毕业设计（论文）-湖北三鑫3000td金铜矿选矿厂初步设计.doc

辽宁工程技术大学毕业设计前言据科学家的测量和估算，地球的黄金总储量大约有48亿吨，而分布在地核内的约有47亿吨，地幔8600万吨，而分布到地壳的只有不到1亿吨。地球上99%以上的金进入地核。金的这种分布是地球长期演化过程中形成的。地球发展早期阶段形成的地壳其金的丰度较高，因此，大体上能代表早期残存地壳组成的太古宙绿岩带，尤其是镁铁质和超镁铁质火山岩组合，金丰度值高于地壳各类岩石，可能成为金矿床的最早的“矿源层”。铜是一种存在于地壳和海洋中的金属。铜在地壳中的含量约为0.01%，在个别铜矿床中，铜的含量可以达到3%5%。自然界中的铜，多数以化合物即铜矿物存在。铜矿物与其他矿物聚合成铜矿石，开采出来的铜矿石，经过选矿而成为含铜品位较高的铜精矿 全套图纸加扣3012250582 金主要赋存于金铜硫矿石和金铜铁矿石中，在硫铁矿石、铁矿石中的金次之。矿石中的金以金银矿为主，其次为自然金、金银矿。金的嵌布粒度一般较细，多在0.20.002mm之间；金与铜具有一定相关性，在各个粒度中品味随粒度的变化而有所增高。在磨矿细度-200目（60%）的情况下，单体解离金占72.01%，硫化物中金占23%；在硫化物载体金中，黄铜矿、斑铜矿含量为（5.08g/t），分布率6.94%，黄铁矿、白铁矿含金（1.97g/t），分布率16.36%。金以粒间金为主，约占55%，其次为包裹金，占35%，裂隙金约占10%。块状矿石中的黄铜矿较为致密、集合体嵌布，颗粒粗大，还主要与斑铜矿连生，包裹有少量的黄铁矿、白铁矿、脉石等，与自然金的关系极为密切，或与之包裹、或与之连生；浸染状矿石中的黄铜矿多呈细脉状、网状分布于脉石或氧化铁矿物中，难以解离。设计选厂三鑫金铜矿地处湖北大冶，开发金矿石，高效利用低品位资源，对该厂的资源综合回收、环境保护、辅助设施、建筑结构等均进行精心设计，从而得到经济、环境和社会效益的和谐统一。 79 1 厂区概况1.1 三鑫金铜矿地理行政及交通湖北三鑫金铜股份有限公司位于湖北省大冶县城西4.2km，与铜绿山矿区毗邻，行政区划属大冶县金湖乡及罗桥乡管辖。矿区距武大铁路和公路3km，交通条件较为方便。矿区南起石家湾，北到大冶湖中心河，东临鲤泥湖，西止鸡冠山与猴头山大青山隔河相望。地下埋藏有金铜钼矿床，本地区资源丰富，采选历史悠久，是我国有色金属和钢铁工业的重要基地之一。1.2 水文地质条件 矿山外围地势南高北低，为低山丘陵大冶湖盆地。南部为低山区，中部为丘陵区，地形起伏不大，一般标高为3060m，距矿区最近的鸡冠咀山标高69.14m，地表风化强烈，属剥蚀堆积地貌。北部大冶湖盆地，标高在14.519.5m之间，湖底由湖积冲积粘土、亚粘土层组成。矿区东、北部是围湖造田堤坝，将湖水围隔在堤坝以东。矿体上部地表均为水田所覆盖。本区地震基本裂度为度。1.3 工程地质情况大冶矿区位于淮阳山字型构造前弧西侧与新华夏构造体系的复合地带。地处中下扬子陆块的西段北与桐柏-大别造山带相接，南与九岭-幕阜隆起带毗邻，处于岳阳-九江前陆褶冲带的东端前缘部位。本区北东以襄广断裂与桐柏-大别造山带相隔；西以鄂城-嘉鱼断裂与宝康-武汉前陆褶冲带及宜昌-武昌过渡褶皱带分割；南以坑口-排市断裂，构成一个三角形构造岩浆岩。矿区范围内出露的主要地层为三叠系下统大冶群灰岩、白云岩建造，均已变质成大理岩。本区经历了复杂的构造变动，不同方向、不同规模、不同时期的构造形迹普遍发育，尤其是褶皱变形和褶皱叠加作用明显，断裂具有多期活动的特征。矿床范围内出露的岩浆岩有四种，属铁山侵入体南缘中段部分，据野外穿插关系和间接证据，并参考同位素年龄数值确定它们的形成顺序自早而晚为：中细粒含石英闪长岩、黑云母透辉石闪长岩、正长闪长岩和斑状含岩英闪长岩。前者属燕山早期，后三者属燕山中期产物。矿床自西而东由铁门坎、龙洞、尖林山、象鼻山、狮子山、尖山六大矿体组成，都赋存在下三叠统大冶群大理岩与闪长岩接触带内，沿接触带断续延长达4300米。1.4 气候特征大冶地区为典型的大陆性季风气候。冬冷夏热。四季分明，雨量充沛。年平均气温17.0o C，极端最高气温40.3 oC，极端最低气温11.3 oC，年平均降水量1382.6mm，雨季为48月。占全年降水量的66%以上，最长连续降雨曾达20天之久。年均蒸发量1414.6mm。相对湿度78。常年主导风向为东南风和偏西风，正常平均风速不大于2.2m/s，静风频率17%。无冻土1.5 水源供应及排水处理由于厂区全年降雨时间较多，水资源充足。