选矿厂设计报告样本.doc

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目 录
摘 要 3
第一章 绪论 4
1.1 矿石性质 4
1.2选矿工艺简述 4
第二章 工艺流程的选择计算 5
2.1选矿厂工作制度及处理规模的确定 6
2.2碎矿流程的选择计算 6
第三章 破碎筛分设备的选择 8
3.1破碎机设备的选择计算 8
3.2筛分机设备的选择计算 11
3.3破碎筛分设备表 13
第四章 磨矿分级设备的选择 15
4.1磨矿设备的选择与计算 15
4.2 分级设备的选择与计算 18
4.3 磨矿分级设备表 19
第五章 选别设备的选择计算 20
5.1浮选机选择与计算 20
5.2浮选机设备表 21
第六章 浓缩过滤设备的选择计算 21
6.1 浓缩设备的选择与计算 21
6.2 过滤设备的选择与计算 22
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行设计。
经过现场实习和考察, 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, 最终磨矿细度需达到-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等选矿药剂后进行搅拌混合, 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, 大部分尾矿库水供选矿厂再次利用。
经过本课题, 能够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, 以达到提高自身专业技能及思维能力的目的。
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。围岩大部分为变质火山岩系, 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。
矿石矿物组成比较简单, 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。矿石结构构造: 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, 在晶洞内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。
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, 并进行回水利用。
选矿工艺流程图见图1.1。
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的确定
( 1) 处理规模
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, 则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则可大于S平均 , 初步确定为: S1=2.0,S2=4.5, 得
S3= = =6.5
= = =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。
已知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, 则采用表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则, 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。
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P67表5-1( 颚式破碎机q0值)
得q0=1.0t/mm.h
e----排矿口宽度, e=77mm,则Q0=1.0×77=77t/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
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
则, 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
则0.8×B=0.8×600=480mm .因此, 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.h
e----排矿口宽度, e=22mm 则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
则, Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.28×0.92×99=116.4t/h
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
则0.8×B=0.8×170=136mm 因此, 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P67表5-4( 开路破碎时短头圆锥破碎机q0值) 得q0=14t/mm.h
e----排矿口宽度, e=8mm 则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=3.45 t/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
则, Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.28×1.13×112=160.3t/h
在闭路破碎时按经过量计算的生产能力为: Qb=KQ
根据矿石性质取K=1.15 Qb=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
则0.8×B=0.8×100=80mm 因此, Dmax<0.8B
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
已知给矿量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=0.9 t/m2×h×mm
则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
则筛分面积F=B×L=900×1800=16 0mm2=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.h γ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.h γ为矿石假密度γ=2.16t/m3
β5-30=(β2-30r2+β4-30r4)/r5=(0.15×0.228+0.35×0.772)/1=30.4%
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
已知给矿量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
则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----中碎产品中大于筛孔尺寸的粒级含量。
β12+12---细碎产品中大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
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 则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
1
粗碎
600×900颚式破碎机
1
500
370
77
123
91
62
68.2

2
中碎
Ø1200弹簧标准圆锥破碎机
1
145
85
22
41
116
80.5
69.2

3
细碎
Ø1750弹簧短头圆锥破碎机
1
85
30
8
10
184
136
73.8

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
1
85
1.17
1.62
89.7
60
72.4

