毕业设计（论文）-年处理10万吨铜镍矿的分选厂工艺设计.doc

南华大学核资源工程矿加班设计正文年处理10万吨铜镍矿的分选厂工艺设计全套图纸加扣 3012250582引言依据毕业设计任务书的要求，进行了年处理量10万吨铜镍矿的分选厂工艺设计，最终产品为铜精矿和镍精矿，此设计要求铜精矿品位20镍品位10%，铜回收率大于90%，镍的回收率大于90%。岩浆型Cu-Ni-PGE硫化物矿床是储存铜镍的重要矿床类型，另外此矿床还是赋存铂族元素的重要矿床。此矿床占世界铜镍开采量的50%以上，因此，研究此矿床对于世界的经济发展具有重要的意义。为了选择工艺成熟、技术上先进、生产商可靠、经济上效益高的方案，此设计通过参考大量的选矿设计资料，根据实际情况和现场条件，制定了合理的车间工作制度，确定了设计工艺流程（破碎流程是三段一闭路，磨矿是带检查分级的一段磨矿流程，浮选分两段进行，第一段是铜镍混合浮选，采用一粗二精二扫的流程，第二段铜镍分离），在此设计中，对工艺指标进行了详细的计算，其中有破碎、筛分、磨矿、浮选及脱水等，并对其相关设备进行了选择与计算，最终，确定了各个作业所需的设备，并最终进行了厂房总体布置，附带5张CAD图纸。第一章 绪 论 在目前，硫化铜镍矿是世界上镍的主要来源。由于硫化铜镍矿的矿石性质复杂（易与含Mg矿物和贵金属半生），成分多样，所以选别方法各不相同，经济有效的方法在硫化铜镍矿的选别上就显得更加重要，在选别过程中，应该尽量减少金属流失，在达到工业要求的基础上，更有效的回收油价金属。1.1矿床与原矿性质1.1.1矿床性质铜镍硫化物矿床中的金属硫化物主要是磁黄铁矿、黄铜矿及Ni黄铁矿，其次为黄铁矿、方黄铁矿四方硫铁矿，此外，还有少量的红砷镍矿、针镍矿、紫硫镍铁矿、自然金、辉钴矿、银金矿、碲铅矿、碲银矿等等。总计探明矿量51741.6万吨。金属铜和镍的储量分别为35.万吨和549.5万吨。除此之外，还伴生有金、银、硫，锑等20多种金属，其中有些金属具有显著的经济效益，尤其值得注意的是铂族元素在经济上的重要意义。1.1.2原矿性质矿石为露天开采，中等硬度，原矿的最大粒度是350毫米，原矿品位为铜5.06%，镍2.55%，主要是以硫化铜和硫化镍的形式存在。1.2选矿厂规模、工作制度和生产能力1.2.1选矿厂工作制度和设备作业率 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33018h）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与采矿工作制度一致，有连续工作制度和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，每年工作330天，每天作业1班，每班工作6个小时。磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间，通称为主厂房。其工作制度采用连续工作制度，即全年工作330天，一天工作三班，每班8小时。 精矿脱水车间，每年工作330天，一天工作3班，每班8小时。 选择的选矿厂主要设备的工作制度和设备作业率如表1.2.1所示。表1.2.1.1主要设备作业率和作业时间车间名称作业率（%）年工作日（d）每班作业时间（h）每天工作班数破碎22.633061磨矿及选别90.433083精矿脱水90.4330831.2.2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。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.年处理量破碎车间年处理量与磨矿车间年处理量相，即：Qa=10万吨 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。 Qd = QaT =10万吨/330天=303.03 (t/d)式中 Qd破碎车间和磨矿车间的日处理量（t/d）； T破碎车间和磨矿车间年工作天数;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。