石墨选矿厂设计.doc

武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

石墨选矿厂设计说明书

武汉理工大学资源与环境工程学院
2011.1.3

课程设计任务书

学生姓名： 专业班级：
指导教师： 工作单位：
题 目: 石墨选矿厂工艺设计
初始条件：
1选矿厂生产能力Q=236T/D，原矿品位β=4.6%；
2磨浮车间原矿最大粒度dmax=15mm；
3最终精矿品位β=88.00%；最终精矿回收率ε=85%。
4粗磨原矿中-200目含量为6.00%；粗磨产品中-200目含量为60.00%。
要求完成的主要任务:
1石墨选矿厂数质量工艺流程的计算：
矿浆流程计算：包括磨矿浮选车间工艺流程及矿浆流程计算；
2选矿厂主要设备的选型与计算：
包括粗磨与分级设备的选型与计算、一、二、三次再磨设备的选型与计算、粗、扫选及一-三次精选设备的选型与计算；
3辅助设备的选型与计算：
包括原矿仓的选择与计算、粉矿仓下给矿机和皮带运输机的选型与计算以及搅拌槽的选择与计算。
4画图部分：
粉碎、磨矿、浮选车间数质量矿浆流程图；磨矿与浮选车间机械设备联系图。
其它详见指导书。
时间安排：
教师讲课：1天；
学生自己设计与计算：3天；
编写课程设计报告书：1天；
总计：5天。（具体安排详见指导书）
指导教师签名： 年 月 日

系主任（或责任教师）签名： 年 月 日

目 录

一 目的与要求 1
二 课程设计内容 1
三 课程设计进度要求 4
四 课程设计步骤与方法 4
五 课程设计说明书与图纸 8
六 课程改革特色 8
七课程设计评分标准……………………………………………………8
八教材及参考书…………………………………………………………9

22

课程编号：
课程名称：矿物加工厂工艺设计
周数/学分：1/
先修课程：粉碎工程 矿物加工工艺学 试验研究方法
适用专业：矿物加工工程
开设学院：资源与环境工程学院矿物加工与材料系
一 目的与要求
1 目的：
1.1使学生初步掌握流程选择的基本原则和基本方法，并能正确地进行磨浮流程的计算、主要设备的选择与计算，较合理地进行设备配置。
1.2使学生学会使用参考书、选矿设计手册、设备图册等参考资料，为今后的毕业设计打下基础。
2 要求：
掌握据矿石特性选择加工工艺流程的方法，学会利用获得的原始资料进行流程计算、设备计算和选型；使用计算机绘制数质量工艺流程图、矿浆流程图及机械设备联系图，设计深度达初步设计要求。
二 课程设计内容
某石墨选矿厂磨矿浮选车间的工艺设计（磨矿浮选车间工艺流程与矿浆流程的计算、主要设备选型与计算、部分辅助设备的选型与计算）。
设计任务书
1给定条件：某石墨选矿厂, 矿石属中硬矿石，原矿最大粒度、原矿品位、矿石处理量、－200目含量，粗磨的磨矿细度、最终选别指标等详见流程图1及设计条件表1、表2、表3（矿石的真比重δT=2.70t/m3，堆比重γ=1.60t/m3磨机循环负荷C=150.00%）。设计要求：精矿品位β=88.00%，精矿回收率ε=85.00%。试按以下流程进行流程计算和设备的选型与计算，其中粉碎流程为两段开路。
磨机现场条件：南墅石墨矿Φ1500×3000mm湿式格子型球磨机，给料最大粒度15.00mm，其中－200目占6.00%，磨矿细度为－200目占45.50%时，磨机稳定的生产能力为Q0=18.00t/h。

磨矿浮选车间流程图1
设计条件表1
设 计 条 件 内 容
1、2、3、4、5、6、7、8、9、 ……号
选矿厂生产能力Q（T/D）
190.00、192.00、194.00…200.00…
原矿品位(%)
4.60
磨浮车间原矿中最大块直径Dmax(mm)
15.00
粗磨原矿中-100目含量（-200目含量%）
（6.00）
粗磨产品细度-100目含量（-200目含量%）
60.00（42.00）
最终精矿品位（%）
88.00
最终精矿回收率（%）
85.00

