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辽宁科技大学本科生毕业设计 第 91 页年处理量为1050万吨的选矿厂毕业论文1 总论11.1毕业设计的选题背景,设计依据11.2厂区自然概况11.2.1隶属关系11.2.2采矿方法概述、主要采矿设备11.2.3地理位置及交通概况21.2.4供水、供电21.2.5气象资料21.3矿区地质概况31.3.1矿床地质概况31.3.2 矿石性质31.4选矿概况41.4.1选矿厂车间工作制度41.4.2选矿厂主要经济技术指标51.4.3投资及服务年限,投资回收期51.5尾矿坝概况52 选矿工艺流程62.1选矿工艺流程的确定62.2 工艺流程的合理性分析92.2.1破碎流程合理性分析92.2.2 阶段磨矿的合理性分析102.2.3 粗细分级的合理性分析112.2.4 重选的合理性分析112.2.5 扫弱磁、扫中磁的合理性分析122.2.6 弱磁、强磁的合理性分析122.2.7 反浮选的合理性分析122.3 主要工艺指标的确定与计算132.3.1 各车间作业率的确定132.3.2 工艺流程计算及结果133 主要设备的选择计算323.1 破碎及筛分设备的选择与计算323.1.1粗碎设备323.1.2中碎设备353.1.3细碎设备393.1.4筛分设备423.2 磨矿设备的选择与计算443.2.1一段球磨设备的选择与计算443.2.2二段球磨设备的选择与计算483.3 分级设备的选择与计算533.3.1一次分级设备的选择与计算533.3.2二次分级设备的选择与计算553.3.3 粗细分级设备的选择与计算573.4 浮选设备的选择计算593.4.1 粗选设备的选择计算603.4.2 精选设备的选择计算613.4.3 扫选设备的选择计算623.5 磁选设备的选择计算663.5.1 扫弱磁和弱磁设备的选择计算663.5.2 扫中磁和强磁设备的选择计算673.6 重选设备的选择计算673.6.1 精螺设备的选择计算673.6.2 粗螺设备的选择计算683.6.3 扫螺设备的选择计算683.7 浓缩设备的选择计算683.7.1强磁前浓缩机设备的选择计算683.7.2浮选前浓缩机设备的选择计算693.8 过滤设备的选择计算694 辅助设备的选择计算714.1 矿仓的选择计算714.1.1 中碎缓冲分配矿仓714.1.2 筛分缓冲分配矿仓724.1.3磨矿矿仓734.1.4精矿矿仓734.2 其它辅助设备的选择744.2.1给料机的选择与计算744.2.2带式输送机的选择计算784.2.3起重机的选择804.2.4砂泵的选择计算815 工艺过程简述836 平面布置,断面布置说明846.1 厂区的车间和建构筑物组成846.2 总平面布置846.3 竖向布置847 技术经济部分858 环境保护889 技术装备和自动化水平89致谢90参考文献:911 总论1.1毕业设计的选题背景,设计依据本设计的选题背景是以系里教师指导我们的毕业实习为基础题材。本设计主要是根据毕业设计任务书的具体要求和矿物资源工程选矿厂设计指导书为设计依据,最终产品的品位以鞍钢炼钢总厂要求的品位为主要依据。工厂安全规程及毕业实习工厂的各个方面为主要依据。主要设计依据有:辽宁科技大学矿物资源系下达的设计任务书,题目为年处理1050万吨选矿厂设计。辽宁科技大学编制的毕业设计(论文)撰写规范。鞍钢集团矿业公司齐大山铁矿选矿分厂编写的齐大山铁矿选矿分厂概况。鞍钢集团矿业公司胡家庙选矿厂编写的胡家庙选矿厂概况。大孤山、齐大山等生产实践资料1.2厂区自然概况1.2.1隶属关系本厂隶属于鞍钢集团矿业公司。