毕业设计（论文）-江西某铀矿年处理4万吨铀矿石选矿厂设计.doc

南华大学核资源工程学院矿加091班毕业设计江西某铀矿年处理4万吨铀矿石选矿厂设计摘要：按照毕业设计任务书的要求，进行了江西某铀矿年处理4万吨铀矿石选矿厂设计，产品为铀精矿。为了制定工艺成熟，生产可靠，经济效益高的设计方案，本设计参考了大量设计资料，然后根据矿山实际情况，确定了各车间合理的的工作制度，拟定了工艺流程，即采用三段一闭路的破碎流程，一段闭路的磨矿流程，一粗一精二扫的浮选流程，先浓缩后过滤的脱水流程。本设计对工艺流程中各个工艺指标进行了计算，包括破碎、筛分、磨矿、浮选（含矿浆流程）。对破碎、筛分、磨矿、分级、浮选、脱水及辅助设备进行了选择和计算，最终确定了所需的工艺设备。本设计还进行了厂房的总体布置，并进行了厂房内的设备配置。其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置。磨矿浮选共厂房布置，其中磨矿采用纵向配置，浮选机采用横向配置。浓缩机配置在露天，过滤机与精矿仓配置在厂房内。 关键词：铀矿 选矿厂设计 浮选 全套图纸加扣 3012250582The dressing plant design of processing 40000 tons of uranium ore in xingjiangAbstract：According to the requirements of graduation design task book , the dressing plant design of processing 40000 tons of uranium ore has been designed. The designed product is the uranium concentrate.In order to develop the mature technology, reliable production, and high economic benefit of comprehensive plan, the design with reference to a large number of design information, and then according to the actual situation of mine, the reasonable working system was determined, the process, which uses three a closed-circuit crushing process, a closed-circuit grinding process, flotation technological process of crude a fine two sweep, two dehydration process first concentrate filtering.This design has carried on the computation to each process parameters, including crushing, screening, grinding, flotation (including the pulp flow). The crushing, screening, grinding, classification, flotation and dewatering equipment selection and calculation, and ultimately determine the process required equipment. This design also overall the arrangement of powerhouse, and the workshop equipment. According to the actual conditions of the plant, along the hillside, layout, coarse crushing, crushing, screens plant in separated arrangement. Grinding flotation is the plant layout, the grinding using vertical configuration, flotation machine adopts horizontal configuration. Thickener configuration in the open air, filter and