毕业论文四川省泸沽铁锡矿600吨天选矿厂初步设计.doc

四川省泸沽铁锡矿600吨天选矿厂初步设计

四川省泸沽铁锡矿600t/d选矿厂初步设计
第一章 绪论
该设计为四川省泸沽铁锡矿600t/d选矿厂初步设计，四川省泸沽铁矿始建于1965年，是一个主要从事铁矿石采选的老企业，铁资源面临枯竭，结构单一的磁选产品铁精矿以及选矿厂生产能力不足难以适应市场变化的要求。
1966年109地质队通过详勘，大顶山矿区已圈出二个含锡高的锡磁铁矿地段，由于109地质队当年仅以找铁矿为主，对外围矽卡岩中锡矿未作深入细致的研究和储量计算，预计这部分锡矿石储量可达200万吨。2008年通过危机矿山项目找矿工作，在大顶山5—7.5线深部钻探，再次发现铁锡矿石，平均地质品位为0.54%，预计新增铁锡矿石资源量为100—150万吨，上述铁锡资源中金属锡合计达1.75万金属吨以上。
四川省泸沽铁矿矿部位于四川省冕宁县泸沽镇。国道108线高速公路（雅安—攀枝花段）与成昆铁路均从泸沽镇上通过。矿部距雅—攀高速公路泸沽出入口约2公里，距成昆铁路冕宁火车站仅2.5公里。泸沽镇公路北距冕宁县城30公里，至成都461Km，南距西昌48Km；铁路北至成都509Km，距重庆1013Km，南距西昌48Km，攀枝花264Km。
四川省泸沽铁矿矿区位于泸沽镇南东东方向。分大顶山和铁矿山两个矿区。其中，大顶山矿区位于泸沽镇南东东，平距6公里，距泸沽镇公路里程15.6公里，距冕宁火车站公路里程16公里，采矿权区域中心地理坐标：东经 102°15′03″，北纬28°16′41″。铁矿山矿区位于大顶山矿区之南西西方向，平距2.4公里，泸沽镇南东40°，平距4.5公里，距泸沽镇公路里程10公里，与成昆铁路冕宁火车站平距4公里，公路里程10公里，采矿权区域中心地理座标东经 102°13′，北纬28°16′。泸沽镇至两个矿区均有矿山公路相通，交通较方便（见下图）。

