毕业设计（论文）-辽宁抚顺1000td铜矿选矿厂初步设计.docx

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）前言铜是人类最早使用的金属。早在史前时代，人们就开始采掘露天铜矿，并用获取的铜制造武器、式具和其他器皿，铜的使用对早期人类文明的进步影响深远。铜是与人类关系非常密切的有色金属，铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在金属材料消费中仅次于钢铁和铝，被广泛地应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域，在我国有色金属材料的消费中仅次于铝。全套图纸加扣 3012250582但是，我国铜矿资源在数量和品位等方面均比较差，其国际竞争力低，铜资源特别是富铜资源不足，已是不争的事实。而且随着矿产资源的不断开发和利用，有限的矿物资源日益枯竭，易选矿石越来越少，人们不得不开采低品位、细分散、难处理的矿石。常规的选别工艺已无法获得较好的选别指标，达到预期的效果。面对我国铜资源等重要战略资源匮乏的局面，选矿工程在资源开发利用中显示着愈来愈重要的作用。设计是工程建设的关键环节。为项目决策提供科学依据，为工程建设提供设计资料，工业生产中的先进经验。先进技术以及科学研究中的最新成果，都将通过设计推广应用到实际生产中去。所以，做好设计工作，对工程项目在建设过程中节约投资和建成投产后取得效益起着决定性的作用，对提高国家的科学技术水平也有重要意义。本次设计的题目是辽宁抚顺1000t/d铜矿选矿厂初步设计，经过对原矿性质、矿区地形和气候条件等资料的分析，完成了设计说明书的撰写、图纸的绘制。另外，还进行了外文文献的翻译。1 概况1.1 厂区概况1.1.1 地理位置及交通概况红透山矿业公司座落在长白山西脉端，辽宁省清原满族自治县境内西部，总占地面积366万平方米。抚顺红透山铜矿位于辽宁省清原满族自治县红透山镇，东距清原县城45公里，西距抚顺市区65公里，距沈吉铁路苍石站4.5公里。矿区有准轨铁路专用线7.8公里与沈吉铁路铁路相连；矿区公路全厂8公里与国道202线相接，是以生产粗铜、硫酸、铜精矿、工程建筑、交通运输、水泥建材等综合生产能力于一体的有色金属独立工矿企业。见图1-1。图1-1 辽宁抚顺红透山铜矿交通位置图Fig.1-1 Liaoning Fushun Hongtoushan copper transport location map1.1.2 地质条件矿区范围内清原群绿岩带呈“岛状”分布在英云闪长岩中，面积约9km。1.1.3 气候特征工作区平均海拔 300500m，年平均气温 7.6，年平均降雨量 837mm，浑河主干流横亘东西，区内气候环境优良。1.2 矿石性质1.2.1 矿石特征红透山铜矿是一座中型有色金属地下矿山，主要产品有铜、锌和硫精矿。3红透山矿床主要有两种矿石类型：层状和似层状矿体的矿石类型主要为块状矿石；细脉浸染状矿体的矿石类型主要为细脉浸染状矿石，其中细脉浸染状矿石发育于块状矿石外部。1.2.2 矿石结构和性质主要金属矿物的嵌布特征:黄铜矿 (CuFeS2)为矿区内矿石中主要有用矿物，选矿的主要回收对象。其结晶形态均呈半自型、他型粒状结构，细粒浸染状，细脉状，胶状结构，乳浊状结构和交代充填结构。由于矿物结构及状态不同，黄铜矿在矿石中的嵌布特征也存在一定的差异，从粗粒到细粒嵌布，一般为中粒至细粒分布在0.13mm至0.0lmm之间，并与黄铁矿、辉铝矿以及其他矿物紧密嵌生。此外，黄铜矿在斑铜矿、辉铜矿中呈不混溶的格状或浊状，其粒度约为0.005mm;被包裹在黄铁矿中的黄铜矿微粒，其粒径为0.02-0.004mm，黄铜矿中还包有不同形状和大小的脉石矿物。黄铁矿 (FeS2)为矿区内矿石中的主要矿物，分布广泛，是选矿回收的主要对象。其晶型大都呈半自型晶和他型粒状结构，嵌生于脉石矿物基质中，常与黄铜矿和辉钥矿紧密连生，并被白铁矿和脉石矿物交代充填。嵌布粒度一般为0.15mm-0.02mm左右。辉铜矿 (Cu2S)在矿石中少量分布，多见于火成岩型矿石中，呈不规则粒状结构交代黄铜矿。嵌布粒度一般为0.12mm-0.02mm。斑铜矿(Cu5FeS4)在矿石中少量分布，多见于矽卡岩型矿石中，呈不规则粒状结构常与黄铜矿交代充填。嵌布粒度一般为0.03mm-0.0lmm。1.2.3 矿石含量原矿化学多项分析结果见表1-1 表1-1 矿石中各矿物的相对含量Tab. 1-1 the relative content of each mineral in the ore成分CuZnAl2O3NiPbSiO2SFeAu（g/t）Ag(g/t)含量1.123.05.60.070.0452.813.24.560.025.09 1.2.4 原矿基本物理性质 原矿含水3%；原矿最大粒度：500mm；易碎性矿石；磨矿段给矿粒度100mm；磨矿细度试验表明，磨矿适宜的磨矿细度-0.074mm含量为75.00%；精矿品位：26.97%；回收率：93.54%。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辽宁抚顺红透山选矿厂是处理铜矿石的选矿厂，其日处理量1000t，矿石粒度为0500mm，矿石密度3.20 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%。 