1.2.2采矿方法概述、主要采矿设备1 采矿方法选矿厂铁矿矿石主要采用露天开采,通过把矿岩划分成具有一定厚度的水平分层,用独立的采掘运输设备进行开采,在开采过程中各分层保持一定的超前的关系,从而形成了阶梯状,每一个阶梯就是一个台阶。2 主要采矿设备 主要采矿设备有:16m电铲,130、154、180电动轮汽车及牙轮钻。1.2.3地理位置及交通概况选矿厂位于鞍山市千山区调军台村。在鞍山市区以北约5km,齐大山铁矿采场以南约2km处。厂区现有道路与相距1.8km的鞍千公路相接,附近有鞍山东环市铁路途经,并设有铁路车站,交通十分便利。1.2.4供水、供电1水源状况 选矿厂生产用水来源有三种:高炉净环水、尾矿坝回水以及厂内环水。前两种不用处理可以直接利用,尤其是尾矿库尾矿经自然浓缩沉降后的溢流回水水质较好,厂内环水经过净化工艺处理后净化水作为环水循环使用。通过提高水循环利用率,达到了合理利用水资源的目的。2电源状况选矿厂现由总降变电所和自备热电厂供电。变电所系1996年建设的66kv企业总降压变电所,位于厂区东北侧,由变电所66kv系统由鞍钢第二发电厂供电。2007年改扩建工程投产后,用电总负荷约90MVA,现有供配电系统不能满足用电需求,采取对主变压器等电气设备更新增容,同时对66kv及6.3kv配电装置的控制与保护做相应改造,保证了现生产工艺的用电要求。1.2.5气象资料气象条件:鞍山市地处中纬度的松辽平原的东南部边缘,属暖温带大陆性季风气候区。主要气候特点是:四季分明,雨热同期,干冷同季,降水充沛,温度适宜,光照丰富。主要气候指标如下:最高气温:36.9 最低气温:-30.4最热月平均气温:25.1 最冷月平均气温:-10.8常年主导风向:南,南西风(ssw) 平均风速:3.6m/s最大风速:25.8m/s 年平均降水量:715mm年最大降水量:1042mm 年平均气温:8.7最热月平均相对湿度:77% 最冷月平均相对湿度:59%年最小降水量:384mm 小时最大降水量:40.5mm积雪深度:26cm 最大冻结深度:118cm年日照时数:2536h 冬季日照时数:127h夏季日照时数:228h 风载荷:450KN/m雪载荷:350 KN/m 地震基本烈度:7度1.3矿区地质概况1.3.1矿床地质概况1 矿床类型选矿厂所用的矿石主要来自齐大山铁矿,齐大山铁矿床属于前震旦纪巨型沉积变质型“鞍山式”铁矿床2 成因类型齐大山铁矿矿床赋存于我国太古界鞍山群地层中,是巨型沉积变质型“鞍山式”铁矿床的重要组成部分。概况表内储量14.1亿吨,表外矿石储量为1.4亿吨,占鞍钢冶铁用矿石量的1/3。截止2009年末,保有资源储量63255万吨。设计服务年限60年1.3.2 矿石性质1 矿物组成齐大山铁矿石主要工业类型为假象赤铁矿石,其次是磁铁矿石和半氧化矿石。矿石的主要自然类型为石英型矿石和闪石型矿石。矿石种类、FeO含量、矿物结晶粒度等性质的变化对选厂的生产指标产生直接影响。工业矿物主要有:假象赤铁矿、赤铁矿、磁铁矿、赤-磁铁矿、镜铁矿、褐铁矿、菱铁矿;脉石矿物主要有:石英、单斜闪石(透闪石和阳起石)、绢云母、绿泥石、铁白云石以及微量磷灰石、黄铁矿等。2 矿石化学多元素及物相分析 表1-1矿石化学多元素表 /%元素TFeFeOSiO2CaOMgOAl2O3MnOIgSP含量30.076.4556.100.0280.320.430.0120.590.0280.037 表1-2矿石物相分析 /%物相TFeFe3O4FeCO3FeSiO3假、半赤、褐含量30.0711.310.450.803.5014.01分布率100.0037.611.502.6611.6446.59由矿石的化学多元素及物相分析结果可知,主要矿物为假象赤褐铁矿矿石,其次是磁铁矿;矿石中的FeCO3、FeSiO3含量较低,对选别指标影响甚微。