毕业设计（论文）-吉林珲春2000td铜金矿选矿厂初步设计.doc

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）前言铜是人类最早发现和使用的金属之一，紫红色，比重8.89，溶点1083.4。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，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。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。选矿作为冶金行业中的中间缓解选矿工艺技术，选矿厂运行的好坏直接关系到周边环境的保护和经济效益。但是，由于多种原因，比如现在矿业秩序混乱，大型厂建厂早、环境意识滞后、设备老化、资金短缺等，在选矿生产过程中对环境带来许多不利的影响，使环境问题称为选矿所面临的巨大问题。同时选矿的作业成本，如选矿厂中磨矿机的衬板、磨矿介质、浮选机的叶轮、盖板、搅拌槽的叶轮、旋流器的沉砂口等高损耗件及大量的水电消耗，由于诸多原因也加速了磨损和消耗。因此，选矿厂设计作为科学技术转换为生产力的枢纽，应该本着环境保护和节能降耗，设计合理的厂房结构，设计与选矿厂规模和工艺相适应的辅助设施。配备必要的劳动定员等。在合理开发资源，保护生态平衡的前提下，必须考虑技术的先进性，勇于更新设备和应用新工艺，选择大型化的设别，还要综合权衡经济上的合理性，生产上的可靠性等。1 设计题目1.1厂区概况1.1.1地理位置及交通概况珲春地处吉林省东部，位于延边朝鲜族自治州东南，处在东经1300321至1301833，北纬422520至433018之间。政区以珲春岭为界与俄罗斯滨海边疆区的哈桑区接壤；西南以图们江为界与朝鲜咸镜北道相邻；北部以老爷岭为界与汪清县毗连，西北角与图们市相连，东北与黑龙江省东宁市相邻。珲春市是我国唯一地处中、朝、俄三国交界的边境城市，位于图们江下游。与俄罗斯陆路接壤，与朝鲜临江相邻，与日本、韩国隔海相望。1.1.2地质条件吉林珲春小西南岔地区位于吉林省的最东端，处于汪清-珲春内陆断陷盆地边缘隆起区内，大地构造位置属于亚洲构造域和滨太平洋构造域的叠加部位，属天山-阴山东西向构造带的东段和环太平洋成矿带的外带。区内金、多金属矿床（点）星罗棋布，超过200处，是金（铜金）矿地质勘查和研究程度较高的地区，已经积累了较多的地质、物探、化探和重刹资料。1.1.3气候特征珲春市气候属中纬度、中温度、近海洋性季风气候区，又因西部、北部有高山作天然屏障，形成了冬暖夏凉的气候特点，全年日照时数为2322小时，历年平均气温为5.65，无霜期为140-160天，秋霜多在9月下旬出现，平均降水量为617.9毫米，年平均风速为3.6M/S。由于靠近日本海，所以冬夏气候受海洋的影响十分显著。其主要特点是:冬季不太冷，夏季不太热。1.2矿石性质1.2.1 原矿石性质矿石经测定，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%。表1-1 原矿中主要化学成分分析结果表Tab.1-1 Undressed ore in main chemical composition analysis result table成分MgO CaOMnO TiO2SiO2 Al2O3 P S含量（%）1.6412.180.150.1317.322.540.064.75成分MoPb Cu Fe Zn Ag*Au*含量（%）0.0350.013.2710.890.068.652.35表1-2 铜矿的化学物相分析Table 1-2 chemical phase analysis of copper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3.270100.001.2.2 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0.4mm1 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。1.3选矿厂经济技术指标原矿处理量：2000吨/天；日产精矿量：269.76吨/天：原矿铜矿品位：3.27%；精矿品位：20%；原矿金矿品位：3.27%；浮选精矿品位：10g/t；氰化浸出日产金量1414g；尾液品位0.01g/t。2 选矿工艺流程破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，采用三段一闭路破碎流程。磨矿部分：该矿石呈细粒均匀均匀嵌布，试验表明当磨至，-200目含量为90%时，其单体解离度可达95%以上，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程，给矿中-200目含量为10%，磨矿产品中-200目含量为90%。浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，三次精选，二次扫选，中矿采用依次返回。 