毕业设计（论文）-吉林珲春1800td铜金矿选矿厂初步设计.docx

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）前 言作为不可再生资源，有色金属被广泛应用于机械、建筑、电子、汽车、冶金、包装和高科技等重要部门，在经济发展和国防建设中有着及其重要的地位。我国有色金属资源丰富，但是按品种来看以小矿种居多，如钨、锑、锡、钼、稀土等储量居世界前列，支柱性矿种如铜、锰、铝土的储量却在世界上偏低，且人均矿产占有率只有世界平均水平的58%。随着我国经济建设的高速发展，有色金属需求量持续大幅增长。目前，原材料供应短缺形势愈发严峻，我国有色资源普遍存在资源消耗速度快，可用资源比例明显下降的趋势在有色金属资源供给保障形势日益严峻的现状下，如何满足经济发展对资源日益增长的需要，成为一个重要的议题。而对有色金属资源的综合利用是解决资源短缺、促进经济增长方式转变、治理污染、改善环境和实施可持续发展战略的重要途径，也是实现有色金属行业可持续发展战略目标的现实选择。在产业结构上，采选、冶炼和加工结构明显失调，结构性矛盾突出。多数有色金属品种都面临加工能力大于冶炼能力，冶炼能力大于精矿保障能力的难题。全套图纸加扣 3012250582珲春出口加工区珲春工业得到了快速发展，初步形成了“能源水电、林产品加工、服装纺织和信息电子”四大支柱产业。珲春已形成了较完备的工业体系。现有能源水电、木制品加工、纺织服装、电子信息、医药保健、有色金属、建筑材料、农副海产品和一般加工业九大工业产业。其中，能源水电、木制品加工、纺织服装和信息电子四大行业发展迅速、推动作用显著，支撑了全市工业的半壁江山。工业在全市国民经济中的地位不断上升，近年来工业对GDP增长的贡献率基本上在50%左右，2007年珲春市工业上缴税金收入占全市财政收入的70%左右。特别是四大支柱产业起着举足轻重的作用，已成为推动珲春市工业化进程的主要动力。珲春紫金矿业一旦建成，将进一步对珲春经济起到推动作用，缓解当地就业压力。在这样的国际形势和市场条件下，珲春紫金设计新建1800t/d金铜矿选矿厂。本次设计，通过到现场观察和实践对其矿石特性、选矿试验结果和产品要求的研究，秉承着利润最大化、环境友好基本原则，确定了工艺流程、设备；并进行了厂房、设备配置，完成了金矿选矿厂的初步设计。1概述1.1 矿区概况1.1.1 企业地理位置、交通情况珲春紫金矿业有限公司曙光金铜矿，位于吉林省珲春市春化镇以西15km的山区中，矿区距图们火车站150km，距珲春市78km，均有公路相通。上述公路除矿区到三道沟43km为矿区自有公路外，其余公路均为混凝土路面，矿区至图们火车站可通货车，每日的10时、13时50分,中客自珲春市客运站发车到小西南岔曙光金铜矿；每日7时、15时，中午大客从矿出发发往珲春市，交通较为方便。 矿区地处高山山谷中，海拔400-800m。矿区群山环绕，有众多小溪和泉水，香房河流经矿区，将矿区分南北两部分。图1-1吉林珲春紫金矿业地图Figure 1-1 jilin hunchun zijin mining maps1.1.2 矿区气候概况及经济状况矿区地处中低山森林区，海拔标高400-800m。本区属半海洋性季风气候，年平均气温5.34，最低气温-32。最高气温36.3，年降雨量600-800mm，最大降雨量855.20mm，最小365.40mm。7-8月为雨季，常出现暴雨。11月至翌年3月为冰冻期，冬季积雪最大80cm，冻土深度1.55m。珲春（图们）一带为6-7.9级地震区，震源深度均大于300km，近代地质活动频繁。1.1.3 供水供电及供热情况矿山原有供水设施包括泵站、上二里河泵站（1#泵站）、香房河泵站（2#泵站）及清沟河泵站（3#泵站）四座水源泵站。河水进入河边蓄水池，通过水泵将水送人3000m3高位回水池，自流进入选矿厂使用。选厂供水约3000m3/h。距矿区70km处有一座珲春靖边220kv变电站，目前矿山生产生活用电电源均来自珲春靖边220kv变电站，通过靖金甲、乙线两条同塔架设的66kv输电线路送至矿山。其中靖金甲线目前只带有矿山一号主变（容量为10000kvA）,负荷约8000kw。