浮选流程给定原始指标-设计条件表2
产物号
4 7 9 12 14 16
品位β（%）
4.60 44.67 8.50 76.22 84.22 88.00
作业回收率E（%）
83.00 24.00 90.00 94.00 89.00
回收率ε（%）
85.00

矿浆流程给定原始指标-设计条件表3
必须保证的液固比R
不能调节的液固比R
RⅠ=0.43 RⅢ=3.00
RⅣ=4.00 RⅤ=5.70
RⅥ=5.70 RⅦ=7.30
R1=0.02 R4=2.57
R5=0.18 R7=1.00
R9=3.00 R12=1.50
R14=1.86 R16=2.30

2设计内容：
2.1流程计算部分：
2.1.1 一段闭路磨矿流程的计算
2.1.2 再磨与选别数质量流程的计算
2.1.3再磨与选别矿浆流程的计算
2.2主要设备的选型与计算部分
2.2.1粗磨与分级设备的选型与计算
2.2.2Ⅰ-Ⅲ次再磨设备的选型与计算
2.2.3粗选、扫选、1-3次精选浮选设备的选型与计算
2.3辅助设备的选型与计算
2.3.1原矿仓的选择与计算
2.3.2原矿仓下给矿机的选型与计算
2.3.3磨矿仓给矿机下胶带运输机的选型与计算
2.3.4搅拌槽的选择与计算
2..4画图部分：
2.4.1粉碎、磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图
2.4.2磨矿、浮选车间机械设备联系图

三 课程设计进度要求
具体见下表4：

课程设计进度表4
序号
设计内容
所用时间（天）
1
教师讲课
1.0
3
一段闭路磨矿一粗一扫三次再磨三次精选数质量流程的计算
0.5
4
上述矿浆流程的计算
0.5
5
粗磨与分级设备的选型与计算
0.5
6
再磨、与粗选、扫选及各精选设备的选型与计算
0.5
7
辅助设备的选型与计算
1.0
8
编写课程设计报告书
1.0
合 计
5.0