concentrate bin configuration in the workshop. Key words: uranium mine mineral processing plant design flotation目录1 绪论11.1 选矿厂设计的目的和意义11.2 选矿厂规模11.3 厂址选择11.4 尾矿设施22 工程概况32.1 矿石特性32.2 矿石含量及多元素分析32.3 药剂制度33 工艺流程的选择和计算43.1 选矿厂工作制度、设备作业率和处理量43.1.1铀矿选矿厂工作制度和设备年作业率43.1.2 处理量的计算53.2 破碎流程的选择和计算63.2.1破碎作业的主要任务63.2.2 破碎流程类型63.2.3 破碎流程的计算63.3磨矿流程的选择和计算143.3.1 磨矿流程的选择143.3.2 磨矿流程计算所需的原始资料163.3.3 磨矿流程的计算183.3.4 绘制磨矿数质量流程图183.4 选别流程的选择和计算193.4.1原始数据193.4.2 选别流程的选择203.4.3 选别流程的计算203.5 矿浆流程计算243.5.1 计算的内容、目的及原理243.5.2计算步骤243.5.3 绘制数质量流程图294 选矿设备的选择和计算294.1 选矿设备的选择和计算原则294.2 破碎设备的选择和计算314.2.1 破碎设备的选择314.2.2破碎设备的计算314.3 筛分设备的选择和计算374.3.1 筛分设备的选择374.3.2 筛分设备的计算384.4 磨矿设备的选择和计算404.4.1 磨矿设备的分类和选择404.4.2 磨矿设备的计算414.5 分级设备的选择和计算434.5.1 分机设备的选择434.5.2 分级机设备的计算444.6 浮选设备的选择和计算454.6.1 浮选机的类型454.6.2 浮选机的选择454.6.3 浮选机的计算464.6.4 搅拌槽的选择和计算484.7 脱水设备的选择和计算494.7.1 浓缩机选择的选择和计算494.7.2 过滤机的选择和计算514.8 主要辅助设备、矿仓的选择和计算514.8.1 给矿设备的选择和计算514.8.2 起重设备的选择544.8.3 胶带运输机的选择和计算564.8.4 矿仓595 总体布置和设备布置645.1 总体布置645.2 厂内设备配置645.2.1 破碎厂房的设备配置655.2.2 磨浮车间设备配置655.2.3 脱水厂房的设备配置665.3 设计图纸66附录 主要设备配备表67参考文献69致谢70v1 绪论1.1 选矿厂设计的目的和意义 选矿厂设计应设计出体现国家工业建设有关方针政策、切合实际、技术设备先进可靠、经济效益好的选矿厂，也就是说，根据矿石特性、选矿试验成果和要求，确定合理的工艺流程；选择适宜的工艺设备；进行合理的设备配置；设计合理的工艺厂房；配备必要的劳动定员。 选矿厂设计是矿山设计建设中极其重要的关键环节。矿山建设项目确定之时，它也是将科学技术转换为生产力的枢纽，生产中的先进经验、先进技术以及科研新成果，都要通过设计推广到生产中。因此，做好设计工作，对节约投资、建成投产后迅速达到设计规模和取得经济效益都起着决定性的作用，对提高选矿科学技术水平也有重要的现实意义。1.2 选矿厂规模 选矿厂的设计规模是根据国家、地方和企业的建设需要，经可行性研究论证，最后由上级主管部门下达的设计任务书确定。本选矿厂为一次集中建厂，年处理4万吨矿石，属于小型选矿厂，服务年限为15年。1.3 厂址选择12选矿厂的厂址选择不仅要贯彻工业建设中有关方针、政策，满足工艺要求，充分体现生产与生活的长期合理性，而且还要考虑原矿及精矿运输、供水、供电、交通、尾矿堆存、工程地质、施工建设等合理条件，以及对农业的影响。该铀矿选矿厂属于金属矿山，选矿厂精矿产量小，故因地制宜，就矿建厂。该选矿厂厂址有如下优点： 选厂区域工程地质条件较好，避免了建在矿体上、磁力异常区、塌落界限和爆破危险区内。 有足够的场地面积，有利于各厂房的布置。 选厂区域有一定的自然坡度，矿浆可以自流。 距离尾矿库近。 有较好的供水、供电、交通条件。 充分利用山地、荒地，对有利用价值的土地占用少。 厂址位于生活区下风向，对生活区影响较小。1.4 尾矿设施该选矿厂尾矿库位于居民区的下游，常年主导风向的下方；尾矿输送距离短，尾矿输送采用自流输送和压力输送两者联合的方式；汇水面积小；库区、坝址工程地质条件好。尾矿库采用三面筑坝的形式。尾矿水的回收方式采用尾矿库的澄清回水，尾矿水的净化方法采用物理化学净化法。尾矿库所需容积可按下式计算：V=QN 式中 V尾矿库所需总容积（m3） Q尾矿排出量（t/a） N选矿厂服务年限（a）尾矿松散密度（t/m3）尾矿库充满系数，=0.60.85。