小木奔日产4800吨铜选厂初步设计毕业论文.doc

设计（论文）专用纸小木奔日产4800吨铜选厂初步设计毕业论文目录摘要-5Abstract-6前言-7第一章 绪言-71.1 建厂地区概况-71.2 选厂概况-8第二章 矿物组成与原矿性质-8第三章 设计流程论证及选择-93.1 破碎流程论证及选择-93.2 磨矿流程的论证及选择-103.3 选别流程的论证及选择-113.4 脱水流程的论证及选择-12第四章 选厂工作工作制度及生产能力-13第五章 工艺流程计算-135.1 破碎筛分流程计算-135.2 磨矿、分级流程计算-155.3 选别流程的计算-175.4 矿浆流程计算-21第六章 主体设备选择与计算-256.1 破碎设备的选择与计算-256.2 筛分设备的选择与计算-286.3 磨矿分级设备的选择与计算-286.4 选别设备的选取择与计算-306.5 脱水设备的选择与计算-326.6 主体设备选择结果-32第七章 辅助设备、设施的选择与计算-337.1 胶带输送机的选择与计算-337.2 给矿机的选择-357.3 矿仓的选择与计算-357.4 搅拌槽的选择与计算-37第八章 厂房配置及图纸-388.1 厂房总体配置-388.2 破碎车间设备配置-388.3 磨浮车间设备配置-398.4 脱水车间设备配置-408.5 图纸-40第九章 技术经济分析与工程概算-419.1 工程费用-419.2 其它工程费用-429.3 预备费用-429.4 选厂精矿厂成本的计算-47结论-50总结与体会-50谢辞-51参考文献-51附录-52第一章 绪言本设计为小木奔铜选厂，按设计任务书的要求，所设计的选矿厂生产能力为4800t/d，碎矿采用三段一闭路破碎，选别采用一粗、一扫、三次精选，中矿返回二段磨矿分级流程，产品为铜精矿。1.1 建厂地区概况1.1.1 矿区地理位置和交通状况狮凤山小木奔铜矿坐落在横断山脉山云岭山系余支的丛山峻岭之中，位于云南省易门县境内与双柏县毗邻的小木奔地区，西侧有纵贯矿区的绿汁江流过。厂区海拔高度1200米左右。厂区距局机关所在地小绿汁7公里，有三条公路与外部相连，交通方便。有一条经易门县城，禄丰，安宁至昆明，全长151公里；一条经狮子山，禄丰县的杨家庄，禄丰，安宁至昆明，全长150公里；一条经禄丰，双柏县城直达楚雄市，全长149公里。1.1.2 矿区气候概况狮凤山小木奔铜矿属亚热带气候，夏季最高气温达36度，冬季最低气温2度。每年的五月至九月为雨季，全年降雨量达840毫米左右。1.2 选厂概况选矿厂厂址设在距小绿汁镇7公里的小木奔大先街侧面的山坡上，主厂房自然坡度16。选矿设四个车间：破碎、磨矿、浮选、脱水。整个选厂人数30人左右。工作制度为三班运转制。1.2.1 原矿运输原矿用架线式电机车作牵引从矿山运到选厂，至原矿仓顶部后由翻车机倒入原矿仓中。电机车3台，其中一台为备用。每次运矿大约120吨原矿。1.2.2 企业供电本设计中选厂供电取自易门县供电局，在选厂自建变电站调节电压供选厂和用户使用。1.2.3 供水情况本设计中水源有两个，选厂生产用水和生活用水取至当地水源小绿汁江，雨季直接采用，旱季时采用地下水以供生产和生活使用。1.2.4 精矿运输精矿仓最少贮存时间可达3天，最多可达4天。精矿产出后通过公路运输至禄丰，再经转运站由火车转运至冶炼厂冶炼。1.2.5 尾矿处理尾矿产出后经管道输送到尾矿坝。第二章 矿物组成与原矿性质小木奔选厂所处理的原矿为层状交带型单一石，属中温热液成矿。原矿含水量3%5%，矿石真比重为2.622.80，堆比重为1.60，硬度为中硬偏软，普氏硬度f=58，安息角3136度。目前由三家厂，凤山，七步郎三个矿山供矿，其供矿金属比例为36：56：8，由此比例构成的原矿含铜品位为0.80.9%。各矿，采场供矿比例的变化直接影响着原矿的可选性。原矿中金属矿物主要有黄铜矿，斑铜矿,辉铜矿，铜蓝，孔雀石，兰铜矿，砷黝铜矿，硅孔雀石，黄铁矿，褐铁矿以及赤铁矿。其中黄铜矿占含铜矿物的60%左右，斑铜矿占20%以上，辉铜矿石占10%左右，其余是孔雀石和其它铜矿物。