浮选时间：粗选14分钟，一次精选14分钟，二次精选13分钟，三次精选13分钟，一次扫选13分钟。二次扫选13分钟。2.1 破碎流程的计算与论证2.1.1 破碎段数的确定本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度500mm，要求最终产品粒度10mm，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。破碎车间的工作制度为：年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。总破碎比 若采用二段破碎则平均破碎比为 查中表5.2-5 一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。破碎比范围在3-5，二段破碎机的最大破碎比范围为4-8.取两段最大破碎比 所以不合理，所以根据矿石性质和使用破碎机的性能将总破碎比分成三段来实现。2.1.2 预先筛分的必要性 应用预先筛分可预先筛除细粒，可预防矿石过粉碎并且能相应提高破碎机的生产能力，矿石中-200目含量为10%，且矿石为中等可碎性矿石，采用预先筛分是合理的，且矿石中含水量为4%用预先筛分对防止破碎机堵塞起到一定作用。2.1.3 检查筛分的必要性 检查筛分的目的在于控制破碎产品的粒度和充分发挥破碎机的生产能力，各种破碎机排矿产物中存在大于排矿口的过大颗粒，查中表5.2-6可知当三段破碎机选用短头型圆锥破碎机时，排矿中过大颗粒含量=60%相对过大粒度Z=2.2-2.7.过大粒度含量非常高，为达到破碎最终产物要求，设置检查筛分是合理的必要的。2.1.4 流程计算图2-1 破碎流程图Figure 2-1 The flow chart of the broken1） 确定工作制度，计算小时处理量 QR=111.11（t/h）2）计算总破碎比 S总=503） 破碎比分配 S0=3.68 S1=3.3； S2=3.3； S3=4.64） 计算各段产物最大粒度 d5=151.5(mm) d9=45.9(mm) d11=10(mm)5） 计算各段破碎机排矿口宽度（e） 计算eI 粗碎用颚式破碎机查表5.2-6 Z1=1.6 eI =94.7（mm） 计算eII 中碎用标准型圆锥破碎机查表5.2-6 Z2=1.9 eII=24.2（mm） 计算eIII 粗碎用短头圆锥破碎机按eIII=0.8d8计算 eIII=0.8d7=0.810=8(mm) 6） 计算筛孔尺寸a和筛分效率E 筛分用振动筛,取a3=12d11=1.210=12（mm）其筛分效率E3=80% 7） 计算各产物的矿量和产率 Q1=Q2=Q3=Q5=112(t/h) C=129.82% =C=129.82% =129.82% Q7=Q1=112129.82=145.4(t/h) Q6=Q7=145.4(t/h) Q4=Q3+Q7=112+145.4=257.4（t/h) =100% =100%=100%=229.82% 图例：Qt/h；%图2-2 破碎数质量流程图Figure 2-2 Broken several flow chart of quality2.2选别流程的选择与计算2.2.1 浮选工艺流程图图2-3浮选工艺流程图Figure 2-3 Flotation process flow diagram2.2.2 磨矿分级作业的必要性 预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于6-8mm，其中合格粒度大于15%时才考虑。原矿为10%时采用。故一段前不加入预先分级。 检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间内的矿石通过量，从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。因此，本矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。2.2.3 磨矿段数的确定本矿石铜矿物粗粒均匀嵌布，试验表明当磨至-200目含量为65%时，其单体解离度可达95%以上。金矿物细粒均嵌布，试验表明当磨至-200目含量为95%时，其可实现单体解离。因此采用阶段磨矿阶段选别流程，且每段磨矿均采用闭路流程，并在二段加入预先分级。2.2.4 一段磨矿的计算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：330天，3班，8小时Qh=80.83(t/h)2. 计算用的原始指标1) 根据中硬度矿石，d给=10（mm）。查选矿厂设计表5.2-10 取=10%2) 根据d终=0.4-0.2（mm）。查选矿厂设计表5.2-9 取C1=300% 计算各产物的矿量和产率Q1=Q4=80.83（t/h)Q5=Q1C1=134300%=242.49（t/h)Q2=Q1+Q5=80.83+242.49=323.32（t/h)Q3=Q2=323.32（t/h)2.2.5浮选流程的计算1. 