通过计算大致可得尾矿库所需总容积为66.7m3。2 工程概况2.1 矿石特性根据高含泥致密硬质砂岩铀矿石工艺矿物学报告，矿床高含泥致密硬质砂岩铀矿矿石主要为砂砾岩、粉砂岩和角砾岩，主要铀矿物与后期的构造裂隙有一定关联（为白云石或方解石所充填，多为角砾岩）；同时，主要的有用矿物铀石，少量的钛铀矿和铀的氧化物（沥青铀矿），微量的以类质同相等形式存在于独居石和部分闪锌矿中。矿石中含一定量白云石或方解石，矿石为碱性矿石，Ca、Mg、Al的含量均较高，CaO与MgO含量总和为7-9%，CO2含量为4.95-8.32%。2.2 矿石含量及多元素分析原矿多元素分析结果见表2.1。表2.1 原矿多元素分析结果 元素u6+u4+Fe2O3Al2O3CaOMgO 品位（%）0.0490.0762.114.75.260.46元素FeOCO32-P2O5MOV2O5SiO2 品位（%）0.1934.751.430.00840.01761.892.3 药剂制度该铀矿选别的药剂制度为：抑制剂为氧化钙，用量1kg/t；捕收剂为十二胺+煤油，用量为300g/t；起泡剂为2#油，用量100g/t。3 工艺流程的选择和计算3.1 选矿厂工作制度、设备作业率和处理量3.1.1铀矿选矿厂工作制度和设备年作业率1 选矿厂工作制度是指选矿厂各车间的工作制度。设备作业率是指选矿厂各车间设备年作业率。 各车间的工作制度是根据各车间设备年作业率确定的。所谓设备年作业率，是指各车间设备全年实际运转小时数与全年日历小时数(即365x 24h)之比。可见，设备年作业率是衡量设备运转时间长短的标志，是影响选矿厂处理量的一个重要因素。设备全年实际运转小时数，一般取决于设备的质量(即材质与制造技术)、设备的装备水平、生产管理水平、原矿供应、水电供应，以及检修能力等因素。破碎车间的工作制度，一般应和采矿供矿工作制度一致。有连续工作制度与间断工作制度两种情况。考虑到本设计的实际情况，采用间断工作制度，即全年工作300天，每天作业1班，每班工作7小时。 磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间，其工作制度采用连续工作制度，即全年工作330天，每天工作3班，每班工作8h。精矿脱水车间，一般和主厂房一致，其工作制度为全年工作330天，每天工作3班，每班工作8h。由上可知，该选矿厂各车间的工作制度和设备年作业率如表3.1所示。表3.1 主要设备作业率和作业时间车间名称工作制度设备作业 率 %全年开车小时数 h作业率折算相当于性质年工作天数年设备运转日数设备运转班数班设备运转小时数破碎车间间断30024.0210030017磨矿车间连续36590.4792033038精矿脱水连续36590.47920330383.1.2 处理量的计算选矿厂的处理量是指各车间年、日和小时处理量，即破碎车间和主厂房指年、日和小时处理原矿量，精矿脱水车间指年、日和小时处理精矿量。主厂房（指磨矿、选别车间）年或日处理原矿量，称为选矿厂规模。选矿厂的破碎车间和磨矿车间的处理量，包括年处理量、日处理量及小时处理量。其确定方法如下：1. 年处理量由于本选矿厂根据选矿试验得无手选和洗矿等预选作业，破碎车间年处理量与磨矿车间年处理量相，即：Qa=4万吨Qa破碎车间和磨矿车间的年处理量（t/a）；2. 日处理量破碎车间和磨矿车间的日处理量取决于其车间的年处理量和年工作天数。破碎车间日处理量：Qd = QaT=4万吨/300天=133.3 t/d磨矿车间日处理量：Qd = QaT=4万吨/330天=121.2 t/d式中 Qd破碎车间或磨矿车间的日处理量（t/d）；T破碎车间或磨矿车间年工作天数;其他符号同前。3. 小时处理量由于破碎车间和磨矿车间的日工作小时数不同，因此，两者的小时处理量总是不同的。破碎车间小时处理量：Qh =Qdt=133.3t/7h=19.0t/h磨矿车间小时处理量：Qh =Qdt=121.2t/38h=5.1t/h式中 Qh破碎车间或磨矿车间小时处理量(th)；t破碎车间或磨矿车间日工作时数(t=每日班数每班小时数)； 其他符号同前。3.2 破碎流程的选择和计算3.2.1破碎作业的主要任务3 破碎作业（含筛分作业）的主要任务是：为磨矿作业准备最适宜的给矿粒度；为粗粒矿物选别作业（如跳汰、重介质等）准备最佳的入选粒度。3.2.2 破碎流程类型破碎流程的基本作业是破碎和筛分两个作业。筛分作业有预先筛分和检查筛分。常用的破碎流程4如图3.1所示。3.1 常用破碎流程3.2.3 破碎流程的计算 破碎车间小时处理量Q=400003007=19.0（t/h） 总破碎比S=Dd=3005=60 初步拟定破碎流程。 破碎段数的确定。