破碎车间小时处理量为Qh=303.03/6=50.5 (t/h)磨矿车间日处理量为Qh=303.03/24=12.62 (t/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)；第二章 流程的选择与计算2.1破碎流程的选择与计算2.1.1破碎流程的选择破碎作业（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；为粗粒矿物的选别作业（如跳湠、重介质等）准备最佳的入选粒度；为高品位铁矿、冶炼溶剂生产出合格产品。破碎流程的基本作业时破碎和筛分两个作业。筛分做也有预先和检查筛分。组成破碎流程的可能单元流程有（图2.1.1.1）： 图2.1.1 .1 破碎单元流程破碎流程的选择主要解决5个问题： 1. 确定破碎段数；2. 预先筛分的必要性3. 检查筛分的必要性4. 洗矿必要性5. 手选必要性破碎段数取决于总破碎比（S）。总破碎比等于原矿最大粒度（D）与破碎最终产物（d）的比值，即 ： S=D/d=350/10=35为了减少耗能，采取多碎少磨，所以在设计中尽量减小最终产物粒度，在本次设计中，最终产物粒度为10mm。表2.1.1.2 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I段第II段第II段第III段第III段第III段第II，III段颚式破碎机和旋回破碎机标准圆准破碎机中型圆锥破碎机短头圆锥破碎机短头圆锥破碎机对 辊 机反 击 式 破 碎 机开 路开 路闭 路开 路闭 路闭 路闭 路3-53-54-83-64-83-158-402.1.2破碎流程的计算1.计算破碎车间小时处理量 Q=100000/（3306）=50.5（t/h）2.计算破碎比 S=350/10=353.初步拟定破碎流程根据破碎比，采用三段一闭路破碎流程，如图2.1.2.1所示：图2.1.2.1 破碎流程图4.计算各段破碎比 平均破碎比：Sn=3.27 取S1=S2=3.2，则S3=S/(S1S2)=3.45.计算各段产物最大粒度d4=D/S1=350/3.2=109(mm)d8= d4/S2=109/3.2=34(mm)d11= d8/S3=34/3.4=10(mm)6.计算各段破碎机排矿口宽度e4= d4/Z1max=109/1.6=68.13 mm 取69mme8= d8/Z2max=34/1.9=17.89 mm 取18mm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）Zmax的取值依据图2.1.2.2所得图2.1.2.2破碎机排矿产物中过大颗粒含量b与最大相对粒Zmax矿石可碎性等级破碎机型号旋回破碎机颚式破碎机标准圆锥破碎短头圆锥破碎b（%）Zmaxb（%）Zmaxb（%）Zmaxb（%）Zmax难碎351.65381.75532.4752.9-3.0中碎201.45251.6351.9602.2-2.7易碎121.25131.4221.6381.8-2.27.选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率粗筛：e4a1d4 即 69a1109 取a1=80mm，E1=60%中筛：e8a2d8 即 18a234 取a2=34mm，E2=80%细筛：采用等值筛分工作制度，取 a3=1.2d=12mm e13=0.8d=8mm，E3=65%其中筛分效率如图2.1.2.3所示图2.1.2.3 破碎产品最大粒度与破碎机排矿口、筛孔及筛分效率的关系矿石可碎性破碎流程破碎机排矿口筛孔a筛分效率E%中等可碎性闭路（组合1）0.8dmax1.2dmax80-85闭路（组合2）0.8dmax1.4dmax65开路（振动筛）0.4-0.5dmax1.0dmax85难碎性矿石闭路（组合1）0.8dmax1.15dmax80-85闭路（组合1）0.8dmax1.3dmax65开路（振动筛）0.3-0.4dmax1.0dmax858.计算各产物的差率和重量 1）粗碎作业Q1=50.5（t/h） g1=100%Q2=Q1b1-80E1=50.5*0.32*0.6=9.70(t/h)g2=Q2/Q1=9.70/50.5=19.2%Q3=Q4=Q1-Q2=40.8（t/h）g3=g4=g1-g2=100-19.2=80.8%Q5=Q1=50.5（t/h） g5=g1=100%式中b1-80表示原矿中小于80mm的粒级含量。筛孔尺寸与最大粒度之比为：Z1=80/350=0.23，从图2.1.2.4中，查的b1-80=32%。