计算必要而充分的原始指标数2. 铜矿浮选流程计算：按工业试验结果与现厂生产指标分析，先选用铜矿的12个指标如下：=8.43% =0.75% =15.1% =3.01%=18.1% =6.7% =20% =10.6%=2.00% =0.64% =0.25% =85%已知：=3.27%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1）计算各作业的产率由方程 得： 由方程 得： 由方程 得： 由方程 得： 由方程 得： 2）计算各产物的回收率3）计算各产物的品位4. 金矿浮选流程计算：按工业试验结果与现厂生产指标分析，先选用金矿的6个指标如下：=4.7g/t =1.7g/t =7.5g/t =8.8g/t =10g/t =1.4g/t已知：=2.35g/t5. 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1）计算各产物的回收率2）计算各产物的品位4）计算处理量Q（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)（t/h)2.2.6浮选矿浆流程的计算原始指标：必须保证的适宜浓度：一段磨机浓度CI=75.00% 一次分级溢流C4=35.00%粗选作业浓度CIII=30.00% 一次精选作业浓度 CIV=25.00%二次精选作业浓度CVIII=22.00% 三次精选作业浓度CVI=21.00%一次扫选作业浓度CVII=28.00% 二次精选作业浓度CVIII=30.00%补课调节浓度：磨机给矿浓度C1=97.00% 一次分级返砂浓度C5=80.00%粗选精矿浓度C7=33.00% 一次精选精矿浓度C11=35.00%二次精选精矿浓度C14=38.00% 三次精选精矿浓度C16=38.00%一次扫选精矿浓度C18=34.00% 二次扫选精矿浓度C20=35.00%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 5) 每吨矿的耗水量计算m/hm/t2.3二段磨矿及氰化流程计算2.3.1二段磨矿计算计算用的原始指标：Q21=69.59t/h % V21=187.85m/h取分级沉砂浓度C24=70% 二次磨矿浓度CX=70% 根据d终0.1（mm）。查选矿厂设计表5.2-9 取C2=300% 1）计算各产物的矿量和产率Q23 = Q21=69.59t/h Q24 = Q25=C2Q23=369.59=208.77t/hQ22=Q21+Q25=69.59+208.77=278.362）矿浆计算2.3.2氰化浸出流程计算1）氢化浸出流程图图2-4氰化浸出流程图Figure 2-4 The flow chart of cyanide leaching2）选用的原始指标K1=78.2% K2=98.5% K3=99% K4=99% 浓缩后的浓度为C28=40%已知： 3）流程计算编号26: 编号28： 编号27：编号29： 编号30： 编号31： 编号35、编号37： 编号40： 由尾矿含水为15% 得 编号41： 编号38： 编号39： 3 主要工艺设备的选择和计算3.1 粗碎设备的选择与计算3.1.1 计算所用公式（1） 计算处理量公式q= k1k2k3k4qs （3-1）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= （3-2） 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，。3.1.2 初拟方案根据一段最大给矿粒度d1=500和排矿口宽度b1=94.7，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94.7mm的要求。根据上述公式，有：k1=1-0.05(f-14)=1k2=1.13k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-500/600)=0.97k4=1.00qs=q0bp,其中q0取0.98故 qs=0.9894.7=92.8故 q=k1k2k3k4qs=11.130.971.0092.8=101.72所需要的台数为：n=2 台设备负荷率为：=100%=55.05%(2) B方案选择型颚式破碎机，其最大给矿粒度为630mm，排矿口调节范围为80-140mm，符合一段破碎排矿口尺寸94.7mm的要求。