原矿中含铜矿物理论品位为4548%。 黄铜矿大部分呈致密块状及细小颗粒状嵌布于白云岩及炭质白云岩中，大粒一般为0.341.09mm之间，最小粒度在0.06mm左右。少部分呈脉状产出，脉宽一般为0.381.18mm之间，常与斑铜矿，黄铁矿等共生。斑铜矿大部分呈颗粒状及细小颗粒状嵌布在白云岩及炭质白云岩中，少部分呈致密块状嵌布，粒度在0.330.92mm之间，常与黄铜矿，辉铜矿及孔雀石共生。辉铜矿大部分呈粉末状或致密块状嵌布在白云岩及炭质白云岩中，常与黄铜矿，斑铜矿共生。第三章 设计流程论证及选择3.1 破碎流程论证及选择破碎作业的主要任务是为磨矿作业准备经济合理的给矿粒度。制定破碎流程的依据是原矿的最大块度与最终产品粒度、原矿和各段破碎产物的粒度特性、原矿的物理性质、含泥量、含水量等。原矿最大块度：根据小木奔铜矿的实际情况，本设计原矿最大块度取800mm。最终破碎产品粒度：据有关设计资料，球磨机适宜的给矿粒度一般在1025mm之间，根据本选厂的设计规模，并参照其他矿山的实际情况，拟定以120mm作为最终破碎产品粒度，力争实现多碎少磨。总破碎比：S=Dmax/dmax=800/12=66.66311 破碎流程的选择本设计的总破碎比为66.66，根据现场生产实际及参考类似选厂，为了达到所要求的破碎最终产品粒度，决定采用三段破碎流程。在三段破碎流程中，三段一闭路流程最为常见，但是基于原矿属于中等可碎性矿石，含水量不高，故在粗碎及中碎前将不设置预先筛分，但为减轻细碎设备负荷，有必要在细碎前设置预先筛分。本设计暂确定选用三段一闭路破碎筛分流程。312 破碎筛分流程本设计采用的三段一闭路破碎筛分流程如图3-1所示。原矿粗碎中碎细碎图3-1 三段一闭路破碎筛分流程71234563.2 磨矿流程的论证及选择磨矿是实现有用矿物单体解离和提供适宜入选粒度的重要手段，是选矿厂的关键性作业，它直接影响选别效果，同时涉及基建投资及生产电耗。磨矿流程的基本作业包括磨矿和分级。分级作业又分为预先分级、检查分级与控制分级。所以磨矿流程便是磨矿作业与各种分级作业的组合。321 流程论证3.2.1.1 不采用预先分级预先分级的目的是为了分出给矿中已经合格的粒级产品，从而能相对提提高磨矿机的处理能力；或是预先分出矿泥或有害的可溶性盐类，以利于分别处理。考虑给矿的粒级组成以及矿泥量极少无需单独处理，本设计不采用预先分级。3.2.1.2 采用检查分级检查分级的目的是为了溢流粒度合格，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。在常规流程中，一般都采用检查分级保证合格粒度产品。3.2.1.3 不设控制分级控制分级是为了获得更细的溢流细度或配合在一段磨矿中实现阶段选别。本设计要求的溢流细度不大，也没有阶段选别的要求 ，故不设。3.2.1.4采用两段磨矿磨矿段数主要由磨矿细度与给矿粒度、矿石性质而定，当然跟有用矿物的嵌布粒度、泥化程度、选别的必要性以及选厂规模有关。本次设计磨矿的给矿粒度为12mm，磨矿细度为-0.074mm占90%，矿石属中硬矿石，考虑以上情况，采用两段磨矿比较合适。3.2.2 磨矿流程采用磨矿与检查分级构成闭路的两段磨矿流程（见图3-2）。原矿分级分级段磨段磨溢流图3-2 两段全闭路磨矿流程165978432中矿返回3.3 选别流程的论证及选择选别流程设计，是整个选矿厂设计的关键部分，设计的成功与否，关系到能否选出合格的精矿产品，能否给企业带来最大的经济效益。选别流程设计的主要依据是可选性试验提供的推荐的选别流程，在本设计中采用一粗一扫三精浮选流程（见图33）。粗选精精精最终精矿图3-3 一粗一扫三精浮选流程最终尾矿中矿溢流10121116181517212213201914扫选3.4 脱水流程的论证及选择一般地，当要求浮选精矿含水量为时，采用浓缩和过滤两段脱水就能满足要求，根据用户结产品的要求以及国家对产品含水量的有关规定，本设计确定铜精矿产品含水量为14%。因此，本设计脱水流程可选择两段脱水，见图3-4。