根据总破碎比、总破碎比范围（10140）和表3.2中各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围，选用三段破碎流程。表3.2 各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围破碎段破碎机型式工作条件破碎比范围第段颚式破碎机和旋回破碎机开路35第段标准圆锥破碎机开路35第段中型圆锥破碎机闭路48第段短头圆锥破碎机开路36第段短头圆锥破碎机闭路48第段对辊机闭路315第、段反击式破碎机闭路840 预先筛分的必要性。预先筛分是矿石进入破碎机之前的筛分作业。其目的是，预先筛出给矿中的细粒物料，防止矿石过粉碎，减少进入破碎机的给矿量，从而提高破碎机的处理量。采用预先筛分可以减少破碎机的堵塞现象。生产实践证明，大多数情况下，原矿中均含有一定数量的细粒物料，所以，粗碎前的预先筛分是有利的。粗碎、中碎排矿产物中，其细粒含量更多。所以，中碎、细碎前的预先筛分也总是有利的。 检查筛分的必要性。检查筛分的目的是控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力。各种类型破碎机不管是开路破碎，还是闭路破碎，其排矿产物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。所以，在破碎流程中的最后一段破碎作业设置检查筛分是非常必要的。综上可得，破碎流程应选用三段一闭路流程，其流程图如图3.2所示。图3.2 破碎流程图 计算各段破碎比 平均破碎比Sa=360=3.91，取S1=S2=3.8，略小于Sa。根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第三段破碎壁S3=SS1S2=603.83.8=4.16。 计算各段破碎产物的最大粒度。 d4=Dd = 3003.8 =78.9mmd8=78.93.8=20.8(mm) d11= 20.84.16=5(mm) 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。初步确定粗碎用颚式破碎机，中碎用标准型圆锥破碎机，细碎用短头型圆锥破碎机，排矿口宽度为：e4=78.91.6=49.3(mm),取50 mme8=20.81.9=10.9(mm),取11 mme13根据筛分工作制度确定。检查筛分的筛孔尺寸，可由两种筛分工作制度确定，即常规筛分工作制度和等值筛分工作制度。等值筛分工作制度，一般适用于大、中型选矿厂，特别是大型选矿厂。而本选矿厂属于小型选矿厂，所以采用常规筛分工作制度，即e13=d11=5(mm)。 选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率。粗筛：筛孔尺寸在e4 a1d4选取。亦即在50a178.9之间，取a1=60mm，E1=60中筛：筛孔尺寸在e8a2d8选取。亦即在11a220.8之间，取a2 =20mm，E2=80细筛：检查筛子筛孔尺寸和筛分效率，按常规筛分工作制度确定。则：a3=d11，即a3=l0mm，E3=85。 计算各产物的产率和重量。 粗碎作业Q1=19.0（ t/h），r1=100（% ）Q2=Q11-60E1=19.00.310.6=3.53 (t/h)2=Q2Q1100%= 3.5319.0100%=18.6(%)Q3= Q4= Q1Q2=193.53=15.47(t/h)3=4=12=100-18.6=81.4(%)Q5=Q1=19（t/h）5=1=100(%)式中1-60原矿中小于60mm的粒级含量。在实例中，粗筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1= 100320 =0.2，从图3.3中 ，查中等可碎性矿石，得1-60 = 0.31=31%图3.3原矿粒度特性曲线 中碎作业Q6=Q15-20E2=19.00.3990.8=6.06(t/h)6=Q6Q1100=6.0619.0100%=31.99（%）Q7= Q8= Q5- Q6=19.0-6.06=12.94(t/h)7=8=5-6=100-31.9=68.1（%）Q9=Q5= Q1=19.0(t/h)9=5=1=100（%）式中5-20产物5中小于20mm粒级含量。其数值等于原矿中小于20mm粒级含量与产物4中小于20mm粒级含量之和，即：5-20=1-20E1+44-20在实例中，中筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比Z1=20300=0.07。从图3.3中，查中等可碎性矿石得1-200=0.15=15。 中筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度的比值Z2=2050=0.4。从图3.4中，查中等可碎性矿石，得4-20=0.38=38，故：5-20=5-20E1+44-20=0.150.6+0.8140.38=0.399=39.9()图3.4 颚式破碎机破碎产物粒度特性曲线 细碎作业。根据平衡关系，细碎作业可以列出以下平衡方程式：Q11=(Q99-5+Q1313-5)E3即 Q1=(Q19-5+Q1313-5)E3所以 Q13=Q1（1-9-5E3）/13-5E3 =19（1-0.29570.85）0.390.85=43.00(t/h)13=43.0019.0100=226.24（%） Q12=Q13=43.00(t/h) 12=13=226.24（%）Q10= Q9+Q13=19.0+43.0=62.0(t/h) 10=9+13=100+226.24=326.24（%） Q11 =Q1=19.0(t/h) 11=1=100（%）式中 13-5-产物13中小于5mm的粒级含量。细筛的筛孔尺寸与细碎机排矿口宽度的比值Z3=55=1。从图3.5中，查中等可碎性矿石，得13-5=0.39=39。9-5-产物9中小于5mm的粒级含量，其数值等于原矿中小于5mm粒级含量、粗碎机排矿产物中小于5mm粒级含量和中碎机排矿产物中小于5mm粒级含量的三者之和。即：95=1-5E1E244-5E288-5在实例中，细筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1=5300=0.017。从图3.3中，查中等可碎性矿石，得1-5=0.04=4。细筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度的比值Z2=550=0.1。从图3.4中查中等可碎性矿石得4-5=0.09=9。细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z3=511=0.45。从图3.6中，查中等可碎性矿石，得8-5=0.32=32。故：9-5=1-5E1E244-5E288-5=40.60.8十0.81490.8+0.68132=29.571-难碎性矿石；2-中等可碎性矿石；3-易碎性矿石图3.5 短头圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线图3.6 标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线 绘制破碎数量流程图 根据计算结果，绘出破碎数量流程图，如图3.7所示。图3.7 破碎数量流程图3.3磨矿流程的选择和计算 磨矿流程的基本作业是磨矿和分级两个作业。分级作业有预先分级、检查分级和控制分级。据此，可将磨矿与分级组合成各种类型的磨矿流程，有一段、两段和多段磨矿流程；有开路、闭路磨矿流程等。3.3.1 磨矿流程的选择 磨矿段数的确定。根据技术经济比较和生产实践，磨矿细度不超过72%小于0.074mm，宜采用一段磨矿。但个别小型选矿厂，为了简化流程，即使磨矿细度超过72%小于0.074mm，也采用一段磨矿。 因为该选矿厂属于小型选矿厂，且磨矿细度也只有70%小于0.074mm，所以采用一段磨矿。 预先分级的必要性1。预先分级是矿石进入磨矿机之前的分级作业。其目的是：预先分出给矿中已经合格的粒度，从而提高磨矿机的生产能力；或者预先分出矿泥、有害的可溶性盐类，以利于分别处理。生产实践证明，大多数情况下，给矿中均含有一定数量的合格粒级。要合理地进行预先分级，必须是给矿中合格粒级含量不小于14%15%，其最大粒度不大于67mm。所以，预先分级，不是在任何情况下均可采用，而是根据上述条件确定。在本设计中，给矿中合格粒级含量大约在10%左右，故设计中不设预先分级。 检查分级的必要性1。所谓检查分级，是与磨矿机构成闭路的分级作业。其目的是保证合格的磨矿细度，同时将粗粒返回磨矿机，形成合适的返砂量(即循环负荷)，从而提高磨矿效率，减少矿石过粉碎。可见，在任何情况下，检查分级在磨矿流程中，是非常必要而有利的。故此设计中将采用检查分级。综上可知，磨矿流程应采用一段闭路磨矿流程，如图3.8所示。图3.8 磨矿流程图3.3.2 磨矿流程计算所需的原始资料 选矿厂规模：Q1=121.2t/d 磨矿给矿粒度：d=5 mm 磨矿最终产物粒度：70% -0.074mm 最适合的循环负荷。最适合的循环负荷能使磨矿获得最佳效果，由工业性试验确定，或采用类似矿石选矿厂的实际资料。查表3.3可得最适合的循环负荷C=400% 。