根据上述公式，有：k1=1-0.05(f-14)=1k2=1.13k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-500/750)=1.13k4=1.00 qs=q0bp,其中q0取1.1故 qs=1.194.7=104.17故 q=k1k2k3k4qs=11.131.131.00104.17=133.01所需要的台数为：n= 1台设备负荷率为：=100%=84.2%3.1.3 方案比较及确定设备选取方案比较如表3-1所示：表3-1 粗碎机设备方案比较表Table 3-1 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A颚式破碎机PE600900101.727516.855.052B颚式破碎机PE7501050133.019025.784.21由上表可以看出，B方案负荷率比A要大，综合考虑B方案更合适，故最终选择B方案，即选择1台PE7501060鄂式破碎机。3.2 中碎设备的选择与计算 3.2.1 初拟方案根据一段最大给矿粒度d1=151.5和排矿口宽度b1=45.9.7，初步拟定选择型单缸液压圆锥破碎机和型弹簧圆锥破碎机进行选择比较。(1) A方案选择型单缸液压圆锥破碎机，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24.2mm的要求。根据上述公式，有：k1=1-0.05(f-14)=1k2=1.13k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-151.1/190)=1k4=1.00 qs=q0bp,其中q0取4.6故 qs=4.624.2=111.32故 q=k1k2k3k4qs=11.1311.00111.32=127.9所需要的台数为：n=1 台设备负荷率为：=100%=87.6%(2) B方案选择型弹簧圆锥破碎机，其最大给矿粒度为185mm，排矿口调节范围为10-30mm，符合一段破碎排矿口尺寸24.2mm的要求。根据上述公式，有：k1=1-0.05(f-14)=1k2=1.13k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-151.5/250)=1.19k4=1.00 qs=q0bp,其中q0取8.5故 qs=8.524.2=205.7故 q=k1k2k3k4qs=11.131.191.00205.7=276.6所需要的台数为：n= 1台设备负荷率为：=100%=40.49%3.2.2 方案比较及确定设备选取方案比较如表3-2所示：表3-2 中碎机设备方案比较表Table 3-2 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A圆锥破碎机PYY-BT1219127.99519.3387.61B圆锥破碎机PYZ-1750276.615550.340.491由上表可以看出，A方案负荷率比B要大，综合考虑A案更合适，故最终选择A案，即选择1台PYY-BT1219圆锥破碎机。3.3细碎设备的选择与计算3.3.1计算所用公式（1）计算处理量公式 = k1k2k3k4kcqs （3-3）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= （3-4）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，。3.3.2 初拟方案根据二段破碎的最大给矿粒度d3=45.9mm和所需排矿口尺寸b7=8mm，初步拟定选择PYT-D1206型弹簧圆锥破碎机和PYT-1710型弹簧圆锥破碎机进行比较选择。（1）A方案选择PYT-D1206型弹簧圆锥破碎机，其最大给矿粒度为50mm，排矿口调节范围为315mm，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=6.58=52t / hk1=1（同前）k2=1.13（同前）k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-45.9/60)=1.04k4=1.00（同前）kc=1.35故：qc =k1k2k3k4kcqs=11.131.0411.3552=82.5t / h所需要的台数：n=2 台设备负荷率：=100%=88.12%（2）B方案选择PYT-D1710型圆锥破碎机，其最大给矿粒度为85mm，排矿口调节范围为515mm，符合三段破碎排矿口尺寸8mm的要求。由以上所给公式可得：qs=q0bp=148=112k1=1（同前）k2=1.13（同前）k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-45.9/100)=1.34k4=1.00（同前）kc=1.3故qc= k1k2k3k4kcqs =11.131.3411.3112=220.46所需要的台数：n= 1台设备负荷率：=100%=66%3.3.3 方案比较及确定设备选取方案比较如表3-3所示：表3-3 细碎机设备方案比较表Table 3-3 fine 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A圆锥破碎机PYT-D120682.511024.388.122B圆锥破碎机PYT-D1710220.46 15549661从上表可以看出，B方案负荷率适中，台数为1台，A方案为2台，所以选择B方案，即选择1台PYT-D1710弹簧短头圆锥破碎机。