柿竹园多金属矿选厂设计说明书.doc

目 录第一章 概论11.1矿山地理位置与交通11.2厂区气候11.3厂区经济情况11.4采矿方法11.5厂址选择2第二章 矿石性质32.1矿石类型32.2 矿石工艺矿物学特性32.3设计原始指标4第三章 工艺流程的选择和计算53.1选矿厂工作制度和处理量的确定53.2破碎流程的选择和计算53.3磨矿流程的选择和计算73.4选别流程的选择和计算93.5矿浆流程的计算13第四章 选矿设备的选择和计算194.1破碎设备的选择和计算194.2筛分设备的选择和计算214.3磨矿设备的选择和计算224.4分级设备的选择和计算254.5浮选设备的的选择和计算284.6脱水设备的选择和计算304.7主要辅助设备、矿仓的选择和计算32第五章 总体布置与设备配置375.1厂房的总体布置375.2厂内设备配置37第六章 药剂业务396.1药剂制度的论证396.2加药点的选择以及药剂用量39第七章 检修工作制度417.1机修组织417.2机修制度417.3机修车间的主要设备417.4检修场地和平台41第八章 生产过程的取样、检查及自动化428.1称量428.2取样方法及试样量428.3矿自动化42第九章 尾矿业务439.1尾矿堆置地点439.2尾矿库容积计算439.3尾矿的运输与堆置43第十章 安全及防火技术4410.1安全技术措施:4410.2防火措施:44第十一章 建筑情况4511.1厂区自然条件4511.2选矿厂各车间生产特性对建筑物的要求4511.3建筑结构45第十二章 供电情况4712.1电源及供电4712.2选矿厂设备的电机4712.3主要电能指标48第十三章 供水情况5013.1水源5013.2用水量和水池容量50第十四章 经济评价5214.1建厂投资 5214.2辅助材料投资5514.3工人分配及工资5514.4精矿成本5614.5精矿销售额5614.6全年利润及偿还年限57主要参考文献58外文资料59致 谢64小论文65江西理工大学2011届本科生毕业设计第一章 概论1.1矿山地理位置与交通柿竹园多金属矿位于湖南省郴州市苏仙区境内，西北距郴州市20公里。矿区拥有土地面积15平方公里，采矿面积35平方公里，拥有国家公路与郴州市相连，大宗货物可通过湄桥转运站转运，由京广铁路通往全国各地，对外交通十分便利。1.2厂区气候柿竹园矿区位于亚热带气候带中，厂区冬季长，而春、夏、秋季短。冬春两季盛行偏北的大陆季风，多冷空气活动；夏秋两季盛行偏南风的热带海洋性湿润季风，呈现出冬冷夏热，春秋雨水多，夏季暑热期长的气候特征。春季气候最显著的特征是开春早，气温回升快，降水丰沛，多阴雨及冰雹大风，降水占全年降水的37.3%，日照时数220与290小时之间。夏季气候炎热，易发生干旱，也易出现暴雨洪涝，由于平均海拔高度在400米以上，透出凉爽的特点。秋季主要是秋高气爽天气为主，日照强，降水少，晴日多，易发生秋旱。少数年份秋雨绵绵，冬季气候的特征是少严寒，雨雪少。1.3厂区经济情况湖南柿竹园有色金属有限责任公司是湖南省国资委的监管企业，湖南有色金属控股集团的核心企业，湖南有色金属股份有限公司控股子公司，是一个集采矿、选矿、冶炼为一体的国有大型矿山企业。公司十分重视发挥技术先导作用，通过国家“七五”、“八五”、“九五”连续十五年的技术攻关，取得采矿、选矿和冶炼科研技术成果，极大的提升了选矿回收率和资源综合利用率。与此同时，在新产品开发和研究也取得了不断的进步，产品由单一化向多元化发展，由初级产品向精深加工方向发展，公司以成为最大的钨精矿、铋精矿及铋锭的生产基地。长期以来，公司依托资源优势，认真落实科学发展观，以建立现代化企业制度为目标，不断完善战略运营管理模式，积极拓展国内、国外两个市场，加强对外贸易和经济技术合作，使企业走上了良性发展的轨道。产业基础日益完善，产品结构日趋合理，经济实力不断加强。形成了年采选生产能力150余万吨，年冶炼能力6000吨，拥有固定资产10亿元，净资产4亿元，年销售收入5亿元的规模效益生产企业。公司现有在册职工3100多人，其中工程技术管理人员311人，具有中高级技术职称人员217人。1.4采矿方法采用分段凿岩，阶段崩矿矿房采矿法，矿房采空后用碎石一次充填，为确保后期露天安全分期开采。开拓方式采用平窿溜井无轨斜基开拓，主平窿口标高380m,主溜井标高自380m至490m标高，井深110m,井径4m，副溜井标高自490m至550m标高，直径2m,无轨斜巷自490m标高至558m标高。1.5厂址选择本设计选厂厂址在柿竹园东坡区，地貌属丘陵地区，附近山峦叠嶂，相差高度较大，山坡在山顶部较陡，半山以下较缓，坡度适合选厂布置，地形坡度为18左右，工程地质较好，建厂区植物层可种植植物外，其他各土层均可作为建筑物的天然地基，没有大的拆裂。