿，其中锌储量365万金属吨，锡矿储量达30万金属吨，素有“中国第三锡都”之称。已探明的铟金属储量达3779吨，占全省的70%以上，占全国的42%左右，是全国第一大铟资源基地。都龙特大型锡锌多金属矿闻名全国，其稀贵金属铟储量占全国已探明储量的三分之一；锡储量居全国第三位；锌储量居云南第三位。截止2007年，全县开发利用的矿种有锡、锌、铜、铝、钨等13种，占全县已发现矿种的45%，已形成规模开发的有锡、锌、铜等矿种。全县共有矿业权138个，其中采矿权100个（金属采矿权28个、石灰岩采矿权43个、粘土采矿权11个、煤矿3个、石英岩采矿权15个）。探矿权38个（金属矿探矿权36个、非金属探矿权2个）。全乡5个村委会均埋藏有矿产品，主要有锡、钨、铅、锌、铜等矿种，大多分布在箐脚、大田、八梅、冷水沟等21个矿山，有采选厂3家。年内，实现矿业产值4500余万元，税金20余万元，全乡200余户长期投入矿业生产，收入100余万元。 境内矿产资源丰富，现已探明的矿产有锡、铜、锌等30余种，潜在开发价值超过400个亿，其中锌储量365万金属吨，锡矿储量达30万金属吨，素有“中国第三锡都”之称。已探明的铟金属储量达3779吨，占全省的70%以上，占全国的42%左右，是全国第一大铟资源基地。

1.3选矿厂概况
新田选矿车间是都龙矿区最年轻，也是最大规模的选矿厂。储量丰富，潜在价值巨大的矿产资源，为公司的长远发展奠定了坚实的基础。公司现有4个采矿权，4个探矿权，矿区面积达41平方公里，其中仅一个矿权拥有的稀贵金属储量（5699吨）就位居全国第一，锡金属储量（30万吨）居全国第三，锌金属储量（324万吨）居全省第三。同时，周边延伸的矿脉、矿带还有较大的找矿潜力，潜在开发价值极高。目前，公司采矿能力达210万t/a,发电量达1100万kw·h/a。
本公司以打造“大型化、数字化、现代化”绿色露天矿山为目标投资10.64亿元推进210万吨/年露天矿山扩建工程。基建期三年，生产服务年限为20年，设计采矿规模为210万吨/年原矿量，主要产品为锌、锡原矿。项目建设个开采范围为铜街-曼家寨矿段，采用陡帮作业、缓帮开采的采剥工艺。设计境界为东西宽1000米，南北长2800米，采取面积1.9平方公里，最高平台标高为1410米，最低平台标高为885米。在提高工作效率、减少贫化损失率、指导配矿并充分回收利用低品位矿石等方面发挥了重要作用，实施矿山边坡稳定研究，优化矿山爆破方案以及采取运输、排水系统、确保了复杂水文地质条件下安全、高效采矿生产，引进、消化、吸收TR100矿用卡车、15m³-18m³电动液压挖掘机、CPT浮选柱、立式螺旋搅拌磨机、高压辊磨机等大型先进高效采选设备，研究开发了粗精矿再磨工艺、细粒锡石浮选工艺、锡精矿提质降杂工艺、新型活化剂X-41等工艺、新药剂，实现了难选锌锡铜铟多金属矿的高效分选，促进低品位矿石回收利用，实现资源效益最大化。
通过努力，取得了一大批科学技术成果，其中“复杂难选高铁锌锡铜多金属矿选矿技术集成及产业化”项目通过科技成果鉴定，达到综合处理同类矿石的国际领先水平，并荣获2011年省科技进步奖二等奖，中国有色金属工业协会科技进步奖二等奖。目前，公司已拥有授权专利4项，被列为“云南省创新型试点企业”。

1.3.1矿床与原矿性质
A主要矿物组成
矿石中的主要有用矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿、白钨矿、黄铜矿、方黄铜矿，主要脉石矿物有石英、绿泥石、绿帘石、透辉石、角闪石、方解石、石榴石、黑云母等
B主要矿物化学分析结果
矿物元素
WO3
Fe3O4
S
Cu
Ag
As
CaO
SiO4
Al2O3
MgO
含量%
0.358
4.50
7.32
0.24
3×10-4
0.01
8.57
39.15
6.12
3.09