3.4 筛分设备的选择与计算3.4.1 计算所用公式（1）计算面积的公式 （3-5）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。（参考文献【1】67页表6.3-3）（2）计算台数的公式n= （3-6）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，。3.4.2 初拟方案根据给矿粒度及筛孔尺寸，初步选择SZZ15003000型自定中心振动筛和SZZ15004000型自定中心振动筛进行比较（1）A方案本方案选择设备为SZZ15003000型自定中心振动筛，最大给料粒度100mm,大于二段破碎产物最大粒度（45.9mm），筛孔尺寸616mm，满足前面所计算的12mm的要求，其筛网工作面积为4.5m2。由上述所给出的公式及查表，可得：所以： =0.85； =1.8 t/； =20.1/（）； =257.4； k1=0.8； k2=1.05； 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 ： = =4.75所需设备台数为： n= 2台设备负荷率为： =100%=59.38%（2）B方案本方案选择设备为SZZ15004000型圆振动筛，最大给料粒度75mm,大于一段破碎产物最大粒度（45.9mm），筛孔尺寸113mm，满足前面所计算的12mm的要求，其筛网工作面积为6m2。由上述所给出的公式，可得：=4.75所需设备台数为： n=1台。设备负荷率为： =100%=79.17%3.4.3 方案比较及确定所选取方案比较如表3-4所示：表3-4 筛分设备方案比较Table 3-4 sieving equipment scheme comparison方案设备名称设备型号质量/t负荷率/%台数/台A自定中心振动筛SZZ150030002.23459.382B自定中心振动筛SZZ150040002.58279.171 由上表可以看出，A方案负荷率太低，价格较高， B方案适中，故最终选择B方案，即选择SZZ15004000自定中心振动筛1台。3.5磨机的选择和计算3.5.1 计算所用公式（1）单位磨机容积处理量计算= （3-7） 式中： 设计磨机按新生产级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，； 生产磨机按新生产级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，k1矿石相对可磨性系数；当取自工业实验或同一矿石的生产指标时，k1=1.0；k2磨机直径校正系数；（2）磨机处理量计算 （3-8）式中： 设计磨机一台的处理量，；设计磨机按新生成级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，；设计磨机一台的有效容积，；、分别为设计磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中-0.074mm含量，%；（3）磨机台数确定 （3-9）式中：磨机台数，台；设备流程中磨矿回路给矿量，；选用磨机的一台处理量，。3.5.2 一段球磨机的选择与计算(1) 参考现场并结合文献取值如下q0=2.08 t / () m1=0.97 m2=0.92k1=1.00 k3=1.00 k4=1.05(2) 初拟方案 初步拟定选择MQG32003600型湿式格子型球磨机和MQG32003000型湿式格子型球磨机进行比较选择。A方案：本方案选择MQG32003600型湿式格子型球磨机，参考上述计算及流程，取值如下：= 26.2m3 =1.25 =10% =65%则：= k1 k2 k3 k4=1.01.251.01.052.08=2.68=127.67所需设备台数为： = 1台设备负荷率为： =100%=63.31%B方案：本方案选择MQG32003000型湿式格子型球磨机，参考上述计算及流程，取值如下：=21.8m3 =1.25=10% =65%则：= k1 k2 k3 k4=1.01.2511.052.08=2.6=103.05 所需设备台数为： = 1台设备负荷率为： =100%=78.43%磨矿设备选取方案比较如表3-5所示：表3-5 磨矿设备比较表Table3-5 grinding equipment comparison table方案设备名称设备型号功率/kw质量/t负荷率/%台数/台价格/万元A湿式格子型球磨机MQG32003600630139.563.31170B湿式格子型球磨机MQG32003000500108.0078.43196从表中可看出A方案负荷率低而功率较高，B方案适中，故最终选择B方案，即选择1台MQG32003000湿式格子型球磨机。