四 课程设计步骤与方法
1设计步骤：先进行磨矿流程、选别流程、矿浆流程的计算，其次再进行磨矿、分级、再磨、浮选等设备及辅助设备的选型与计算，最后画出磨矿浮选车间的数质量、矿浆流程图及机械设备联系图。
2 设计方法：先根据已知条件算出各已知点的产率r、回收率ε、品位β、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标；再用平衡法即利用平衡方程式（重量平衡、金属量平衡、水量平衡、矿浆体积平衡）求其余各产物的产率r、回收率ε、品位β、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标。
具体流程计算及设备选型与计算步骤如下：
1流程与设备的选择与计算-注意：所有数据均保留并书写到小数点后2位如6.5→6.50；100→100.00。
1.1 一段闭路磨矿流程的计算
主要是求流程中各点的Q与r。具体是求Q2、Q5、r2、r5。(首先将含水原矿折算成干矿：Q1=Q原/(1+R1),注意这里Q原=Q/24)
Q原=235/24=9.83t/h,Q1= Q原/ (1+R1)=9.83/(1+0.02)=9.64,
Q4=Q1=9.64t/h,Q5=CQ1=1.50×9.64=14.46t/h, Q2=Q3=Q1+Q5=9.64+14.46t/h；r4= r1=100.00%，r2=Q2/Q1=250.00%，
r3= r2=250.00%，r5= Q5/Q1=150.00%。
1.2 三次再磨三次精选数质量流程的计算
1.2.1按公式Nn=C(np－ap)、Nβ=np－ap、Nε=Nn－Nβ求出所需原始指标数、品位指标数及回收率指标数。式中各符号意义见讲义。
C=2 np=12 ap=6 Nn=12 Nβ=6 Nε=6
1.2.2据试验报告及现厂生产数据选定原始指标数及具体指标（见设计条件表1、2、3）
1.2.3用平衡方程式求出各个产物的εn值
先将作业回收率折算成对原矿的回收率；再用平衡法求其余的回收率。
ε14=ε16/E16=85 .00/89.00=95.51% ε12=ε14/E14=95.51/94.00=101.60%；
ε11=ε12/E12=101.60/90.00=112.89% ε17=ε14-ε16=95.51-85.00=10.51%；
ε15=ε12-ε14=101.60-95.51=6.09% ε18=ε15+ε17=6.09+10.51=16.60%
ε13=ε11-ε12=112.89-101.60=11.29%ε7=ε11-ε18=112.89-16.60=96.29%
ε6=ε7/E7=96.29/83.00=116.01% ε8=ε6-ε7=116.01-96.29=19.72%
ε19=ε6-ε4=116.01-100.00=16.01%；ε9=ε19-ε13=16.01-11.29=4.72%；
注：对点10、6、11进行校核。
ε10=ε8-ε9=19.72-4.72=15.00%； 校核：ε10=ε4-ε16=100,00-85=15.00%；
ε6=ε7+ε8=116.01%； 校核：ε6=ε4+ε9+ε13=116.01%；
ε11=ε12+ε13=112.89%； 校核：ε11=ε7+ε15+ε17=112.89%；
1.2.4按公式rn=β1εn/βn求出已给产物（βn）的产率rn，再用平衡方程式求出其余产物的rn值
一求已知品位β的产率：
r7=β1ε7/β7=4.6x96.29/44.67=9.91%；
r9=β1ε9/β9=4.6x4.70/8.50= 2.54 %；
r12=β1ε12/β12= 4.6x101.60/76.22=6.13%
r14=β1ε14/β14= 4.6x95.50/84.22=5.22%；
r16=β1ε16/β16=4.6x85/88=4.44%；
二求其余产物的产率：
r17= r14- r16=5.22-4.44=0.78%； r15= r12- r14=6.13-5.22=0.91%；
r18= r15- r17=0.91+0.78=1.69%； r11= r7+r18=9.901+1.7069=11.60%；
r13= r11- r12=11.60-6.13=5.47%； r19= r9 +r13=2.54+5.47=8.01%；
r6= r4+r19=100.00+8.01=108.01%； r8= r6- r7=108.01-9.91=98.10%；
r10= r8- r9=98.10-2.54=95.56%；
对点10、6、11进行校核。
如r10= r8- r9=98.10-2.54=95.56%；校核：r10= r4- r16=100.00-4.40=95.56%；
1.2.5按公式βn=β1εn/ rn求出其余产物的βn值
β6=β1ε6/ r6=4.6x115.90/108.01=4.94%β8=β1ε8/ r8=4.6x19.7/98.1=0.92%；
β18=β1ε18/ r18=45.18%； β11=β1ε11/ r11=44.73%；
β13=β1ε13/ r13=9.42%； β10=β1ε10/ r10=0.72%；
β19=β1ε19/ r19=9.13%； β15=β1ε15/ r15=30.84%；
β17=β1ε17/ r17=61.92%；
1.2.6按公式Qn=Q1rn求出各产物的Qn值
Q6=Q4r6=9.64x108.01%=10.41/h； Q7=Q4r7=9.64x9.91%=0.96t/h；
Q8=Q4r=8=9.64x98.1%=9.46t/h； Q9=Q4r9=9.64x2.54%=0.24t/h；
Q10=Q4r10=9.64x95.56%=9.21t/h； Q11=Q4r11=9.64x11.6%=1.12t/h；
Q12=Q4r12=9.64x6.13%=0.59t/h； Q13=Q4r13=9.64x5.47%=0.53t/h；
Q14=Q4r14=9.64x5.22%=0.50t/h； Q15=Q4r15=9.64x0.91%=0.09t/h；
Q16=Q4r16=9.64x4.44%=0.43t/h； Q17=Q4r17=9.64x0.78%=0.08t/h；
Q18=Q4r18=9.64x1.69%=0.16t/h； Q19=Q4r19=9.64x8.01%=0.77t/h；
同样对点10进行校核：Q10=Q4- Q16=9.64-0.43= 9.21 t/h。
1.2.7列出浮选流程数质量平衡表
浮选流程数质量平衡表
作业及产物号码
作业及产物名称
Q(T/h) γ (%) β(%) ε(%)
磨矿作业
1
5
小计
进入作业物料
原矿
分级机返砂

