毕业设计（论文）-云南某铁铜矿年处理二十万吨选矿选厂设计.doc

南华大学核资源工程学院毕业设计云南某铁铜矿年处理二十万吨选矿选厂设计摘要：按照毕业设计任务书的要求，进行了年处理20万吨云南某铁铜矿选矿厂设计，产品为铜精矿。全套图纸加扣 3012250582云南某铁铜矿为含铁、铜的复杂矿石, 设计要综合考虑铁、铜的回收。相关研究表明 , 针对此类矿石主要采用磁选和浮选相结合的工艺流程, 通过磁选对磁铁矿进行回收, 采用浮选对其中的铜进行回收。对设计工艺流程进行了选择和论证，本设计采用原矿磁选 磁选尾矿再浮选的工艺流程。确定了各车间的工作制度，即：破碎采用三段一闭路流程，磨矿采用二段一闭路流程，磁选采用一段一循环工艺，浮选也采用一段一循环浮选工艺(包括一次粗选，一次扫选，二次精选的流程作业)。精矿采用先浓缩后过滤的两段脱水工艺流程。对设计工艺流程进行了工艺指标计算，包括破碎、筛分、磨矿、浮选（包括矿浆流程）和脱水流程。对破碎、筛分、磨矿、分级、浮选及脱水设备进行了选择和计算，确定了工艺所需的工艺设备。进行了厂房总体布置，并进行了厂房内的设备配置。根据选厂的地形条件，沿山坡地布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，粗碎、中、细碎及筛分车间平行等高线配置。磨矿浮选共厂房配置，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。完成了破碎筛分、磨浮、脱水车间平断面图、数质量矿浆流程图和设备联系图共5张。 关键词：选矿厂设计；铜矿；浮选；磁选Yunnan copper in processing two hundred thousand tons of iron ore dressing mill plant design Abstract：According to the graduation design task book requirements, for 200000 tons of iron copper ore dressing plant design, processing, products for the copper concentrate.Yunnan copper to iron complex containing iron, copper ore, design should comprehensively consider the recovery of iron, copper. Related research shows that, in view of this kind of ore mainly adopts the combination of magnetic separation and flotation process, through the magnetic separation of magnetite recycling, using flotation for recovery of copper. Design process for the selection and reasoning, this design USES the undressed ore magnetic separation, magnetic separation tailings flotation process again. Determines the working system of the workshops, namely, broken by three sections of a closed circuit process, grinding USES two section of a closed circuit process, for a period of a cycle technology on magnetic separation, flotation is used for a period of a cycle of flotation process (including one roughing and one scavenging, secondary selection process). Concentrate USES the concentration before filtering dehydration process two pieces. The design process is a process