第二章 矿石性质2.1矿石类型柿竹园多金属矿是以钨、铋为主，伴生有钼、萤石、石榴石、铁（磁铁矿、磁黄铁矿）的多金属矿床。钨矿物主要有白钨矿、黑钨矿、假象半假象白钨矿和钨华；铋矿物有辉铋矿、自然铋、铋华和斜方辉铅铋矿；钼有辉钼矿和钼华。其他金属矿物有黄铁矿、磁铁矿、磁黄铁矿、锡石、黄铜矿等。非金属矿物有萤石、石榴石、方解石、石英、角闪石、绿泥石和云母等。矿石中有用矿物种类多、嵌布粒度细、共生关系复杂。黑钨矿和白钨矿共生，白钨矿和含钙的萤石、方解石和石榴石共生，有用矿物需要细磨才能单体解离。根据矿体的产状、矿石特点及岩石类型，矿体分为、和四个矿带，各带之间没有明显的界限，多呈渐变过渡状态，其中矿带是富矿带，是矿山前期生产和科研主要对象。柿竹园多金属矿为特大型接触交代矽卡岩矿床，工业类型属云英岩矽卡岩复合型钨钼铋多金属矿床。矿体赋存于花岗岩与中、上泥盆统灰岩接触带附近的矽卡岩、大理岩中。本设计的对象即矿带富矿段产于正接触带下部紧贴花岗岩一侧的云英岩网脉矽卡岩中。矿石结构有自形半自形粒状、交代假象、交代残余、溶蚀、固液体分离、压碎等；矿石构造中主要有浸染状、网状、条带状、块状等。2.2 矿石工艺矿物学特性柿竹园多金属矿矿带富矿段矿石中主要金属矿物为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿和辉铋矿，次为锡石、磁铁矿、黄铁矿和少量钽、铌、铍等，主要非金属矿物为萤石、石榴子石、透辉石、石英和云母等，其次为长石、绿泥石、方解石和电气石等。石榴子石和透辉石为矽卡岩矿石的主要造岩矿物，石英和云母为云英岩石的主要造岩矿物。矿带富矿段矿样多元素化学分析见表2-1，主要矿物组成分析结果见表2-2。 表2-1 矿样多元素化学分析成 份wo3mobisncupbzns含量，0.180.0310.110.110.0350.0360.0440.83成 份femnaspag*au*总炭烧失量含量，8.240.700.00250.0238.170.011.045.81成 份sio2al2o3caomgok2ona2ocaf2含量，34.3410.7026.231.091.490.3221.24* au、ag为g/t。表2-2 原矿中主要矿物组成分析金属矿物含量，%脉石矿物含量，%黑钨矿0.06石英15.0白钨矿0.15钾长石3.5辉钼矿0.047斜长石4.7辉铋矿0.07白云母、绢云母7.6自然铋0.013绿泥石6.4辉铅铋矿*0.05绿帘石5.4方铅矿0.02铁铝榴石5.6黄铜矿0.10钙铁榴石4.2闪锌矿0.07黑云母2.0黄铁矿0.90黄玉4.0磁黄铁矿0.60闪石、辉石3.0磁铁矿3.20萤石21.24褐铁矿0.30方解石6.3锡石0.10白云石3.2独居石*0.32其它*1.86合计6.0094.0* 注：辉铅铋矿包括各种铅、铋的矿物；独居石还包括褐帘石、氟碳酸铈镧矿、金红石、铌板钛矿、锆石、黑稀金矿、硅酸钍矿、沥青铀矿等；其它脉石矿物包括粘土矿物、矽灰石、磷灰石等。2.3设计原始指标 原矿品位: mo:0.08% bi:0.12%精矿品位:mo:43% bi:20% bi:25.34%矿石真比重:=3.14t/m3含水含泥:小于4%矿石硬度:78,中硬矿石原矿最大给矿粒度:dmax=550mm最终破碎产物粒度:dmax=10mm第三章 工艺流程的选择和计算3.1选矿厂工作制度和处理量的确定3.1.1选矿厂工作制度的确定破碎车间：一般应和采矿工作制度一致，有连续工作制度及间断工作制度之分，此次设计采用每天三班，每班六小时的工作制度。磨矿与浮选车间：采用连续工作制度，即每天三班，每班八小时。精矿脱水车间：一般和主厂房一致，若精矿量很少，可采用间断工作制度。此设计采用与主厂房一致的工作制度，即每天三班，每班八小时。综上，选厂的工作制度如表3-1所示：表3-1 选厂工作制度车间：工作制度：破碎车间每天3班，每班6小时磨浮车间每天3班，每班8小时脱水车间每天3班，每班8小时3.1.2处理量的计算已知此设计的选矿厂规模是3000t/d，即日处理量qd=3000t/d。小时处理量：破碎车间：qh1=qd/t1=3000/（36）=166.7（t/h）磨浮：qh2=qd/t2=3000/(38)=125（t/h）脱水车间：qh3=qd/t3=3000/(38)=125（t/h）3.2破碎流程的选择和计算3.2.1破碎流程的选择3.2.1.1破碎段数的确定总破碎比：s=dmax/dmax=550mm/10mm=55采用两段破碎难以达到此破碎比，因此在此设计中采用三段破碎流程，参考选矿厂设计表4-3，定各段破碎比如下：粗碎：s1=3 中碎：s2=3.5 细碎：s3=5.243.2.1.2预先筛分的必要性矿石硬度为7-8，中硬矿石，原矿中细粒物料含量较少，无需设置预先筛分。3.2.1.3检查筛分的必要性在破碎机的排矿中都含有小于排矿口宽度的产物和大于排矿口宽度的产物，因此设置检查筛分是必要的。