除满足矿山现有生产外，尚有一定的富余能力，考虑到生产用水拘谨和污水不压滤处理对环境污染严重，所以选厂设计的工业用水循环使用，不外排。生活用过的污水处理后排至附近低洼处自然降解。1.6 电源供应黄石变电所为矿区提供10kv的电源，电站与矿区的距离为10km，采用双回LGJ-240的线路供电。矿区除个别高压设备外，其余均为380v。重要负荷备有备用电源。除碎矿车间进行连锁控制外，其余设备均采用单机就地控制。2 入选矿石类型及供矿条件2.1 设计原则实现对低品位资源的综合利用，应争取并享受当地的有关优惠政策；因地制宜，少投入多产出，以规模创效益；充分利用现有设备和设施，尽量减少对生产的影响；设备选型应符合高效、节能，达到国内同行业先进水平；设备选型应小型化，力争减少生产设备数量和系列数，以便降低成本，实现生产自动化；认真落实全面规划、合理布局、综合利用、化害为利、保护环境的原则。2.2 设计的可行性和必要性开发利用低品位资源，不但有效综合回收国家的有价资源，同时也为当地带来良好的社会效益和经济效益，通过对本选厂进行初步可行性研究，本选厂的设计具有以下优势：（1）地质资料齐全、资源可靠，具有开发潜力。（2）融资方式明确，建设资金有保障。（3）工艺成熟、技术可靠，工艺适合处理该矿矿石。2.3 矿石类型该矿床的类型为高中温气液矽卡岩型矿床，矿石类型有金铜硫矿石、金铜铁矿石、铜铁矿石、硫铁矿石、金铁矿石、铁矿石等，各类型矿石间界限模糊，呈渐变过渡状态，矿石中有用元素Au、Cu、S含量较高，具有较高利用价值。2.4 入选矿石的组成及含量矿区矿石储量丰富，但矿石品位较低，其详细情况见表21。表2-1 矿石含量表Express 2-1 ore reserves forms矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）黄铜矿、斑铜矿6.7赤铁矿、褐铁矿3.5（胶）黄铁矿、（胶）白铁矿4.8石英12.0蓝铜矿、铜兰、蓝辉铜矿0.3方解石等碳酸盐矿33.6其它有色金属矿物0.2硅酸盐、碳质及其它矿物15.4菱铁矿15.0自然金银矿物微磁铁矿8.5合计100.002.5 矿山供矿条件2.5.1 开采条件矿区内山势低缓，但矿体厚度较薄，埋藏深、走向长，没有露天开采的条件（且露天开采剥采比大于合理经济剥采比）故选择地下开采。矿体内矿体及顶板岩石完整性好。局部地段受构造裂隙及断裂活动影响，岩石强度低，易掉块，局部需支护，工程地质条件好。除局部地段工程地质条件差需支护和防止突水外，矿床开采技术条件较好。井下开采顺序为由上而分中段开采，中段内由远而近，由下至上开采、沿矿体走向方向后退式回采，如在中段内遇有平行矿体，应按先采上盘后采下盘矿体的原则。2.5.2 开采方法根据矿床赋存条件，结合矿山实际情况，从节省投资、降低成本的原则，采用浅孔留矿法和削壁填充法。浅孔留矿法和削壁填充法结构简单，管理方便，采准工程量小，工艺容易掌握，所需要的设计比较简单，材料易于供应。为保证生产安全，降低损失、贫化考虑，浅孔留矿法对开采倾斜薄矿体适应性强，使用灵活，采矿效率高，采矿成本低，尤其适合本矿体的开采实际条件，作为本矿的主要采矿方法，当中段拉开后，根据各矿段的实际情况灵活的布置采矿方法。浅孔留矿法主要开采矿体厚度大于0.5m矿体，所占比例50%，削壁填充法开采矿体厚度小于0.5m，所占比例50%。2.5.3 入选矿石性质该矿样的矿石呈棕色、褐色、黄绿色、（土）黄色、灰绿色等多种颜色。矿石主要为块状、稀疏-稠密浸染状、肾状、角砾状。大多比较致密、坚硬，少部分的黄铁矿型矿石则比较松散。金属矿物以磁铁矿、黄铁矿、黄铜矿为主。原矿含泥率适中，含水率5%，原矿粒度小于480mm。3 矿石性质3.1 矿石的化学成分及含量矿石的化学成分有铜，铁，金，硫等，以含金硫化物石英脉型为主，其次为含金铁硫化物蚀变岩型。其各组分含量由原矿多元素分析可知，见表3-1。 表3-1 原矿多元素分析表Express 3-1 much run of mine elemental analysis forms元素CuFeAuAgZnPbCoS含量2.5422.322.1914.000.0370.0080.00974.3元素CaOMgOSiO2Al2O3MoBiP含量17.821.8916.983.400.3中粒0.0740.3细 粒0.010.074微粒0.01颗粒数平均粒度黄铜矿39.646.313.70.40.115斑铜矿13.448.135.92.60.045黄铁矿45.940.013.90.20.127磁铁矿25.149.524.31.10.072赤铁矿39.558.12.40.0353.4 矿物的结构及嵌布特征金矿物粒度为0.0010.07mm，以细粒嵌布0.010.074mm为主（占82.3%），微粒嵌布小于0.01mm为辅（占17.7%），平均粒度仅为0.018mm。