靖金乙线除带有 矿山二号主变（容量为16000kvA）还接有铜春线、铜苍线、珲春林业局、农电等负荷约20000kw。靖金甲、乙线现有输电能力能够满足项目扩展需求。矿山建筑物采暖热负荷为10.9MW,设有锅炉房一座，配置DZW4.20.7/95A型热水锅炉两台，及配套装置一套，采暖热媒采用低温水，供水温度95，回水温度70。管网采用无沟直埋敷设。1.2 矿区地质及矿石性质1.2.1 矿区地质水银洞金矿床为赋存于二叠系龙潭组地层中，矿体以层控型为主、断裂型为辅的复合型隐伏矿床。层控型：按容矿岩石类型进一步分为碳酸盐岩型和强硅化角砾状粘土岩型。碳酸盐岩型矿体受灰家堡背斜核部生物碎屑灰岩控制，层状矿体呈东西向展布，走向与背斜轴线一致，西高东低，向东倾伏.矿体产出于灰家堡背斜轴两侧近300m范围内，呈层状、似层状产出，产状与岩层产状一致，具厚度薄、品位富，走向上具波状起伏向东倾没、空间上多个矿体上下重叠的特点；强硅化角砾状粘土岩型矿体产出于Sbt中，矿体形态与不整合面一致。断裂型：矿体产出于背斜近轴部的断距很小的缓倾斜逆断层中，严格受断层破碎带控制。目前控制的共计23个矿体，c、b、a、f、a为最主要矿体。五个矿体金金属资源/储量45571.18Kg，占查明总的资源/储量的83.95%。1.2.2 矿石结构和性质矿石经测定，密度为3.25t/m3，松散密度1.80t/m3，自然安息角33一37。矿石中主要有价金属为铜，含量为3.27%，含金2.35 g/t，相对一般铜矿而言，伴生金品位已经很高，必须考虑综合回收。Mo 含量达到了0.035%。主要金属矿物嵌部特征：在斑铜矿晶体中包裹着黄铜矿晶体，包体大小不等，几微米至近百微米。由能谱成分分析结果可知，Cu 主要以斑铜矿、黄铜矿形式存在，Fe 主要以黄铁矿、斑铜矿、黄铜矿以及少量的磁铁矿形式存在。经显微镜下观察，矿石样品的主要显微结构为半自形粒状结构、脉状结构两类。半自形粒状结构为矿石的主要结构，矿物颗粒的大小变化较大，一般为0.4mm 1 mm，大者可见数厘米。岩石绢云母化和绿泥石化现象比较明显。含铜矿物和含钼矿物主要分布于绢云母化带和绿泥石化带之中。石英及方解石呈脉状充填在矿石中，脉宽大小不一，镜下可见脉宽一般为0.03 mm左右，大者可达数毫米，在石英脉和方解石脉中少见金属矿物，在与围岩接触部位较多见金属矿物。1.2.3矿石含量及多元素分析成分MgOCaOMnOTiO2SiO2Al2O3PS含量/%1.6412.180.150.1317.322.540.064.75成分MoPbCuFeZnAg*Au*含量/%0.0350.013.2710.890.068.652.35原矿化学多项分析结果见表1-2表1-2 矿石中各矿物的相对含量Table 1-2 the relative content of each mineral in the ore1.2.4原矿基本物理性质矿石经测定，密度为3.25t/m3，松散密度1.80t/m3，自然安息角33一37。原矿含水3%，原矿最大粒度：500mm，浮选金精矿品位40.0g/t，浮选金精矿回收率50%，浮选铜精矿品位20%，金浮选后氰化处理，总回收率90%，铜回收率85%，尾矿含水率20%。原矿铜物相分析结果表1-3表1-3 原矿铜物相结果Table 1-3 Undressed ore copper phase results物相含量/%分布率/%原生硫化铜中铜2.64580.90次生硫化铜中铜0.2948.98碳酸盐、氧化物中铜0.1815.54硅铁酸盐中铜0.1504.58合计3.270100.001.3 厂址选择选厂厂址选择依据：（1）选厂交通便利、地理位置优越；（2）选厂靠近矿山，节约费用；厂址选在坚硬岩石而非矿体上，远离爆破危险去，还利于重型设备的安装；（3）尾矿库建在低凹山谷中，不污染河流水源，利于可持续发展；（4）供水供电可靠，利于生产、方便生活。 综上所述，该厂厂址选择贯彻了我国工业建设的各项方针政策，还满足生产工艺要求，体现了生产生活的长期合理性。2 破碎流程的选择和计算2.1 新建选矿厂的规模及破碎车间的工作制度吉林珲春选矿厂处理铜金矿石的选矿厂，其日处理量1800t，矿石粒度为0500mm，矿石密度3.25 t/m3，矿石松散密度为1.80t/m3矿石属易碎性矿石。