过滤精矿仓沉淀池浓缩精矿图3-4 两段脱水流程第四章 选厂工作工作制度及生产能力参考我国矿山生产实际和设计生产规模4800 t/d，本选矿厂各车间的工作制度及生产能力设定如下，见表4-1。表4-1 选矿厂车间生产能力及工作制度车间名称年工作日数日工作班数班工作时数生产能力设备作业率（%）吨/年吨/日吨/时破碎车间330361584000480026767.8磨浮车间330381584000480020090.4脱水车间3303840708.8123.365.1490.4第五章 工艺流程计算5.1 破碎筛分流程计算5.1.1原始指标破碎车间日处理能力：4800 t/d；原矿最大块粒度：800mm；最终破碎产品粒度：120 mm；原矿密度：2.7t/m3；原矿松散密度：1.6 t/m3；原矿硬度：中硬矿石；破碎流程图及编号：见图3-1。5.1.2 破碎筛分流程的计算5.1.2.1 计算各段破碎比总破碎比：S=Dmax/dmax=800/12=66.66；平均破碎比：S=4.05。，初步定第一、二段破碎比为：S1=3，S2=4则S3=66.66/(34)=5.565.1.2.2 计算各段破碎产品的最大粒度d2=800/3=267mmd3=267/4=67mmd6=67/5.56=12mm说明：字母下标码与图5-1中编号对应，以下类同。5.1.2.3 确定各段破碎机排矿口尺寸根据破碎产物最大粒度与排矿口尺寸比值的关系计算并决定各段破碎机的排矿口尺寸。e2=d2/Z1=267/1.45=184.14 取e2=184mme3=d3/Z2=67/1.9=35.26 取e3=35mme6=d60.8=120.8=9.6 取 e6=10mm 5.1.2.4 各段筛子的筛孔和筛分效率确定预先筛分的筛孔尺寸应该在本段破碎机排矿口e与排矿粒度之间选取，即取a=edmax;而闭路筛子的筛孔按等值筛分的筛孔大小确定。本设计中筛子采用圆振动筛，其筛孔a=1.2d6=1.212=14.4，取a=15mm,筛分效率E=80%。5.1.2.5 计算各产物的产率和产量第一段破碎作业Q1=267t/h 1=100%Q2=267t/h 2=100%第二段破碎作业Q3=267t/h 3=100%第三段破碎作业C=（1-2-15E）/6-15E=（1-0.1780%）/0.6780%=161.2%式中2-15产物3中小于15mm的粒级含量，查粒度特性曲线得3-15=0.17；6-15产物6中小于15mm的粒级含量，查粒度特性曲线得6-15=0.67。5=C=161.2%6=C=161.2%4=3+6=100%+161.2%=261.2%Q4=Q14=267261.2%=696.40t/hQ5=Q6=Q15=267161.2%=430.4t/h5.1.2.6 绘出破碎筛分数质量流程图根据计算结果，绘出破碎筛分数质量流程图，见图5-1。图5-1 破碎筛分数质量流程图原矿粗碎中碎细碎100.00；267.00100.00；267.00100.00；267.00100.00；267.00161.20；430.40161.20；430.40%；Qt/h图例：261.20；694.405.2 磨矿、分级流程计算5.2.1 原始指标磨矿车间生产能力：Q=200t/h；磨矿细度：-0.074mm占90%；给矿粒度：120mm；磨矿分级流程图及编号：见图3-2。5.2.2 流程计算第一段磨矿作业Q4=Q1=200t/h 4=1=100%Q2=Q3=Q1(1+C1)=200(1+250%)=700t/h 2=3=1+C1=350%Q5=Q1C1=200250%=500t/h 5=C1=250%式中C1第一段磨机循环负荷，取C1=250%第二段磨矿作业Q8 =（Q4+ Q17）（7-4）（1+ C2）/（7-8） =（200+69.5）（0.80-0.45）(1+3)/(0.80-0.1)=539t/hQ9=Q8=539t/hQ6=Q9+Q4+Q17=539+200+69.5=808.5t/hQ7=Q10+Q11=65.92+203.58=269.5t/h6= Q6/Q1=808.5/200=404.25%7= Q7/Q1=6468/4800=134.75%8=9= Q8/Q1=539/200=269.5%根据计算结果，绘出磨矿分级数质量流程图，见图5-2。