1.4 选矿厂的设计要求
1.4.1 选矿厂的设计要求
(1)遵循国家“资源利用循环化、能源消费减量化、管理数字化、环保绿色化”的
矿业发展新秩序，在设计的各个环节都应注意贯彻落实这一矿业发展的新方针。
(2)矿区建设遵循新模式办矿“依托老区，改革挖潜、节省投资、提高效益的原则。”
(3)在拟定总体方案和各专业主要方案时，要从我国实际情况出发，并根据本工程的具体情况，进行多方案比较，选定技术先进、经济合理的方案。对生产工艺、主要设备、主体工程和自动化水平的确定要作到先进、适度、实用、可靠，立足现实、考虑发展。
(4)厂房的建设要力求做到经济、美观、实用、大方，在节省投资的基础上做到有时代气息。
(5)重视环境保护，对生产过程中产生的废石、废气、废水、尾矿、噪音等污染物，在设计中要提出有效的综合治理措施。做好环境保护、安全、工业卫生设计，遵循“三同时”的原则。
(6)贯彻节约能源和合理利用能源的方针，在制定方案时要努力降低各环节的能源消耗，选择设备时要选用节能设备，把节约能源作为方案比选和选择设备的一项重要内容。
(7)注意节约用地，合理使用土地资源，少占或不占良田耕地。
(8)设计中尽可能采用先进技术，吸取科研新成果，努力提高技术水平。设计项目要体现国内先进水平、部分要赶超世界先进水平。
1.4.2 选矿厂的选址要求
（1）选矿厂厂址一般尽量靠近矿山。
（2）厂址地形需要满足选矿工艺流程的需要。选矿厂厂址除必须满足场地面积要求外其地形条件应尽量满足矿浆自流或半自流的要求。
（3）要贯彻节约用地的原则。厂址在满足生产需要的前提下，要尽量少占地尤其是少占或不占农田。
（4） 尾矿库的容积应与选矿厂的规模及服务年限相适应。库址的地形应选择低凹形的山谷或洼地，尾矿库的位置尽量靠近选矿厂，尽量考虑自流或半自流的条件，以节省尾矿输送费用。
（5）选矿厂厂址一般要尽量靠近水源，减少输水管线长度和能耗，在确定法水源是不得与农业争水。
（6）选矿厂要有可靠的电源，凡有条件利用电力网供电的，尽量利用，并要尽量缩短输电线路的长度。
(7) 选择厂址要考虑带适宜的交通运输条件。铁路运输要与国家干线接轨，减少装用线长度。
（8）选矿厂应避免建在矿体上、磁力异常区、塌落接线内和爆炸危险区内。
（9）选矿厂厂址要有较好的工程地质条件，避免建在断层、滑坡体上及洪水方位以下。
（10）要重视环境保护，选矿厂厂址要尽可能选在城镇或居民区的下风方向，并考虑三废治理条件。
（11）选矿厂生活区的位置要本着有利于生产、方便生活、充分协作的原则进行选择。
（12）根据矿山资源情况，选矿厂规模有扩大可能时，厂址要留有发展余地。

第二章 选矿厂设计、规模划分及工作制度

2.1 选矿厂的设计目的和要求
选矿厂设计的目的在于以矿石特性，选矿实验研究结果和批准的可行性研究报告等为根据，解决建筑、安装和正常生产所需要的原材料、水、电供应等一系列问题满足施工和生产要求。
要求是：设计合理的工艺流程；选择适宜的工艺设备；合理的设备配置；设计合适的厂房结构；设计与选矿厂规模和工艺相适应的辅助设施；配备必要的劳动定员等，在合理开发资源，保持生态平衡的前提下，设计的选矿厂必须做到技术手先进，经济上合理，生产上可靠，既能为生产获得较高的技术经济指标创造条件，又能为操作人员提供良好的工作坏境，使其投资发挥最大的效益。