2
第二段
预先筛分
SSZ21250×2500双层自定中心
振动筛
1
上层30
下层12
1.65
3.13
89.7
80
52.8

3
第三段
检查筛分
YA1548单层
圆振筛
1
12
4.3
5.0
216.5
65
71.9

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球磨机进行计算和方案比较。
(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
则: Q0=45t/h, β2=60%, β1=12.14%, V=18.5m3
q0=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
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=1.0
K2——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=1.0
K4——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=0.97
m'---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则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, 则: 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, 则: 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, 则: 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——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, 则:
Q= qv/ (β2-β1) =1.04×9/( 0.72-0.1) =15.14 t/台.h
对Ф2700×3600mm球磨机, q=1.23, v=18.5, 则:
Q= qv/ (β2-β1) =1.23×18.5/( 0.72-0.1) =36.62 t/台.h
对Ф3200×4500mm球磨机, q=1.34, v=31.0, 则:
Q= qv/ (β2-β1) =1.34×31.0/( 0.72-0.1) =66.90 t/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, 则:
n= Q0/Q =72.92/15.14=4.81台, 取5台
对Ф2700×3600mm球磨机, Q=36.62, 则n= Q0/Q =72.92/36.62=1.99台, 取2台
对Ф3200×4500mm球磨机, Q=66.90, 则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, 则:
η=Q0/(nQ)×100%=72.92/( 5×15.14) ×100%=96.3%
对Ф2700×3600mm球磨机, Q=36.62, n=2, 则:
η=Q0/(nQ)×100%=72.92/( 2×36.62) ×100%=99.6%
对Ф3200×4500mm球磨机, Q=66.90, n=1, 则:
η=Q0/(nQ)×100%=72.92/( 1×66.90) ×100%=109%
4.2分级设备的选择与计算
已知条件: 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, 则分级机也应选两台, 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)
则 K1=1+0.5(δ2–δ1)=1+0.5×( 3.45-2.7) =1.38 K2----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=1.21
D-----分级机螺旋直径( m)
则: 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-20Ф 高堰式双螺旋分级机
( 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-20Ф 高堰式双螺旋分级机的转数为3.6-5.5, n=3.6
其它符号同上。
则: 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-20Ф 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
则: 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/m3 h
负荷率η %
MQG2700x3600格子型球磨机
2
10
72
1.16
18.5
1.23
99.6

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-20Ф 高堰式双螺旋分级机
2
72
80.22

70.7

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则 Q=Q16=72.92t/h, R=1.86, δ=3.45 t/m³, K1=1.0
V=K1Q(R+1/δ)/60=1.0×72.92×(1.86+1/3.45)/60=2.61 m³
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
72.92
35

3
3.77
XJ-58
5.8
1.59
2

5.1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=0.8 t/m2.d则: F=Q/q=24×3.32/0.8=99.6 m3
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)
则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
(2) Zn精矿浓缩机选择与计算
预计Zn精矿选用2台浓缩机, 则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=0.85 t/m2.d
浓缩作业所需浓缩机面积F=Q/q=24×4.845/0.85=136.8 m3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=3.32 t/h F---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=0.17 t/m2.h
根据矿量, 预选过滤面积为27的盘式过滤机, 则F=27 m2
则: 过滤机台数n=Q/Fq=3.32/27/0.17=0.72, 取1台
则铜精矿过滤应选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=9.69 t/h F---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, 则F=27 m2
则: 过滤机台数n=Q/Fq=9.69/27/0.23=1.56, 取2台
则锌精矿过滤应选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。
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/m2 d
给矿
排矿
型 号
面积m2
台数
设计
实际
铜精矿
3.32

30
60
周边传动NG-15浓缩机
177
1
0.8
0.45
锌精矿
9.69

30
60
周边传动NG-15浓缩机
177
2
0.85
0.61
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/m2 h
给矿
滤饼
型 号
面积m2
台数
设计
实际
铜精矿
3.32

60
90
GP-27盘式过滤机
27
1
0.17
0.12
锌精矿
9.69

60
90
GP-27盘式过滤机
27
2
0.23
0.18
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
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
1
500
370
77
123
91
62
68.2

2
中碎
Ø1200弹簧标准圆锥破碎机
1
145
85
22
41
116
80.5
69.2

3
细碎
Ø1750弹簧短头圆锥破碎机
1
85
30
8
10
184
136
73.8

附表二 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
1
85
1.17
1.62
89.7
60
72.4

2
第二段
预先筛分
SSZ21250×2500双层自定中心振动筛
1
上层30
下层12
1.65
3.13
89.7
80
52.8

3
第三段
检查筛分
YA1548单层圆振筛
1
12
4.3
5
216.5
65
71.9

附表三 磨矿