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=4.6%；2磨浮车间原矿最大粒度dmax=15mm；3最终精矿品位=88.00%；最终精矿回收率=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922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T=2.70t/m3，堆比重=1.60t/m3磨机循环负荷C=150.00%）。设计要求：精矿品位=88.00%，精矿回收率=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15003000mm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、194.00200.00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（%）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（%） 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RR=0.43 R=3.00R=4.00 R=5.70R=5.70 R=7.30R1=0.02 R4=2.57R5=0.18 R7=1.00R9=3.00 R12=1.50R14=1.86 R16=2.302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2.2.2-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1.03一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0.54上述矿浆流程的计算0.55粗磨与分级设备的选型与计算0.56再磨、与粗选、扫选及各精选设备的选型与计算0.57辅助设备的选型与计算1.08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、品位、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、品位、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6.56.50；100100.00。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=1.509.64=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(npap)、N=npap、N=NnN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 N=6 N=61.2.2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n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。14=16/E16=85 .00/89.00=95.51% 12=14/E14=95.51/94.00=101.60%；11=12/E12=101.60/90.00=112.89% 17=14-16=95.51-85.00=10.51%；15=12-14=101.60-95.51=6.09% 18=15+17=6.09+10.51=16.60%13=11-12=112.89-101.60=11.29%7=11-18=112.89-16.60=96.29%6=7/E7=96.29/83.00=116.01% 8=6-7=116.01-96.29=19.72%19=6-4=116.01-100.00=16.01%；9=19-13=16.01-11.29=4.72%； 注：对点10、6、11进行校核。10=8-9=19.72-4.72=15.00%； 校核：10=4-16=100,00-85=15.00%；6=7+8=116.01%； 校核：6=4+9+13=116.01%；11=12+13=112.89%； 校核：11=7+15+17=112.89%；1.2.4按公式rn=1n/n求出已给产物（n）的产率rn，再用平衡方程式求出其余产物的rn值一求已知品位的产率：r7=17/7=4.6x96.29/44.67=9.91%； r9=19/9=4.6x4.70/8.50= 2.54 %； r12=112/12= 4.6x101.60/76.22=6.13% r14=114/14= 4.6x95.50/84.22=5.22%； r16=116/16=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n=1n/ rn求出其余产物的n值6=16/ r6=4.6x115.90/108.01=4.94%8=18/ r8=4.6x19.7/98.1=0.92%；18=118/ r18=45.18%； 11=111/ r11=44.73%；13=113/ r13=9.42%； 10=110/ r10=0.72%；19=119/ r19=9.13%； 15=115/ r15=30.84%；17=117/ 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) (%) (%) (%) 磨矿作业15小计进入作业物料原矿分级机返砂9.64 100.00 4.60 100.0014.46 150.00 4.60 150.0024.10 250.00 250.00磨矿作业3小计由作业排除产物磨机排料24.10 250.00 4.60 250.0024.10 250.00 250.00分级作业3小计进入作业物料磨机排料24.10 250.00 4.60 250.0024.10 250.00 250.00分级作业45小计由作业排出产物分级机溢流分级机返砂9.64 100.00 