原矿含水3%。 1.确定破碎车间的工作制度破碎车间的工作制度与采矿工作制度一致,采用连续工作制，全年工作365天，全年设备运作330天，每天4班，每班6小时。三班生产，一班检修。2 设备年作业率=67.8%3 破碎车间的生产能力2.2 破碎流程的选择与计算2.2.1 确定破碎段数及总破碎比由于球磨机的给矿粒度为1510mm，参考现场最终破碎产物粒度为08mm,则总破碎比为：S总= / =500/8=62.5其中，原矿的最大粒度，mm；产品的最大粒度，mm。根据总的破碎比，采用常规破碎流程，一般情况下，一段破碎流程不可能实现，因此只能考虑两段或三段破碎。参考现场实际情况，拟定三段破碎流程。第一段粗碎，第二段中碎；第三段破碎作业采用预先与检查筛分形成闭路碎矿。碎矿流程图如下图所示：图2-1破碎流程图Figure 2-1 Flowchart broken2.2.2 各段破碎比参考现场实际，第一段选用颚式破碎机，第二段选用标准圆锥破碎机，第三段选用短头圆锥破碎机和其配套使用。2.2.3 各段产物的最大粒度 (取148mm) （取42mm） （取8mm）2.2.4 各段破碎机排矿口宽度计算各段排矿口宽度（b），开路破碎机排矿口应保证不超过本段所要求的产物粒度，按计算；闭路破碎的破碎机排矿口宽度按计算。（取92mm） （取26mm）（6mm）2.2.5 确定筛子的筛孔尺寸及筛分效率第三段的预先及检查筛分使用振动筛，筛孔尺寸为 取10mm，筛分效率。2.2.6 各产物的矿量及产率：产物3中小于8mm的粒度含量. 由矿石粒度/排矿口即，查选矿厂设计图5.23得筛上累计产率为58%， 。：产物7中小于12mm的粒度含量. 由矿石粒度/排矿口即，查选矿厂设计图5.23得筛上累计产率为31%， 破碎机的循环负荷 2.2.7 绘制数量流程图 图2-2 破碎数量流程图Figure 2-2 Flowchart number of broken3 磨矿流程的选择和计算3.1 一次磨矿流程的选择因磨矿段给矿粒度120mm，其中-200目占815%，故不需要预选分级，检查分级的目的是为了保证溢流粒度合格，同时及时将粗粒返回磨矿机，形成合适的循环量，从而提高磨矿效率，减少矿石过粉碎现象。在本设计中采用检查分级来保证合格粒度产品。设计中要求-0.074mm含量大于60%，且矿物嵌布粒度较为均匀，综合考虑选用一段一闭路磨矿流程。流程图如下所示：图3-1 磨矿流程图Figure 3-1 Flowchart grinding3.2一次磨矿流程计算1 磨矿工作制度及处理量磨矿采用连续工作制，全年工作330天，每天3班，每班8小时，年作业率为90.4%。日处理量1800t，则小时处理量为：2.确定计算原始指标 3各产物的矿量和产率根据矿量平衡，有： 各产物的产率： 3.2.1 绘制数量流程图图3-2 磨矿数量流程图Figure 3-2 Flowchart number of grinding3.3 二次磨矿流程的选择因磨矿段给矿粒度0.2-0mm，其中-200目占60%。在本设计中采用检查分级来保证合格粒度产品。设计中要求-0.074mm含量大于86%，且矿物嵌布粒度较为均匀，综合考虑选用一段一闭路磨矿流程。流程图如下所示：图3-3 磨矿流程图Figure 3-3 Flowchart grinding3.4二次磨矿流程计算1 磨矿工作制度及处理量磨矿采用连续工作制，全年工作330天，每天3班，每班8小时，年作业率为90.4%。磨矿原料来自选别作业的尾矿，所以处理量为：2 确定计算原始指标 3各产物的矿量和产率根据矿量平衡，有： 各产物的产率： 3.4.1 绘制数量流程图图3-4 磨矿数量流程图Figure 3-4 Flowchart number of grinding4 选别流程计算4.1 确定选别流程 根据珲春紫金铜金矿试验报告，选用试验推荐工艺流程，流程图如下所示：图4-1 选别流程图 Figure 4-1 Flowchart sorting4.2 确定原始指标数据原始指标数计算公式，有式中： Np所需原始指标数； C 计算成分，若流程只按各产物重量计算（如碎磨流程），则C=1；若流程既按各产物重量计算，又按产物中所含某一种有用成分（单金属），计算，则C=2；若流程既按各产物重量计算，又按产物中所含几种有用成分（多金属）计算，则C=1+c； np选别产物数； ap选别作业数。 