另外，矿石含水含泥小于4%，无需洗矿，无需手选。综上，采用如图3-1所示的破碎流程：图3-1 破碎流程图3.2.2破碎流程的计算3.2.2.1破碎车间小时处理量。q=qd/t=3000/（36）=166.7（t/h）3.2.2.2总破碎比s=d/d=550/10=553.2.2.3各段破碎比粗碎：s1=3 中碎：s2=3.5 细碎：s3=5.243.2.2.4各段破碎产物最大粒度d2=dmax/s1=550mm/3=183.3mmd3=d2/s2=183.3mm/3.5=52.4mmd5=d3/s3=52.4mm/5.24=10mm3.2.2.5计算各段破碎机排矿口宽度破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关，即与最大相对粒度有关，初步确定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，各段排矿口宽度如下：e2=d2/z1max=183.3/1.6=114.58（mm） 取e2=115mme3=d3/z2max=52.4/1.9=27.57（mm） 取e3=26mme7由筛分工作制度确定，此设计选择等值筛分工作制度，e7=0.8d5=8（mm） 取e7=8mm3.2.2.6确定筛子筛孔尺寸及筛分效率采用等值筛分工作制度，筛孔尺寸：a=1.3d5=13mm e7=0.8d5=8mm筛分效率：e=60%3.2.2.7计算各产物的产率和重量粗碎和中碎：q1=q2=q3=166.7t/h 1=2=3=100%细碎：q5=q1=166.7t/h 5=100%根据物料平衡关系，可列出下关系式：q5=(q3 +q7)e产物3中小于13mm的粒级含量，筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值z3=a/e3=13/26=0.5，查图4-6，=32%。产物3中小于13mm的粒级含量，筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值z7=a/e7=13/8=1.625，查图4-9，=75%。7=q7/q1=179.56% q6=q7=299.32t/h 6=7=179.56%综上，计算结果如表3-2所示：表3-2 破碎流程数据产品产率（%）产量q（t/h）1100166.72100166.73100166.74279.56466.025100166.76179.56299.327179.56299.323.3磨矿流程的选择和计算3.3.1磨矿流程的选择磨矿段数的确定：当磨矿细度不超过72%小于0.074mm时，采用一段磨矿；若磨矿细度要求7285%小于0.074mm，甚至更高时，采用两段磨矿，此设计磨矿细度为-200目90%，采用两段磨矿。预先分级的必要性当给矿中合格粒级含量不小于1415%时，需设置预先分级，此处原矿为中硬矿石，破碎产品最终粒度为10mm，-200目占10%，无需预先分级检查分级的必要性为使磨矿最终产品符合选别要求，需要设置检查分级。对于初磨的产品，其细度高于15%，同样设置检查分级。综上，采用如图3-2所示的两段全闭路磨矿流程：图3-2 磨矿流程图图3-3 磨矿流程图展开形式3.3.2磨矿流程的计算计算原始资料：磨矿车间处理量：q1=3000t/d=125t/h磨矿产品细度：-200目（-0.074mm）占90%最适合的循环负荷：初磨：c1=300% 细磨：c2=300%磨矿机给矿、分级机返砂、分级机溢流中计算级别(-200目)的含量：最初给矿，中等可碎性矿石，给矿粒度10mm，查选矿厂设计表4-8有：1=10% 分级机溢流：7=90% 查选矿厂设计表4-10， 分级机返砂：8=13%两段磨机的生产能力比值：k=q2/q1=0.80.85，取k=0.83两段磨机的容积之比值m：这里为两段全闭路磨矿，m=1计算：将磨矿流程展开，如图3-3所示：一段磨矿：q7=q4=q1=125（t/h）q5=c1q1=300%125=375（t/h）q2=q3=q1+q5=125+375=500（t/h）两段磨矿：q7=q4=q1=125(t/h)4=1+(7-1)/(1+km)=10+(90-10)/(1+0.831)=53.72(%)查选矿厂设计表4-10有：5=6%=q1(4-8)/(7-8)=125(53.72-13)/(90-13)=66.10(t/h)=q1-=125-66.10=58.90(t/h)=c2=300%58.90=176.7(t/h)q8=q9=+=58.9+176.7=235.6(t/h)q6=q4+q8=125+235.6=360.6(t/h)1=4=7=100% 3=2=400% 5=300% 6=289%8=9=189%6=（77+88）/6=39.64%9=（66-44）/9=32.20%3=（44+55）/3=17.93%2=（11+55）/2=7%综上，最终计算结果见如表3-3所示。