矿石的化学成分与齐大山选矿厂、胡家庙选矿厂矿石化学成分相似。3 矿石的结构构造铁矿矿石多为粗-中条带状构造,及少量的块状构造、斑块状构造、碎裂构造、揉皱构造。4 矿石的其它性质矿石密度:3300kg/m 矿石普氏硬度:f=12-18 松散系数:1.5矿石松散密度:2200kg/m 原矿含水率:4%1.4选矿概况选矿厂处理原矿量1050万吨/年,工艺流程为三段一闭路破碎、阶段磨矿、粗细分级、重选-磁选-阴离子反浮选工艺流程,年产精矿量329.472 万吨。选厂占地面积115万平方米。厂房占地面积72万平方米。主要车间有中细碎车间、筛分车间、磨矿车间和选别车间。辅助车间有浓缩过滤车间、尾矿、机修、供水、供电等。1.4.1选矿厂车间工作制度1 破碎车间作业制度破碎筛分系统设备作业率为67.81%,相当于设备年运转330天,3班/天,6小时/班。2 主厂房作业制度主厂房采用连续工作制,设备作业率为90.41%,相当于设备年运转330天,3班/天,8小时/班。1.4.2选矿厂主要经济技术指标原矿处理量:1050万吨/年;年产精矿量:329.472万吨;原矿品位:29.22%;精矿品位:67.28%;尾矿品位10.74%;回收率:75.26%。选矿比:3.19;精矿水分:10%;SiO2含量:4%;精矿成本:486元/吨。1.4.3投资及服务年限,投资回收期选矿厂服务年限为60年,投资回收期为3年。1.5尾矿坝概况选矿厂年处理量1050万吨,每年产出尾矿720.528万吨,尾矿堆存的方法是利用尾矿坝实现的,选矿厂生产的尾矿是以矿浆的形式存在的,尾矿经过浓缩后浓度42%的矿浆经过泵站通过直径为660mm的6条3千米管道送到尾矿坝。尾矿库位于风水沟,库容为2.4亿立方米,为选矿厂设计单独使用,服务年限为60年。尾矿坝采用冲积深红上游法筑坝,澄清的水通过600mm回水管返回选矿厂利用。 2 选矿工艺流程2.1选矿工艺流程的确定根据前面所说介绍的矿石性质,初步拟定如下两个方案:方案一:三段一闭路破碎、两段连续磨矿、弱磁-中磁-强磁-阴离子反浮选工艺流程方案二:三段一闭路破碎、阶段磨矿、粗细分级、重选-磁选-阴离子反浮选工艺流程方案一流程采用了两段连续磨矿工艺,对嵌布粒度特性均匀的宜采用,比较合理经济;弱磁-中磁-强磁能有效的选出磁铁矿,提高品位,强磁预先抛尾,强磁预先抛掉大量尾矿,大大减少了后续作业选矿量,节约了设备,同时,经过强磁预先抛尾后,进入后续作业的矿石入选品位较高,有利于浮选作业提高精矿品位。方案二流程采用了阶段磨矿、阶段选别工艺流程,使得该工艺流程具有较为经济的选矿成本。对嵌布粒度不均匀的宜采用阶段磨矿。针对性强,该工艺一次分级后的粗粒级相对好选,采用简单的重选工艺,及时选出合格粗粒精矿,抛掉粗粒尾矿;分级后的细粒级相对难选,采用效率高且相对复杂的磁选-阴离子反浮选工艺得精抛尾,粗粒级选矿方法和细粒级选矿方法的有效组合使得该工艺流程具有经济上合理,技术上先进的双重特点。实现了窄级别入选,能在较大程度上杜绝容易导致浮选过程混乱现象的发生,提高了选矿效率。细粒级选别效率得到了空前的提高。方案二中与方案一相比,方案一应用两段连续磨矿、弱磁-中磁-强磁-阴离子反浮选工艺中,根据(1)选矿实验研究鞍山矿业公司研究所2003年10月至2004年1月对胡家庙铁矿进行了选矿试验研究工作,试验结果如下所述。