根据选别流程图所示，取值如下：则： 即所需的原始指标为12个。4.3 选取原始指标经过现场流程考察，选取以下12个指标作为原始指标：表4-1 供流程计算用的原始指标表Table 4-1 for the calculation of the original process indicators产 物 序 号产 物 名 称品 位Cu/%Au/3粗选泡沫10.55.654粗选尾矿0.851.306一精选泡沫15.57.857一精选尾矿3.02.229二精选泡沫18.59.0510二精选尾矿6.32.8411三精选泡沫201012三精选尾矿8.602.7914一扫选泡沫1.351.6416一扫选尾矿1.151.4617二扫选泡沫0.571.11铜精矿回收率85%金精矿回收率59.14%4.4 流程计算4.4.1计算各产物的产率1.Cu数质量计算：（1）计算产物9、12 即： 解得：（2）计算产物6，10 即： 解得：（3）计算产物8 即： 解得：（4）计算产物3，7 即： 解得：（5）计算产物12，14 即： 解得：（6）计算产物5 即： 解得：（7）计算产物17 即： 解得：(8) 计算产物15,16 即： 解得：(9) 计算产物4,14 即： 解得：(10) 计算产物13 即： 解得：(11) 计算产物2 即： 解得：2.Au数质量计算：(Au的值与Cu相同)（1）计算产物8 即： 解得： (2) 计算产物5 即： 解得： (3) 计算产物15 即： 解得：(4) 计算产物13 即： 解得：(5) 计算产物2 即： 解得：4.4.2 计算各产物的矿量根据计算公式则有： 4.4.3 计算各产物的回收率1.Cu各产物的回收率根据公式则有： 2.Au各产物的回收率根据公式则有： 4.4.4 浮选数质量流程图图4-2 选别数质量流程图Figure 4-2 dont count the quality flow chart各种产物的矿量、产率、品位、回收率统计如下：表4-2 Cu流程计算表Table 4-2 Cu process calculation table产物序号产率/%品味/%回收率/%产量q/t11003.27 100.00 75.00 2165.832.68 171.81 124.37331.5110.5101.1823.63 4134.320.85 34.91100.73 538.319.75 112.1228.73620.1715.5 95.61 15.13 717.613.0 16.16 13.21822.8114.86 103.66 17.11 916.0118.590.5812.00 106.806.3 13.10 5.10 1113.9020.0 85.01 10.43 122.118.60 5.55 1.58 13173.060.92 48.69 129.75 1448.221.35 19.91 36.1715124.850.75 28.63 93.64 1638.751.15 13.63 29.061786.10.57 15.01 64.58 表4-3 Au流程计算表Table 4-3 Au process calculation table产物序号产率/%品味/%回收率/%产量q/t11002.35 100.00 75.00 2165.832.03 143.25 124.37331.515.6575.7623.63 4134.321.30 74.30100.73 538.315.15 83.9628.73620.177.85 67.38 15.13 717.612.2216.64 13.21822.817.20 69.8917.11 916.019.0561.6612.00 106.802.84 8.22 5.10 1113.9010.0 59.15 10.43 122.112.79 