原矿100.00；0.25%；Rn700.00；108.00350.00；0.15200.00；8.00Qt/h；Wt/h图例:分级段磨700.00;175.00350.00;0.25250.00;0.20100.00;2.37中矿返回404.25;1.27500.00;100.00200.00;474.00808.50;1024.10分级539.00;242.55269.50;0.45134.75;0.25269.50;808.50539.00;242.55269.50;0.45段磨溢流图5-2 磨矿分级数质量流程图5.3 选别流程的计算5.3.1 选别流程生产能力：Q=269.5t/h;选别流程、各选别作业数编号见图1-9。5.3.2 选别流程计算5.3.2.1 原始指标数确定Np=C (np-ap)式中Np原始指标数（不包括已知的给矿指标） C计算成分，C=2； np选别产物数， np=10； ap选别作业数，ap=5。故：Np=C (np-ap)=2（10-5）=10原始指标分配方案列于表5-1中。表5-1 原始指标分配方案产物号码10121519212.51.15152810369492905.3.2.2计算未知指标（、）1.求给矿及最终产品指标，见表5-2。表5-2 给矿及最终产品指标名称编号产率/%产量（t/h）品位/%回收率/%给矿7134.75269.500.72122.00铜精矿212.575.1428.0090.00尾矿1397.43194.860.0810.002.求未知回收率（/%）例如：13=100-21=100.00-90.00=10.00同理，按回收率平衡求得各产物回收率（/%）:10=103.0011=12+13=6.00+10.00=16.0012=6.0013=100-21=10.0014=20+10=4.00+103.00=107.0015=94.0016=14+15=107.00-94.00=13.0017=12+16=6.00+13.00=19.0018=15+22=94.00+2.00=96.0019=92.0020=18-19=96.00-2.00=4.0021=90.0022=19-21=92.00-90.00=2.003.求未知产率（/%）n=1n/n例如：21=121/21=0.890/28=2.57同理，按产率平衡与金属平衡求得各产物产率（/%）：10=110/10=0.80103.00/2.50=32.9611=12+13=4.36+97.43=101.6212=112/12=0.806.00/1.1=64.3613=100.00-21=100.00-2.57=97.4314=10+20=12.47+32.96=45.4315=115/15=0.894/5=15.0416=14-15=45.43-15.04=30.3917=12+16=4.36+30.39=34.7518=15+22=15.04+2.34=17.3819=119/19=0.8092.00/15.00=4.9120=18-19=17.38-4.91=12.4721=121/21=0.8090.00/28.00=2.5722=19-21=4.91-2.57=2.344.求未知品味（/%）n=1n/n各产物产率及回收率已求出，所以n=1n/n10=110/10=0.80103.00/32.96=2.5011=111/11=0.8016.00/101.79=0.1312=112/12=0.806.00/4.36=1.1013=113/13=0.8010.00/97.43=0.0814=114/14=0.80107.00/45.43=1.8915=115/15=0.8094.00/15.04=5.0016=116/16=0.8013.00/30.39=0.3417=117/17=0.8019.00/34.75=0.4418=118/18=0.8096.00/17.38=4.4219=119/19=0.8092.00/4.91=15.0020=120/20=0.804.00/12.47=0.2621=121/21=0.8090.00/2.57=28.0022=122/22=0.802.00/2.34=0.685.