2.2 选矿厂设计工作步骤
选矿厂设计工作是以选矿工艺专业为主体，其它有关专业相辅助，共同完成的整体设计。选矿厂设计工作大体分为下述三个阶段：
(1)设计前期工作阶段 设计人员须了解矿山地质勘探，配合厂区地形测量和工程地质勘探，参与签订有关协议，收集设计资料，了解和掌握采矿供矿情况等。
(2)初步设计阶段和施工图设计阶段 初步设计是根据上级主管部门下达批准的可行性研究报告进行的，初步设计一般不应变动批准的可行性研究报告所确定的原则与方案。施工图设计是初步设计经上级主管部门审批后，对初步设计遗留问题和审查初步设计时提出的重大问题业经解决;所需的地形、水文、工程地质祥勘资料已经具备：主要设备订货基本落实；供水、供电、外部运输、机修协作、征地等协议已经签订；施工力量和其装备情况了解之后进行的。
(3)配合施工和试生产阶段 此阶段包括：向建设单位和施工单位交代设计意图、解释设计文件、及时解决施工中出现的有关设计问题、监督施工质量、参加工程验收、试运转、处理遗留问题等工作。

2.3 车间生产工作制度和生产能力
2.3.1车间工作制度
车间的工作制度是指车间标志性生产设备运转时间安排。根据选矿厂车间的性质及原矿运输工作制度确定选矿厂各车间的工作制度。
破碎车间的工作制度与采矿工作制度一致，为不连续工作，根据采矿工作制度制定破碎车间的工作制度：全年工作335天，每天三班，每班6小时。
磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间，统称为主厂房。其工作制度采用连续工作制度，全年工作335天，一天工作三班，每班8小时。

2.3.2车间生产能力
车间生产能力是指选矿厂的日生产能力。也就是是指进入选别车间（即主厂房）的矿石的日处理能力。选矿厂设计能力为1600t/d；因为破碎车间没有手选、洗矿作业。所以破碎车间的日生产能力与主厂房的日生产能力相同，均为1600吨。精矿车间的日生产能力为主厂房日生产能力乘精矿产率。

第三章 工艺流程的选择与计算

3.1破碎筛分流程的选择与计算
3.1.1 破碎筛分段数的确定
已知原矿最大粒度D=300mm，破碎最终产物的粒度为20mm。
则总破碎比S总=300/15=20mm
假如选用三段破碎，则平均破碎比为Ｓａ=2.7，选用三段破碎，必有一段破碎小于2.7，破碎比太小了，不合理。
假如选用两段破碎，则平均破碎比Ｓａ=4.5，能保证每一段破碎比满足教材Ｐ21页的表5.2-5（各种破碎机在不同工作条件下破碎比的范围表）的要求时就可以采用，因此选两段符合要求。
假如选用一段破碎，则Ｓａ=37，根据教材的表，是不合理的。
因此，用选用两段破碎。

3.1.2预先筛分的必要性
根据原矿的性质可知，所要处理的矿石为中等可碎性矿石，矿石中含有部分细粒级。需要采用预先筛分，可以预先筛除细粒，防止矿石过粉碎，减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的生产能力。
3.1.3 检查筛分的必要性
检查筛分的目的在于控制破碎产品的粒度和充分发挥破碎机的生产能力。各种破碎机排矿产物中存在大于排矿口的过大颗粒，且其含量较高，各种破碎机排矿中过大颗粒含量与相对过大粒度见课本表格5.2-6。当属于中等可碎性矿石时，旋回破碎机排矿产物中过大颗粒含量为20%，鄂式破碎排矿产物中过大颗粒含量为25%，标准圆锥破碎机排矿产物中大颗粒含量为35%，短头圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为60%。检查筛分可以控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力，可确保破碎产物力度均衡。因此，检查筛分是必要的。
3.1.4破碎流程的计算
已知选矿厂设计规模为1600t/d, 原矿最大粒度D=300mm，矿石的普氏硬度ｆ=4-6，中等可碎性矿石,破碎车间的工作制度为每天三班，每班6小时。流程图如下：