图2.1.2.4 原矿粒度特性曲线2）中碎作业Q6=Q1b1-80E2=50.50.4290.8=17.33（t/h） g6=Q6/Q1=17.33/50.5=34.32%Q8=Q7=Q1-Q6=33.17（t/h）g8=g7=g1-g6=100-34.32=65.68%Q5=Q9=50.5（t/h） g5=g9=100%式中b1-30表示原矿中小于30mm的粒级含量。其数值等于原矿中小于30的粒级含量与产物4中小于30的粒级含量的和（b5-30 =E1 b1-30+g4b4-30）中筛筛孔尺寸与原矿最大粒度之比为：Z1=30/350=0.09，从图2.1.2.5中，查的b1-30=0.685% 图2.1.2.5 颚式破碎机破碎产物粒度特性曲线3、细碎作业。Q13=83.19(t/h)。g13=83.19/50.5=164.73(%)Q12= Q13=83.19 (t/h)=164.73 (%)Q10= Q9+ Q13 =50.5+83.19=133.69(t/h)=+=100+164.73=264.73 (%)Q11=Q1 = 50.5(t/h)1-难碎性矿石；2-中等可碎性矿石；3-易碎性矿石图2.1.2.6 短头圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线图2.1.2.7 标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线即： b9-12=41.832.1.3破碎数质量流程图（见附表1）2.2磨矿流程的选择与计算2.2.1磨矿流程的选择1.磨矿流程有两个基本作业是磨矿和分级。分级作业有预先、检查和控制分级三种。常用磨矿流程选择，主要解决四个问题：1）确定磨矿段数；2）预先分级必要性；3）检查分级必要性；4）控制分级必要性等在此设计中，选用以下磨矿流程，如图2.2.1.1图2.2.1.1 一段磨矿流程2.2.2磨矿流程的计算1.磨矿流程计算时需要的原始资料 1）磨矿车间的处理量 2）要求的磨矿细度 3）最合适的循环负荷，其数值按图2.2.2.1所示。图2.2.2.1 不同磨矿条件下最适合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0.5-0.3mm150-350细磨至0.3-0.1250-600（第二段）由0.3-0.1mm-200-400磨矿机的水利旋流器配置（第一段）磨至0.4-0.2mm200-350磨至0.2-0.1mm300-500（第二段）由0.2-0.1mm150-3502. 磨矿机给矿中计算机别的含量。按表2.2.2.2所示资料选取。 表2.2.2.2 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难碎性矿石2581015易碎性矿石58152025 分级溢流中计算级别的含量。可参考表2.2.2.3资料。表2.2.2.3 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 返砂中计算级别的含量。分级设备返砂中计算级别的含量与分级滥流产物的粒度有关，如表2.2.2.4所示。表2.2.2.4返沙中计算级别含量与溢流产物粒度的关系产物中-0.074毫米级别的含量（%）分级机溢流产物的粒度（毫米）-0.4-0.3-0.2-0.15-0.1-0.074分级机溢流中35-4045-5555-6570-8080-9095分级机返沙中3-55-76-98-129-1510-16 由已知计算磨矿车间处理量为：Q4=Q1=100000/(33083)=12.6t/h ， 中等可碎性矿石，试验单位推荐的最佳磨矿细读为-0.20mm，根据表4.2初步选取最适合的循环负荷为C=350%Q5=CQ1=3.512.6=44.1t/h ， Q2=Q3=Q1+Q5=12.6+44.1=56.7t/h ， 2.3.选别流程的选择与计算2.3.1流程的选择 1. 对于多金属矿物的选择流程，应该考虑以下3点：1）嵌布粒度特征2）矿物的可浮性3）其他因素对流程的影响浮选流程内部结构，是指粗选、精选、扫选的次数及中矿返回的地点。粗选次数取决于有用矿物含量和可浮性差异，精选次数取决于原矿品位、矿物可浮性和精矿质量要求，为了保证回收率，通常增加扫选次数。在此设计中，第一段浮选流程铜镍混合浮选，第二段铜镍精矿分离。2.3.2选别流程的计算2.3.2.1浮选流程铜镍混合浮选1.计算的内容1)矿量分配指标:重量、产率；2)金属分配指标:金属量、回收率、作业回收率；3)计算指标:品位2.