求产物产量（t/h） Qn=Q1n式中Qn各产物的产量(t/h）;Q1=200 t/h；n各产物的产率（%）。由公式和产量平衡求得各产物的产量（t/h）：Q10=Q110=20032.96%=65.92Q11=Q12+Q13=8.72+194.86=203.58Q12=Q112=2004.36%=8.72Q13=Q1-Q21=200-5.14=194.86Q14=Q10+Q20=65.92+24.94=90.86Q15=Q115=20015.04%=30.08Q16=Q14-Q15=90.86-30.08=60.78Q17=Q12+Q16=8.72+60.78=69.50Q18=Q15+Q22=30.08+4.68=34.76Q19=Q119=2004.91%=9.82Q20=Q18-Q19=34.76-9.82=24.94Q21=Q121=2002.57%=5.14Q22=Q19-Q21=9.82-5.14=4.686.绘制选别流程数质量流程图根据以上计算结果绘制选别流程数质量流程图，见图5-324.94;4.00;117.36最终精矿水力旋流器5.14;90.00;7.712.57;28.00;1.50194.86;10.00;641.0112.47;0.26;4.71溢流图例：%;%;RnQt/h;%;Wt/h32.96;2.50;2.0165.92;103.00;132.61101.62;0.13;3.32精90.86;107.00;675.8915.04;5.00;1.5030.08;94.00;45.1230.39;0.34;4.4960.78;13.00;272.8964.36;1.10;4.008.72;6.00;34.8834.75;0.44;4.4369.50;19.00;307.77精34.76;96.00;78.654.91;15.00;1.509.82;92.00;14.732.34;0.68;7.164.68;2.00;33.5397.43;0.08;3.29粗选203.58;16.00;675.8945.43;1.89;2.75扫选17.38;4.42;2.26精图5-3 选别流程数质量流程图5.4 矿浆流程计算541 磨矿矿浆流程和选别矿浆流程计算5.4.1.1 确定各作业各产品必须保证的液固比Rn值原矿水分4%；一段磨矿必须保证的液固比取R=0.25;二段磨矿必须保证的液固比取R=0.45;一段分级溢流必须保证的液固比取R4=2.37;二段分级溢流必须保证的液固比取R7=3.00;一段分级返砂必须保证的液固比取R5=0.20;二段分级返砂必须保证的液固比取R8=0.45;粗选必须保证的液固比取R=3.00;粗选精矿必须保证的液固比取R10=2.01;精选精矿必须保证的液固比取R15=1.50;精选精矿必须保证的液固比取R19=1.50;精选精矿必须保证的液固比取R21=1.50;扫选必须保证的液固比取R=3.32;扫选精矿必须保证的液固比取R12=4.00;精选必须保证的液固比取R=3.50;精选必须保证的液固比取R=3.80;精选必须保证的液固比取R=4.20;5.4.1.2 水量计算 Wn=QnRn 据公式Wn=QnRn 