嵌布在黄铜矿、斑铜矿中的金矿物粒度较嵌布在黄铁矿、脉石中的金矿物粒度细得多。3.5 矿石原矿性质分析1）该矿石中金属矿物复杂且含量较多，其中有回收价值的矿物为金铜，硫。2）金铜为共伴生包裹，金铜不能完全解离。3.6选矿试验主要指标选矿试验原矿，精矿与尾矿工艺指标详见表3-3表3-3 设计工艺指标表Express 3-2 Design process index table品位 %产率%回收率%原矿Au1.75（g/t）100.00100.00Cu1.26100.00100.00S6.00100.00100.00金铜精矿Au20.59 （g/t）9.609.6080.00Cu16.9591.50硫精矿S35.006.99-61.22Au1.006.00Cu0.221.83最终尾矿Au0.300.2914Cu0.100.386.67 4 工艺流程的选择与计算4.1破碎流程的选择和数质量计算第一方案:1.工作制度：采用连续工作制，年工作天数365天，设备作业率67.80%，全年运转330天，每天3班，每班6小时。全年开车小时数：33036=5940小时故破碎车间生产能力为：Q/th-1=3000/(1-5%)/(36)=175.442.计算总破碎比及分配各段破碎比：因为破碎最终产品进入磨机，所以确定最终破碎产品粒度为12mm。故总破碎比为：总=Dmax /dmax=480/12=40根据总破碎比值采用三段一闭路流程，如图4-1。初步拟定第一段采用颚式破碎机，第二段采用标准圆锥破碎机，第三段采用断头圆锥破碎机，各段破碎比分配如下：总= S1S2S3=2.6734.99 3.计算各段破碎产物的最大粒度：d2=Dmax/S1=480/2.67=179.8mm 取180mmd5=( Dmax/S1) / S2=d5/S2=180/3=60mmd7= d5/ S3=60/4.99=12mm4.计算各段破碎机的排矿口宽度（b）开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按b=dmax/Z计算。闭路破碎的破碎机排矿口宽度按b=0.8d7计算。粗碎：b1(mm)=d2/Z1=180/1.6=112.5（取113）中碎：b2(mm)=d7/Z2=60/1.9=31.6(取32)细碎：b3(mm)=0.8d7=9.6（取9）5.确定各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率第一段检查筛分采用固定棒条筛，筛孔尺寸a1应在该段破碎产物最大粒度180mm与该段破碎机排矿口宽度113mm之间选取，因此a1=150mm,E1=60%;第二段检查筛分采用振动筛，筛孔尺寸a2=1.2d7=14.4mm(取15mm),E2=80%.6.计算各产物的矿量和产率Q1=Q2=Q6=Q8=175.44 t/h1=2=6=8=100%查（1）图5.2-2得2-150=0.85Q3=Q22-150E1=175.440.850.6=89.47t/h3=Q3/Q1=89.47/175.44=51%Q5=Q4=Q2-Q3=175.44-89.47=85.97t/h5=4 =2-3=100%-51%=49%查（1）图5.2-4得5-15=0.25，9-15=0.53C=（1-7-15E2）/(10-15E2)=(1-0.370.8)/0.750.8=117.33%9=C=117.33%Q9=Q10=9Q1=175.44117.33%=205.84t/h10=9=117.33%Q7=Q6+Q10=175.44+205.84=381.28t/h7=6+10=100%+117.33%=217.33%图4-1 三段一闭路破碎流程图Picture 4-1 the broken flow chart of one three paragraphs of closed circuit第二方案：原矿最大粒度480mm,破碎筛分流程图同图4-21.工作制度：采用间断工作制，年工作天数306天，设备作业率52.4%，全年运转306天，每天2班，每班6小时。故，破碎车间生产能力为： Q/th-1=3000/(1-5%)/(36)=175.442.计算总破碎比及分配各段破碎比：因为最终产品进入磨机，所以确定最终破碎产品粒度为12mm。