计算目的通过计算各产物的产率和重量，为选择选别设备、辅助设备及矿浆流程计算提供资料。3.计算的原理流程计算的原理是：进入各作业的矿量或金属量，等于该排除的矿量或金属量，即物料平衡原理。也就是说，在设计中，不考虑选别过程的机械损失和其他流失，认为各作业进入和排出产物的重量不变。第一段浮选流程的计算铜镍混合浮选（图2.3.2.1），第二段铜镍精矿分选（图2.3.2.2）。 图2.3.2.1第一段浮选流程4.原始指标的确定、选择及分配 原始指标数可按下式确定：Np=C(np-ap)=3(10-5)= 15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，：流程中的选别产物数；：流程中的选别作业数。从已知条件得：=2，=10，=5。指标采用、计算流程，原始指标数的分配为：NP=N+N+N+N+N=15N5 ;N5N5N10N10常用的分配方案有两种：方案1： 方案2：5.计算根据选矿实验得：7=9.43，8=0.19，11=11.00，12=2.45，13=0.97，14=0.18，16=13.07，17=3.12，18=1.87，19=0.099，7=5.15，8=0.15，11=5.80，12=0.39，13=0.70，14=0.089，16=6.35，17=0.65，18=0.29，19=0.079 ；6.计算各产物的产率1）产物16、19的计算g4=g16+g19g44=g1616+g1919联立求解得：g16=38.25% ，g19=61.75%2）产物11、17的计算g11=g16+g17g1111=g1616+g1717联立求解得：g11=48.30% ，g17=10.05%3）产物7、12的计算g7+g17=g11+g12g77+g1717=g1111+g1212联立求解得：g7=58.20% ，g12=19.95%g9=g7+g17=58.20%+10.05%=68.25%校核：g9=g11+g12=48.30%+19.95%=68.25%4）产物14、18的计算g14=g18+g19g1414=g1818+g1919联立求解得：g14=64.71% ，g18=2.96%5）产物8、13的计算g8+g18=g13+g14g88+g1818=g1313+g1414联立求解得：g13=3.33% ，g8=65.08%g10=g8+g18=65.08%+2.96%=68.04%校核：g10=g8+g18=3.33%+64.71%=68.04%g15=g12+g13=19.95%+3.33%=23.28%g6=g4+g15=100%+16.64%=116.64%校核：g6=g8+g7=65.08%+58.20%=123.28%7.计算各产物的重量1) Q16=Q116=12.638.25%=4.82 (t/h)Q19=Q1-Q16=12.6-4.82=7.78 (t/h)2) Q11=Q111=12.60.4830%=6.09 (t/h)Q17=Q11-Q16=6.09-4.82=1.27 (t/h)3) Q7=Q17=12.60.5820%=7.33 (t/h)Q12=Q7+Q17-Q11=7.33+1.27-6.09=2.51 (t/h)Q9=Q7+Q17=7.33+1.27=8.60 (t/h)校核：Q9=Q11+Q12=6.09+2.51=8.60 (t/h)4）Q18=Q118=12.62.96%=0.37 (t/h)Q14=Q18+Q19=0.37+7.78=8.15(t/h)5) Q13=Q113=12.63.33%=0.42 (t/h)Q8=Q13+Q14-Q18=0.42+8.15-0.37=8.2 (t/h)Q10=Q8+Q18=8.2+0.37=8.57 (t/h)校核：Q10=Q13+Q14=0.42+8.15=8.57 (t/h)Q15=Q12+Q13=2.51+0.42=2.93 (t/h)Q6=Q4+Q15=12.6+2.93=15.53 (t/h)校核：Q6=Q7+Q8=7.33+8.20=15.53 (t/h)8.