和水量平衡计算产物含水量Wn（t/h）：W1=Q1R1=2000.04=8.00W2=W1+W5=8.00+100.00=108.00W3=W=175.00W4=Q4R4=2002.37=473.78W5=Q5R5=5000.2=100.00W6=W17+W4+W9=307.77+473.78.00+242.55=1024.10W7=Q7R7=269.53.0=808.50W8=Q8R8=5390.45=242.55W9=W=242.55W10=Q10R10=65.922.01=132.61W11=W-W10=808.50-132.61=675.89W12=Q12R12=8.724=34.88W13=W-W12=675.89-34.88=641.01W14=W10+W20=132.61+117.36=249.97W15=Q15R15=30.081.5=45.12W16=W-W15=318.01-45.12=272.89W17=W12+W16=34.88+272.89=307.77W18=W15+W22=45.12+33.53=78.65W19=Q19R19=9.821.5=14.73W20=W-W19=132.09-14.73=117.36W21=Q21R21=5.141.5=7.71W22=W-W21=41.24-7.71=33.53W=QR=Q2R=7000.25=175.00W=W4+W5=474.00+100.00=574.00W=W7+W8=808.50+242.55=1051.05W=QR=Q8R=5390.45=242.55W=QR=Q7R=269.53.0=808.50W=QR=Q14R=90.863.5=318.01W=QR=Q11R=203.583.32=675.89W=QR=Q18R=34.763.8=132.09W=QR=Q19R=9.824.2=41.245.4.2 各作业和产品的液固比Rn值各作业和产品的液固比Rn值按下式进行计算:Rn=Wn/QnR1=W1/Q1=8.00/200.00=0.04R2=W2/Q2=108.00/700.00=0.15R3=W3/Q3=175.00/700.00=0.25R4=W4/Q4=474.00/200.00=2.37R5=W5/Q5=100.00/500.00=0.20R6=W6/Q6=1024.10/808.50=1.27R7=W7/Q7=808.50/269.50=3.00R8=W8/Q8=242.55/539.00=0.45R9=W9/Q9=242.55/539.00=0.49R10=W10/Q10=131.84/65.92=2.01R11=W11/Q11=676.66/203.58=3.32R12=W12/Q12=34.88/8.72=4.00R13=W13/Q13=641.01/194.86=3.29R14=W14/Q14=249.20/90.86=2.75R15=W15/Q15=45.12/30.08=1.50R16=W16/Q16=272.89/60.78=4.49R17=W17/Q17=307.77/69.50=4.43R18=W18/Q18=78.65/34.76=2.26R19=W19/Q19=14.73/9.82=1.50R20=W20/Q20=117.36/24.94=4.71R21=W21/Q21=7.71/5.14=1.50R22=W22/Q22=33.53/4.68=7.165.4.3 补加水量、总的补加水量、实际用水量、处理每吨矿石用水量计算5.4.3.1 求补加水量Ln(t/h)，根据水量平衡计算：L=W-W2=175.00-108.00=67.00L=W-W3=574.00-175.00=399.00L=W-W6=1051.05-1024.10=26.95L=W-W8=242.55-242.55=0.00L=W-W7=808.50-808.50=0.00L=W-W14=318.01-249.97=68.04L=W-W11=675.89-675.89=0.00L=W-W18=132.09-78.65=53.44L=W-W19=41.24-14.73=26.515.4.3.2 求总的补加水量L(t/h)：L=Wk-W0=W21+W13-W1=7.71+641.01-8.00=640.72式中W0原矿进入选别流程的水量；L总补加水量；Wk最终产物排出的总水量。