2.1.1 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2班，每班6小时。2.1.2 计算设备年作业率=45.2%2.1.3 计算破碎车间的生产能力 2.2 破碎流程的选择与计算(方案一）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= =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 Fig. 2-1 The flow chart of the broken2.2.2 计算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 计算各段产物的最大粒度 2.2.4 计算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89mm） （取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 计算各产物的矿量及产率：产物7中小于10mm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14%， 。：产物3中小于10mm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47%， 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 broken2.3 破碎流程的选择与计算(方案二)2.3.1 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： 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。第一段预先筛分粗碎，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2-3破碎流程图 Fig. 2-3 The flow chart of the broken2.3.2 计算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。 2.3.3 计算各段产物的最大粒度 2.3.4 计算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。 2.3.5 确定筛子的筛孔尺寸及筛分效率第一段的预先筛分使用振动筛，筛孔尺寸为 ，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 ，筛分效率。2.3.6 计算各产物的矿量及产率：产物1中小于120mm的粒度含量. 由矿石粒度/排矿口即，查选矿厂设计图5.24得筛上累计产率为46%， 。：产物10中小于10mm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14%， 。：产物6中小于10mm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47%， 。 破碎机的循环负荷： 2.3.7 绘制数质量流程图 图2-4 破碎数质量流程图 Fig. 2-4 Broken several quality flowcharts3 磨矿流程的选择和计算3.1 磨矿流程的选择因磨矿段给矿粒度120mm，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含量为75%，且矿物嵌布粒度较为均匀，综合考虑选用两段全闭路磨矿流程。流程图如下所示： 图3-1 磨矿流程图 Figure 3-1 Flowchart grinding磨矿流程等效图： 图3-2 等效磨矿流程图 Fig. 3-2 Equivalent grinding flowchart3.2 磨矿流程计算3.2.1 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1000t，则小时处理量为：3.2.2 确定计算原始指标 3.2.3计算各产物的矿量和产率将计算流程展开如图 所示，设 ， 3.3磨矿流程产物浓度计算3.3.1确定磨矿各流程产物浓度 原矿水分为3%,即原矿浓度一段磨矿作业浓度一段分级溢流浓度一段分级返砂浓度：二段磨矿作业浓度二段分级溢流浓度二段分级返砂浓度：3.3.2 计算液固比 3.3.3 计算水量 3.3.4计算补加水 3.4 绘制数量流程图 图3-2 磨矿数量流程图Figure 3-2 Flowchart number of grinding4选别流程的选择和计算 图4-1 选别流程图 Fig.4-1 Sorting flowchart 4.1 计算原始指标数 流程中共7个作业，14个选别产物。 