故总破碎比为：总=Dmax/dmax=480/12=40根据总破碎比值采用三段一闭路流程，如图4-2。初步拟定第一段采用颚式破碎机，第二段采用中型圆锥破碎机，各段破碎比分配如下：总= S1S2S3=2.83.24.53.计算各段破碎产物的最大粒度：d2=Dmax/S1=480/2.8=117.4mm 取117mmd4=( Dmax/S1) / S2=d2/S2=117/3.2=53.4mm 取53mmd8= d4/ S3=53/4.5=12mm4.计算各段破碎机的排矿口宽度（b）开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按b=dmax/Z计算。闭路破碎的破碎机排矿口宽度按b=0.8d7计算Z1=1.75粗碎：b1(mm)=d2/Z1=117/1.6=106.9（取107）中碎：b2(mm)=d4/Z2=53/1.9=27.9(取28)细碎：b3(mm)=0.8 /9.6（取9）5.确定各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率检查筛分采用振动筛，筛孔尺寸a1=1.2d7=14.4(取15),E=80%.6.计算各产物的矿量和产率Q1=Q2=Q3=Q4=175.44 t/h1=2=3=4=100%查1图5.2-4得5-15=0.53，8-15=0.77C%=（1-5-15E2）/(8-15E2)= (1-0.530.8)/0.770.8=93.5%7=8=C=93.5%Q7=Q8=7Q1=164.04t/hQ5= Q4+Q8=175.44+164.04=339.48t/h5=4+8=193.5%图4-2 三段一闭路破碎流程图Picture 4-2 the broken flow chart of one three paragraphs of closed circuit4.2 磨矿分级流程与数质量计算4.2.1一段磨矿分级流程与数质量计算1.确定主厂房的工作制，计算磨矿车间的小时处理量拟定工作制为：连续工作制，年工作天数365d,设备年作业率为90.41%,年设备运转天数330d，日设备运转班数3班，班设备运转时数8h.Qh=2.计算用的原始指标确定m=1 根据硬度矿石，d给=12（mm）。查1表5.2-10 取=4%根据磨矿产品中-200目含量为40%。查1表5.2-9 取d终=0.1（mm） 根据d终=0.1（mm）。查参考文献1表5.2-91，取C=350%。 3.计算各产物的矿量Qn和产率Q1=Q5= 125(t/h) 式中：Qn各段作业通过的干矿量（t/h）； 各段作业通过的干矿量占主厂房处理量的百分比（%）；球磨机的循环量（%）；某作业物料中小于0.074mm颗粒的含量（%）。4.2.2二段磨矿分级流程与数质量计算1. 确定m=1 根据硬度矿石，d给=0.1（mm）。查1表5.2-10 取=40%2.根据磨矿产品中-200目含量为90% ,根据1表5.2-9 取C=250% 3.计算各产物的矿量Qn和产率n 已知， 4.3选别流程计算4.3.1 一段选别作业计算一段选别工艺流程图见图4-3图4-3 一段选别工艺流程图 Fig.4-3 Process flow diagram1.计算必要而充分的原始指标数NP=C（np-ap）=4（12-6）=242.按工业试验结果与现厂生产指标分析，先用的24个指标如下：设 3.列平衡方程计算各产物产率、各产物的回收率和未知产物的品位 4.3.2 二段选别作业计算二段选别工艺流程图见图4-4 图4-4 二段选别工艺流程图Fig.4-4 Process flow diagram1计算必要而充分的原始指标数NP=C（np-ap）=4（12-6）=242按工业试验结果与现厂生产指标分析，先用的24个指标如下：设 3列平衡方程计算各产物产率、各产物的回收率和未知产物的品位 4.4 矿浆流程计算4.4.1一段磨矿分级与混合浮选的矿浆流程计算1.原始指标：原矿含水5%必须保证的适宜浓度：原矿浓度C1=95.00% 磨机浓度C2=75.00% 给矿浓度C3=60.00% 沉砂浓度C4=75.00% 溢流浓度C5=35.00% 混合粗选作业浓度C6=28.00%混合粗选精矿浓度C7=40.00% 混合精选作业浓度C9=24.00% 混合精选精矿浓度C11=36.00% 混合扫选作业浓度C10=26.00% 混合扫选精矿浓度C34=34.00% 混合扫选作业浓度C37=24.00%混合扫选精矿浓度C38=30.00% 混合扫选作业浓度C40=23.00%混合扫选精矿浓度C41=28.00% 混合扫选作业浓度C43=22.00%混合扫选精矿浓度C44=26.00% 混合扫选尾矿浓度C45=22.00%2.