建设理由及条件：1.锡是人类最早发现和使用的金属之一。由于锡质软有延展性、化学性质稳定，抗腐蚀、易熔，摩擦系数小，锡盐无毒，因此锡和锡合金在现代国防、现代工业、尖端科学技术和人类生活中得到了广泛的应用。锡金属是国民经济建设中不可缺少的重要物质、也是出口创汇较高的有色金属之一。
2.泸沽铁矿始建于1965年，是一个老企业主要从事铁矿石的采选，铁资源面临枯竭，结构单一的磁选产品以及选矿厂生产能力不足将难以适应市场变化；
3.资源保障：1966年109地质队通过详勘，大顶山矿区已圈出二个含锡高的锡磁铁矿地段，5—7.5线的深部为主要地段，次为7线浅部（属Ⅰ号主矿体范围）。由于109地质队当年仅以找铁矿为主，对9—11线、13.5—16线，23—25线矽卡岩中锡矿未作深入细致的研究和储量计算。但从地表槽探、浅井揭示，预计这部分锡矿石储量可达200万吨。2008年通过危机矿山项目找矿工作，在大顶山5—7.5线深部钻探，再次发现铁锡矿石，平均地质品位为0.54%，预计新增铁锡矿石资源量为100—150万吨。上述铁锡资源合计达1.75万金属吨。此外，其它中低品位的矽卡岩资源也为锡资源的开发提供了有力的资源保障。
4.泸沽铁矿属国有危机矿山，拥有黑林子探矿区面积17.67km2，目前外围找矿以及深部找矿发现的铁资源性质已发生改变，同时伴生锡、铜等有色金属和稀有金属，不适宜采用现有单一的磁选流程处理；
5.对已发现的锡铁氧化矿或矽卡岩锡矿资源，当务之急就是通过流程改造引入重选工艺，回收铁和锡，以便实现资源的综合利用。此项目的实施对繁荣凉山州地方经济、增加新的经济增长点，改善和丰富山区少数民族的物质文化生活、都有着重大的意义。
厂址选择：根据交通、水、电、尾矿、地形等有关条件综合比较权衡,并考虑到周围已有选厂的客观实际，通过现场踏勘，与泸沽铁矿有关工程技术人员共同商定，选矿厂址选定在黄泥湾工业厂区所在地，其优点有：
（1）紧靠厂区主要公路，交通运输方便、水电易于解决。
（2）根据自然地形坡度进行阶梯布置，保证矿浆自流，减少能源消耗，降低选矿成本；此外可以充分利用现有的废渣厂作为将来扩建的预留地，减少土石方量和建、构筑物工程量。
（3）厂址位于山窝地，属于背风方向，在此建厂以人文本，避免了冬季风大天寒对工人的影响。
（4）选厂尾矿排出点距新建的尾矿库有足够的高差，尾矿可以自流至尾矿库、经营费用低。
（5）该厂址位于铁锡矿、矽卡岩锡矿倒运的中心地带，可以充分发挥该选厂的优势，以处理铁锡矿为主，将来兼顾处理锡卡岩锡矿，此外还可以收购矿石进行加工，更好地提高本选矿厂的综合效益。
（6）本项目拟建厂址在现有选厂黄泥湾一侧，利用当初建设时预留下的发展空间（已有征地）进行建设。采用这一方案，可以与原选矿厂形成良好的互补关系，便于资源如矿石倒运、供电系统、供水系统、尾矿系统、精矿运输系统的共享，最大限度地节约投资，利用原有征地，节约宝贵的土地资源。
该厂址的主要缺点是：距二次倒运的堆场较远。
综上所述，利用原厂区的空间进行本项目的建设，可以大大的节省投资，有利于生产调度上的综合管理，共用一些资源设施，在满足生产建设需求的前提下，这样的厂址选择是最优的。
原矿光谱分析结果
元素
Ag
Al
As
B
Ba
Be
Bi
含量/%
0.0004
2
0.05
>0.1
<0.03
<0.0001
0.001
元素
Ca
Cd
Co
Cr
Cu
Fe

含量/%
0.1
0.001
0.002
0.02
0.08
8

元素
Ga
Ge
Mg
Mn
Mo
Ni

含量/%
0.003
<0.001
0.2
0.08
0.02
0.006

元素
P
Pb
Sb
Sn
Ti
V

含量/%
<0.1
0.03
<0.01
0.3
0.5
0.01

元素
W
Zn
In
Ta
Nb
Si

含量/%
0.01
0.03
<0.01
<0.005
<0.01
>>10

光谱定性分析结果表明，试料中主要有价金属元素为锡，非金属元素主要为硅，其它元素铁含量较低。
原矿化学成分分析结果

元素
Sn
Fe
Cu
Pb
Zn
As
含量/%
0.44
6.38
0.046
0.04
0.046
0.18
元素
S
P
CaO
SiO2
MgO
Al2O3
含量/%
0.045
0.041
0.20
60.98
0.50
14.52
矿石锡物相分析结果
相态
锡石锡
酸溶锡
合计
含量/%
0.36
0.08
0.44
分布率/%
96.84
3.16
100
以上的分析结果表明，矿样中的有价成分为锡，锡品位为0.44%，进一步的锡化学物相分析表明，矿样中的锡主要是以锡石锡的形式赋存的，其分布率96.84%，这是选矿中分选锡石的最大可能理论回收率，酸溶锡含量低，分布率只有3.16%。
矿石铁物相分析结果
相态
磁铁矿
赤、褐铁矿
磁黄铁矿
黄铁矿
合计
含量/%
3.94
2.36
0.04
0.04
6.38
分布率/%
61.76
37.00
0.62
0.62
100
铁物相分析结果表明，矿样中的铁主要是磁铁矿形式赋存的，其分布率占61.76%。由于铁矿物比重与锡石比重相近，选矿中应注意锡精矿中含铁矿物的去除。磁选作业可以用于所得锡精矿除铁，以便提高锡精矿品位获得合格的锡精矿。

第二章 车间生产能力及工作制度

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
2
8
198000
600
37.5
45.2%
磨浮车间
330
3
8
198000
600
25
90.41%