4.60 100.0014.46 150.00 4.60 150.0024.10 250.00 250.00混合作业6413 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 60 100.000.53 5.47 9.42 11.290.24 2.54 8.50 4.7210.41 108.01 116.01混合作业6 6小计由作业排出产物粗选原矿10.41 108.01 4.94 116.0110.41 108.01 116.01粗选作业 6小计进入作业物料粗选原矿10.41 108.01 4.94 116.0110.41 108.01 116.01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 96.299.46 98.10 0.92 19.7210.42 108.01 116.01扫选作业 8小计进入作业物料粗选尾矿9.46 98.10 0.92 19.729.46 98.10 19.72扫选作业 910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1171517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 96.290.09 0.91 30.84 6.090.08 0.78 61.92 10.511.17 11.60 112.89混合作业1111小计由作业排出产物一次精选原矿1.12 11.60 44.73 112.891.12 11.60 112.89一次精选作业71517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 96.290.09 0.91 30.84 6.090.08 0.78 61.92 10.511.17 11.60 112.89一次精选作业1213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 76.22 101.600.53 5.47 9.42 11.291.12 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 76.22 101.600.59 6.13 101.60二次精选作业1415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 95.510.09 0.91 30.84 6.090.59 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 95.510.50 5.22 95.51三次精选作业1617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 85.000.08 0.78 61.92 10.510.51 5.22 95.511.2.8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WnW1= 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；W=RQ=10.36t/h； W= RQ=31.23t/h； W= RQ=37.84t/h； W= RQ=6.38t/h；W=RQ=3.36t/h； W= RQ=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=W-W7=30.27t/h ； W10=W-W9=37.12t/h； W13=W-W12=5.52t/h； W15=W-W14=2.43t/h； W17=W-W16=2.66t/h； W18=W15+W17=5.09t/h；各作业补加水量：L=W-W1-W5=7.57m3/h； L=W4+W5-W=17.01m3/h； L=W-W4-W19=0.22m3/h； L=W-W8=7.57m3/h； L=W-W7-W18=0.33m3/h； L=W-W12=2.50m3/h； L=W-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R=(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(Rn1/T)计算各产物的矿浆体积-T矿石真比重给定Rn的矿浆体积计算：V1=Q1(R1+1/)=3.76m3/h； V4=Q4(R4+1/)=28.35m3/h； V5=Q5(R5+1/)=7.96m3/h； V7=Q7(R7+1/)=1.32m3/h；V12=Q12(R12+1/)=1.10m3/h； V14=Q14(R14+1/)=1.12m3/h；V16=Q16(R16+1/)=1.15m3/h； V9=Q9(R9+1/)=0.81m3/h；V=Q3(R+1/)=19.29m3/h； V=Q6(R+1/）=35.09m3/h；V=Q8(R+1/)=41.34m3/h； V=Q11(R+1/）=6.80m3/h；V=Q12(R+1/)=3.58m3/h； V=Q14(R+1/）=3.84m3/h；其余各点矿浆体积计算：V10=V-V9=40.53m3/h； V13=V-V12=5.70m3/h； V6=V4+V13+V9=34.86m3/h； V8=V-V7=33.77m3/h； V11=V-L=6.47m3/h； V15=V-V14=2.46m3/h； V17=V-V16=2.69m3/h； V19=V13+V9=6.51m3/h； V18=V15+V17=5.15m3/h；核对：V13Wk=V7+V8-V4-V9-L=5.71m3/h； V13=V17+V15+V7+L-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=Q1R=9.640.02m3/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1020%，故实际耗水量应为Li（1+10%）=37.921.10=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（%） 