按公式计算固液比Rn值 3.按公式Wn=QnRn和平衡方程计算各作业、各产物水量Wn(单位m3/h)的值 4.按平衡方程计算各作业补加水量Ln值5.按公式计算各作业和各产物的体积Vn值 4.4.2二段磨矿分级与分离浮选的矿浆流程计算必须保证的适宜浓度：给矿浓度C13=45.00% 磨机浓度C14=60.00% 溢流浓度C15=28.00% 分离粗选作业浓度C16=16.00% 分离粗选精矿浓度C17=30.00% 分离精选作业浓度C19=15.00% 分离精选精矿浓度C21=31.00% 分离扫选作业浓度C20=10.00% 分离扫选精矿浓度C26=30.00% 分离扫选作业浓度C29=10.00%分离扫选精矿浓度C30=28.00% 分离扫选作业浓度C31=8.00%分离扫选精矿浓度C33=7.00% 分离精选作业浓度C23=14.00%分离精选精矿浓度C24=31.00% 1. 按公式计算固液比Rn值 2.按公式Wn=QnRn和平衡方程计算各作业、各产物水量Wn(单位m3/h)的值 3.按平衡方程计算各作业补加水量Ln值 4. 按公式计算各作业和各产物的体积Vn值 各段水量与矿浆量数据详见表4-1和表4-2，表4-3.表4-1 一段磨浮产品水量平衡表Table 4-1 in the first stage grinding and flotation products of water balance编号Q矿量（t/h）C浓度(%)R液固比W水量体积(m/h)V矿浆体积(m/h)1125.0095.000.056.2552.52562.5075.000.33185.63393.753562.5060.000.67376.88585.004437.5075.000.33144.38306.255125.0035.001.86232.50278.756152.0828.002.57390.83447.10733.6340.001.5050.4462.888118.4526.002.88340.39384.96933.6324.003.17106.59119.0310127.7126.002.88340.39384.961120.7436.001.7836.8744.591212.8916.005.4169.7274.491372.5845.001.2288.55115.403414.1934.001.9427.5232.7735113.5325.002.96336.46378.043627.0822.003.5997.24107.2237118.5924.003.17375.92419.80389.2630.002.3321.5825.0039109.3323.003.35354.34394.6740111.8623.003.35374.73416.12415.0628.002.5713.0014.8842106.8023.003.35361.73401.5743106.8022.003.59379.42418.94442.5426.002.857.248.1845104.2622.003.56372.18409.74编号1234总计L补加水量(m/h)35.00191.2561.0956.15402.8056782.0126.4617.6913.15表4-2 二段磨浮产品水量平衡表Table 4-1 in the second stage grinding and flotation products of water balance编号Q矿量（t/h）C浓度(%)R液固比W水量体积(m/h)V矿浆体积(m/h)1372.5845.001.2288.55115.401451.8460.000.6734.7353.911520.7428.002.6053.8561.601626.2616.005.25137.87147.581715.5430.002.3336.2141.961810.739.009.48101.66105.691918.6515.005.67105.75112.652012.5810.009.00113.22117.872115.1131.002.2333.7039.29223.545.0020.3972.0573.442315.1114.006.1492.7998.382412.0031.002.2326.7631.20253.114.0021.2366.0367.18261.9930.002.334.635.372710.599.0010.25108.59112.44285.537.0013.8976.6878.792912.0410.009.36112.67117.13301.8528.002.574.755.443110.198.0010.59107.89111.66321.4526.002.854.084.67338.747.0011.88103.81107.07编号910111213L补加水量（m/h）16.957.343.516.8159.09表4-3水量平衡总表Table 