9.64 100.00 4.60 100.00
14.46 150.00 4.60 150.00
24.10 250.00 250.00
磨矿作业
3
小计
由作业排除产物
磨机排料

24.10 250.00 4.60 250.00
24.10 250.00 250.00
分级作业
3
小计
进入作业物料
磨机排料

24.10 250.00 4.60 250.00
24.10 250.00 250.00
分级作业
4
5
小计
由作业排出产物
分级机溢流
分级机返砂

9.64 100.00 4.60 100.00
14.46 150.00 4.60 150.00
24.10 250.00 250.00
混合作业6
4
13
9
小计
进入作业物料
分级机溢流
精选I尾矿
扫选精矿

9.64 100.4.00 60 100.00
0.53 5.47 9.42 11.29
0.24 2.54 8.50 4.72
10.41 108.01 116.01
混合作业6
6
小计
由作业排出产物
粗选原矿

10.41 108.01 4.94 116.01
10.41 108.01 116.01
粗选作业
6
小计
进入作业物料
粗选原矿

10.41 108.01 4.94 116.01
10.41 108.01 116.01
粗选作业
7
8
小计
由作业排出产物
粗选作业精矿
粗选作业尾矿

0.96 9.91 44.67 96.29
9.46 98.10 0.92 19.72
10.42 108.01 116.01
扫选作业
8
小计
进入作业物料
粗选尾矿

9.46 98.10 0.92 19.72
9.46 98.10 19.72
扫选作业
9
10
小计
由作业排出产物
扫选作业精矿
扫选作业尾矿

0.24 2.54 8.50 4.72
9.21 95.56 0.72 15.00
9.46 98.10 19.72
混合作业11
7
15
17
小计
进入作业物料
粗选精矿
二次精选尾矿
三次精选尾矿

0.96 9.91 44.67 96.29
0.09 0.91 30.84 6.09
0.08 0.78 61.92 10.51
1.17 11.60 112.89
混合作业11
11
小计
由作业排出产物
一次精选原矿

1.12 11.60 44.73 112.89
1.12 11.60 112.89
一次精选作业
7
15
17
小计
进入作业物料
粗选精矿
二次精选尾矿
三次精选尾矿

0.96 9.91 44.67 96.29
0.09 0.91 30.84 6.09
0.08 0.78 61.92 10.51
1.17 11.60 112.89
一次精选作业
12
13
小计
由作业排除产物
一次精选精矿
一次精选尾矿

0.59 6.13 76.22 101.60
0.53 5.47 9.42 11.29
1.12 11.60 112.89
二次精选作业
12
小计
进入作业物料
一次精选精矿

0.59 6.13 76.22 101.60
0.59 6.13 101.60

二次精选作业
14
15
小计
由作业排除产物
二次精选精矿
二次精选尾矿

0.50 5.22 84.22 95.51
0.09 0.91 30.84 6.09
0.59 6.13 101.60
三次精选作业
14
小计
进入作业物料
二次精选精矿