(2) 矿石嵌布粒度特征及单体解离度测定铁矿石类型主要有氧化矿、半氧化矿、磁铁矿、透闪石,矿石中铁矿物及脉石矿物的嵌布粒度特征见表2-1.表2-1 矿物的嵌布粒度特征矿石类型铁矿物粒度脉石粒度(um)平均(um)74um(%)10um(%)氧化矿69.0467.010.54141.88半氧化矿63.2063.090.90147.09磁铁矿62.1661.650.73146.68透闪石71.8064.700.96128.47齐大山铁矿石嵌布粒度平均为55um,东鞍山和大孤山铁矿石嵌布粒度平均为40um。从表1-3中可以看出:胡家庙铁矿物的嵌布粒度比上述铁矿石粗,平均在60um以上,矿石中大于74um含量大于60%,小于10um含量较低,脉石嵌布粒度则更粗,这种嵌布粒度特征有利于矿石选别。(3) 矿石相对可磨度以齐大山铁矿石为对比,胡家庙铁矿石和齐大山铁矿石相对可磨度见表2-2。表2-2 矿石相对可磨度时间(min)01015202530胡家庙矿石(-200目%)22.048.563.072.082.089.0齐大山矿石(-200目%)23.041.557.062.081.086.0选矿试验通过对不同磨矿产品粒度分析和单体解离度测定得知,随着磨矿产品粒度变细,铁矿物和脉石矿物解离度逐渐增加,-10um粒度产率也逐渐增大,当磨矿粒度达到-200目占53.59%时,铁矿物解离度为64.55%,脉石矿物解离度为57.89%,该矿石具备粗细分选的条件,宜采用阶段磨选、阶段选别工艺流程。(4) 工艺流程试验基于胡家庙铁矿矿石性质与齐大山铁矿矿石性质相近;铁矿物的嵌布粒度比齐大山铁矿粗;矿石可磨度比齐大山铁矿易磨;矿石可选性与齐大山铁矿基本相同;矿石化学成分与齐大山铁矿化学成分相似,矿研所采用齐大山选矿厂现有的生产工艺流程,即“阶段磨矿、粗细分级、重选-强磁-阴离子反浮选流程”,对胡家庙铁矿石进行了实验室连选试验,试验指标如表2-3。 表2-3 连选试验试验指标项目名称原矿品位(%)精矿品位(%)尾矿品位(%)回收率(%)试验指标28.3466.2412.0070.42 连选试验结果表明:采用“阶段磨矿、粗细分级、重选-强磁-阴离子反浮选工艺流程”选别胡家庙铁矿石,当原矿品位为28.34%时,可以获得精矿品位66.24%,尾矿品位12.00%,金属回收率70.42%的较好指标。来选择两段连续磨矿还是阶段磨矿。由于两段连续磨矿产品进入磁选作业,容易产生磁团聚,然后直接给入反浮选作业,容易对反浮选效果产生不利的影响。采用方案二的工艺流程获得铁回收率74.35%,精矿品位达67.50%的铁精矿。综上所述,本设计采用方案二“三段一闭路破碎、阶段磨矿、粗细分级、重选-磁选-阴离子反浮选工艺流程”。 图1 破碎流程图 图2主厂房和选别工艺流程图2.2 工艺流程的合理性分析2.2.1破碎流程合理性分析本设计的铁矿矿石属于中硬度矿石,普氏硬度为f=12-18,给矿的最大粒度为1000mm,根据多碎少磨原则及现有的破碎能达到的能力,设计破碎最终产品粒度为12mm,破碎比i=83.33,破碎比较大,为完成最终破碎产品粒度采用三段破碎,再参照齐大山选矿厂的生产实际采用预先筛分与检查筛分合一的破碎流程。将细碎作业和预先检查筛分组成闭路的好处是控制最终产品的粒度。2.2.2 阶段磨矿的合理性分析 随着矿产资源开发利用的深化,矿产资源的特性日益向贫、细、杂方面转移。不仅大量的矿石需要选矿加工才能利用,而且冶炼对精矿质量的要求越来越高,所谓“细”,即原矿嵌布粒度越来越细,所以要想达到单体解离就要更细,再加上粗细不均匀,伴生元素多,矿床类型复杂,因此对资源的开发利用难度增大。