2.51 1.58 13173.061.60 117.83 129.75 1448.221.64 33.65 36.1715124.851.22 64.82 93.64 1638.751.46 24.07 29.061786.11.11 40.67 64.58 4.5氰化流程计算4.5.1 确定氰化流程图4-3 氰化浸出流程图Figure 4-3 cyanide leaching process flow diagram4.5.2 确定氰化原始指标数已知原始指标：Q17=64.58t/h；17=1.11g/t；氰化率k1=91%；吸附率k2=98.5%；解析电解率k3=99%；冶炼回收率k4=99%。用q表示金的量1. 氰化流程计算t/h g/hg/hg/hg/h5 矿浆流程计算5.1 磨矿矿浆流程计算5.1.1 磨矿流程图图5-1 磨矿流程图Figure 5-1 Flowchart grinding5.1.2 确定浓度 原矿水分3%,即一段磨矿作业浓度取一段分级溢流浓度取一段分级返砂浓度取1. 已知浓度的作业和产物的液固比 根据公式 =可得:5.1.3 已知浓度的作业及产物的水量1.根据公式可得 2. 计算各作业补加水5.2 选别矿浆流程计算5.2.1 选别流程图图5-2 选别流程图Figure 5-2 Flowchart sorting5.2.2 原始指标的确定各作业和产物的浓度参考现场确定如下：粗选作业浓度 精矿浓度精选一作业浓度 精矿浓度精选二作业浓度 精矿浓度精选三作业浓度 精矿浓度扫选一作业浓度 扫选一精矿扫选二作业浓度 扫选二精矿5.2.3 已知浓度的作业及产物的液固比根据公式 =可得： 5.2.4已知浓度的作业及产物的水量根据公式可得： 5.2.5 其他产物的水量 5.2.6各作业浮选泡沫冲洗水量（Wpn）浮选泡沫冲洗水量为每吨0.8m3,根据公式：计算可得： 5.2.7其它产物的浓度及液固比根据公式和 可得 5.2.8 各产物的矿浆体积根据公式可得： V1=162.58V2=411.38V3=62.33 V4=349.30 V5=139.85V6=35.37 V7=104.33V8=83.27V9=31.65 V10=51.60 V11=22.61 V12=29.05 V13=474.59 V14=119.64 V15=354.68 V16=96.12 V17=88.44 Vs2=361.235.2.9 选矿厂其他水量1选矿厂总的排水量：=W11+W17=19.40+131.00=150.402选矿厂工艺过程的耗水量：=W1=150.4091.50=58.903 各作业的补加水量：4 工艺过程总的补加水量：L补加=59.96+6.99+6.61+10.44+6.18+6.26=96.445 单位耗水量：Wg=5.3氰化矿浆流程计算5.3.2 原始指标的确定各作业产物浓度的确定：浸出作业浓度：C浸=40% 过滤产物浓度：C滤=85%5.3.1 氰化流程图图5-3 氰化流程图Figure 5-3 cyanide process flow diagram5.3.3 已知浓度的作业及产物的液固比根据公式 =可得:5.3.4已知浓度的作业及产物的水量根据公式可得: 5.4二次磨矿矿浆流程计算5.4.1 磨矿流程图图5-4 磨矿流程图Figure 5-4 Flowchart grinding5.4.2 确定浓度 一段磨矿作业浓度取一段分级溢流浓度取一段分级返砂浓度取1. 已知浓度的作业和产物的液固比 根据公式 =可得: 5.4.3 已知浓度的作业及产物的水量根据公式可得： 计算各作业补加水：6 破碎筛分设备的选择与计算6.1 粗碎设备的选择与计算6.1.1 计算所用公式（1）计算处理量公式 q= k1k2k3k4qs （6-1）式中：q设计条件下破碎机生产能力，； k1矿石硬度修正系数，k1=1.0-0.05（f-14）； k2矿石密度修正系数，k2=； f矿石普氏硬度系数； 矿石松散密度，； 矿石密度，； k3给矿粒度修正系数，k3=1+（0.8-）； dmax给矿最大粒度，mm； b给矿口宽度，mm； k4水分修正系数；k4=1.0qs标准条件下，（中硬矿石，松散密度1.6 t/）开路破碎时处理量，；当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时qs = q0 bp或按设置样本数据选取；q0单位排矿密度处理量，bp破碎机排矿矿石粒度，mm。