3.5.3 二段球磨机的选择与计算(1) 参考现场并结合文献取值如下q0=0.87 t / () k4=1 k1=1.00 k3=1.00(2) 初拟方案 初步拟定选择MQY27004000型湿式溢流型球磨机和MQY27003600型湿式溢流型球磨机进行比较选择。A 方案：本方案选择MQY27004500型湿式溢流型球磨机，参考上述计算及流程，取值如下： =20.6m3 =1.17 =65% =90%则： = k1 k2 k3 k4=1.01.171.01.00.87=1.02 =84.05所需设备台数为： = 1台设备负荷率为： =100%=82.80%B方案本方案选择MQY27003600型湿式溢流型球磨机，参考上述计算及流程，取值如下：=18.5m3 =1.17 =65% =90%则： = k1 k2 k3 k4=1.01.17110.87=1.02=75.48所需设备台数为： = 1台设备负荷率为： =100%=92.2%（2）方案比较与确定磨矿设备选取方案比较如表3-6所示：表3-6 磨矿设备比较表Table 3-6 grinding equipment comparison table方案设备名称设备型号功率/Kw最重件质量/t负荷率/%台数/台价格/万元A湿式溢流型球磨机MQY2700400040028.982.81110B湿式溢流型球磨机MQY2700360040024.7092.2196从表中可看出B方案负荷率太高，功率与A相同，A方案负荷率适中，故选择A方案，即选择1台MQY27004000湿式溢流型球磨机。3.6 分级设备的选择3.6.1 一段磨矿分级设备选择与计算由于螺旋分级机主要用于选矿厂磨矿回路的预先分级和检查分级，所以一段磨矿分级选用螺旋分级机，参考选矿试验及高堰式、沉没式分级机的分级适用粒度，选用沉没式双螺旋分级机9。1) 计算分级机规格计算螺旋分级机的直径：D=-0.07+0.115 （3-10）式中 螺旋分级机螺旋个数，=2；K1矿石密度校正系数，查表K1=1.2；K2分级粒度校正系数，查表K2=3；故D=-0.07+0.115=1.822) 选用2FC-302000型沉没式双螺旋分级机一台按返砂量验算分级机的生产能力： q2 =135mK1ND3/24式中n螺旋转数，查表可知n=3.6r/min；m、D意义同前。 故/24=388.8 242.49工艺流程计算结果可知，分级机选择符合要求。分级机技术参数：表3-7 分级设备选择计算表Table 3-7 Grading equipment selection calculation table设备名称设备型号功率/Kw质量/t台数/台螺旋分级机2FC-3020004584.8713.6.2 二段磨矿分级设备的选择与计算表3-8 水力旋流器物料平衡计算结果Table 3-8 hydrocyclone material balance calculations项目单位溢流沉沙给矿固体量t/h69.59208.77278.36水量m/h166.4489.56256矿浆量t/h236.03298.33534.36重量浓度%29.48 69.98 52.09 体积浓度%11.40 41.77 25.07 矿浆密度t/m1.26 1.94 1.56 矿浆体积量m/h187.85 153.80 341.65 根据设备样本课选用D=35cm、锥角的水力旋流器，其给矿口尺寸6.5cm8.0cm(当量直径df=8.14cm)，选用溢流管直径d0=9.5cm，沉砂口直径du=7cm。（1）处理量计算： （3-11）式中 按给矿体积计的处理量，水力旋流器锥角修正系数 ，=0.79+0.044/（0.0397+tg/2） 当=10时，=1.15；当=20时，=1.0；水力旋流器直径修正系数，=0.8+1.2/（1+0.1D）；给矿口当量直径，cm，=；b、h分别为给矿口宽度和高度，cm；旋流器给矿口工作压力，MPa；溢流管直径，cm；D旋流器筒体直径，cm；qv=旋流器台数n=361.45/77.77=5台选用6台D=35cm，FX-350旋流器，其中1台备用。组成旋流器组。（2）旋流器一流上限粒度：d95=参考选矿厂设计表6.5-7，此上限粒度可满足-74m占90%以上的要求。水力旋流器技术参数：表3-9分级设备选择计算表Table 3-9 Grading equipment selection calculation table设备名称设备型号功率/Kw质量/t台数/台水力旋流器FX-3505.663.7浮选设备的选择和计算3.7.1粗选设备的选择和计算查选矿厂设计手册初步拟定选用SF-20和JJF-20,粗选时间14分钟。浮选机槽数计算 （3-12）式中 取n=5台选1台SF型4台JJF型组成浮选机联合机组。浮选机技术参数：表3-10 浮选设备选择计算表Tab.3-10 table of floatationequipmentselection and calculation作业名称设备名称及规格台数槽容积/m3吸入空气量/m3/m2/min生产能力/m2/min一次精选SF-20和JJF-205201.05203.7.2一次精选设备的选择和计算查选矿厂设计手册初步拟定选用SF-8和JJF