利用该铁矿石粗、细不均匀的矿物学特征,本设计选用阶段磨矿。阶段磨矿流程在较粗的磨矿条件下入选,节约了磨矿能耗,降低矿石过磨,有利于提高金属回收率的;二次磨矿为再磨,可以使粗粒流程中难以分选的连生体得到进一步解离,最终得到合理选分。胡家庙铁矿石为中等可碎性矿石,矿石普氏硬度系数为f=12-18。矿石的有用矿物主要是磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿,矿石的嵌布粒度较细,铁矿物平均粒度0.60mm 矿石中大于0.074mm含量大于60%,小于0.01mm含量较低,脉石的嵌布粒度则更粗在0.14mm左右,这种嵌布粒度有利于矿石选别。基于矿石嵌布粒度不均匀,因此应尽早排除废石,提高品位,减少二次磨机的工作负荷。研究表明:阶段磨选工艺有利于减少金属流失。降低磨矿过程中-10m粒级的生成。一般相同矿种-10m选别时金属的流失量为+10m的2倍以上。采用阶段磨矿方式,其工艺中-10m生成量比后者减少10%左右,这将有利于减少整个工艺流程中的金属流失。磨矿粒度与矿物单体解粒度关系见表2.4 表 2.4各种矿物的单体解离度: /%-200目含量磁铁矿赤铁矿假象赤铁矿褐铁矿混合铁精矿44.856.2343.0151.233947.67 53.362.5950.8157.4645.1854.49 63.869.1459.3163.9851.862.72 82.981.0375.9175.7664.4276.21 90.784.981.6279.6468.6881.07 96.08886.4782.8772.7885.32 98.389.1688.0883.9379.4786.78结果表明,铁矿各种类型矿石在粗磨的条件下,-200目含量为63.8%,铁矿物解离度大多铁矿物均在60%以上;其它矿物的单体解离度也大多在50%以上。显然,铁矿石在粗磨的条件下具有得精抛尾的潜力。所以铁矿石适应于阶段磨选工艺。根据处理同类矿石的胡家庙选矿厂多年采用阶段磨矿阶段选别生产实践,本选厂采用阶段磨选是合理的。2.2.3 粗细分级的合理性分析 根据前面矿石相对可磨度的试验对比,该矿石具备粗细分选的条件,宜采用阶段磨选、阶段选别工艺流程。 粗细分级作业是将一次分级溢流的产品分为粗、细两部分,实现窄级别选矿,使选矿效率更高,粗细分级作业在流程中起到定位作用,选用分级效率高的水力旋流器做分级设备,分级效果好,为后续选别作业准备了良好的条件。本设计铁矿矿石嵌布粒度不均匀且较粗,在粗磨时适合采用重选抛尾,因此考虑采用粗细分级。由于水力旋流器占地面积较小而且工作稳定,故采用水力旋流器进行粗细分级,得到两种产品,粗细分级沉砂给到重选,粗细分级溢流给到磁选,是两种产品均得到较好的选分效果。参照处理同类矿石的齐大山选矿厂的生产实践,本设计也采用水力旋流器进行粗细分级。2.2.4 重选的合理性分析重选难易程度判据E=,其中1、2、分别为轻重矿物及介质的密度。其物理意义是在粒度相同下,密度不同的矿物在介质中的重力差别。E值越大,矿物在介质中的重力差及运动差就越大,分选就越容易进行。当E值2.52.51.751.751.51.51.251.25难易程度极易容易中困难极难赤铁矿和石英在水中的E值是:E=2.45赤铁矿和石英是属于容易分选的。重选设备螺旋溜槽的优点有单位面积处理量大、生产中调节量少、结构简单、无运动部件、节水省电、适应性强、适于分选2-0.1mm的粗粒物料,分选效果好。