（2）计算破碎机台数公式n=式中：n破碎机台数； qd破碎机作业设计处理量，； q破碎机单台处理量，。6.1.2 初拟方案根据一段最大给矿粒度d1=500mm和排矿口宽度b1=92mm，初步拟定选择型颚式破碎机和型颚式破碎机和型颚式破碎机进行选择比较。(1) A方案选择型颚式破碎机，其最大给矿粒度为500mm，排矿口调节范围为65-160mm，符合一段破碎排矿口尺寸92mm的要求。根据上述公式，有：k1=1-0.05(f-14)=1.20k2=1.125k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-500/600)=0.97k4=1.00qs=q0bp,其中q0取0.97故qs=0.9792=89.24故 q=k1k2k3k4qs=1.21.1250.971.0089.24=116.86所需要的台数为：n=0.86 取1台设备负荷率为：=100%=85.57%(2) B方案选择型颚式破碎机，其最大给矿粒度为500mm，排矿口调节范围为80-140mm，符合一段破碎排矿口尺寸92mm的要求。根据上述公式，有：k1=1-0.05(f-14)=1.2k2=1.125k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-500/750)=1.13k4=1.00qs=q0bp,其中q0取1.00故qs=1.0092=92故 q=k1k2k3k4qs=1.21.1251.131.0092=134.50所需要的台数为：n=0.74 取1台设备负荷率为：=100%=74.35%(3) C方案选择型颚式破碎机，其最大给矿粒500mm，排矿口调节范围为90-160mm，符合一段破碎排矿口尺寸92mm的要求。根据上述公式，有：k1=1-0.05(f-14)=1.2k2=1.125k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-500/900)=1.24k4=1.00qs=q0bp,其中q0取1.26故qs=1.2692=115.92故 q=k1k2k3k4qs=1.21.1251.241.00115.92=185.96所需要的台数为：n=0.74 取1台设备负荷率为：=100%=53.78%6.1.3 方案比较及确定设备选取方案比较如表6-1所示：表6-1 粗碎机设备方案比较表Table 6-1 coarse crusher equipment scheme comparison table方案设备名称设备型号处理量/th-1功率/Kw质量/t负荷率/%台数/台价格 /万元A颚式破碎机PE600900116.86557515.585.57117B颚式破碎机PE7501060134.5055752874.35130C颚式破碎机PE9001200185.961103153.78156由上表可以看出，A方案设备各工作性能及价格都优于B、C方案，所以选择PE600900颚式破碎机。6.2中碎设备的选择与计算6.2.1 计算所用公式（1）计算处理量公式 = k1k2k3k4kcqs （6-2）式中：闭路破碎时，破碎机处理量，; kc闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.31.4；k1、k2、k3、k4、qs同前。（2）计算破碎机台数公式n=式中：n破碎机 破碎机作业设计处理量，； q破碎机单台处理量，。6.2.2 初拟方案根据二段破碎的最大给矿粒度d2和所需排矿口尺寸b2，初步拟定选择PYS-B0917型弹簧圆锥破碎机和PYS-B1215型单缸液压短头圆锥破碎机进行比较选择。（1）A方案选择PYS-B0917型中型弹簧圆锥破碎机，其闭口尺寸为159mm，排矿口调节范围为1338mm，符合第二段破碎排矿口尺寸26mm的要求。