of calculation, including crushing, screening, grinding, flotation (including the pulp flow) and dehydration process. The crushing, screening, grinding, classification, flotation and dewatering equipment selection and calculation, process equipment required for the process to determine the.The overall layout of plant, and the plant equipment. According to the selected terrain conditions, which moves along the hillside, layout, coarse crushing, and crushing, screening plant in separate layout, crushing, crushing and screening workshop, and parallel contour configuration? Grinding flotation is plant configuration, in which the vertical configuration of grinding, flotation machine adopts horizontal configuration. Thickener configuration in the open air, filter and concentrate bin configuration in the workshop. The crushing and screening, grinding and flotation, dewatering workshop cross-section diagram, quality pulp flow sheet and equipment contact map 5.Keywords: the design of one concentrating mill copper ore flotation Magnetic separationii目录引 言11 绪 论21.1 矿山地质条件和矿石性质21.1.1 地质条件21.1.2 矿石性质21.2 选矿厂工作制度和设备作业率21.3 处理量的计算31.3.1 年处理量41.3.2 日处理量41.3.3 小时处理量42 破碎流程的选择和计算52.1 破碎流程的选择52.2 破碎流程计算72.2.1 计算破碎车间小时处理量72.2.2 计算总破碎比72.2.3 计算各段破碎比82.2.4 计算各段破碎产物的最大粒度82.2.5 计算各段破碎机排口宽度82.2.6 选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率82.2.7 计算各产物的产率和重量92.2.8 绘制破碎数质量流程图113 磨矿流程的选择和计算123.1 磨矿流程类型和常用磨矿流程123.2 磨矿流程的选择123.2.1 磨矿段数的确定123.2.2 预先分级的必要性123.2.3 检查分级的必要性133.3 磨矿流程计算133.3.1 磨矿流程计算所需的原始资料133.3.2 磨矿流程计算153.4绘制磨矿数量流程图174 选别流程和矿浆流程的选择和计算174.1 选别流程的选择和计算174.1.1 选别流程的计算174.2 矿浆流程计算254.2.1 计算内容254.2.2 计算目的及原理254.2.3 计算所需原始指标254.2.4计算步骤：264.2.5计算284.2.6绘制选别数质量矿浆流程图335选矿设备的选择和计算335.1 破碎设备的选择和计算355.1.1 破碎设备的选择355.1.2 破碎机设备生产能力计算355.1.3 需要的破碎机台数375.2 筛分设备的选择和计算375.2.1 筛分设备的选择375.2.2 筛分设备生产能力的计算396 磨矿和分级设备的选择和计算416.1 磨矿设备的选择和计算416.1.1 磨矿设备的分类和选择416.1.2 磨矿设备生产能力的计算426.2 分级设备的选择和计算446.2.1 分级设备的选择446.2.2 分级设备生产能力的计算457浮选设备的选择和计算497.1浮选机的类型497.2 浮选机的选择517.3浮选机的计算527.4搅拌槽的选择和计算548.