0.50 5.22 84.22 95.51
0.50 5.22 95.51

三次精选作业
16
17
小计
由作业排除产物
三次精选精矿
三次精选尾矿

0.43 4.44 88.00 85.00
0.08 0.78 61.92 10.51
0.51 5.22 95.51
1.2.8画出（磨矿）浮选数质量流程图
1.3一段闭路磨矿一次粗选一次扫选三次再磨三次精选矿浆流程的计算
1.3.1据试验报告及现厂生产数据，确定必须保证的及不可调节的Rn值（见设计条件表3）
1.3.2按公式Wn=RnQn计算各已知Rn值的各作业及产物水量Wn
W1= R1Q1=0.19t/h； W5= R5Q5=2.60t/h； W4= R4Q4=24.77t/h；
W7= R7Q7=0.96t/h；W9= R9Q9=0.72t/h； W12= R12Q12=0.86t/h；
W14= R14Q14=0.93t/h； W16= R16Q16=0.99t/h；WІ=RІQІ=10.36t/h；
WⅢ= RⅢQⅢ=31.23t/h； WⅣ= RⅣQⅣ=37.84t/h； WⅤ= RⅤQⅤ=6.38t/h；
WⅥ=RⅥQⅥ=3.36t/h； WⅦ= RⅦQⅦ=3.65t/h；
1.3.3按平衡方程式计算其余各产物水量Wn及补加水量Ln
各产物水量：
W8=WⅢ-W7=30.27t/h ； W10=WⅣ-W9=37.12t/h； W13=WⅤ-W12=5.52t/h；
W15=WⅥ-W14=2.43t/h； W17=WⅦ-W16=2.66t/h； W18=W15+W17=5.09t/h；
各作业补加水量：
LІ=WІ-W1-W5=7.57m3/h； LⅡ=W4+W5-WІ=17.01m3/h；
LⅢ=WⅢ-W4-W19=0.22m3/h； LⅣ=WⅣ-W8=7.57m3/h； LⅤ=WⅤ-W7-W18=0.33m3/h； LⅥ=WⅥ-W12=2.50m3/h； LⅦ=WⅦ-W14=2.72m3/h；
1.3.4按公式Rn=Wn/Qn计算未知Rn值的各作业及产物的液固比
RⅡ=(W4+W5)/Q2=1.14； R8=W8/Q8=3.20； R10=W10/Q10=4.03； R13=W13/Q13=10.42； R15=W15/Q15=27.00； R17=W17/Q17=33.25； R18=W18/Q18=29.94；
1.3.5按公式Vn=Qn(Rn＋1/δT)计算各产物的矿浆体积-δT矿石真比重
给定Rn的矿浆体积计算：
V1=Q1(R1+1/δ)=3.76m3/h； V4=Q4(R4+1/δ)=28.35m3/h；
V5=Q5(R5+1/δ)=7.96m3/h； V7=Q7(R7+1/δ)=1.32m3/h；
V12=Q12(R12+1/δ)=1.10m3/h； V14=Q14(R14+1/δ)=1.12m3/h；
V16=Q16(R16+1/δ)=1.15m3/h； V9=Q9(R9+1/δ)=0.81m3/h；
VⅠ=Q3(RⅠ+1/δ)=19.29m3/h； VⅢ=Q6(RⅢ+1/δ）=35.09m3/h；
VⅣ=Q8(RⅣ+1/δ)=41.34m3/h； VⅤ=Q11(RⅤ+1/δ）=6.80m3/h；
VⅥ=Q12(RⅥ+1/δ)=3.58m3/h； VⅦ=Q14(RⅦ+1/δ）=3.84m3/h；
其余各点矿浆体积计算：
V10=VⅣ-V9=40.53m3/h； V13=VⅤ-V12=5.70m3/h；
V6=V4+V13+V9=34.86m3/h； V8=VⅢ-V7=33.77m3/h；
V11=VⅤ-LⅤ=6.47m3/h； V15=VⅥ-V14=2.46m3/h；
V17=VⅦ-V16=2.69m3/h； V19=V13+V9=6.51m3/h；
V18=V15+V17=5.15m3/h；
核对：V13∑Wk=V7+V8-V4-V9-LⅢ=5.71m3/h；
V13=V17+V15+V7+LⅤ-V12=5.70m3/h.
1.3.6选矿厂总耗水量及实际耗水量的估算：
（1） 选厂总耗水量平衡方程式为w1+∑Li=∑Wk,故∑Li=∑Wk-w1式中w1-原矿带入水量，∑Li-总耗水量或补加总水量，∑Wk-最终产物带走水量。
∑Wk=W10+W16=37.12+0.99=38.11m3/h w1=Q1RⅠ=9.64×0.02m3/h
∑Li=w138.11-0.19=37.92m3/h
（2）选矿厂实际耗水量估算：上述计算只是工艺过程的用水量，考虑到洗刷地板、冲洗设备及冷却用水等，总耗水量还应加大10—20%，故实际耗水量应为∑Li×（1+10%）=37.92×1.10=41.71m3/h。