1
2
3
4
5
6
7
8
9

(1) 计算每小时的处理量：
Q=1600/(3×6)=88.89t/h
(2) 总的破碎比：
S总 =Dmax/dmax=300/15=20
根据总破碎比，采用两段一闭路，第一段选用颚式破碎机，第二段采用中型圆锥破碎机，破碎比如下
S总=S1S2=4.00×5.00=20
(3) 计算各段破碎产物的最大粒度。
ｄ1／mm=Dmax/S1=300/4=75
ｄ2／mm=(Dmax/S1)S2=ｄ1/S2=75/5=15
(4) 计算各段破碎机排矿口的宽度(b)开路破碎机按b= dmxa/Z，Z（相对过大粒度，查表P24），闭路破碎的破碎机排矿口宽度按b=0.8d11计算。
开路破碎: b4/mm=d1/Z1=75/1.6=46.88（取47）
闭路破碎：b9/mm=0.8d9=0.8×15=12
（5）确定筛孔尺寸及筛分效率
粗筛：筛孔尺寸在b1＜a＜d4选取 63＜a1＜100 a1取85 E1 =60%
细筛：检查筛子筛孔尺寸和筛分效率按等值筛分工作制度确定
A2=1.2×d9=1.2×15=18 a2取18 E2=80%

(6)计算各产物矿量和产率.
Q1=Q5=Q7=88.89t/h γ1=γ5=γ7=100%
Q2=Q1β-85E1=88.89×0.29×60％=15.47t/h γ2=Q2／Q1=17.4%
Q3=Q4=Q1-Q2=73.42t/h γ3=γ4=γ1-γ2=82.6%
C=(1-β-185E2)/ β-189E2=(1-0.38×80%)/0.85×80%=102.4% γ9=C=102.4%
Q9=Q1γ9=88.89×102.4%=91.02t/h
Q8=Q9=91.02t/h γ8=γ9=102.4%
Q6=Q7+Q8=88.89+91.02=179.91t/h γ6=Q6/Q1=202.4%
β-851表示原矿中小于65mm粒级的含量，β-24表示原矿中小于18粒级含量与粗破碎机排矿、细破碎机中新生成小于18mm粒级含量。

3.2磨矿流程
3.2.1磨矿段数的确定
当要求矿石入选粒度小于0.2mm时，即磨矿细度为-0.074mm含量为55%-65%，可采用一段闭路磨矿；当矿石入选粒度小于0.15mm，磨矿细度为-0.074含量大于70%-80%可用两段全闭路磨矿，当要求矿石入选粒度小于0.074mm，磨矿细度为-0.074含量大于90%，且粒度分布不均匀，则科采用三段磨矿流程。
简单归结为：（1）小于0.2mm（-200目55%-60%），采用一段闭路磨矿
（2）-200目占70%-80%左右，采用两段全闭路。
（3）-200目达90%上，考虑三段磨矿或两段磨矿。
所以本设计采用两段一闭路磨矿流程。
3.2.2磨矿流程的计算

综上所述采用两段一闭路的破碎流程，流程图如下：

7
10
11
12
13
14

根据已知条件，选矿厂日处理量为1600t/d,原矿最大块度D=300mm，原矿品位α=0.65%，精矿品位β=23.00%，精矿回收率ε=89.00%。硬度为4-6，中等可碎性矿石，即β12=70%；β7=7%；K=0.82；m=2；按表5.2-9选取C=350％，按表5.2-11得出β13=10%。 磨矿车间工作制度每天3班，每班8小时。
磨矿车间的小时处理量 Q=1600/（3×8）=66.67t/h
首先按公式5.2-1计算β10,即
β10=β7+（β12-β7）/(1＋km)=7+(70-7)/(1+0.82×2)=26.52
γ7=γ10=γ12=100%
已知Q7=Q10=Q12=66.67t/h,其次按公式5.2-2计算Q13，即： Q13=Q7(β12-β10)(1+C)/(β12-β13)=66.67(70-26.52)(1+3.5)／(70-10)=217.41
Q13=Q14=217.41t/h Q11=Q10+Q14=66.67＋217.41=284.08t/h
γ11=Q11／Q7=284.08／66.67=426%
γ13=γ14=Q13/Q7=217.41/66.67=326%