由以上所给公式可得：qs=q0bp=2.526=65t/hk1=1.15（同前）k2=1.13（同前）k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-148/150)=0.87k4=1.00（同前）kc=1.3故qc =k1k2k3k4kcqs=1.151.230.8711.365=73.16t/h所需要的台数：n=1.37 取2台设备负荷率：=100%=68.38%（2）B方案选择PYS-B1215型单缸液压中型圆锥破碎机，其闭口边宽度为156mm，排矿口调节范围为1338mm，符合二段破碎排矿口尺寸26mm的要求。由以上所给公式可得：qs=q0bp=4.226=109.2k1=1.15（同前）k2=1.13（同前）k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-48/156)=0.85k4=1.00（同前）kc=1.3故qc= k1k2k3k4kcqs =1.151.130.8511.3109.2=120.08所需要的台数：n=0.83 取1台设备负荷率：=100%=83.28%6.2.3 方案比较及确定设备选取方案比较如表6-2所示：表6-2 细碎机设备方案比较表Table 6-2 fine crusher equipment scheme comparison table方案设备名称设备型号处理量/th-1功率/Kw质量/t负荷率/%台数/台价格/万元A液压中型圆锥破碎机PYS-B091761.691102555.21170B液压中型圆锥破碎机PYS-B121595951983.28180从上表可以看出，B方案负荷率适中，B方案负荷率太低，价格较高，故最终选择B方案，即选择1台PYS-B1215单缸液压中型圆锥破碎机。6.3细碎设备的选择与计算6.3.1 计算所用公式（1）计算处理量公式 = k1k2k3k4kcqs （6-2）式中：闭路破碎时，破碎机处理量，； kc闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.31.4；k1、k2、k3、k4、qs同前。（2）计算破碎机台数公式n=式中：n破碎机 破碎机作业设计处理量，； q破碎机单台处理量，。6.3.2 初拟方案根据二段破碎的最大给矿粒度d2和所需排矿口尺寸b2，初步拟定选择PYD-1200型弹簧圆锥破碎机和PYS-DB08型单缸液压短头圆锥破碎机进行比较选择。（1）A方案选择PYD-1200型中型弹簧圆锥破碎机，其闭口尺寸为60mm，排矿口调节范围为6-10mm，符合第二段破碎排矿口尺寸8mm的要求。由以上所给公式可得：qs=q0bp=6.56=39t/hk1=1.15（同前）k2=1.13（同前）k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-148/150)=1.1k4=1.00（同前）kc=1.35故qc =k1k2k3k4kcqs=1.151.31.111.3539=74.93t/h所需要的台数：n=1.61 取2台设备负荷率：=100%=80.26%（2）B方案选择PYS-DB08型单缸液压中型圆锥破碎机，其闭口边宽度为54mm，排矿口调节范围为616mm，符合二段破碎排矿口尺寸8mm的要求。由以上所给公式可得：qs=q0bp=67=42k1=1.15（同前）k2=1.3（同前）k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-42/54)=1.02k4=1.00（同前）kc=1.35故qc= k1k2k3k4kcqs =1.151.31.0211.3542=74.82所需要的台数：n=1.61 取2台设备负荷率：=100%=80.38%6.3.3 方案比较及确定设备选取方案比较如表6-3所示：表6-3 细碎机设备方案比较表Table 6-3 fine crusher equipment scheme comparison table方案设备名称设备型号处理量/th-1功率/Kw质量/t负荷率/%台数/台价格/万元A中型弹簧圆锥破碎机PYD-120074.931102580.262130B液压中型圆锥破碎机PYS-DB0895951980.382150从上表可以看出，A方案B方案设备符合率相当，但A的价格相对偏低。