脱水设备的选择和计算558.1 脱水设备的选择558.2 脱水设备的计算569 辅助设备、设施的选择与计算589.1 矿仓589.2 胶带运输机的选择与计算6110其他辅助设备的选择与计算6510.1起重设备类型6510.1.2起重设备的选择6610.2 给矿机的选择和计算6810.3厂房高度的计算。6811总体布置与设备配置7011.1 厂房的总体布置7011.2 厂内设备布置7111.3 破碎厂房的设备配置7111.4磨浮车间设备配置7111.5脱水车间设备配置7211.6设计图纸7212 结论72参考文献75谢 辞77 南华大学核资源工程学院毕业设计引 言铜是人类使用最早的金属，也是国民经济建设不可缺少的重要原材料之一。由于铜具有高度的延展性，容易锻压，因此在电子、机械等制造业多用来生产各种零部件；铜的导热性能好，导热略低于银和金，因此常用铜来制造加热器，冷凝器，热交换器等；纯铜还是电的良好导体，其导电率仅次于银，因此铜在电器、电子技术、电机制造等工业部门中应用最广，用量最大；铜的耐腐蚀性较强，盐酸和稀硫酸与铜不起作用，因此在化学、制糖、酿酒工业中多用铜来制造真空器、整流器，酿造锅阀门、管道等，此外铜能与锌、锡、铝、镍、铍等许多金属组成各种重要合金。近年来，随着我国经济高速发展，以及电子、机械等制造行业蓬勃发展，对铜的需求越来越大。我国铜资源储量虽然位居世界第7位，但由于铜矿成因类型多，成矿条件复杂；中、小型矿床多，超大型矿床少；贫矿多，富矿少；伴生组分多，选冶条件差，以及采选装备和工艺技术等原因，这使得我国铜资源的供求矛盾越来越突出。一方面由于低品位铜矿资源开发利用可能产生的环境影响可以治理；另一方面由于当前我国电子、机械等制造行业发展过度依赖国外铁矿资源所付出的代价远远大于低品位铜矿资源的开发利用可能产生的环境代价，因此鼓励开发国内低品位铜矿资源、提高国内铜矿石产量占消费产量的比重，是有效缓解我国当前铜矿资源供需矛盾的主要途径之一。因此，研究采用正确的可持续发展策略，确保我国铜矿资源长期稳定供应，对保证我国国民经济持续发展具有重要的意义。1 绪 论1.1 矿山地质条件和矿石性质1.1.1 地质条件某铁铜矿选矿厂位于云南省东北部，位于个旧市鸡街镇和大屯镇，地理坐标：东经10309301031230，北纬232600233000，距离个旧市约12公里，距离鸡街镇政府所在地约8公里，有公路与勘查区相通，交通较为方便。1.1.2 矿石性质对原矿进行化学分析, 分析结果表明, 原矿含铁27.30%, 含铜0.24% , 原矿中含铁矿物以磁铁矿为主, 磁性铁中的铁占总铁的52.23%; 原矿中铜矿物以原生硫化铜为主。脉石矿物主要以角闪石、黑硬绿泥石、钙铁榴石、方解石、石英为主。原矿主要化学成份及铜铁物相分析结果分别见表1.1、表1.2、表1.3。表1.1 原矿化学多元素分析结果项目FeSPSO2Al2O3CaOMgOAsCu含量27.640.570.02630.494.2513.454.460.10.24表1.2 原矿铁物相分析结果相别磁性铁碳酸盐硅酸盐硫化物赤褐铁及其他全铁铁含量/%15.082.126.110.743.3327.30铁分布律/%55.247.7622.372.4312.20100.00表1.3 原矿铜物相分析结果相别原生硫化铜次生硫化铜游离氧化铜结合氧化铜全铜铜含量/%0.200.020.015.0050.24铜分布律/%83.348.336.252.08100.001.2 选矿厂工作制度和设备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，特别是小型选矿厂。磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间，通称主厂房。其工作制度采用连续工作制度，即一天工作三班，每班工作8h。精矿脱水车间，一般和主厂房一致，若精矿量很少(如有色金属矿、稀有金属矿等选矿厂)，或脱水车间选用的设备能力大时，亦可采用间断工作制度，即一天工作一班或两班。根据我国选矿厂生产实践统计，选矿厂各车间的工作制度与设备年作业率，如表1.4所示。表1.4 主要设备作业率和作业时间车间名称年作业率（%）年作业时间（d）每班工作时间（h）破碎及洗矿5773.533056.5自磨及选别80852903208球磨及选别8590.43203308精矿脱水6890.4250330681.3 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。