表3.3 不同磨矿条件下最合适的循环负荷磨矿条件C合适值（%）磨矿机和分级机自流配置（第1段）：粗磨至0.50.3mm150350 细磨至0.30.1mm以下250600 （第2段）：由0.3mm磨至0.1mm以下200400磨矿机和水力旋流器配置（第1段）：磨至0.40.2mm200350磨至0.20.1mm300500 （第2段）：由0.2mm至0.1mm以下150350 磨矿机给矿、分级溢流和分级返砂中计算级别的含量。所谓计算级别，就是参与磨矿流程计算的某一粒级，计算中，通常以小于0.074mm 粒级作为计算级别。 磨矿机给矿中计算级别的含量。给矿中计算级别的含量，一般通过筛析测得，或采用类似矿石选矿厂的实际资料。查表3.4可得磨矿机给矿中小于0.074mm粒级含量为15% 。表3.4 磨矿机给矿中小于0.074mm粒级含量（%）给矿粒度40201053难碎性矿石中等可碎性矿石易碎性矿石23 556881015101520152325 分级溢流中计算级别的含量。溢流中计算级别的含量，即要求的磨矿细度。由选矿试验单位做磨矿细度试验确定。如用其他计算级别计算磨矿新流程，可参考表3.5。通过表3.5可得溢流产物中最大粒度为0.18mm。表3.5溢流产物中不同级别含量之间的对应关系溢流产物中不同级别的对应含量（%）溢流产物中最大粒度（mm）0.430.320.240.180.140.0940.0740.074mm102030405060708090950.04mm5.011.317.324.031.539.548.058.071.580.50.02mm9131722263546550.2mm466275859296 返砂中计算级别的含量。分机设备返砂中计算级别的含量与分级溢流产的粒度有关，如表3.6所示。通过查看表3.6可得：分级机返砂中-0.074mm级别的含量为8%。表3.6 返砂中计算级别含量与溢流产物粒度的关系产物中0.074mm级别的含量（%）分级机溢流产物的粒度（mm）0.40.30.20.150.10.074分级机溢流中分级机返砂中354035455557556569708081280909159510163.3.3 磨矿流程的计算 设计中主要是计算各产物的产率和重量。已知Q1=5.1t/h；中等可碎性矿石；分级溢流粒度0.18mm；C=400%。计算步骤如下：Q1=Q4Q5=CQ1Q2=Q3=Q1+Q5Q1=Q4=5.1（t/h）Q5=CQ1=45.1=20.4（t/h）Q2=Q3=Q1+Q5=5.1+20.4=25.5（t/h） 4=1=100(%) 5=Q5Q1100%=20.45.1100%=400(%) 3=2=1+5=100%+400%=500(%)3.3.4 绘制磨矿数质量流程图根据计算结果，绘出磨矿数质量流程图，如图3.9。 图3.9 磨矿数质量流程图3.4 选别流程的选择和计算根据高含泥致密硬质砂岩铀矿石工艺矿物学报告，矿石中含一定量白云石或方解石，酸浸时耗酸将增高。矿石为碱性矿石，Ca、Mg、Al的含量均较高，CaO与MgO含量总和为7-9%，CO2含量为4.95-8.32%，初步试验结果表明，该矿石酸耗为12%左右，使得浸出成本升高。因此，采用浮选方法将其中的耗酸的脉石矿物先行除去，有利于未来采用常规搅拌浸出工艺。3.4.1原始数据处理量：5.1t/h原矿铀品位：0.05%尾矿铀品位：0.15% 回收率：85 %尾矿铀含水率：30%3.4.2 选别流程的选择因为对于铀矿的浮选不能找到合适的浮选药剂将铀矿浮选出来，所以选矿试验采用的是反浮选的方法，将碳酸盐浮选出来，而铀则存在于尾矿中。根据选矿试验报告，该设计的流程为一粗一精二扫的选别流程，见3.10。图3.10 浮选流程3.4.3 选别流程的计算已知条件：Q1=5.1t/h , 1=0.05% , 1=100% , 1=100% 。从已知条件可得：=3，=8，=4。1 计算原始指标数 = 3（8-4）=122 原始指标数的分配为：Np= NP=N+N+N+ N+N=12Nnp-ap 8-44Nnp-ap8-44N2(np-ap)2(8-4)83 原始指标值的选择。