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
1、根据破碎车间的小时生产能力为37.5吨，原矿粒度组成特性，原矿最大块尺寸为300mm，最终产品粒度为10—12mm，因此选择两段破碎，其破碎比分别为：S1=3.50, S2=7.14
2、初选粗碎机为鄂式破碎机，细碎为中型圆锥破碎机，破碎筛分流程图如下：

原矿
1
2
3
4
5
6

第二节 破碎筛分流程的计算
1、各段破碎比分别为：S1=3.5, S2=7.14原矿最大块尺寸为300mm
2、各段破碎产品中最大矿块粒度：
第一段：D1=300÷3.5=85.7mm
第二段：D2=85.7÷7.14=12mm
3、各段破碎机排矿口大小计算：
排矿口：e1= =85.7÷1.6=53.6mm
e2=0.8×12=9.6mm（取9mm）
4、确定筛孔大小及筛分效率:
由于在矿石进入原矿仓时加有人工隔筛，所以在破碎筛分车间只在细碎时有筛分设备。其筛孔尺寸为：1.2 D3=14.4mm，（取14mm）筛分效率为80%。
5、各产物的矿量（吨/时）和产率（γ）：
第一段破碎作业的计算：
Q1= Q2=37.5t/h γ1=100%=γ2
第二段破碎作业的计算；
Q1= Q5=37.5 t/h γ1=100%=γ5 Q4= Q1/β1E(β1查《选矿厂设计》图5.2－4曲线2，得到β1=68%) Q4= Q1/β1E=37.5/0.68×0.8=69.4 t/h
Q6= Q1(1—β1E)/β1E=37.5(1—0.68×0.8)/0.68×0.8=31.9 t/h
Q3= Q4=69.4 t/h
C%=(1—β1E) /β1E=(1—0.68×0.8)/0.68×0.8=85%
γ1=γ2=γ5=100% γ3=γ4= Q3/ Q1=69.4/37.5=185%
γ6= Q6/ Q1=31.9/37.5=85.1%
第三节 选别流程的选择
根据矿石的硬度，有用矿物的嵌布特性，采用阶段磨矿阶段选别的工艺流程，磁选选铁，重选选锡，由于锡精矿中的含硫高，所以采用浮选，锡硫分离，以提高锡精矿的品位。一段磨矿细度为55%左右，二段磨矿细度为90%。一段采用螺旋分级机分级，二段采用水力旋流器分级，脱水。选别流程图如下：

原矿
一段磨矿
分 级
磁选
水力旋流器
磁选
分泥斗分级箱
摇床
旋流器
2段磨矿
分泥斗分级箱
摇床
浮选
铁精矿
锡精矿
硫精矿
矿泥
2段磨矿
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
26
27
28
29
30
31

第四节 选别流程的计算
一. 磨矿流程的计算：
取磨矿机的循环负荷率：C=250%
Q1= Q4 Q5=C Q4 Q2= Q1（1+C） Q3= Q2
Q1= Q4=25t/h Q5=250%×25=62.5t/h
Q2=25(1+250%)=87.5t/h= Q3
γ1=γ4=100% γ2=γ3= Q2/ Q1=87.5/25=350%
γ5= Q5/ Q1=62.5/25=250%
第五节 矿浆流程的计算
铁的原矿品位βFe=26.8% 锡的原矿品位βSn=0.44%
根据选矿试验确定原始指标：
注:由于试验的原矿是铁锡矿，所以在矿浆流程的计算中，磁选部分只计算了铁的产率，品位，回收率，矿量，在重选作业中，只计算了锡的 产率，品位，回收率，矿量。
磁选部分：
β19=62.1 ε19=74.6 β6=β10=54.2 ε6=ε10=75.6
β9=β11=43.1 ε9=ε11=46.6
1、 用平衡方程式求出其余产物的值：
ε8=ε9+ε6=75.6+46.6=122.2
ε20=ε10—ε19=75.6-74.6=1
2、 各作业的精矿γn值 ：
γ6=βFeε6/β6=75.6×26.8/54.2=37.38=γ10
γ9=γ11=βFeε9/β9=46.6×26.8/43.1=28.98
γ8=γ6+γ9=37.38+28.98=66.36
γ19=βFeε19/β19=74.6×26.8/62.1=32.19
γ20=γ10－γ19=37.38－32.19=5.19
3、 按公式,求出其余产物的βn值:
β6=β10=54.2 β9=β11=43.1 β19=62.1
β8=βFeε8/γ8=122.2×26.8/66.36=49.35
β20=βFeε20/γ20=1×26.8/5.19=5.16
4、 按公式Qn=Q1γn求出各作业精矿的Q值，再用平衡法求其余产品之Qn值。单位：吨/时
Q6= Q10= Q1×γ6=25×37.38%=9.35
Q9= Q11= Q1×γ9=25×28.98%=7.25
Q8= Q1×γ8=25×66.36%=16.59
Q19= Q1×γ19=25×32.19%=8.05
Q20= Q1×γ20=25×5.19%=1.3
磁选各产物重量表 单位（吨/时）
产物号码
6
8
9
10
11
19
20
Q
9.35
16.59
7.25
9.35
7.25
8.05
1.3