产量Q（t/h） 液固比R 水量（m3/h）矿浆体积（m3/h）磨矿作业15L小计进入作业物料原矿分级机返砂补加水100150250.009.6414.4624.100.020.180.192.747.5710.503.767.96磨矿作业3小计由作业排除产物磨机排料250.00250.0024.1024.100.4310.3610.3619.2919.29分级作业3L小计进入作业物料磨机排料补加水250.00250.0024.1024.100.4310.3617.0119.29分级作业45小计由作业排出产物分级机溢流分级机返砂100.00150.00250.009.6414.4624.102.570.1824.772.6027.3728.357.9636.31混合作业4913小计进入作业物料分级机溢流扫选精矿精选尾矿1002.545.47108.019.640.240.5310.412.573.0010.4224.770.725.5231.0128.350.815.7034.86混合作业6小计作业排除物料粗选原矿108.01108.0110.4110.412.9831.0131.0134.8634.86粗选作业 6L小计进入作业物料粗选原矿补加水108.01108.0110.4110.412.9831.010.2231.2334.8634.86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9.9198.10108.010.969.4610.411.003.200.9630.2731.231.3233.7734.86扫选作业 8L小计进入作业物料粗选精矿补加水98.1098.109.469.463.2030.277.5737.8433.7733.77扫选作业910小计由作业排除产物扫选精矿扫选尾矿2.5495.5698.100.249.219.453.004.030.7237.1237.840.8140.5341.34混合作业71517小计进入作业物料粗选精矿二次精选尾矿三次精选尾矿9.910.910.7811.600.960.090.081.131.0027.0033.250.962.432.666.051.322.462.696.47混合作业11小计由作业排出产物一次精选原矿11.6011.601.121.125.406.056.056.476.47一次精选作业71517L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9.910.910.7811.600.960.090.081.131.0027.0033.250.962.432.660.336.381.322.462.696.47一次精选作业1213小计由作业排除产物一次精选精矿一次精选尾矿6.135.4711.600.590.531.121.5010.420.865.526.381.105.706.80二次精选作业12L小计进入作业物料一次精选精矿补加水6.136.130.590.591.500.862.503.361.101.10二次精选作业1415小计由作业排除产物二次精选精矿二次精选尾矿5.220.916.130.530.090.621.8628.330.992.553.541.182.643.82三次精选作业14L小计进入作业物料二次精选精矿补加水5.225.220.500.531.860.932.723.561.121.12三次精选作业1617小计由作业排除产物三次精选精矿三次精选尾矿4.440.785.220.430.080.512.3033.250.992.663.651.152.693.84 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：L=7.57分级补加水：L=17.01粗选补加水：L =0.22扫选补加水：L=7.57精选补加水：L=0.33精选补加水：L=2.50精选补加水：L=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：38.111.3.9在浮选数质量流程图上标注水量Wn及补加水量Ln1.4 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/(21)，其中q=k1k2k3k4q0，各符号意义见讲义及设计手册。 方案：湿式格子型球磨机 MQG15003000 k1 =1 k2 =1 k3 =1 k4 =1 q0=q, q0=Q (2 -1 )/v=18.00x(0.455-0.060)/4.4=1.62 t/m3h 磨矿机生产能力计算 Q=qV/（）=1.624.4/（0.60-0.06）=13.20t/h9.64t/h 方案：湿式溢流型球磨机 MQY15003000 k1 =1 k2 =1 k3 =0.87 k4 =1 q=0.87q0,q0=Q (2 -1 )/v=18.00x(0.455-0.060)/5=1.42 t/m3h 磨矿机生产能力计算 Q=qV/（）=0.871.425/（0.60-0.06)=11.46t/m3h1.4.4各方案磨机台数n及负荷率计算：n计=Q1/ Q计，=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 n计=Q1/ Q计=9.64/13.2=0.73（台） 选1台 磨机负荷率 =n计/n选100%=0.77/1100%=73.00%方案 n计=Q1/ Q计=9.64/11.46=0.84（台） 选1台 磨机负荷率 =n计/n选100%=0.84/1100%=84.00%14.5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 总格子型球磨机MQ0018.00 95 19077.00%溢流型球磨机MQ0043.00 95 19088.0%由此比较可得：方案均满足要求，但是方案中重量大，且占地面积大，增加成本，故选择湿式格子型球磨机 MQG1500300014.6 按磨机通过能力核对q14-16T/m3h。 