3.4选别流程的选择和计算3.4.1选别流程的选择根据相关选矿试验及参观现场相关流程资料，确定对本设计的钼铋采用图3-4所示的选别流程，图示选别作业均为浮选。表3-3 磨矿流程数据计算级别：-200目（-0.074mm）产品产量q(t/h)产率（%）计算级别含量（%）112510010.0025004007.00350040017.93412510053.7253753006.006360.628939.64712510090.008235.618913.009235.618932.20图3-4 选别流程图3.4.2选别流程的计算3.4.2.1计算原始指标数的确定表3-4 选别原始指标产品：铋品味（%）钼品位（%）产品：铋品味（%）钼品位（%）10.120.08353.9635.283.43360.24340.05372.21710.367.68382.260.01181.26390.01890.460.09426.350.012100.04430.86111511.35440.680.010121.53450.015130.180.054612.480.012140.03471.28178.2816.64480.280.0121816.85490.012215.3621.265116.520.0112212.65522.46233.253.515520.320.0122418.23568.29263.2828.48576.250.011279.53580.85286.741.295925.340.01129206010.86311.2733.27612.370.012327.88620.032340.5637.02产品：铋品味（%）钼品位（%）产品：铋品味（%）钼品位（%）注：表格中产品1的数据为已知的给矿指标，不计入原始指标的范畴。np=c(np-ap)c计算成分，c=1+e=1+2=3，e参与流程计算的金属种类数，e=2；np流程中的选别产物数，np=（5+8+5+5）2=46；ap流程中的作业数，ap=23；np=3（46-23）=69。3.4.2.2原始指标数的分配np=n+n+n+n+nnnp-ap=23 n 2(np-ap)n23 n23 n46 n46n+n+n 46 n+n+n46综上所述条件，及该设计具体情况，确定如表3-4所示的原始指标。3.4.2.3计算过程a.利用所定的原始指标，根据产率平衡及产品中的金属量的平衡，计算各产品的产率，并通过对产率进行校核求得各混合产物的产率；b.计算产品中混合产物的铋的品位；c.计算产品中未知的钼的品位；d.按公式计算各产物中钼和铋的回收率，并进行校核；e.按公式计算各产物的产品质量。计算结果，如表3-5所示。表3-5 选别流程数据产品：产率（%）铋品味（%）铋回收率（%）钼品位（%）钼回收率（%）产量q（t/h）1100.0000.12100.000.08100.000125.002106.3020.15133.850.081108.261132.8832.0555.2890.413.4388.1022.574104.2480.0543.440.01520.159130.3152.3714.7894.443.06690.8502.966111.3470.0654.090.01824.597139.1870.91710.3679.187.6888.0441.1581.4541.2615.260.1542.8061.8294.8490.4618.590.095.4556.0610106.4990.0435.500.01419.142133.12110.6011575.1511.3585.2960.75120.3161.534.030.6962.7480.39137.1000.1810.650.054.4378.871499.3990.0324.850.01214.704124.25150.98613.09107.567.97098.2251.2316101.3460.0437.450.01214.959126.68170.4338.2829.8416.6489.9660.54180.55316.8577.721.1948.2600.69190.6208.6644.7612.71998.6330.78200.62315.7381.601.2059.3760.78210.3405.3615.1721.2690.2700.42220.28112.6529.592.3838.3630.35230.1043.252.823.514.5670.13240.51918.2