重选部分：
根据选矿试验确定原始指标：
β29=28.21 ε29=55.87 β28=14.08 ε28=57.69
β25=14.03 ε25=16.11 β26=0.12 ε26=2.97
β27=0.37 ε27=18.87 β20=0.52 ε20=8.67
β21=β17=0.37 ε21=ε17=36.79
β15=0.39 ε15=42.13 β12=0.75 ε12=85.41
β7=0.53 ε7=90.64
5、 用平衡方程式求出其余产物的值：
ε30=ε28－ε29=57.69－55.87=1.82
ε14=ε28－ε25=57.69－16.11=41.58
ε23=ε25+ε26+ε27=16.11+2.97+18.87=37.95
ε22=ε21+ε20=36.79+8.67=45.46
ε18=ε15－ε17=42.13－36.79=5.34
ε16=ε12－ε15－ε14=84.51－42.31－41.58=1.7
ε13=ε7－ε12=90.64－85.41=10.13
ε31=ε13+ε16+ε18+ε26+ε27+ε24
=10.13+1.7+5.34+2.97+18.87+7.51=46.52
ε24=ε22－ε23=45.46－37.95=7.51
6、 各作业的精矿γn值 ：

γ29=βSnε29/β29=55.87×0.44/28.21=0.87
γ28=βSnε28/β28=57.69×0.44/14.08=1.8
γ30=γ28－γ29=1.8－0.87=0.93
γ25=βSnε25/β25=16.11×0.44/14.03=0.51
γ26=βSnε26/β26=2.97×0.44/0.12=10.92
γ27=βSnε27/β27=18.87×0.44/0.37=22.43
γ23=γ25+γ26+γ27=0.51+10.92+22.43=33.86
γ22=γ21+γ20=43.76+7.33=51.09
γ24=γ22－γ23=51.09－33.86=17.23
γ17=γ21=43.76
γ18=γ15－γ17=47.54－43.76=3.78
γ15=βSnε15/β15=42.13×0.44/0.39=47.54
γ14=γ28－γ25=1.8－0.51=1.29
γ12=βSnε12/β12=85.41×0.44/0.75=50.11
γ16=γ12－γ14－γ15=50.11－1.29－47.54=1.28
γ7=βSnε7/β7=90.64×0.44/0.53=75.26
γ13=γ7－γ12=75.26－50.11=25.15
γ31=γ13+γ16+γ18+γ24+γ26+γ27
=25.15+1.28+3.78+17.23+10.92+22.43=80.79
7、 按公式,求出其余产物的βn值:

β29=28.21 β28=14.08 β25=14.03 β26=0.12 β27=0.37 β20=0.52 β21=β17=0.37 β15=0.39 β12=0.75 β7=0.53
β30 =βSnε30/γ30=1.82×0.44/0.93=0.86
β23 =βSnε23/γ23=37.95×0.44/33.86=0.49
β14 =βSnε14/γ14=41.58×0.44/1.29=14.18
β24 =βSnε24/γ24=7.51×0.44/17.23=0.19
β22 =βSnε22/γ22=45.46×0.44/51.09=0.39
β18 =βSnε18/γ18=5.34×0.44/3.78=0.62
β16=βSnε16/γ16=1.77×0.44/1.28=0.59
β13=βSnε13/γ13=10.13×0.44/25.15=0.18
β31=βSnε31/γ31=46.52×0.44/80.79=0.25
8、 按公式Qn=Q1γn求出各作业精矿的Q值，再用平衡法求其余产品之Qn值。单位：吨/时
Q29= Q1×γ29=25×0.87%=0.22
Q30= Q1×γ30=25×0.93%=0.23
Q28= Q1×γ28=25×1.8%=0.45
Q25= Q1×γ25=25×0.51%=0.13
Q26= Q1×γ26=25×10.92%=2.73
Q27= Q1×γ27=25×22.43%=5.61
Q23= Q25+ Q26+ Q27=0.13+2.73+5.61=8.47
Q22= Q21+ Q20=10.94+1.83=12.77
Q21= Q1×γ21=25×43.76%=10.94= Q17
Q20= Q1×γ20=25×7.33%=1.83
Q24= Q22－Q23=12.77－8.47=4.3
Q15= Q1×γ15=25×47.54%=11.89
Q12= Q1×γ12=25×50.11%=12.53
Q16= Q12－Q14－Q15=12.53－0.32－11.89=0.32
Q14= Q28－Q25=0.45－0.13=0.32
Q7= Q1×γ7=25×75.26%=18.82
Q13= Q7－Q12=18.82－12.53=6.29
Q31= Q13+ Q16+ Q18+ Q24+ Q26+ Q27
=6.29+0.32+0.95+4.3+2.73+5.61=20.2
Q18= Q15－Q17=11.89－10.94=0.95
各产物的重量
各产物重量表 单位（吨/时）
产物号码
7
12
13
14
15
16
17
18
20
21
22
Q
18.82
12.53
6.29
0.32
11.89
0.32
10.94
0.95
1.83
10.94
12.77
23
24
25
26
27
28
29
30
31