q=1.62 t/m3h14-16T/m3h 满足条件14.7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MQG150030004.418.5 10 953806.91818.00780032002700 1.5 分级设备的选型与计算1.5.1 分级机类型的选择是依据分级粒度的粗细（0.15mm为标准），本设计的分级粒度定为0.3mm。1.5.2 求螺旋分级机的直径。=1.12m选择FG-121200或FG-151500高堰式单螺旋式分级机1.5.3核对选定分级机溢流生产能力。 查表得： FG-121200高堰式单螺旋式分级机溢流生产能力为 155t/d=6.46t/h 9.64t/h。满足生产要求。1.5.4核对选定分级机返砂生产能力。 =1351161.121.121.12/24=31.91t/hQ=14.46 t/h 满足生产要求1.5.5查手册、图纸资料看是否满足与球磨机的配置要求。1.5.6列出螺旋分级机性能表。类型型号及规格螺旋转速（r/min）生产能力（t/d）螺旋规格（mm）水槽坡度电动机功率（kw）溢流粒度（mm）外形尺寸（长宽高）螺旋重（t）重量（t）按返砂按溢流直径长度导程高堰单旋FG-1515002.5-6 1830-2740 235 1500 7940 750 14-18.5 7.5 0.15 4.613 11.1671.6石墨矿再磨设备的选型与计算 III次再磨设备的选型与计算（1）确定再磨时间t：本设计确定次再磨时间为3分钟。、次再磨时间均为5分钟。（2）据矿浆体积按公式V需=1.1Vt/（k）求所需磨机有效容积,式中k系数一般为0.3-0.4，-钢球的充填率取0.3-0.4。再磨设备的计算:所需磨机有效容积为V需=1.1V7x3/（0.4x0.35）=0.520.9II再磨设备的计算:所需磨机有效容积为V需=1.1V12x5/（0.4x0.35）=0.720.9III再磨设备的计算:所需磨机有效容积为V需=1.1V14x5/（0.4x0.35）=0.730.9 （3）查设备手册选适当磨机（所选磨机有效容积为V选），这里推荐选MQY900x1800湿式溢流型球磨机，有效容积v=0.9m3,重量5.8吨，通体转速39.2r/min。（4）磨机台数n及负荷率计算。再磨设备的计算:n计=V需/V选=0.52/0.9=0.58; =n计/n选=58.00%； n计-计算所需磨机台数；n选-实际选择磨机台数。再磨设备的计算:n计=V需/V选=0.72/0.9=0.8; =n计/n选=80.00%再磨设备的计算:n计=V需/V选=0.73/0.9=0.81 =n计/n选=0.81%;1.6.2 、次再磨设备的选型与计算最后列出所有选定的再磨设备性能表。 类型 规格及型号筒体转速 （r/min）有效容积（m3） 重量（t）湿式溢流型MQY900x1800 39.2 0.9 5.81.7 浮选设备的选型与计算1.7.1 原始资料浮选时间：椐（石墨选矿）和现厂资料选定-粗选时间为10分钟，扫选时间为8分钟，一次精选时间为12分钟，二、三次精选时间为15分钟。 矿浆体积：在矿浆流程的计算中已得出。1.7.2椐（石墨选矿）和现厂资料选定各浮选机规格型号，一般精选要比粗选小一型号，查手册可知选定各浮选机有效容积V1。1.7.3按公式n计=Q(1RT) t/1440TV1计算所需选定浮选机的槽数n计，实际选择浮选机槽数为n选（整数）。 公式变换后得： n=/=1/（） K1给矿不均匀系数，浮选前为球磨时，K1= 1.0；浮选前为湿式自磨时，K1= 1.3，取1.0 Q干矿量 T/h R液固比 n浮选槽数 v选用浮选机有效容积 m3 V1 进入作业矿浆体积 m3/min k有效容积利用系数(浮选机有效容积与几何容积之比)，机械搅拌式浮选机 k=0.750.85 取0.8 t浮选时间，min，粗选 n=K1Q6（R+1/T）t1/（60vk） =1.0x10.94x（3.00+1/2.7）x10/（60x1.10x0.8）=6.98（台） 选8槽扫选 n=K1Q8（R+1/T）t2/（60vk） =1.0x9.94x（4.00+1/2.7）x10/（60x1.10x0.8）=8.23（台）选10槽精选 n=K1Q11（R+1/T）t3/（60vk） =1.0x1.18x（5.70+1/2.7）x12/（60x0.62x0.8）=2.89（台）选4槽精选 n=K1Q12（R+1/T）t4/（60vk） =1.0x0.63x（5.70+1/2.7）x15/（60x0.62x0.8）=1.93（台） 选2槽精选 n=K1Q14（R+1/T）t4/（60vk） =1.0x0.53x（7.30+1/2.7）x15/（60x0.62x0.8）=2.05（台）选4槽1.7.4计算选定浮选机的负荷率。=n计/n选；n计-计算所浮选机槽数；n选-实际选择浮选机槽数。 粗选 浮选机的负荷率=n计/n选=6.89/8=86.13% 扫选 浮选机的负荷率=n计/n选=8.23/10=82.30% 精选 浮选机的负荷率=n计/n选=2.89/4=72.25% 精选 浮选机的负荷率=n计/n选=1.93/2=96.50% 精选 浮选机的负荷率=n计/n选=2.05/4=51.25%1.7.5列出所有选定的粗选、扫选及各次精选浮选机的技术性能表。类型型号单槽有效容积（m3） 叶轮处理矿浆量（m3/min） 电动机外形尺寸 （mm）直径（mm）转速（r/min） 传动泡沫刮板 宽 高型号功率（kw）功率（kw）机械搅拌式浮选机XJ-60.623504000.3-0.93.01.117401831XJ-111.105003300.6-1.6Y132M-65.51.1197020401.8 辅助设备的选型与计算1.8.1原矿仓（粉碎车间矿仓）的选择与计算： 已知Q=10.13t/h,储矿时间为3小时，给矿最大粒度为300.00mm，矿石松散密度为1.60t/m3。据矿石性质选用仓底为三面倾斜（底部排料）的矩形矿仓，1=45度。 1储矿量计算Q=10.13x3=30.39t; 2有效容积计算V=Q/=30.39/1.6=18.99m3; 3几何容积计算V=V/K=1