1.3.7列出矿浆流程平衡表
矿浆流程平衡表
作业及产物编号
作业及产物名称
产率γ（%）
产量Q（t/h）
液固比R
水量（m3/h）
矿浆体积（m3/h）
磨矿作业
1
5
LⅠ
小计
进入作业物料
原矿
分级机返砂
补加水

100
150

250.00

9.64
14.46
24.10

0.02
0.18

0.19
2.74
7.57
10.50

3.76
7.96

磨矿作业
3
小计
由作业排除产物
磨机排料

250.00
250.00

24.10
24.10

0.43

10.36
10.36

19.29
19.29
分级作业
3
LⅡ
小计
进入作业物料
磨机排料
补加水

250.00

250.00

24.10

24.10

0.43

10.36
17.01

19.29

分级作业
4
5
小计
由作业排出产物
分级机溢流
分级机返砂

100.00
150.00
250.00

9.64
14.4624.10

2.57
0.18

24.77
2.60
27.37

28.35
7.96
36.31

混合作业
4
9
13
小计
进入作业物料
分级机溢流
扫选精矿
精选Ⅰ尾矿

100
2.54
5.47
108.01

9.64
0.24
0.53
10.41

2.57
3.00
10.42

24.77
0.72
5.52
31.01

28.35
0.81
5.70
34.86
混合作业
6
小计
作业排除物料
粗选原矿

108.01
108.01

10.41
10.41

2.98

31.01
31.01

34.86
34.86
粗选作业
6
LⅢ
小计
进入作业物料
粗选原矿
补加水

108.01

108.01

10.41

10.41

2.98

31.01
0.22
31.23

34.86

34.86
粗选作业
7
8
小计
作业排出产物
粗选作业精矿
粗选作业尾矿

9.91
98.10
108.01

0.96
9.46
10.41

1.00
3.20

0.96
30.27
31.23

1.32
33.77
34.86
扫选作业
8
LⅣ
小计
进入作业物料
粗选精矿
补加水

98.10

98.10

9.46

9.46

3.20

30.27
7.57
37.84

33.77

33.77
扫选作业
9
10
小计
由作业排除产物
扫选精矿
扫选尾矿

2.54
95.56
98.10

0.24
9.21
9.45

3.00
4.03

0.72
37.12
37.84

0.81
40.53
41.34
混合作业
7
15
17
小计
进入作业物料
粗选精矿
二次精选尾矿
三次精选尾矿

9.91
0.91
0.78
11.60

0.96
0.09
0.08
1.13

1.00
27.00
33.25

0.96
2.43
2.66
6.05

1.32
2.46
2.69
6.47
混合作业
11
小计
由作业排出产物
一次精选原矿

11.60
11.60

1.12
1.12

5.40

6.05
6.05

6.47
6.47
一次精选作业
7
15
17
LⅤ
小计
进入作业物料
粗选精矿
二次精选尾矿
三次精选尾矿
补加水

9.91
0.91
0.78

11.60

0.96
0.09
0.08

1.13

1.00
27.00
33.25

0.96
2.43
2.66
0.33
6.38

1.32
2.46
2.69

6.47
一次精选作业
12
13
小计
由作业排除产物
一次精选精矿
一次精选尾矿

6.13
5.47
11.60

0.59
0.53
1.12

1.50
10.42

0.86
5.52
6.38

1.10
5.70
6.80
二次精选作业
12
LⅥ
小计
进入作业物料
一次精选精矿
补加水

6.13

6.13

0.59

0.59

1.50

0.86
2.50
3.36

1.10

1.10
二次精选作业
14
15
小计
由作业排除产物