有色金属矿选矿厂，常用日处理原矿量表示选矿厂规模；黑色金属矿选矿厂，常用年处理原矿量表示选矿厂规模。要特别注意的是，重选厂的规模是指日处理合格原矿量（即选出部分废石后的原矿）。有色金属矿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：1.3.1 年处理量年处理量以选矿厂规模为计算依据。 Qa =200000（t/a） Qa破碎车间或磨矿车间年处理量（t/a）。1.3.2 日处理量破碎车间和磨矿车间的日处理量可能相同，也可能不同，取决于其车间的年处理量和年工作天数。 Qa=QdT式中 Qd破碎车间或磨矿车间日处理量（t/d）； T破碎车间或磨矿车间年工作天数； 其他符号同前。1.3.3 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，两者的小时处理量是不同的。Qh=Qd/T式中 Qh 破碎车间或磨矿车间小时处理量（t/h）； 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。2 破碎流程的选择和计算2.1 破碎流程的选择破碎段数的确定。破碎段数取决于选矿厂的原矿最大粒度与破碎最终产物粒度，即取决总破碎比（S）。总破碎比等于原矿最大粒度（D）除以破碎最终产物粒度（d）。即:S=D/d原矿最大粒度的确定 原矿最大粒度与采矿有关，即与矿床赋存条件、矿山规模、采矿方法、装运设备等有关。所谓最大粒度，是指95%的矿量通过某一筛孔尺寸的粒度。由题目可知最大粒度为500mm。破碎最终产物粒度的确定破碎最终产物粒度视选矿厂规模、磨矿细度和选别的工艺要求而定。由于磨矿作业电耗占选矿厂总电耗的50%60%，而破碎作业仅占10%15%。因此，设计时要尽可能减小破碎最终产物粒度。目前，最适宜的给矿粒度范围：球磨机为1020mm；棒磨机开路时为1520mm，含泥含水较多时，可增到2025mm；砾磨机需要部分破碎最终产物作磨矿介质时40100mm；自磨机为200350mm；跳汰机给矿粒度小于20mm；重介质选矿为-25+3mm。根据上述原矿最大粒度500mm和破碎最终产物粒度范围（即球磨机为1020mm），常用破碎流程的总破碎比范围为： Smax=D/d=500/10=50 Smin=D/d=500/20=25式中 S 总破碎比； Smax最大总破碎比； Smin最小总破碎比； D 原矿最大粒度（mm）； d 破碎最终产物粒度（mm）。总破碎比等于各段破碎比之乘积，即S=S1S2S3。各段破碎比与各段破碎机的型式、流程类型和矿石性质有关。各种破碎机在不同条件下，其破碎比范围，如表2.1所示（难碎性矿石取小值、易碎性矿石取大值）。表2.1 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工作条件破碎比范围第段鄂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根据总破碎比范围（2550）和表2.1中各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围看出，采用常用破碎流程，总破碎比即使达到最小值25，一般情况下，一段破碎流程也不可能实现。最大的总破碎比为50，只能用三段破碎流程，如（Smax=S1S2 S3=255=50）。所以，破碎段数的结论是：常用破碎流程应是三段一闭路。由表3知第一段可选用颚式破碎机，第二段选用标准圆锥破碎机，第三段选用短头圆锥破碎机。表2.2 其中破碎机排矿口产物中过大颗粒含量与最大相对颗粒Zmax矿石可碎性等级破碎机型号颚式破碎机标准圆锥破碎机短头圆锥破碎机（%）Zmax（%）Zmax（%）Zmax*难碎性矿石381.75532.4752.93.0中等可碎性矿石251.6351.9602.22.7易碎性矿石131.4221.6381.82.22.2 破碎流程计算计算内容 在破碎筛分作业中，只考虑矿石粒度和粒度组成的变化。不考虑品位和回收率的变化（洗矿、手选除外）。所以,计算的内容是，计算各破碎产物和筛分产物的重量Q（t/h）和产率（%）。如果破碎流程中有手选、洗矿或重、磁选作业时，则还应计算手选、洗矿或重、磁选作业等产物的品位和回收率。计算的目的及原理 破碎流程计算的目的是，为选择破碎、筛分及辅助等设备提供依据。计算的原理是，各产物的重量（或产率）按平衡方程式求出，即进入作业的重量（或产率），等于该作业排出的重量（或产率）。