校核：L-（L+L+L+L+L+L+L+L+L）=640.72-(67.00+399.00+26.95+0.00+0.00+68.04+0.00+53.44+26.51)=0.005.4.3.3 全厂实际用水量W实（t/h）考虑到洗刷地板、冲洗设备等，其用水量估计为工艺用水的1015%，本设计中取10%，则W实=1.1L=1.1640.72=704.7925.4.3.4 处理每吨矿石用水量W平均（t/t）W平均= W实/Q1=704.792/200=3.53式中Q1磨浮车间生产能力。5.4.4 脱水矿浆流程计算计算流程及编号见图3-4。原始指标：最终精矿含水量为14%；进浓密机浓度为40%；出浓密机浓度为70%。矿浆计算：W1=Q1(1-C1)/C1=5.14(1-0.40)/0.40=7.71（t/h）W2=Q2(1-C2)/C2=5.14(1-0.70)/0.70=2.20（t/h）W3=W1-W2=7.71-2.20=5.51（t/h）W4=Q4(1-C4)/C4=5.14(1-0.86)/0.86=0.84（t/h）W5=W2-W4=2.20-0.84=1.36（t/h）第六章 主体设备选择与计算6.1 破碎设备的选择与计算6.1.1粗碎设备的选择与计算根据矿石的物理性质及图1-6的计算结果，拟采用PJ12001500简摆颚式破碎机。破碎机的生产能力：q=K1K2K3K4q0e式中K1矿石硬度修正系数，按公式K1=1-0.05(f-14)得K1=1.30；K2矿石密度修正系数，按公式K2=/2.7得K2=1；K3给矿粒度修正系数，查选矿厂设计1表6.2-1, 取K3=1；K4水分修正系数，查选矿厂设计表6.2-1, 取K4=1；q0单位排矿口宽度处理量，t/(mmh), 查选矿厂设计表6.2-2,取q0=1.90；e碎矿机排矿口宽度，mm。取e=170。故：q=K1K2K3K4q0e=1.301111.90170=419.9(t/h)所需破碎机的台数n=Kqd/q=1.1267/384.75=0.699（台），取1台式中： K不均匀系数，取K=1.1； qd破碎机作业的设计矿量，qd=267（t/h)；q单台破碎机处理量，q=419.9（t/h）。下同。此时颚式破碎机负荷率：=69.9%6.1.2中碎设备的选择与计算大型厂中碎设备广泛采用标准圆锥碎矿机。6.1.2.1 选用PYY2200/350单缸液压标准圆锥碎矿机，其给矿口尺寸B=300mm，排矿口调节范围bp=3060mm。破碎机的生产能力：q=K1K2K3K4q0bp式中字母意义同前，查选矿厂设计表6.2-1、6.2-2可取K1=1.35、K2=1、K3=0.91、K4=1、q0=16、bp=30 。故： q=K1K2K3K4q0e=1.3010.911630=567.84(t/h)所需破碎机台数：n=Kqd/q=1.1267/567.84=0.517（台），取1台此时中碎机的负荷率：=51.7%6.1.2.2 若用PYB-2200，B=300mm ，排矿口调节范围bp= 30-60mm 。同理可求得：Q=496.86(t/h)，n=1（台），=59.11%。6.1.3 细碎设备的选择与计算6.1.3.1 选用PYY1650/100单缸液压短头型圆锥破碎机其给矿口尺寸B=100mm，排矿口调节范围bp=714mm。破碎机的生产能力：q=KcK1K2K3K4q0e式中Kc闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，取1.4；其它字母意义同前。查选矿厂设计表6.2-1、6.2-2可取K1=1.30、K2=1、K3=1.13、K4=1、q0=14、e=12。故:Q=1.11.3011.1311412=271.47(t/h)所需破碎机台数：n=qd/q=430.4/271.47=1.585(台)，取2台。此时细碎机负荷率：=79.2%6.1.3.2 若用PYD-1750，其给矿口尺寸B=100mm，排矿口调节范围bp=515mm。同理可求得：Q=271.47(t/h)，n=2(台)，=79.2%。