4.2 原始指标值的选择 4.3计算各产物的产率 联立方程式，解方程得各个产率 (1)计算产物13、20 (2)计算产物11、14 解得 (3)计算产物9、12 解得 (4)计算产物17、19、 解得 (5) 计算产物4、16、15 解得 (6)计算产物3、7 解得 (7)计算产物6、10 解得 (8)计算产物2、5、8、18 4.4 计算各产物的回收率 4.5 计算未知产物的品味 4.6 计算各产物矿量 4.7 确定指标4.7.1 原始指标表 表4-1 供流程计算用的原始指标表Tab. 4-1 for flow calculated using the original index table 产 物 序 号品 位（）CuZn11.123.021.055.85312.453.0340.355.34511.202.65619.364.4971.250.50818.364.25923.365.34101.560.601125.125.75123.280.751326.97-14-83.33150.344.02160.9010.28170.123.26180.939.41190.286.32200.0752.874.7.2 各产物回收率表4-2 各产物回收率表 Tab. 4-2 The product recovery rate table产物序号铜回收率Cu/%锌回收率Zn/%1100.00100.002143.88298.10398.828.78445.06289.325102.429.05697.158.2675.270.79896.578.35994.698.08101.880.271193.537.99121.150.091393.54-14-8.051551.81229.681638.62164.691713.1964.991843.89165.48196.7656.94206.4491.954.7.3 各产物矿量表4-3 各产物矿量表 Tab. 4-3 All products of ore table产物序号产率矿量1100.0041.672152.7863.663 8.89 3.704144.18 60.085 10.24 4.276 5.52 2.187 4.72 1.978 5.89 2.459 4.54 1.8910 1.35 0.5611 4.17 1.7412 0.37 0.1613 3.88 1.6214 0.29 0.1215171.2171.3416 48.0620.0317123.1551.3218 52.7821.9919 27.0311.2620 96.1240.055 矿浆流程计算5.1确定各作业和产物浓度粗选作业浓度； 一次精选作业浓度 二次精选作业浓度；三次精选作业浓度 四次精选作业浓度；一次扫选作业浓度二次扫选作业浓度；扫选精矿浓度一次精选精矿浓度；二次精选精矿浓度三次精选精矿浓度；四次精选精矿浓度一次扫选精矿浓度；二次扫选精矿浓度；5.2 计算固液比并计算矿浆量、水量及补加水5.2.1 计算液固比 5.2.2 式计算水量 5.2.3计算各作业冲洗水 5.2.4计算补加水 5.3计算各作业和各产物的矿浆体积值 5.4 按下式计算某些作业的未知浓度Cn和Rn 5.5水量计算5.5.1按下式计算工艺过程补加总水量 5.5.2按下式计算选矿厂的总耗水量 5.5.3处理每吨矿石的耗水量 5.6矿浆计算综和表表5-1 矿浆计算综合表Tab.5-1 Table of the pulp calculation integrated 矿量（q）t/h 矿浆浓度 (C) % 液固比 （R） 液体体积 (W) t/h 矿浆体积 (V) /h 补加水量 (L) t/h141.6732.00%2.1388.76 101.78263.6631.19%2.16140.44 157.4033.7048.00%1.084.005.15460.0827.35%2.66159.61178.3554.2726.52%2.7711.8313.1662.1845.00%1.222.663.3471.9712.02%7.3214.4215.0782.4522.03%3.548.679.4491.8942.00%1.382.613.20100.566.67% 13.997.838.00111.7440.00%1.502.613.15120.162.60%37.466.016.06131.6240.00%1.502.432.941571.3427.74%2.60185.85208.101620.0335.00%1.8637.2643.521751.3222.50%3.44176.76192.791821.9929.85%2.3551.6858.591911.2630.00%2.3326.2429.752040.0518.28%4.47179.04203.55r63.6628.00%2.57163.61183.507.15 k14.2720.00%4.0017.0818.412.29 k22.4519.00%4.2610.4411.200.03 k31.8918.00%4.568.62 9.214.50 k41.7418.00%4.567.93 8.483.93Cs171.3425.00%3.00214.02236.3119.16Cs251.3220.00%4.00205.28221.3228.525.7 脱水流程的矿浆计算5.7.1 精矿脱水的计算 图5-1 精矿脱水流程图 Fig.5-1 concentrate dewatering