在计算中，不考虑破碎过程的机械损失和其他流失。 2.2.1 计算破碎车间小时处理量Q=200000/(63330)=33.67(t/h)。2.2.2 计算总破碎比Smax=D/d=500/10=50；Smin=D/d=500/20=25。2.2.3 计算各段破碎比平均破碎比Sa=3.68； 取S1=S2=3.5,略小于Sa。根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第三段破碎比S3为：S3=S/(S1S2)=50/(3.53.5)=4.08。2.2.4 计算各段破碎产物的最大粒度d4=D/ S1=500/3.5=143(mm)；d8= d4/ S2=143/3.5=40.8(mm)；d11= d8/ S3=40.8/4.08=10(mm)。 2.2.5 计算各段破碎机排口宽度根据破碎机破碎产物粒度特征曲线可知颚式破碎机的最大粒度为Z1max，标准圆锥破碎机Z2max， 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，中碎用标准圆锥破碎机，细碎用短头圆锥破碎机，排矿口宽度为：e4=d4/Z1max=143/1.6=89.4(mm)，取90mm；e8=d8/Z2max=40.8/1.9=21.5(mm)，取22mm；(Z1max Z2max查选矿厂设计第2版 周龙廷主编表44得）e13根据筛分工作制度确定。若采用常规筛分工作制度，e13= d11=10(mm)，若采用等值筛分工作制度，e13=0.8d11=0.810=8(mm)。2.2.6 选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率粗碎：筛孔尺寸选取，e4a1d4。 即90a1143，取a1=100mm，E1=60%。中碎：筛孔尺寸选取，e8a2d8。 即22a240.8，取a2=40mm，E2=80%。细碎：检查筛子筛孔尺寸和筛分效率，按常规筛分工作制度或等值筛分工作制度确定。常规筛分工作制度：a3=d11，即a3=10mm，E3=85%。等值筛分工作制度：a3=1.1d6， 即a3=1.110=11(mm)， e8=0.8d6=8(mm)，E2=73 。a3=1.2d6， 即a3=1.210=12(mm)， e8=0.8 d6=8(mm)，E2=65 。a3=1.3d6， 即a3=1.310=13(mm)， e8=0.8 d6=8(mm)，E2=60 。本设计采用常规筛分工作制度，a3=10(mm)，e8=10(mm)，E3=85。2.2.7 计算各产物的产率和重量粗碎作业。Q1 =33.67 t/h 1=100% Q2 = Q1 E1 = 33.670.320.6=6.46 (t/h) 2=100 =100=19.19(%)Q3= Q4= Q1-Q2 = 33.67-6.46= 27.21(t/h) 3 =4 =1 -2 =100-19.19=80.81(%)Q5= Q1=33.67(t/h)5 =1 =100%式中，原矿中小于100mm的粒级含量。 粗筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1=0.2,查选矿厂设计图4-3,查中等可碎性矿石,得=0.32=32%。中碎作业。Q6 = Q1 E2 =33.670.430.8=11.58(t/h) 6=100 =100=34.39(%)Q7= Q8= Q5-Q6 =33.67-11.56=22.11(t/h)7=8 =5-6 =100-34.39=66.61(%)Q9=Q5=Q1=33.67(t/h)9 =5 =1 =100%式中,产物中小于40mm的粒级含量。 其数值= E1+4中筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1= =0.08，从选矿厂设计图4-3中,查中等可碎性矿石,得=0.15=15%。中筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度的比值Z2=0.44，从选矿厂设计图4-5中,查中等可碎性矿石,得=0.42=42%。故：= E1+4=0.150.6+0.8100.42=0.432=43%。细碎作业根据平衡关系，可列平衡方程式：Q11=（ Q9+ Q13）E3 ，即Q1 =（ Q9+ Q13）E3。Q13 =39.35(t/h)。