二次精选精矿
二次精选尾矿

5.22
0.91
6.13

0.53
0.09
0.62

1.86
28.33

0.99
2.55
3.54

1.18
2.64
3.82
三次精选作业
14
LⅦ
小计
进入作业物料
二次精选精矿
补加水

5.22

5.22

0.50

0.53

1.86

0.93
2.72
3.56

1.12

1.12

三次精选作业
16
17
小计
由作业排除产物
三次精选精矿
三次精选尾矿

4.44
0.78
5.22

0.43
0.08
0.51

2.30
33.25

0.99
2.66
3.65

1.15
2.69
3.84
1.3.8列出选矿厂水量平衡表
选矿厂水量平衡表
进入流程的水量（m3/h）
由流程排出的水量
原矿带入水量：W1=0.19
磨矿补加水：LІ=7.57
分级补加水：LⅡ=17.01
粗选补加水：LⅢ =0.22
扫选补加水：LⅣ=7.57
精选Ⅰ补加水：LⅤ=0.33
精选Ⅱ补加水：LⅥ=2.50
精选Ⅲ补加水：LⅦ=2.72

精矿带走的水：W16=0.99
尾矿带走的水：W10=37.12
合计：38.11
合计：38.11

1.3.9在浮选数质量流程图上标注水量Wn及补加水量Ln
1.4 粗磨设备的选型与计算
1.4.1磨机类型及规格选择—据磨矿细度确定。据现厂条件本设计确定粗磨细度为0.59mm。
1.4.2现厂条件：以南墅石墨矿为例上面已给出。
1.4.3各方案磨机生产能力Q的计算:Q计=qv/(β2－β1)，其中q=k1k2k3k4q0，各符号意义见讲义及设计手册。
方案Ⅰ：湿式格子型球磨机 MQG1500×3000 k1 =1 k2 =1 k3 =1 k4 =1 q0=q,
q0=Q ＇(β2 ＇ -β1 ＇)/v=18.00x(0.455-0.060)/4.4=1.62 t/m3h
磨矿机生产能力计算 Q=qV/（）=1.62×4.4/（0.60-0.06）=13.20t/h>9.64t/h
方案Ⅱ：湿式溢流型球磨机 MQY1500×3000 k1 =1 k2 =1 k3 =0.87 k4 =1 q=0.87q0,q0=Q ＇(β2 ＇ -β1 ＇)/v=18.00x(0.455-0.060)/5=1.42 t/m3h
磨矿机生产能力计算
Q=qV/（）=0.87×1.42×5/（0.60-0.06)=11.46t/m3h
1.4.4各方案磨机台数n及负荷率η计算：n计=Q1/ Q计，η=n计/n选；n计-计算所需磨机台数；n选实际选择磨机台数。
方案Ⅰ n计=Q1/ Q计=9.64/13.2=0.73（台） 选1台
磨机负荷率 η=n计/n选×100%=0.77/1×100%=73.00%
方案Ⅱ n计=Q1/ Q计=9.64/11.46=0.84（台） 选1台
磨机负荷率 η=n计/n选×100%=0.84/1×100%=84.00%
1．4.5列出方案比较表，确定最终方案。
方案
磨机型号
台数
磨机重（t）
安装功率（kw）
负荷率
单
总
单
总

Ⅰ
格子型球磨机MQG1500×3000

1

18.00

18.00

95

190

77.00%
Ⅱ
溢流型球磨机MQY1500×3000

1

43.00

43.00

95

190

88.0%

由此比较可得：方案ⅠⅡ均满足要求，但是方案Ⅱ中重量大，且占地面积大，增加成本，故选择湿式格子型球磨机 MQG1500×3000
1．4.6 按磨机通过能力核对q≤14-16T/m3h。
q=1.62 t/m3h≤14-16T/m3h 满足条件
1．4.7列出磨机性能指标表。

类型
型号及规格
有效容积（m）
筒体转数（r/min）
最大装球（t）
传动电动机
最重部件重量（t）

重量（t）
外形尺寸（长×宽×高）
型号
功率（kw）
电压（V）
湿式格子型球磨机
MQG
1500×3000

4.4

18.5

10

95

380

6.918

18.00

7800×3200×2700

1.5 分级设备的选型与计算
1.5.1