4-3 the total table of water balance原矿水量W(m/h)6.25金铜精矿排水量(m/h)26.76一段补加水量(m/h)402.80硫精矿精矿排水量(m/h)103.81二段补加水量(m/h)93.70尾矿排水量(m/h)372.18总计进水量(m/h)502.75总计排水量(m/h)502.755主要工艺设备的选择和计算5.1破碎设备选择和计算第一方案：根据破碎筛分第一流程的计算结果，s1=2.67，s2=3，s3=4.99处理量Q=166.67t/h，又各段排矿最大粒度分别为D1=180mm、D2=60mm，D3=12mm各段排矿口宽度分别为b1=113mm，b2=32mm，b3=9mm。查主要设备技术性能表，拟定：粗碎：采用PE600900复摆细碎型颚式破碎机中碎：采用PYZ-1200中型标准圆锥破碎机。细碎：采用HP400短头圆锥破碎机开路破碎时，处理量按下式计算：q=K1K2K3K4qs式中 q-设计条件下破碎机处理量，t/h； K1-矿石硬度修正系数，K1=1-0.05(f-14)或查表6.2-1（选矿厂设计）；K2-矿石密度修正系数，K2=s/1.6/2.7； f-矿石普氏硬度系数； s-矿石松散密度，t/m3； -矿石密度，t/m3； K3-给矿粒度修正系数，K3=1+(0.8-dmax/b)或查表6.2-1（选矿厂设计）； dmax-给矿最大粒度，mm； b-给矿口宽度，mm； K4-水分修正系数，查表6.2-1（选矿厂设计）； qs-标准条件下（中硬矿石，松散密度1.6t/m3）,开路破碎处理量，t/h,当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0bp或按设备样本数据选取； q0-单位排矿口宽度处理量，t/(mmh),见表6.2-2（选矿厂设计）； bp-破碎机排矿口宽度，mm.粗碎：K1=1.1，k2=1.0，k3=1，k4=1.0，qs=q0bp=1.0113=113t/hq=K1K2K3K4qs =1.11.01.01.0113=124.30t/h破碎机台数n=（取2）设备的负荷率中碎：K1=1.1，k2=1.0，k3=1，k4=1.0，qs=q0bp=4.032=128t/hq=K1K2K3K4qs =1.11.01.01.0128=140.80t/h破碎机台数n=（取1）设备的负荷率细碎：属于闭路破碎。闭路破碎时破碎机通过能力（按通过能力计的处理量）按下列公式计算：qc=KcqsK1K2K3K4式中qc-闭路破碎时，破碎机的处理量，t/h； Kc-闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.31.4； qs，K1，K2，K3，K4-同开路破碎公式。对于第三段破碎来说：q0取17.5(单位：tmm-1h-1)qs=q0bp=17.59=157.50 t/h；k3=1.0 Kc=1.35qc=1.35157.51.11.01.01.0=233.89 t/h破碎机台数n=0.88(取1)设备的负荷率第二方案：根据破碎筛分第二方案流程的计算结果，s1=2.80，s2=3.20, s3=4.50，处理量Q=166.67t/h，又各段排矿最大粒度分别为D1=171mm，D2=53mm，D3=12mm各段排矿口宽度分别为b1=107mm，b1=28mm，b2=9mm查主要设备技术性能表，拟定：第一段破碎机为PE9001200第二段碎机为PYZ-1750中型弹簧圆锥破碎机第三段细碎破碎机为PYY-1650单缸液压短头圆锥破碎机对于第一段破碎来说：（字母含义同方案一）K1=1.1，k2=1.0，k3=1.0，k4=1.0，qs=q0bp=1.0107=107 t/hq=K1K2K3K4qs =1.11.01.01.0107 =117.7 t/h破碎机台数n=1.49（取2）设备