故选这A方案，选择两台中型弹簧圆锥破碎机PYD-1200。6.4 筛分设备的选择与计算6.4.1 计算所用公式（1）计算面积的公式 （6-3）式中：At需要的振动筛总面积，； qt振动筛总给矿量，；有效筛分面积系数；单层或多层筛的上面筛面=0.90.8；双层筛的下层筛面=0.70.6； q0单位筛分面积容积处理量，/（）；按如下近似计算：细粒筛分（筛孔a40mm）q0=51lga/9.15；矿石松散密度，； k1k8影响因素修正系数。（2）计算台数的公式n=式中： n振动筛台数； At需要的振动筛总面积，； A筛面名义面积，。6.4.2 初拟方案根据给矿粒度及筛孔尺寸，初步选择SZZ12502500型自定中心振动筛、YA1536型圆振动筛、YA1548型圆振动筛、YA1542型圆振动筛进行比较（1）A方案本方案选择设备为SZZ12502500型自定中心振动筛，由上述所给出的公式，可得：产物3小于5mm的粒级含量；产物7小于5mm的粒级含量；又z2=0.12，故=22%同理z6=0.625， =38% 则综上可知给料中小于筛孔尺寸之半的颗粒含量为：=同理，产物3中大于10mm的粒级含量； 产物7中大于10mm的粒级含量；根据z3=10/42=0.24可查出=66%；根据z7=10/8=1.5可查出=25%则给料中大于筛孔尺寸的颗粒含量：=43.61%所以： =0.85； =1.80 t/； =18.2/（）； =220.29；k1=0.81； k2=1.03； k3=（100-80）/8=2.5； k4=1.0； k5=1.0； k6=1.0； k7=0.7； k8=1.2。从而可得 = =4.52所需设备台数为： n=1.45 取2台设备负荷率为： =100%=72.20%（2）B方案本方案选择设备为YA1536型圆振动筛，最大给料粒度200mm，大于一段破碎产物最大粒度（42mm），筛孔尺寸650mm，满足前面所计算的10mm的要求，其筛网工作面积为5m2。由上述所给出的公式，可得：=4.52所需设备台数为： n=0.904 取1台。设备负荷率为： =100%=90.40%（3）C方案本方案选择设备为YA1548型圆振动筛，最大给料粒度200mm，大于一段破碎产物最大粒度42mm，筛孔尺寸650mm，满足前面所计算的10mm的要求，其筛网工作面积为6m2。由上述所给出的公式，可得：=4.52所需设备台数为： n=0.7533 取1台。设备负荷率为： =100%=75.33%（4）D方案本方案选择设备为YA1542型圆振动筛，最大给料粒度200mm，大于一段破碎产物最大粒度42mm，筛孔尺寸650mm，满足前面所计算的10mm的要求，其筛网工作面积为5.5m2。由上述所给出的公式，可得：=4.52所需设备台数为： n=0.82 取1台。设备负荷率为： =100%=82.18%6.4.3 方案比较及确定所选取方案比较如表6-4所示：表6-4 筛分设备方案比较Table 6-4 sieving equipment scheme comparison方案设备名称设备型号质量/t负荷率/%台数/台价格/万元A自定中心振动筛SZZ125025001.02172.20214.00B圆振动筛YA15365.09290.40112.00C圆振动筛YA15485.91875.33113.00D圆振动筛YA15425.30882.18114.00 由上表可以看出，D方案各个方面相对其他方案都比较合适，故选择D方案，选择一台YA1542圆振动筛。7 主厂房设备的选择与计算7.1 一次球磨机的选择与计算7.1.1 确定工作制度及处理量主厂房选用连续工作制，全年工作330天，每天3班，每班运作8小时，全年作业率为90.4%，则主厂房每小时处理量为：Q=75t/h7.1.2 计算所用公式（1）单位磨机容积处理量计算=式中：设计磨机按新生产级别（一般为-0.074mm粒级）计的单