378.790.7424.8090.65250.4415.9421.8517.92898.9030.55260.2533.286.9328.4890.2360.32270.1889.5314.923.6918.6680.23280.0696.743.891.291.1160.09290.4492074.900.6573.6930.56300.3143.418.9224.69596.8850.39310.2121.272.2533.2788.2520.27320.1027.886.686.7948.6330.13330.2451.402.8630.07692.2320.31340.1850.560.8637.0285.5820.23350.0603.961.998.8096.6490.08360.1520.20.254381.6030.19370.0332.210.619.6123.9800.04381.1912.2622.430.0110.1641.4939100.1550.01815.020.01214.795125.19401.3652.1424.280.0110.1901.7141101.2790.0217.650.01214.964126.60420.3176.3516.770.0120.0480.40431.0480.867.510.0110.1421.31440.9000.685.100.0100.1121.1245100.3790.01512.550.01214.851125.47460.14412.4814.920.0120.0220.18470.1741.281.850.0120.0260.22481.1240.282.620.0120.1691.404999.2550.0129.930.01214.683124.07500.26610.1922.580.0120.0380.33510.14616.5220.130.0110.0200.18520.1202.462.450.0120.0180.15530.18415.3723.520.0120.0270.23540.1592.443.230.0120.0240.20550.10820.3218.290.0120.0160.14560.0768.295.230.0110.0100.09570.0476.252.430.0110.0060.06580.1120.850.790.0130.0180.14590.07125.3414.900.0110.0100.09600.03710.863.390.0140.0070.05610.0392.370.780.0120.0060.05620.0730.0320.020.0130.0120.09产品：产率（%）铋品味（%）铋回收率（%）钼品位（%）钼回收率（%）产量q（t/h）3.5矿浆流程的计算3.5.1磨矿矿浆流程的计算3.5.1.1确定浓度cn必须保证的浓度：一段磨矿作业浓度：cm1=70%二段磨矿作业浓度：cm2=75%分级溢流浓度：c4=50% c7=30%不可调节的浓度：原矿浓度：c1=97% (原矿水分：3%)分级返砂（沉砂）浓度：c5=80% c8=75%3.5.1.2计算过程：a.按公式计算液固比rn；b.按公式计算各作业及产品的水量；c.按公式计算补加水；d.计算未知的作业浓度；e.按公式计算矿浆体积。计算结果如表3-6所示：表3-6 磨矿矿浆流程数据产品（作业）矿量q（t/h）浓度c（%）液固比r水量w(t/h)补加水l（m3/h）矿浆量v（m3/h)1125970.0313.8743.673500700.429214.29373.524125501.000125.00164.815375800.25093.75213.187125302.333291.67331.488235.6750.33378.53153.579235.6750.33378.53153.57一段磨矿500700.429214.29116.67373.52二段磨矿235.6750.33378.530.00153.57一次分级50069.570.438218.754.46377.99二次分级360.649.341.027370.20166.67485.043.5.2选别矿浆流程的计算3.5.2.1钼铋等浮矿浆流程的计算3.5.2.1.1确定浓度cn必须保证的作业浓度：粗选作业浓度：cr=29%精选作业浓度：ck1=20% ck2=20%不可调节的选别精矿浓度：粗选精矿浓度：c3=45%精选精矿浓度：c7=43% c11=43%扫选精矿浓度：c9=35% c13=35%3.5.2.1.2计算过程：a.按公式计算液固比rn；b.按公式计算各作业及产品的水量；c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；e.