=100=116.9(%)Q12= Q13=39.35(t/h)=116.9 (%)Q10= Q9+ Q13 =33.67+39.35=73.02(t/h)=+=100+116.9=216.9 (%)Q11=Q1 = 33.67(t/h)=100%式中,产物13中小于12mm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=1.25，从选矿厂设计图4-9中,查中等可碎性矿石,得=0.75=75%。细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z3=0.45，从选矿厂设计图4-6中,查中等可碎性矿石,得=0.30=30%，为了简化计算，可直接用中碎机排矿产物中小于12mm的粒级含量计算,即: =0.3=30%。2.2.8 绘制破碎数质量流程图根据计算结果，绘出破碎筛分数质量流程图，如图2.1。图2.1破碎筛分数质量流程图3 磨矿流程的选择和计算3.1 磨矿流程类型和常用磨矿流程(1) 磨矿流程类型 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。(2) 常用磨矿流程 磨矿流程的类型虽然很多，但根据磨矿细度和预先分级、检查分级、控制分级设置的条件。3.2 磨矿流程的选择常用磨矿流程选择，主要解决四个问题：确定磨矿段数；预先分级必要性；检查分级必要性；控制分级必要性等。3.2.1 磨矿段数的确定磨矿是选矿厂的关键生产过程之一 它不仅直接影响选别效果而且还影响基建投资和电能消耗。所以，在设计之前，必须由研究单位进行磨矿细度与选别指标（主要指精矿品位和回收率）的关系实验，以此作为磨矿段数的设计依据，也就是说，磨矿细度是其额定磨矿段数的主要依据。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（相当于0.15mm）,宜采用一段磨矿。而设计要求200目80%以上，故采用两段一闭路磨矿流程。3.2.2 预先分级的必要性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。3.2.3 检查分级的必要性所谓检查分级，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，形成合格的返砂量（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。综上所述，我们采用的是磨矿与检查分级构成闭路的磨矿流程。 3.3 磨矿流程计算磨矿流程计算与破碎流程计算一样，仍然根据各作业物料平衡关系，计算出各产物的重量Q（t/h）和产率(%)，以供磨矿和分级设备进行选择与计算。同时为矿浆流程计算提供基础资料。3.3.1 磨矿流程计算所需的原始资料磨矿流程计算时，须有下列原始资料：磨矿车间的处理量。磁选厂的磨矿车间的处理量，一般为原矿处理量，即选矿厂规模（t/d或t/h）。（1）要求的磨矿细度。磨矿细度为试验单位推荐的最佳磨矿细度。（2）最合适的循环负荷。最合适的循环负荷能是磨矿获得最佳效果，由工业性实验确定，或采用类似矿石选矿厂的实际资料。或按表3.1所示情况选取。应当指出，最适合的循环负荷选定之后，还必须用磨矿机允许的最大通过量进行校核，即磨矿机单位容积的小时通过量（新给矿+返砂）不得大于12t/(m3h)。否则，磨矿机会被矿浆过分阻塞，而导致不能正常工作，此时应减少所选的循环负荷。表3.1 不同磨矿条件下最合适的循环负荷磨矿条件C合适值（%）磨矿机和分级机自留配置（第一段）：粗磨至0.50.3mm 细磨至0.30.1mm（第二段）：由0.3mm至0.1mm 磨矿机和水力旋流器配置（第一段）：磨至0.40.2mm磨至0.20.1mm（第二段）：由0.2mm至0.1mm 150350250600200400200350300500150350(3)两段磨矿机单位生产能力之比值k。在两段磨矿流程中，第1段磨矿机按新生成计算级别计的单位生产能力(q1)与第2段同一计算级别计的单位生产能力(q2)有差别。一般说，给矿中一切最易磨碎的矿石，在第1段磨矿机中首先被磨碎，而较难磨碎的矿石进入第2段磨矿机。因此，第2段磨矿机生产能力小。故它们之间的关系为： k=0.80.85（4）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，设计中，通常以小于0.074mm粒级作为计算级别，但细磨作业一般以小于0.043mm作为计算级别。但要注意，计算时，磨矿机给矿、分级溢流和分级返砂的计算级别，应是同一计算级别。 磨矿机给矿中计算级别的含量。