3.3浮选流程

浮选法在国内外是应用最广泛的选矿方法。它是铜、铅、锌等有色金属矿石的主要选别方法，选别流程设计的主要依据是选矿试验报告中所推荐的选别流程。由于矿石类型、矿石中有用矿物的嵌布特性、矿石中有价成分含量及其他物理化学性质的差别，所以每个选别流程均有不同的选别方法、选别段数和选别循环数。
铜性质：纯铜呈紫红色，熔点约1083.4℃，沸点2567℃，密度8.92g/cm3，具有良好的延展性。铜是与人类关系非常密切的有色金属，被广泛地应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域，在我国有色金属材料的消费中仅次于铝。铜在电气、电子工业中应用最广、用量最大，占总消费量一半以上。用于各种电缆和导线，电机和变压器的绕阻，开关以及印刷线路板等。
在矿石中以黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、赤铜矿和孔雀石的形式存在）浸染状铜矿石的浮选 一般采用比较简单的流程，经一段磨矿，细度-200网目约占50%-70%，1次粗选，2-3次精选，1-2次扫选。如铜矿物浸染粒度比较细，可考虑采用阶段磨选流程。处理斑铜矿的选矿厂，大多采用粗精矿再磨—精选的阶段磨选流程，其实质是混合—优先浮选流程。先经一段粗磨、粗选、扫选，再将粗精矿再磨再精选得到高品位铜精矿和硫精矿。粗磨细度-200网目约占45%-50%，再磨细度-200网目约占90%-95%。 （2）致密铜矿石的浮选 致密铜矿石由于黄铜矿和黄铁矿致密共生，黄铁矿往往被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制，分选困难。分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。通常选铜后的尾矿就是硫精矿。如果矿石中脉石含量超过20%-25%，为得到硫精矿还需再次分选。处理致密铜矿石，常采用两段磨矿或阶段磨矿，磨矿细度要求较细。药剂用量也较大，黄药用量100g/（t原矿）以上，石灰8-10kg（t原矿）以上。
根据铜的性质初步定为浮选方法为一粗两扫三精，先除硫，精选的尾矿和扫选的精矿称之为中矿，中矿返回到前一次作业，这样可以是中矿得到多次在选。浮选流程如下图所示：

12
粗选
13

精选Ⅰ
14
15
16
17
18
19
20
21
22
精选Ⅱ
精选Ⅲ
精矿
23
25
26
扫选Ⅰ
27
29
28
扫选Ⅱ
尾矿
24

(1)计算原始指标数的确定
NP=C(np-ap)=2×（12-6）=12
根据工业试验结果确定其单元组成的指标数为：NR=0、Nε=1、Nβ=11.
(2) 按工业试验结果与现厂生产指标分析，选用的指标如下：
产品编号
14
15
17
18
20
21
23
25
26
28
品位%
8.50
0.25
16.52
2.50
19.60
8.70
8.75
1.2
0.15
3.15
产率%

此外，Q12=66.67t/d；β12=0.65％；γ12=100%；β22=23.00％；ε22=89%
ε29=ε12-ε22=11.00%
（3）列平衡方程计算各产物产率γn
γ22＝β12ε22/β22=0.65×89.00%／23.00％ =2.52％
γ29=γ12-γ22=100%-2.52%=97.48％
β29=β12ε29／γ29=0.65×11.00.00/97.48=0.073％
γ20=γ22+γ23
γ20β20=γ22β22＋γ23β23
γ23=(β22－β20) γ22／(β20－β23)=(23-19.6)×2.52%／(19.6-8.75)
γ23=0.79％
γ20=γ22+γ23=2.52+0.79=3.31％
γ17=γ22+γ21
γ17β17=γ22β22＋γ21β21
γ21=γ22(β22－β17)／(β17－β21)=2.09%
γ17=γ22+γ21=2.52＋2.09=4.61％
γ14=γ18+γ21
γ14β14=γ18β18＋γ21β21
γ18=γ21(β21－β14)／(β14－β18)=0.07%
γ14=γ18+γ21=0.07＋2.09=2.16％
γ16=γ18+γ22=0.07＋2.52=2.59％
γ19=γ17+γ23=4.61＋0.79=5.40％
γ15=γ25+γ29
γ15β15=γ25β25＋γ29β29
γ25=γ29(β15－β29)／(β25－β15)=18.47%
γ15=γ25+γ29=18.47+97.48=115.95％
γ26=γ28+γ29
γ26β26=γ28β28＋γ29β29
γ28=γ29(β26－β29)／(β28－β29)=2.53％%
γ26=γ28+γ29=2.53+97.48=100.01%
γ24=γ28+γ15=2.53+115.95=118.48%
γ27=γ18+γ25=0.07+18.47=18.54%
γ28=γ26-γ29=100.01-97.48=2.53%
γ13=γ27+γ12=18.54+100=118.54%
（4）根据公式　εn=βnγ1／β1计算各产物的回收率
ε14=β14γ14／β12=(8.50×2.16%)/0.65=28.25%
ε15=β15γ15／β12=(0.25×115.95%)/0.65=44.60%
ε13=ε14+ε15=28.25%+44.60%=72.85%
ε17=β17γ17／β12=(16.52×4.61%)/0.65=117.16%
ε18=β18γ18／β12=(2.5×0.07%)/0.65=0.27%
ε16=ε17+ε18=117.16%+0.27%=117.43%
ε20=β20γ20／β12=(19.60×3.31%)/0.65=99.81%
ε21=β21γ21／β12=(8.70×2.09%)/0.65=27.97%
ε19=ε20+ε21=99.81%+27.97%=127.78%
ε22=β22γ22／β12=(23.00×2.52%)/0.65=89%
ε23=β23γ23／β12=(8.75×0.79%)/0.65=10.63%
ε25=β25γ25／β12=(1.20×18.47%)/0.65=34.10%
ε26=β26γ26／β12=(0.15×100.01%)/0.65=23.08%
ε24=ε25+ε26=34.10%+23.08%=57.18%
ε27=ε18+ε25=0.27%+34.10%=34.37%
ε28=β28γ28／β12=(3.15×2.53%)/0.65=12.26%
ε29=ε12-ε22=β29γ29／β12=(0.07×97.48%)/0.65=11%