按公式rn=wn/qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；f.按公式计算补加水；g. 按公式计算矿浆体积。3.5.2.2钼铋分离矿浆流程的计算3.5.2.2.1确定浓度cn必须保证的作业浓度：粗选作业浓度：cr=28%精选作业浓度：ck1=25% ck2=25% ck3=25% ck4=25% ck5=25%不可调节的选别精矿浓度：粗选精矿浓度：c17=45%精选精矿浓度：c21=40% c26=40% c31=40% c34=40% c36=40%扫选精矿浓度：c23=32% c28=32%3.5.2.2.2计算过程：a.按公式计算液固比rn；b.按公式计算各作业及产品的水量；c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；e.按公式rn=wn/qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；f.按公式计算补加水；g. 按公式计算矿浆体积。3.5.2.3铋硫混浮矿浆流程的计算3.5.2.3.1确定浓度cn必须保证的作业浓度：粗选作业浓度：cr=28%精选作业浓度：ck1=23% ck2=23%不可调节的选别精矿浓度：粗选精矿浓度：c38=45%精选精矿浓度：c42=42% c46=42%扫选精矿浓度：c44=33% c48=33%3.5.2.3.2计算过程：a.按公式计算液固比rn；b.按公式计算各作业及产品的水量；c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；e.按公式rn=wn/qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；f.按公式计算补加水；g. 按公式计算矿浆体积。3.5.2.4铋硫混浮矿浆流程的计算3.5.2.4.1确定浓度cn必须保证的作业浓度：粗选作业浓度：cr=25%精选作业浓度：ck1=22% ck2=22%不可调节的选别精矿浓度：粗选精矿浓度：c51=30%精选精矿浓度：c55=33% c59=33%扫选精矿浓度：c57=30% c61=30%3.5.2.4.2计算过程：a.按公式计算液固比rn；b.按公式计算各作业及产品的水量；c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；e.按公式rn=wn/qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；f.按公式计算补加水；g. 按公式计算矿浆体积。计算结果具体见表3-7：表3-7 浮选矿浆流程数据产品：产率（%）产量q（t/h）浓度c（%）液固比r水量w(t/h)补加水l（m3/h）矿浆量v（m3/h）钼铋等浮1100.000125.00302.33291.67331.4832.0552.57451.223.143.964104.248130.3128.802.47322.18363.6870.9171.15431.331.521.8881.4541.8214.955.6910.3310.9194.8496.06351.8611.2613.1910106.499133.1228.912.46327.41369.80110.6010.75431.331.001.24120.3160.399.919.093.593.72137.1008.87351.8616.4819.311499.399124.2528.552.50310.93350.50粗选106.302132.88292.45325.3212.07367.64精2.3712.96204.0011.855.1312.80精0.9171.15204.004.593.074.95扫111.347139.1829.132.43338.66382.99扫106.499133.1228.912.46327.41369.80钼铋分离170.4330.54451.220.660.83180.5530.6921.623.632.512.73210.3400.42401.500.640.77220.2810.3517.204.821.691.80230.1040.13322.130.280.32240.5190.6521.163.732.422.62260.2530.32401.500.480.58270.1880.2316.605.021.181.25280.0690.09322.130.180.21290.4490.5620.113.972.232.41310.2120.27401.500.400.48320.1020