6.1.4 破碎设备方案比较及选择结果以上计算表明，在粗碎设备采用PJ12001500简摆颚式破碎机的情况下，中碎和细碎设备具有不同的配套方案，详细情况见表6-1。表6-1 破碎设备选择方案方案工艺段设备名称与规格台数/台负荷/%功率/KW质量（单重）/t粗碎PJ12001500简摆颚式破碎机169.9%160110.38中碎PYB-2200弹簧标准圆锥碎矿机159.11%26084细碎PYY1650/100单缸液压短头型圆锥破碎机279.2%15535.6粗碎PJ12001500简摆颚式破碎机169.9%160110.38中碎PYY2200/350单缸液压标准圆锥碎矿机151.7%28074.5细碎PYD-1750弹簧短头型圆锥破碎机279.2%15550.5从两组方案比较来看，第1组方案更为合理，因为在第2组方案中PYY2200/350单缸液压标准圆锥碎矿机负荷率过低，且电量消耗更大；又二方案中PYD-1750弹簧短头型圆锥破碎机重量大，需要的基建投资更大，故选用第1组方案。6.2 筛分设备的选择与计算拟采用圆振动筛。需要筛子的总面积为：At=qt/(q0sK1K2K3K4K5K6K7K8)式中：q0单位筛分面积容积处理量，m3/( m2.h)；参考选矿厂设计表6.3-2取q0=20.1；有效筛分面积系数；取=0.85；s意义同前；取s=1.6；K1K1影响因素修正系数，参考选矿厂设计表6.3-3 取K1=1、K2=1.38、K3=2.5、K4=1、K5=1、K6=1、K7=0.75、K8=0.7；故：At=697.4/(0.8520.11.611.382.51110.750.7)=11.96m2；所需筛子的几何面积为：A=At/0.9=11.96/0.9=13.30取圆振动筛YA1836，则所需筛子台数n=13.30/7=1.90 ,取两台。筛分设备选择结果：YA1836圆振动筛，2台。6.3 磨矿分级设备的选择与计算6.3.1 磨矿设备的选择与计算根据工艺流程的要求，磨矿细度为-0.074mm占90%。V1,2=qa(3-1)/q0 1,2=200(90%-10%)/1.27=125.98 m3V2/V1=k(D1-0.15)/(D2-0.15)0.5=1.15(3.2-0.15)/(3.2-0.15)0.5=1.15故V1=55.99m3, V2=64.39m3。根据以上计算初选：一段段磨矿选用MQG32004500湿式格子型球磨机；二段磨矿选用MQY32004500湿式溢流型球磨机。一段所需磨矿机台数n=55.99/31=1.81，取n=2台；负荷率=55.99/(312)=90.31%；二段所需球磨机台数n=64.39/32.8=1.96，取n=2台。负荷率=64.39/(32.82)=98.15%。校核：q=Q/V=（16800/24）/（312）=11.2912t/m3;q=Q/V=（12936/24）/（32.82）=8.2212t/m3;合适。6.3.2 分级设备的选择与计算一段磨矿已选定MQG32004500湿式格子型球磨机2台，据1台磨矿机对应1台分级机，则应选取2台分级机。设计给矿量为200t/h，返砂量为600t/h，矿石密度为2.7t/m3. 采用高堰式双螺旋分级机，每台分级机的生产能力为：Q=200/2=100(t/h)6.3.2.1 计算螺旋分级机直径D=-0.08+0.10324Q/(mK1K2)1/2式中m螺旋分级机螺旋个数，m=2；K1矿石密度校正系数，按下式计算：K1=1+0.05(2-1)；得K1=1；式中2设计的矿石密度（t/m3）；1标准矿石密度，一般取（t/m3）；K2分级粒度校正系数，见选矿厂设计表6.5-2，查得K2=1.41。故:D=-0.08+0.10324100/(211.41)1/2=2.92（m）；取D=3（m）。选用2FG-303000型高堰式双螺旋分级机2台。6.3.2.2 按返砂量计算分级机的生产能力Q=135 mK1nD3/24(t/h)式中n螺旋转数，查选矿厂设计