计算各产物的回收率1) 16=1616/1=38.2513.07/5.06=98.80(%),16=,16,16/,1=38.256.35/2.55=95.25(%)19=4-16=100-98.80=1.2(%),19=,4-,16=100-95.25=4.75(%)2) 11=1111/1=48.3011.00/5.06=105(%),11=,11,11/,1=48.305.80/2.55=109.86(%)17=11-16=105-98.80=6.2(%),17=,11-,16=109.86-95.25=14.61(%)3) 7=77/1=58.209.43/5.06=108.46(%),7=,7,7/,1=58.205.15/2.55=117.54(%)12=7-11+17=108.46-105+6.2=9.66(%),12=,7+,17-,11=117.54+14.61-109.86=22.29(%)9=7+17=108.46+6.2=114.66(%)校核：9=11+12=105+9.66=114.66(%),9=,7+,17=117.54+14.61=132.15(%)校核：,9=,11+,12=109.86+22.29=132.15(%)4) 18=1818/1=2.961.87/5.06=1.09(%),18=,18,18/,1=2.960.29/2.55=0.34(%)14=18+19=1.09+1.2=2.29(%),14=,18+,19=0.34+4.75=5.09(%)5) 13=1313/1=3.330.97/5.06=0.64(%),13=,13,13/,1=3.330.70/2.55=0.91(%)8=13+14-18=0.64+2.29-1.09=1.84(%),8=,13+,14-,18=0.91+5.09-0.34=5.66(%)10=18+8=1.09+1.84=2.93(%)校核：10=13+14=0.64+2.29=2.93(%),10=,8+,18=5.66+0.34=6.00(%)校核：,10=,13+,14=0.91+5.09=6.00(%)15=12+13=9.66+0.64=10.30(%),15=,12+,13=22.29+0.91=23.2(%)6=4+15=100+10.30=110.30(%)校核：6=7+8=108.64+1.84=110.30(%),6=,4+,15=100+23.2=123.2(%)校核：,6=,7+,8=117.54+5.66=123.2(%)9.计算各产物位置的品位,17=,1,17/17=2.5514.61/10.05=3.70(%),12=,1,12/12=2.5522.29/19.95=2.85(%),19=,1,19/19=2.554.75/61.75=0.20(%),14=,1,14/14=2.555.09/64.71=0.20(%),10=,1,10/10=2.556.00/68.04=0.22(%),15=,1,15/15=2.5523.2/23.28=2.54(%),8=,1,8/8=2.555.66/65.08=0.22(%),6=,1,6/6=2.55123.2/123.08=2.55(%),9=,1,9/9=2.55132.15/68.25=4.94(%)10=110/10=5.062.93/68.04=0.22(%)15=115/15=5.0610.30/23.28=0.22(%)9=19/9=5.06114.66/68.25=8.50(%)6=16/6=5.06110.3/123.28=4.53(%)2.3.2.2铜镍分离铜镍分离常采用以下二种工艺:一是先浮选得到铜镍混合精矿，后经冶炼形成中间成品高冰镍（高冰镍实现铜镍分离的对象是Ni2S3和Cu2S），然后再磨矿再浮选分离；二是直接浮选分离获得铜精矿和镍精矿.在此设计中，选用第二种方法。 图2.3.2.2铜镍分离1.原始指标的确定、选择及分配 原始指标数可按下式确定：Np=C(np-ap)=2(4-2)=4式中 Np：原始指标数（不包括已知的给矿指标）；C：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C=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C=1+e）；e：参与流程计算的金属种类数；如单金属矿e=1，两种金属矿e=2，以此类推；np：流程中的选别产物数；ap：流程中的选别作业数。从已知条件得：=2，=4，=2。指标采用、计算流程，原始指标数的分配为：NP=N+N+N+N+N=4N2 ;N2N2 N4N42.计算根据选矿实验得：1=13.07，2=15.22，3=2.87，4=22.61，5=1.23，1=6.53，2=3.20，3=8.42，4=1.21，5=10.25，原矿：Q1=4.82t/h 1=38.25%3.