根据选矿试验结果得： 4=0.0096（%）、9=0.0105（%）、7=0.025（%）、12=0.034（%）4=15.73（%）、9=15（%）、7=3.71（%）、12=1.57（%）4 计算各产物的产率 计算产物9、11的产率9=199=0.05150.0105=71.67% 11=1-9=100-71.67=28.33（%）计算产物4、8的产率 4=144=0.0515.730.0096=81.93% 8=4-9=81.93-71.67=10.26（%）计算产物6、12的产率 12=11212=0.051.570.0335=2.34% 6=11+12=2.34+28.33=30.67（%）计算产物3、7的产率7=177=0.053.710.0248=7.49% 3=6+7-12=30.67+7.49-2.34=35.82（%） 5=3+12=35.82+2.34=38.16（%） 校核 5=6+7=30.67+7.49=38.16（%） 10=8+7=10.26+7.49=17.75（%） 2=1+10=100+17.75=117.75（%） 校核 2=3+4=35.82+81.93=117.75（%）5 计算各产物的重量 Q9=Q19=5.171.67%=3.655 (t/h) Q11=Q11-Q9=5.1-3.655=1.445 (t/h) Q4=Q14=5.181.93%=4.178(t/h) Q8=Q4-Q9=4.178-3.655=0.523 (t/h) Q12=Q112=5.12.34%=0.119(t/h) Q6=Q11+Q12=1.445+0.119=1.565 (t/h) Q7=Q17=5.17.49%=0.382(t/h) Q3=Q7+Q6-Q12=1.565+0.382-0.119=1.828(t/h) Q5=Q3+Q12=1.828+0.119=1.947 (t/h)校核 Q5=Q6+Q7=1.565+0.382=1.947 (t/h) Q10=Q7+Q8=0.382+0.523=0.905(t/h) Q2=Q1+Q10=0.905+5.1=6.005(t/h)校核 Q2=Q3+Q4=1.828+4.178=6.005(t/h) 计算各产物的回收率 9=1-11=100-85=15（%） 8=4-9=15.73-15=0.73（%） 6=11-12=85+1.57=86.57（%） 3=6+7-12=86.57+3.71-1.57=88.71（%） 5=3+12=88.71+1.57=90.28（%）校核 5=6+7=86.57+3.71=90.28（%） 10=8+7=0.73+3.71=4.44（%） 2=1+10=4.44+100=104.44（%）校核 2=3+4=88.71+15.73=104.44（%） 计算各产物未知的品位 8= 188=0.050.7381.93=0.00045（%） 6=166=0.0586.5730.67=0.141 （%） 3=133=0.0588.7135.82=0.124（%） 10=11010=0.054.4417.75=0.0125 （%） 5=155=0.0590.2838.16=0.118（%） 2=122=0.05104.44117.75=0.044（%）3.5 矿浆流程计算3.5.1 计算的内容、目的及原理1计算内容：矿浆流程计算是磨矿流程和选别流程计算之后进行。所以计算的内容是：磨矿和选别流程中各作业或产物的水量Wn(m3/d)、补加水量Ln(m3/d)、矿浆体积Vn(m3/d)和单位耗水量Wg(m3/t)。计算目的及原理：矿浆流程计算的目的是：为供水、排水、脱水、扬送和分级的设计计算、设备选择提供依据。计算原理是：进入某作业的水量之和，等于该作业排出水量之和；进入某作业的矿浆量(即体积)之和，等于该作业排出的矿浆量之和，即水量平衡原理。3.5.2计算步骤 磨矿流程。流程如图3.8所示，Q1=5.1（t/h）确定浓度Cn。（1）必须保证的浓度。 磨矿作业浓度Cm=75%，分级溢流浓度Cc=38%。（2）不可调节的浓度。原矿水分3%（即原矿浓度C0=97%），分级返砂浓度%。 按计算液固比、和。 R1=100-C0C0=100-9797=0.031 R4=100-CcCc=100-4545=1.222R1=100-CsCs=100-8080=0.25 R1=100-CmCm=100-7575=0.333按计算水量、和。W1=Q1R1=5.10.031=0.158（t/h）W4=Q4R4=5.11.222=6.232（t/h） W5=Q5R5=20.40.25=5.1（t/h）Wm=QmRm=Q1+Q5Rm=（5.1+20.4）0.333=8.492（t/h） 按计算补加水量。=8.492-0.158-5.1=3.2436.232+5.1-8.492=2.84 选别流程。流程如图3.10所示。确定浓度Cn。（1）必须保证的作业浓度。根据选矿厂设计表4-11（某些作业和产物的浓度范围）确定粗选作业浓度=40%；精选作业浓度=25%。（2）不可调节的选别精矿浓度。粗选精矿浓度C4=48%；精选精矿浓度C9=45%；扫选精矿浓度C7=35%；扫选精矿浓度C12=30%。按计算液固比、R4、R9、R7和R12。