8.47
4.3
0.13
2.73
5.61
0.45
0.22
0.23
20.2

确定各作业和产品的固液比Rn：

一段磨矿：0.25 二段磨矿（磁选）：0.67
二段磨矿（重选）：0.67
分级机作业：1.78 分级机溢流：5.67
磁选粗选作业：5.67 磁选粗选精矿：1.86
旋流器作业：4 磁选精选精矿：4
一次摇床前分泥斗分级箱溢流：19
一次摇床作业：2.33
摇床精矿：1 摇床中矿：1.5
二次摇床前分泥斗分级箱沉沙：1
二次摇床作业：2.33
二次摇床精矿：1 二次摇床中矿：1.5
浮选作业：2.33 浮选精矿：4
9、 根据公式Rn=1—Cn/ Cn 求出其他Rn：
RⅠ= R3= 1—C3/ C3=1—80%/80%=0.25
R5= R2= 1—C5/ C5=1—85%/85%=0.18
R4= RⅢ= 1—C4/ C4=1—15%/15%=5.67
RⅡ= 1—CⅡ/ CⅡ=1—36%/36%=1.78
R6= 1—C6/ C6=1—35%/35%=1.86
R9= R11= RⅤ=1—C9/ C9=1—60%/60%=0.67
RⅣ= 1—CⅣ/ CⅣ=1—20%/20%=4
R8= 1—C8/ C8=1—43%/43%=1.33
R10= RⅦ= 1—C10/ C10=1—13%/13%=6.69
R19= 1—C19/ C19=1—20%/20%=4
R20= 1—C20/ C20=1—4%/4%=24
R7= RⅥ= 1—C7/ C7=1—13%/13%=6.69
R12= 1—C12/ C12=1—50%/50%=1
R13= 1—C13/ C13=1—5%/5%=19
RⅧ= 1—CⅧ/ CⅧ=1—30%/30%=2.33
R14= 1—C14/ C14=1—50%/50%=1
R15= 1—C15/ C15=1—40%/40%=1.5
R16= 1—C16/ C16=1—3%/3%=32.33
RⅨ= 1—CⅨ/ CⅨ=1—20%/20%=4
R17= R21= RⅩ=1—C17/ C17=1—60%/60%=0.67
R18= 1—C18/ C18=1—2%/2%=49
R22= RⅪ= 1—C22/ C22=1—26%/26%=2.85
R23= 1—C23/ C23=1—50%/50%=1
R24= 1—C24/ C24=1—13%/13%=6.69
R25= 1—C25/ C25=1—50%/50%=1
R26= 1—C26/ C26=1—40%/40%=1.5
R27= 1—C27/ C27=1—27%/27%=2.7
RⅫ= 1—CⅫ/ CⅫ=1—30%/30%=2.33
R28= 1—C28/ C28=1—50%/50%=1
RⅫⅠ= 1—CⅫⅠ/ CⅫⅠ=1—30%/30%=2.33
R29= 1—C29/ C29=1—20%/20%=4
R30= 1—C30/ C30=1—58%/58%=0.72
R31= 1—C31/ C31=1—9%/9%=10.11
10、 根据公式Wn=QnRn ,求出其余的Wn
WⅠ=Q3R3=87.5×0.25=21.88= W3
W5=Q5R5=62.5×0.18=11.03= W2
W4=Q4R4=25×5.67=141.67
WⅡ= W4+ W5=141.67+11.03=152.7
W6=Q6R6=9.35×1.86=17.36
W7= W4—W6=141.67—17.36=124.31= WⅥ
W9= W11= WⅤ= Q9R9=7.25×0.67=4.83
W8= W6+ W11=17.36+4.83=22.19
WⅣ=QⅣRⅣ=16.59×4=66.36
WⅦ= W10= WⅣ—W9=66.36—4.83=61.53
W19=Q19R19=8.05×4=32.2
W20= WⅦ—W19=61.53—32.2=29.33
W12=Q12R12=12.53×1=12.53
W13= WⅥ—W12=124.31—12.53=111.78
WⅧ=QⅧRⅧ=12.53×2.33=29.24
W14=Q14R14=0.32×1=0.32
W15=Q15R15=11.89×1.5=17.84
W16= WⅧ—W14—W15=22.94—17.84—0.32=11.08
WⅨ=QⅨRⅨ=11.89×4=47.56
W17= W21= WⅩ= Q17R17=10.94×0.67=7.29
W18= WⅨ—W17=47.56—7.29=40.27
WⅪ= W22= W21+ W20=7.29+29.33=36.62
W23=Q23R23=8.47×1=8.47
W24= WⅪ—W23=36.62—8.47=28.15
WⅫ=QⅫRⅫ=8.47×2.33=19.76
W25=Q25R25=0.13×1=0.13
W26=Q26R26=2.73×1.5=4.1
W27= WⅫ—W25—W26=19.76—0.13—4.1=15.53
W28= W25+ W14=0.13+0.32=0.45
WⅫ=QⅫⅠRⅫⅠ=0.45×2.33=1.05
W29=Q29R29=0.22×4=0.88
W30= WⅫⅠ—W29=1.05—0.88=0.17
W31= W13+ W16+ W18+ W24+ W26+ W27
=111.78+11.08+40.27+28.15+4.1+15.53
=210.91
11、按公式Vn=Qn(Rn+1/δr) 计算各作业及产物的Vn单位（米3/时）式中1/δr=0.28
VⅠ=V3=Q3(R3+0.28)=87.5（0.25+0.28）=46.36
V5=Q5(R5+0.28)=62.5（0.18+0.28）=28.75
V2=Q2(R2+0.28)=87.5（0.18+0.28）=40.25
V4=VⅢ=Q4(R4+0.28)=25（5.67+0.28）=148.75
VⅡ=Q3(RⅡ+0.28)=87.5（1.78+0.28）=180.25
V6=Q6(R6+0.28)=9.35（1.86+0.28）=20
V9=V11=VⅤ=Q11(R11+0.28)=7.25（6.67+0.28）=50.39
VⅣ=Q8(RⅣ+0.28)=16.59（4+0.28）=71
V8=Q8(R8+0.28)=16.59（1.33+0.28）=26.71
V10=VⅦ=Q10(R10+0.28)=9.35（6.69+0.28）=65.17
V19=Q19(R19+0.28)=8.05（4+0.28）=34.45
V20=Q20(R20+0.28)=1.3（24+0.28）=31.56
V7=VⅥ=Q7(R7+0.28)=18.82（6.69+0.28）=131.18
V12=Q12(R12+0.28)=12.53（1+0.28）=16.04
V13=Q13(R13+0.28)=6.29（19+0.28）=121.27
VⅧ=Q12(RⅧ+0.28)=12.53（2.33+0.28）=32.7
V14=Q14(R14+0.28)=0.32（1+0.28）=0.41
V15=Q15(R15+0.28)=11.89（1.5+0.28）=21.16
V16=Q16(R16+0.28)=0.32（32.33+0.28）=10.44
VⅨ=Q15(RⅨ+0.28)=11.89（4+0.28）=50.89
V17=VⅩ=Q17(R17+0.28)=0.94（0.67+0.28）=0.89
V18=Q18(R18+0.28)=0.95（49+0.28）=46.82
V22=VⅪ=Q22(R22+0.28)=12.77（2.85+0.28）=39.97
V23=Q23(R23+0.28)=8.47（1+0.28）=10.84
V24=Q24(R24+0.28)=4.3（6.69+0.28）=29.97
V25=Q25(R25+0.28)=0.13（1+0.28）=0.17
V26=Q26(R26+0.28)=2.73（1.5+0.28）=4.86
V27=Q27(R27+0.28)=5.61（2.7+0.28）=16.72
VⅫ=Q23(RⅫ+0.28)=8.47（2.33+0.28）=22.11
V28=Q28(R28+0.28)=0.45（1+0.28）=0.58
VⅫⅠ=Q28(RⅫⅠ+0.28)=0.45（2.33+0.28）=1.17
V29=Q29(R29+0.28)=0.87（4+0.28）=3.72
V30=Q30(R30+0.28)=0.23（0.72+0.28）=0.23
V31=Q31(R31+0.28)=20.2（10.11+0.28）=209.88
12、按平衡方程式求出其余产物的Wn值及补加水Ln。在选别中一般情况下不允许Ln<0.
各作业的补加水量如下：单位 （吨/时）
LI=WI－W5=21.88—11.03=10.85
LII= WII－W3=152.7—21.88=130.82
LⅣ= WⅣ－W8=66.36—22.19=44.17
LⅧ= WⅧ－W12=29.24—12.53=16.71
LⅨ= WⅨ－W15=47.56—17.84=29.72
LⅫ= WⅫ－W23=19.76—8.47=11.29
LⅫⅠ= WⅫⅠ－W29=1.05—0.45=0.6
7、全厂总补加水量 单位 吨/时
∑L= LI +LII+ LⅣ+ LⅧ+ LⅨ+ LⅫ+ LⅫⅠ
=10.85+130.82+44.17+16.71+29.72+11.29+0.6
= 244.16
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
1、 粗碎机的选择
按下式确定必须保证的破碎机的给矿口宽度
B1=(1.15~1.2)D最大
式中 B1：破碎机给矿口宽度（毫米）
D最大：原矿中最大块直径 （毫米）
B1=1.2×300=360
选鄂式破碎机 型号为 PE400×600
2、细碎机的选择
按下式确定必须保证的破碎机的给矿口宽度
B3= D最大×1.2/（i1× i2）
B3=300×1.2/12=90
初定为：φ1200中型 φ900标准