.1314.026.130.780.82340.1850.23401.500.350.42350.0600.0811.647.590.570.60360.1520.19401.500.280.35370.0330.049.209.880.410.42粗选0.9861.23282.573.170.213.56精0.6200.78253.002.330.492.57精0.4410.55253.001.660.241.83精0.3140.39253.001.180.131.30精0.2450.31253.000.920.111.02精0.1850.23253.000.690.350.77扫0.6230.7822.433.462.692.94扫0.5190.6521.163.732.422.62铋硫混浮381.1911.49451.221.822.2939100.155125.1927.872.59323.94363.81420.3170.40421.380.550.67431.0481.3120.233.945.165.58440.9001.12332.032.282.6445100.379125.4727.882.59324.50364.46460.1440.18421.380.250.30470.1740.2216.744.971.081.15481.1241.40332.032.853.304999.255124.0727.842.59321.65361.16粗选101.346126.68282.57325.757.38366.10精1.3651.71233.355.712.816.25精0.3170.40233.351.330.781.45扫101.279126.6027.922.58326.79367.10扫100.379125.4727.882.59324.50364.46铋硫分离510.1460.18302.330.430.48520.1200.1520.773.810.570.62550.1080.14332.030.270.32560.0760.0914.905.710.540.57570.0470.06302.330.140.15580.1120.1420.353.910.550.59590.0710.09332.030.180.21600.0370.0513.516.400.300.31610.0390.05302.330.110.13620.0730.0917.354.760.430.46粗选0.2660.33253.001.000.071.10精0.1840.23223.550.810.090.89精0.1080.14223.550.480.200.52扫0.1590.2022.483.450.680.75扫0.1120.1420.353.910.550.59产品：产率（%）产量q（t/h）浓度c（%）液固比r水量w(t/h)补加水l（m3/h）矿浆量v（m3/h）第四章 选矿设备的选择和计算4.1破碎设备的选择和计算4.1.1粗碎设备的选择计算粗碎设备主要有旋回破碎机、颚式破碎机，其选型主要考虑给矿最大粒度、生产能力和矿石可碎性三种因素。大中型选矿厂即可用颚式破碎机，也可用旋回破碎机；中小型选矿厂常用颚式破碎机。本设计日处理量3000t，中等可碎性矿石，最大给矿粒度550mm，选用pe9001200型颚式破碎机作为粗碎设备。4.1.1.1破碎机生产能力的计算：q=k1k2k3k4q0式中: q在设计条件下破碎机的生产能力(t/h)； q0在标准条件下开路破碎时的处理量(t/h)； q0=q0e q0破碎机在开路破碎排矿口为1mm时，破碎标准状态矿石的单位生产能力 （t/mm.h），查选矿厂设计p67页表5-1鄂式破碎机q0值, q0=1.28t/mm.h；e破碎机排矿口宽度,e=115mm；k1矿石可碎性系数，查选矿厂设计p68页表5-6,取=1.05；k2矿石密度修正系数，k2=/2.7=3.14/2.7=1.163；k3给矿粒度修正系数，查选矿厂设计p68页表5-7，由于 ，查表可得；q=k1k2k3k4q0=1.051.1631.081.28115=194.13(t/h)4.1.1.2需要的破碎机的台数： n=0.94 取n=1式中：n设计需要的破碎机台数q0需要破碎的矿量 q所选破碎机的生产能力 k不均匀系数，k=1.14.1.1.3负荷系数： =q0/q=166.7/194.13=85.9% 符合设计要求。4.1.2中碎设备的选择和计算大中型选矿厂破碎难碎性矿石和中等可碎性矿石时，中碎常选用标准型圆锥破碎机或者中型圆锥破碎机，本设计采用pyb1650型弹簧标准圆锥破碎机。4.1.2.1破碎机生产能力的计算：q=k1k2k3k4q0式中: q在设计条件下破碎机的生产能力(t/h