计算各产物的产率1）产物2、3的计算g1=g2+g3g1=g22+g33联立求解得：g2=66.41% ，g3=33.59%2）产物4、5的计算g2=g4+g5g22=g44+g55联立求解得：g4=43.51% ，g5=22.9%3）产物6的计算g6=g3+g5g66=g33+g55联立求解得：g6=56.49% ，6=2.11%4.计算各产物的重量Q4=Q14=4.8243.51%=2.10 (t/h)Q6=Q1-Q4=4.82-2.10= 2.72(t/h)Q2=Q12=4.8266.41%=3.2 (t/h)Q3=Q1-Q2=4.82-3.2=1.62 (t/h)Q5=Q2-Q4=3.2-2.10=1.10(t/h)5计算各产物的回收率1) 2=22/1=66.4115.22/13.07=77.33(%),2=,2,2/,1=66.413.20/6.35=33.47(%)3=1-2=100-77.33=22.67(%),3=,1-,2=100-33.47=66.53(%)2) 4=44/1=43.5122.61/13.07=92.20(%),4=,4,4/,1=43.511.21/6.35=8.29(%)5=2-4=77.33-75.27=2.06(%),5=,2-,4=33.47-8.29=25.18(%)3）6=3+5=22.67+2.06=24.73(%),6=,3+,5=66.53+25.18=91.71(%)2.4矿浆流程的计算2.4.1 计算内容、目的及原理计算的内容是：磨矿和选别流程中个作业或个产物的水量、补加水量、矿浆体积和单位耗水量。计算目的是：为供水、排水、扬送和分级的设计计算、设备选择提供计算依据。计算原理是：水量平衡原理，即：进入某作业的水量之和，等于该作业排出的水量之和；进入作业的矿浆量（即体积）之和，等于该作业排除的矿浆量之和在计算中，不考虑机械损失或其他流失。2.4.2 计算步骤2.4.2.1第一段磨浮流程1.磨矿流程如图2.4.2.1所示，Q=12.6（t/h） 图2.4.2.1 第一段浮选流程磨矿流程图 1） 确定浓度。 必须保证的浓度。 磨矿作业浓度Cm=75%，分级溢流浓度Cc=45%。 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%。 2) 按计算液固比、和。R1=(100-C0)/C0= (100-97)/97= 0.031 R4=(100-Cc)/Cc= (100-45)/45=1.222R5=(100-Cs)/Cs= (100-80)/80=0.250Rm=(100-Cm)/Cm= (100-75)/75=0.3333）按Wn=QnRn计算水量W1、W4、W5、Wm。W1=Q1R1=16.70.031=0.22(t/h)W4=Q4R4=16.71.222=20.41(t/h)W5=Q5R5=Q1CR5=16.70.750.250=14.61(t/h)Wm=QmRm=(Q1+Q5)Rm=(12.6+44.1)0.333=18.88(t/h)4)按Ln=W作业-Wn计算补加水Lm和LcLm=Wm-W1-W5=18.88-0.22-14.61=4.05（t/h）Lc=W4+W5-Wm=20.41+14.61-18.88=16.14（t/h）2.选别流程(数据来源于选矿厂设计)1)铜镍混选（1）必须保证的作业浓度。粗选作业浓度Cr=35%；精选作业浓度Ck1=25%；精选作业浓度Ck2=25%（2）不可调节的选别精矿浓度。粗选精矿浓度C7=48%；精选精矿浓度C11=45%；精选精矿浓度C16=45%；扫选精矿浓度C13=33%；扫选精矿浓度C18=25%。按计算液固比、和。Rr=1.86 ; R7=1.08 ; Rk1=3 ; Rk2=3R11=1.22 ; R16=1.22 ; R13=2.03 ; R18=3按按Wn=QnRn计算水量。