二、破碎机的计算
1、粗碎机的计算
（1）粗碎机的生产能力计算
q=K1K2K3K4qs
式中 K1=1.1 K2=1.33 K3=1 K4=1
qs=q0bp=0.65×53.6=34.8
q=1.1×1.33×1×34.8×1=50.9
（2）所需破碎机台数及负荷率的计算
N=37.5/50.9=0.74 取（1台）
η=37.5/50.9=74%
2、细碎机的计算
φ1200中型：
（1）细碎机的生产能力计算
q=KcK1K2K3K4qs
式中 K1=1.1 K2=1.3 3 K3=1 K4=1.0 Kc=1.3
qs= q0bp=4.5×9.6
q=1.3×1.11×1.33×4.5×9.6=82.16
（2）所需破碎机台数及负荷率的计算
n=69.4/82.16=0.84 取（1台）
η=69.4/82.16=84%

φ900标准：
（1）细碎机的生产能力计算
q=KcK1K2K3K4qs
式中 K1=1.1 K2=1.33 K3=1 K4=1 Kc=1.3
qs= q0bp=2.5×9.6
q=1.3×1.11×1.33×2.5×9.6=46.06
（2）所需破碎机台数及负荷率的计算
n=69.4/46.06=1.5 取（2台）
η=69.4/46.06×2=75%

粗碎机的技术性能表

类型
型号及规格
进料口 长×