给矿中计算机别的含量，一般通过筛析测得，或采用类似矿石选矿厂的实际资料，或按表3.2所示资料选取。表3.2 磨矿机给矿中小于0.074mm粒级含量（%）给矿粒度（mm）40201053中等可碎性矿石36101523 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流程，可参考表3.3资料。该表说明溢流中小于0.074mm粒级的含量与其他计算级别的含量的大致对应关系。表3.3 溢流产物中不同级别含量之间的对应关系溢留产物中最大粒度（mm）溢流产物中不同级别的对应含量（%）0.430.320.240.180.140.0940.0740.074mm102030405060708090950.04mm5.011.317.324.031.539.548.058.071.580.50.02mm9131722263546550.2mm464662758592960.02mm9131722263546550.2mm46466275859296 (5)两段磨矿机容积之比值m。如上所述，在两段磨矿流程中，两段磨矿机的生产能力不同，也必然影响两段磨矿机的容积(即v1和v2)有差别，特别是两段一闭路流程中，其两段磨矿机容积差别更大。它们之间的关系为： m=两段一闭路：m=2，或m=3。两段全闭路：m=1。3.3.2 磨矿流程计算根据已知条件是原矿中铜矿物以原生硫化铜为主，中等可碎性矿石，破碎产物的最终粒度为10mm，故选用两段一闭路的磨矿流程，磨矿细度80%以上-200目,查表3.1可知：C=300%,查表3.2可知=10；查表3.3可知：预先分级溢流粒度，检查分级溢流粒度和最终溢流粒度均为0.1mm，即=85小于0.074mm；据此，查（选矿厂设计第2版 周龙廷主编图 410），得=12，查表3.1，得C=300；k=0.82 ; m=2(因第一段为开路) 。其磨矿流程如图3.1。 图3.1磨矿流程图Q9=Q2=Q1=200000/（33083）=25.25（）9= 2= 1=100%2=1+=10+=38.41（%）Q3=9.135（）3= 100=100=36.18（%）Q7= Q4= Q1-Q3=25.25-9.135=16.115（）7=4 =100=100=63.82（%）Q8=C*Q4=3.016.115=48.345（）8=100=100=191.47（%）Q5=Q6=Q4+Q8=16.115+48.345=64.46（）5= 6=100=100=255.29（%）3.4绘制磨矿数量流程图磨矿数质量流程图如图3.2所示：图3.2磨矿数质量流程图4 选别流程和矿浆流程的选择和计算4.1 选别流程的选择和计算4.1.1 选别流程的计算（1）计算原始指标数。原始指标数可按下式确定：，式中，原始指标数（不包括已知的给矿指标）；计算成分（参与流程计算的项，若流程中只计算产物重量，如破碎，磨矿流程，则=1；若流程既要计算产物的重量，又要计算产物中各种金属的含量，则=1+）； 参与流程计算的金属种类数；如单金属矿=1，两种金属矿=2，依此类推； 流程中的选别产物数； 流程中的选别作业数。由上式得知，已知给矿指标时，计算流程所需原始指标数，等于计算成分乘以流程中的选别产物数与选别作业数之差。(2)原始指标数的分配。从流程计算的可能性来看，原始指标数可以采用流程中的任何 指标，即Q、E、i和P等。但为了计算方便，实际上最常用的是、E和给矿量Q。如果原始指标采用、计算流程，原始指标数的分配为：单金属矿。 = + + （4-18）式中 原始指标数； 参与流程计算的产率指标数； 参与流程计算的品位指标数； 参与流程计算的回收率指标效。由上式得知：各类指标数(即、)之和，必须等于原始指标数Np。否则，在流程计算时，不是出现矛盾方程式，就是出现不定方程式。而且，的个数，也不能任意确定，各有一定的范围，即：-（4-19）-（4-20）2(-)（4-21）在选别流程计算中，特别是浮选流程，一般不作为原始指标，因浮选是连续作业，很难测得产率()值，即难测得各浮选产物重量（Q)，而且也难测准。所以，通常全部用（特别是选矿厂的流程考查)，或，(如工业设计)的组合作为原始指标。只有重选厂某些作业才有可能选取作为原始指标，因为重选厂有间断作业和某些作业(如摇床)需要稳定的中矿返回才能正常生产，故预先把中矿产率()作为已知指标加以确定：但不管取舍如何，各类指标数之和必须等于原始指标数。其中因为原矿中磁铁矿的含量也比较高，要把原矿中的磁铁矿给选出来，所以决定使用磁选工艺流程。根据矿物的磁性和可浮性特点, 最终采用原矿磁选- 磁选尾矿再浮选的工艺流程。