已知：Qr=Q6=62.25,Qk1=Q9=34.46.QK2=Q11=24.39,Q7=29.39,Q11=24.39,Q16=19.32,Q13=1.68,Q18=1.49求得：Wr=Q6Rr=62.251.86=115.79(m3/h)W7=Q7R7=29.391.08=31.74(m3/h)W8= Wr- W7=115.79-31.74=84.05(m3/h)Wk1=Q9Rk1=34.463=103.08(m3/h)W11=Q11R11=24.391.22=29.76(m3/h)W12= Wk1- W11=103.08-29.76=73.32(m3/h)Wk2=Q11Rk2=24.393=73.17(m3/h)W16=Q16R16=19.321.22=23.57(m3/h)W17= Wk2- W16=73.17-23.57=49.60(m3/h)W18=Q18R18=1.493=4.47(m3/h)W10= W8+ W18=84.05+4.47=88.52(m3/h)W13=Q13R13=1.682.03=3.41(m3/h)W14= W10- W13=88.52-3.41=85.11(m3/h)W19= W14- W18=85.11-4.47=80.64(m3/h)按计算补加水。Lr=Wr-W4-W12-W13=115.79-20.41-73.32-3.41=18.65(m3/h)LK1=WK1-W7-W17=103.08-31.74-49.60=21.74(m3/h)LK2=WK2-W11=73.17-29.76=43.41(m3/h)计算矿浆体积。Vr=Q6(Rr+1 )=62.25(1.86+13.0)=136.54(m3/h)Vk1=Q9(Rk1+1 )=34.46(3+13.0)=114.87(m3/h)Vk2=Q11(Rk2+1 )=24.39(3+13.0)=81.3(m3/h)V7=Q7(R7+1 )=29.39(1.08+13.0)=41.54(m3/h)V8=Vr-V7=136.54-41.54=95.00(m3/h)V18=Q18(R18+1 )=1.49(3+13.0)=4.97(m3/h)V10=V8+V18=95.00+4.97=99.97(m3/h)V13=Q13(R13+1 )=1.68(2.03+13.0)=3.97(m3/h)V14=V10-V13=99.97-3.97=96.00(m3/h)V19=V14-V18=96.00-4.97=91.09(m3/h)按计算某些作业和产物中的未知浓度。C12=12.08(%)C17=9.27(%)C10=27.93(%)C14=27.70(%)C19=27.86(%)C8=28.09(%)按下式计算工艺过程（不包含磨矿）总补加水量。 校核 2.4.2.2铜镍分离必须保证的作业浓度。精选1作业浓度=20% ；精2作业浓度=20%精选1精矿浓度C2=40% ；精选2精矿浓度C4=40%按计算液固比RK1、RK2、R2、R4RK1=(100-CK1)/CK1=(100-20)/20=4RK2=(100-CK1)/CK1=(100-20)/20=4R2=(100-C2)/C2=(100-40)/40=1.5R4=(100-C4)/C4=(100-40)/40=1.5按计算水量。Wk1=Q1Rk1=4.824=19.28(m3/h)W2=Q2R2=3.21.5=4.8(m3/h)W3= Wk1- W2=19.28-4.8=14.48(m3/h)Wk2=Q2Rk2=3.24=12.8(m3/h)W4=Q4R4=2.101.5=3.15(m3/h)W5= Wk2- W4=12.8-3.15=9.65(m3/h)W6= W3+ W5=14.48+9.65=24.13(m3/h)按计算补加水。Lr=Wk1-W16 =19.28-23.57=-4.29(m3/h)计算矿浆体积。Vk1=Q1(Rk1+1 )=4.82(4+13.0)=20.89(m3/h)Vk2=Q2(Rk2+1 )=3.2(4+13.0)=13.87(m3/h)V2=Q2(R2+1 )=3.2(1.5+13.0)=5.87(m3/h)V3=Vk1-V2=20.89-5.87=15.02(m3/h)V4=Q2(R4+1 )=3.2(3+13.0)=5.87(m3/h)V5=Vk2-V4=13.87-5.87=8.00(m3/h)V6=V3+V5=15.02+8.00=23.02(m3/h)按计算某些作业和产物中的未知浓度。C2=35.59(%) ; C3=10.06(%)C4=40.00(%) ; C5=10.24(%)C6=10.13(%)按下式计算工艺过程（不包含磨矿）总补加水量。 校核 2.4.3数质量及矿浆流程见附12.5.