(5)计算未知产物的品位
β13=β12ε13／γ13=（0.65×72.85%）／118.54%=0.40％
β16=β12-β24=22.69％（错误，怎么可能比精矿品味还高）
β19=β12ε19／γ19=（0.65×127.78%）／5.40%=15.38％
β24=β12ε24／γ24=（0.65×57.18）／118.48%=0.31％
β27=β12ε27／γ27=（0.65×34.37%）／18.54%=1.20％

(6) 按公式Qn=Q12γn计算各产物的矿
Q13=Q12×γ13=66.67×118.54%=79.03t/h
Q14=Q12×γ14=66.67×2.16%=1.44t/h
Q15=Q12×γ15=66.67×115.95%=77.30t/h
Q16=Q12×γ16=66.67×2.59%=1.73t/h
Q17=Q12×γ17=66.67×4.61%=3.07t/h
Q18=Q12×γ18=66.67×0.07%=0.05t/h
Q19=Q12×γ19=66.67×5.40%=3.60t/h
Q20=Q12×γ20=66.67×3.31%= 2.21t/h
Q21=Q12×γ21=66.67×2.09%=1.40t/h
Q22=Q12×γ22=66.67×2.52%= 1.68t/h
Q23=Q12×γ23=66.67×0.79%=0.53t/h
Q24=Q12×γ24=66.67×118.48%=79.00t/h
Q25=Q12×γ25=66.67×18.47%=12.31t/h
Q26=Q12×γ16=66.67×100.01%=66.68t/h
Q27=Q12×γ27=66.67×18.54%=12.36t/h
Q28=Q12×γ28=66.67×2.53%=1.69t/h
Q29=Q12×γ29=66.67×97.48%=64.99t/h
第四章 主要设备的选择与计算
4.1 破碎设备的选择计算
4.1.1 粗碎设备的选择与计算
根据流程计算初步拟定900×600mm颚式破碎机进行计算。
该机在标准条件下的生产能力为：
Q0=q0×e
Q0---单位排矿口宽度的生产能力，查教材P64表6.2-2（颚式破碎机q0值）
得q0=1.0t/mm.h
e----排矿口宽度，e=46.88mm
则Q0=1.0×46.88=46.88t/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P63表6.2-1(矿石可碎性系数K1值)得K1=1.1（中等可碎性矿石）
K2=δ/2.7=2.95/2.7=1.093
式中δ为矿石真密度δ=2.95
给矿最大粒度Dmax与给矿口宽度B之比a=Dmax/B=300/1000=0.3
查教材P63表5-7得K