第一步，根据对铁矿的先进行弱磁选试验, 然后对弱磁选尾矿进行强磁选试验。最终在试验中采用0.12 T的磁场强度，保证了铁矿石的回收率。由于原矿当中磁性铁只有55.24%, 弱磁选实际上已经将磁铁矿全部回收到铁精矿中了。在设计中我们采用一粗一精的磁选方式，流程图如下图所示：在市场中寻找了最佳磁选设备，XCRS-74型鼓形湿法弱磁选机可供：湿法分选细粒强磁性矿物。鼓形磁选机的转鼓内装开式磁系，分选槽采用顺流形式，当给矿时能迅速的分选出磁性矿物。磁性矿物在槽中被磁力吸在鼓面上，受磁搅拌作用甩掉泥污，最后随鼓面旋转借助于冲水排出机外。产品参数：磁鼓尺寸：400300毫米磁鼓表面磁场强度（奥斯特）:1200（95.5KA/M）磁鼓转速：25转/分额定工作电流（安培）:03.5磁极线圈温升:100磁场强度：095.5KA/m无极调整给矿粒度（毫米）：3 电机（千瓦）:0.75电 源：三相380伏 50HZ配套辅机：激磁电源1台磁选机外形尺寸：7836001200鼓形电源外形尺寸：430220230重量：260公斤经过磁选之后铁精矿的产率为23.04%，起重工铁的品位为67.93%以及铜的品位为0.03%，铁的回收率为57.28%，而铜的回收率为3.02%。由于在在磁选之后需要一次脱水浓缩过程，只有这样才能顺利的进入下面的浮选过程在这里我们选用一台浓密机就可以直径在18m的高效浓密机就可以完成,具体设备参数如下表：表4.1 XCRS-74型鼓形湿法弱磁选机产品参数根据该铜矿的可选性研究确定该设计采用一粗二扫二精的浮选流程，流程图如图4.1： 图4.1浮选流程图常用分配方案有2种：方案：11，12，15，16，17，18，20，21方案：11，15 ，17，20， ， ， (3)原始指标值的选择；根据选矿试验结果得：11=7.854，12=0.162，15=18.653，16=0.668，17=0.83118=0.050，20=20.790，21=3.866=84.07，=81.67，=36.57，=80.020(4)计算各产物的产率(按方案1)。计算产物20，18产率。 9=20+18 99=2020+1818解联立方程式得： 20=0.88（%） 18=9-20=76.96-0.88=76.08（%）计算产物15，21产率。 15=20+21 1515=2020+2121解联立方程式得： 15=1.007（%） 21=15-20=1.007-0.880=0.127（%）计算产物11，16产率。 11+21=15+16 1111+2121=1515+1616 11= =2.464（%） 16=11+21-15=2.464+0.127-1.007=1.584（%）13=11+21=2.464+0.127=2.591（%）校核 13=15+16=1.007+1.584=2.591（%）计算产物12，17产率。 12=17+18 1212=1717+1818解联立方程式得： 17= =10.121（%） 12=17+18=10.121+76.08=86.201（%） 19=16+17=1.584+10.121=11.705（%） 10=9+19=76.96+11.705=88.665（%） 校核 10=11+12=2.462+82.201=88.663（%）（5)计算各产物的重量。 Q20=Q120=33.670.0088=0.296（） Q18=Q118=33.670.7608=25.616（） Q15=Q115 =33.670.01007=0.339（t/h） Q21=Q15-Q20=0.339-0.296=0.043（） Q11=Q111=33.670.02462=0.829（） Q16=Q11+Q21-Q15=0.829+0.043-0.339=0.533（） Q13=Q11+Q21=0.829+0.043=0.872（）校核 Q13=Q15+Q16=0.339+0.533=0.872（） Q17=Q117=33.670.10121=3.408（） Q12=Q17+Q18=3.408+25.616=29.024（） Q19=Q16+Q17=0.533+3.408=3.941（） Q9=Q19=33.670.7696=25.912（） Q10=Q9+Q19=25.912+3.941=29.853（）校核 Q10=Q11+Q12=0.829+29.024=29.853（）（6)计算各产物的回收率。 =（%） （%） =（%） =81.67-80.02=1.65（%） =（%） =84.07+1.65-81.67=4.05（%）