参照处理同类矿石的齐大山选矿厂多年采用重选设备螺旋溜槽进行选别的生产实践,因此本设计采用重选设备螺旋溜槽进行分选。2.2.5 扫弱磁、扫中磁的合理性分析由矿石的化学多元素及物相分析结果可知,主要矿物假象赤铁矿矿石,其次是磁铁矿。磨矿后的产品经过粗细分级分出粗粒和细粒矿石,粗粒矿石经过重选选别后,粗粒精矿被选出一部分,但粗螺的尾矿中还有一些矿物是没有达到单体解离和有磁性的矿物,并且尾矿品位还没达到10%一下,不应抛弃,粗螺尾矿再经过扫螺,但扫螺尾矿中也还有一些磁性较强的矿物,所以采用弱磁选机选出是必要的;扫弱磁的尾矿中还有一些磁性较弱的磁性矿物和连生体,也不应该抛弃,要采用强磁选机再进行一次选别,所以采用扫中磁也是必要的。这时尾矿品位达到10%以下,可以抛弃。还因为螺旋溜槽的缺点是高度大,对连生体及粗粒重矿物的回收效果差。所以要用磁选进一步选别出合格的,进行二次再磨。参照处理同类矿石的齐大山选矿厂的生产实践,因此本设计扫弱磁、扫中磁分别采用永磁筒式磁选机和SLon立环磁选机进行分选。2.2.6 弱磁、强磁的合理性分析粗细分级后的溢流产品品位达不到抛尾的要求,所以采用弱磁选机选出溢流产品中磁性较强的矿物,并能抛掉大量尾矿,获得品位较高的精矿,弱磁选的尾矿经浓缩大井浓缩后底流产品采用强磁选机分选,能把磁性较弱的合格产品选出,并把合格的尾矿抛掉,把磁性强的、弱的都选上来,弱磁选产品和强磁选产品的有效结合,既保证了浮选入选量的相对稳定,又能使反浮选品位相对稳定。因此,采用弱磁、强磁是必要的。2.2.7 反浮选的合理性分析 随着人类发展入选矿石逐渐贫化;矿石性质复杂难选;可选矿物种类广泛,现在浮选以被广泛应用。弱磁精、强磁精合并为混磁精,混磁精的品位要想提高到67%以上,采用浮选的方法可以很好的达到,还不用抛掉合格的尾矿,对浮选而言,浮选本身的良好状态使夹杂作用自然消除;同时,对反浮选而言,有捕收剂和抑制剂的双重作用,使得因粒度细而引起的矿物比表面积增大,进而影响选别过程选择性的现象进一步减弱,增强了选分效果。粗粒级选矿方法和细粒级选矿方法的有效组合使得该工艺流程具有经济上合理,技术上先进的双重特点。参照处理同类矿石的齐大山选矿厂采用阴离子反浮选的生产实践,因此本设计采用阴离子反浮选是必要的。2.3 主要工艺指标的确定与计算2.3.1 各车间作业率的确定车间名称年工作天数/天设备年作业率/%全年开车小时数/小时年设备运转天数/天日设备运转班数/班班设备运转时数破碎车间33067.81594033036磨矿选别车间33090.417920330382.3.2 工艺流程计算及结果一、破碎流程的计算设备作业率 1、计算破碎车间小时处理量 (t / h)2、计算总破碎比及分配各段破碎比总破碎比 3、初步拟定破碎流程根据总破碎比确定采用三段一闭路破碎流程。并初步拟定,第一段采用旋回破碎机,第二段采用标准圆锥破碎机,第三段采用短头圆锥破碎机。4、计算各段破碎比平均破碎比:取,略小于 根据总破碎比等于各段破碎比的乘积则5、计算各段破碎产物的最大粒度 (mm) (mm) (mm)6、计算各段破碎机的排矿口宽度破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关,即与最大相对粒度有关。初步确定粗碎用旋回破碎机,中破用标准型圆锥破碎机,细破用短头型圆锥破碎机,排矿口宽度为:查表4-4 (mm) 取 173 mm (mm) 取 33 mme7根据筛分工作制度确定。