flow chart(1) 确定浓度Cn 必须保证的浓度 过滤后精矿的浓度 (2)按计算固液比 (3)计算水量Wn 按计算水量 5.7.2 尾矿脱水的计算 图5-2 尾矿脱水流程图Fig.5-2 tailings dewatering flow chart(1) 确定浓度Cn 必须保证的浓度 浓缩后尾矿矿的浓度 (2)按计算固液比 (3)计算水量Wn 按计算水量 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500mm和排矿口宽度b1=89mm，初步拟定选择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75-200mm，符合一段破碎排矿口尺寸89mm的要求。根据上述公式，有： k1=1-0.05(f-14)=1.10 k2=1.18k3=1+(0.8-)=1+(0.8-)=0.97 k4=1.00 qs=q0bp,其中q0取0.95故qs=0.9589=84.55故 q=k1k2k3k4qs=1.11.180.971.0084.55=109.7所需要的台数为： n= 取1台设备负荷率为： =100%=76%(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89mm的要求。根据上述公式，有： k1=1-0.05(f-14)=1.1 k2=1.18 k3=1+(0.8-)=1+(0.8-)=1.13 k4=1.00 qs=q0bp,其中q0取1.00故qs=1.0089=89故 q=k1k2k3k4qs=1.11.181.131.0089=130.53所需要的台数为： n=0.64 取1台设备负荷率为： =100%=64%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(t/h)功率(Kw)质量(t)负荷率(%)台数(台)价格(万元)A颚式破碎机PE600900561927516.0876119.8B颚式破碎机PE75010604521655752864132.0由上表可以看出，A方负荷率比B要大，质量小，综合考虑A方案更合适，故最终选择A方案，即选择1台PE600900鄂式破碎机。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 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，。6.2.2 初拟方案根据一段最大给矿粒度d2=125mm和排矿口宽度，初步拟定选择 标准圆锥破碎机和 标准圆锥破碎机(1) A方案选择型标准圆锥破碎机，其最大给矿粒度为160mm，排矿口调节范围为20-45mm，符合一段破碎排矿口尺寸20mm的要求。根据上述公式，有： k1=1-0.05(f-14)=1.10 k2=1.18 k3=1.15 k4=1.00 qs=q0bp,其中q0取4故qs=420=80故 q=k1k2k3k4qs=1.11.181.151.0080=119.4所需要的台数为： n= 取1台设备负荷率为： =100%=70%(2) B方案选择型标准圆锥破碎机，其最大给矿粒度为160mm，排矿口调节范围为20-45mm，符合一段破碎排矿口尺寸20mm的要求。根据上述公式，有： k1=1-0.05(f-14)=1.10 k2=1.18 k3=1.10 k4=1.00 qs=q0bp,其中q0取4故qs=420=80故 q=k1k2k3k4qs=1.11.181.101.0080=114.2所需要的台数为： n= 取1台设备负荷率为： =100%=73%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 粗碎机设备方案比较表Table 6-2 coarse crusher equipment scheme comparison table方案设备名称设备型号处理量(t/h)功率(Kw)质量(t)负荷率(%)台数(台)价格(万元)A标准圆锥破碎机902009519.3370155.0B西蒙斯标准圆锥破碎机131303557516.8373165.0由上表可以看出，B方案功率比A要小，质量小，负荷率较大，综合考虑B方案更合适，故最终选择B方案，即选择1台西蒙斯标准圆锥破碎机。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 初拟方案根据三段破碎的最大给矿粒度和所需排矿口尺寸，初步拟定选择PYY1200/80型单缸液压短头圆锥破碎机和PYD-1750型弹簧短头圆锥破碎机进行比较选择。（1）A方案选择PYY1200/80型单缸液压圆锥破碎机，其最大给矿粒度为70mm，排矿口调节范围为513mm，符合第三段破碎排矿口尺寸8mm的要求。由以上所给公式可得： qs=q0bp=6.76=40.2 k1=1.1（同前） k2=1.18（同前） k3=1.55（同前） kc=1.3故 qc =k1k2k3k4kcqs=1.11.181.5511.340.2=105.14所需要的台数： n=0.83 取1台设备负荷率： =100%=83%（2）B方案选择PYD1200型弹簧短头圆锥破碎机，其