脱水流程的选择 脱水流程一般采用浓缩过滤、浓缩过滤干燥这两种流程，本设计要求浮选精矿含水量为小于10%，采用浓缩和过滤两段脱水流程就能达到要求，如图2.5.1.1 图2.5.1.1 脱水流程图 第三章选矿设备的选择与计算3.1选矿设备的选择原则设备选择和计算必须遵循以下原则：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。选矿设备有两大类。其中破碎机、筛分机、磨矿机、分级机、浮选机、跳汰机浓缩机、过滤机和干燥机等是主要设备。胶带运输机、砂泵、给矿机等是辅助设。破碎设备的选择和计算3.2.1粗碎选用颚式破碎机其q0（见选矿厂设计 周龙廷主编 表5-1。进入粗碎作业的最大粒度为350mm，因此采用规格为PE600900的颚式破碎机。其=1.0t/(mm.h)，e=69mm。所以=1.069=69（t/h）。 由（选矿厂设计 周龙廷主编）表5-6可知=1.0式中：矿石密度修正系数； 设计矿石的密度（）。由已知可知=3.49可知由（选矿厂设计 周龙廷主编）表5-7可知，350600=0583，K3=1.09因此，粗碎中颚式破碎机的生产能力为Q=K1K2K3Q0=1.01.291.0969=97.02（t/h）3.2.2中碎选用标准圆锥破碎机.中碎中给矿粒度为109mm所以选用标准圆锥破碎机的型号及规格为PYB1200，所以q0=4.5，e=18mm。所以Q0=4.518=81（t/h）。K1=1.0，K2 =1.29，e/B=18/170=0.105，那么K3=1.12因此，中碎中标准圆锥破碎机的生产能力为Q=K1K2K3Q=16.30t/h3.2.3细碎选用短头圆锥破碎机细碎中给矿粒度为22mm所以选用短头圆锥破碎机的型号及规格为PYD1200，所q0以=6.5，e=10mm。所以Q0=6.510=65（t/h）。K1=1.0，K2 =1.29，e/B=10/60=0.17.那么K3=1.06由此可得：细碎中短头圆锥破碎机的生产能力为 Q=K1K2K3Q0=88.89t/h3.2.4需要破碎机台数的计算颚式破碎机：n=K Qd/ Q=1.140.80/97.02=0.49所以，需要1台标准圆锥破碎机：n=K Qd/ Q=1.133.17/116.30=0.43 所以，需要1台短头圆锥破碎机：n=K Qd/ Q=1.1133.69/88.89=1.64 所以，需要2台式中n设计需要的破碎机台数Qd需要破碎的矿石量（t/h）K不均匀系数，K=1.11.2。3.3 筛分设备的选择3.3.1第一段破碎的预先筛分。给矿Q=50.5t/h，筛孔尺寸a=60mm，给矿粒度为350mm，筛分效率E=60%，采用固定棒条筛，倾角为 查看表3.3.1可知q=0.90表3.3.1筛孔宽a(mm)q值 255075100125150200E=70%75%的q值0.530.510.460.400.370.340.27E=55%60%的q值1.161.020.920.800.740.680.54可以求得筛分面积：F=0.701最大给矿粒度Dmax计算，筛子宽度B=（2.53）Dmax=2.5350=875mm，筛子长度L=（2-3）B=2875=1750mm。3.3.2第二段破碎的预先筛分。筛上给矿量Q=Q1=50.5t/h, 矿石的松散密度,=2.85，筛孔尺寸a=34mm，查选矿厂设计表5-11取V=31.2（m3/m2.h）。采用单层振动筛，筛分面积计算公式为：F1=Q/(V)=50.5/（2.8531.2）=0.57 V振动筛单位面积的平均容积生产能力， 那么，筛子的几何面积 ：=0.57/0.85=0.67。其中为振动筛的有效筛分面积系数，取=0.85。由最大给矿粒度109mm及有效面积0.67m2,选用SZZ8001600自定中心振动筛，筛子的几何面积为1.2，取一台，则筛子的负荷率为： =0.67/1.2=56%3.3.3第三段破碎的预先及检查筛分。选用振动筛已知给矿量Q=Q10=133.69t/h，筛孔尺寸12mm，查选矿厂设计表5-11得：V=20.1V（m3/m2.h）,V为振动筛单位面积的平均容积生产能力，松散密度=2.85,筛分效率采用E=65%,根据筛子的工作条件，查选矿厂设计表5-12，确定校正系数为：那么 ,将已知数据代入，求的所需筛子的有效筛分面积：F1=Q/(V)=133.69/（2.8520.1）=2.33由此可知，筛子的几何面积：=2.33/0.85=2.75其中为振动筛的有效筛分面积系数，取=0.85由最大给矿粒度34mm及有效面积3.46m2, 根据计算结果选用一台YA1536圆振筛，单台筛子的几何面积为5m2,则筛子的负荷率为：=2.75