Rr=100-CrCr=100-4040=1.5 R4=100-C7C7=100-4848=1.08RK1=100-CK1CK1=100-2525=3 R9=100-C11C11=100-4545=1.222R7=100-C7C7=100-3535=1.86 R12=100-C12C12=100-3030=2.33按计算水量Wr、Wk1、W4、W7、W9、W12。已知：Qr=Q2=6.005、Qk1=Q4=4.178、Q4=4.178、Q9=3.655、Q7=0.382、Q12=0.119，从而得：Wr=Q2Rr=6.0051.5=9.008 W4=Q4R4=4.1781.08=4.512 W3=Wr-W4=9.008-4.512=4.496 WK1=Q4RK1=4.1783=12.534 W9=Q9R9=3.6551.222=4.466 W8=WK1-W9=12.534-4.466=8.068 W12=Q12R12=0.1192.33=0.277 W5=W3+W12=4.496+0.277=4.773 W7=Q7R7=0.3821.86=0.711 W6=W5-W7=4.773-0.711=4.072 W11=W6-W12=4.072-0.277=3.795按计算补加水量Lr、LK1。 Lr=Wr-W1-W7-W8=9.008-0.158-0.711-8.068=0.071（m3/h） LK1=WK1-W4=12.534-4.512=8.032（m3/h） 按计算矿浆体积Vr、VK1和Vn。已知矿石密度为2.3Vr=Q2Rr+1=6.0051.5+12.3=11.62（m3/h）Vk1=Q4Rk1+1=4.1783+12.3=14.35（m3/h） V4=Q4R4+1=4.1781.08+12.3=6.33(m3/h） V3=Vk1-V4=14.35-6.33=8.02（m3/h） V12=Q12R12+1=0.1192.33+12.3=0.33（m3/h） V5=V3+V12=8.02+0.33=8.35（m3/h）V7=Q7R7+1=0.3821.86+12.3=0.88（m3/h） V6=V7-V5=8.35-0.88=7.47（m3/h） V11=V6-V12=7.47-0.33=7.14（m3/h） 按下式计算某些作业和产物中的未知浓度Cn。C8=1001+W8Q8=1001+8.0680.523=6.09（%）C3=1001+W3Q3=1001+4.4961.828=28.57（%）C5=1001+W5Q5=1001+4.7731.947=28.99（%）C6=1001+W6Q6=1001+4.0721.565=27.78（%） C11=1001+W11Q11=1001+3.7951.445=27.55（%） 按下式计算工艺过程补加总水量LL=WK-W0=W9+W11-W1 =4.466+3.795-0.158=8.103（m3/h） 校核 L=Lr+Lk1=0.071+8.032=8.103（m3/h） 按下式计算选矿厂总耗水量L0L0=1.11.15L=1.138.103=9.156（m3/h） 按下式计算选别流程单位耗水量（未含磨矿流程）Wg。Wg=L0Q=9.1565.1=1.795m3/(t.h)3.5.3 绘制数质量流程图根据计算结果，绘出矿浆数质量流程图，见附图。4 选矿设备的选择5和计算4.1 选矿设备的选择和计算原则设备选择和计算是选矿厂设计的一项重要任务，在选择和计算中必须遵循以下原则： 设备生产能力必须满足选矿厂规模要求； 设备必须便于操作，工作可靠； 尽量采用国产定型化先进设备。选矿设备分为主要设备和辅助设备两大类。其主要设备包括：破碎机、筛分机、磨矿机、分级机、浮选机、浓缩机、过滤机和干燥机等。辅助设备包括：胶带运输机、砂泵、给矿机、吊车等。选择主要设备时，只需选出设备型式和尺寸（即型号和规格）。在同一作业中，如有几种不同形式的设备可供选用时，必须通过技术经济方案比较加以确定。 设备数量取决于所选设备的型号和规格。选用小型设备，将增加建筑面积和管理、维护的困难，采用大型设备有利于减少基建投资，降低生产成本，并能促进选矿厂自动化管理，但要增加厂房高度和起重设备的起重能力。因此，必须根据主要技术经济指标进行方案比较，确定合理的方案。其主要指标包括设备总重量、总投资、总安装功率、厂房总面积和体积等。一般情况下，某作业的同类设备台数大于46台时，改用大型设备较为有利。 为了保证选矿厂的正常生产，必须考虑备用设备。破碎机和筛分机的备用台数取决于破碎作业的工作制度、原矿仓和中间矿仓的容积。第一段破碎，不用考虑备用设备。第二段和第三段破碎，每23台破碎机考虑一台备用破碎机，每34台筛分机考虑一台备用筛分机。磨矿、选别和浓缩作业不考虑备用设备，精矿过滤和干燥设备应考虑备用设备，输送矿浆的