采用等值筛分工作制度 (mm) 取10mm7、确定筛子筛孔尺寸和筛分效率第三段的预先及检查筛分使用振动筛,根据等值筛分工作制度,筛孔尺寸为(mm) 取14mm 筛分效率8、计算各段产物的矿量和产率 (t/h)根据平衡关系,细碎作业可以列出以下平衡方程式: (t/h) (t/h) (t/h)式中:产物3中小于12mm的粒度含量. 由振动筛的筛口尺寸与中碎机排矿口之比,即,查选矿厂设计P21图46得筛上累计产率为70%, ,产物7中小于12mm的粒度含量. 由振动筛的筛口尺寸与细碎机排矿口之比即,查选矿厂设计P22图49得筛上累计产率为37%, 。二、磨矿流程的计算1、 计算一次磨矿车间的生产能力设备作业率 一次磨矿的生产能力 (t/h)2、要求的磨矿细度-200目级别含量为35%(-0.074mm级别含量为35%);分级溢流产品粒度-0.074mm级别含量为65%。3、确定循环负荷循环负荷:C=300 (查选矿厂设计P34表47得分级溢流产物粒度0.2mm,查得磨细至0.2到0.1mm时,C%为300到500,取C=300%)4、计算各段产物的矿量和产率 (t/h) (t/h) (t/h)三、选别工艺流程的计算第一 :计算必要而充分的原始指标数 式中 -原始指标数-选别产物数-选别作业数C-单金属矿石计算时,取2第二:按照现厂生产指标分析,选用如下32个指标:总精矿品位4867.28% 总精矿回收率4875.26% 精螺精品位1265.76% 精选精矿品位3568.60% 粗螺精矿品位850.50% 精螺尾矿品位1346.71% 分级粗粒品位637.72% 粗螺尾矿品位926.67% 扫螺精品位1447.20% 扫螺尾品位1521.48% 扫弱磁精品位1641.65% 扫弱磁尾品位1717.08% 扫中磁精品位1830.66% 扫中磁尾品位199.76% 弱磁精品位1054.60% 弱磁尾品位1124.28% 强磁大井精品位2425.40% 强磁大井尾品位2513.60% 强磁精矿品位2644.32% 强磁尾矿品位279.59% 粗选精品位3267.70% 精选尾品位36 57.82% 浮选大井精品位2949.66% 三扫尾品位4315.62% 三扫精品位4230.35% 二扫尾矿品位4120.28% 二扫精品位4042.60% 二扫给矿精品位3926.50% 一扫精品位3757.09% 一扫给矿品位3434.37% 精螺中品位2254.08% 精螺中回收率2274.23% 第三:计算各产物的产率、品位、回收率(%)1.2.3.4. 5.6.7.8.9.10.11.12.13.14.15.16.17.18.19.20.校核 第四:根据公式计算各产物的矿量(t/h) (t/h)矿量: (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) (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) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h) (t/h)四、矿浆流程的计算按照下列公式计算各作业和产物的液固比、水量、补加水量和部分矿浆体积。 式中:-液固比 -浓度,%-水量,-矿量,-补加水量,-最终产物排除的总水量,-进入选别流程的总水量,-矿浆体积,-矿石密度,确定的浓度和不可调节的浓度按计算液固比按计算水量计算某些作业和产物中的液固比未知浓度按计算补加水按下式计算工艺过程补加总水量校核按下式计算选矿厂总耗水量按下式计算选别流程单位耗水量 图3 数质量矿浆流程图3 主要设备的选择计算3.1 破碎及筛分设备的选择与计算3.1.1粗碎设备 粗碎设备主要有旋回破碎机、颚式破碎机。它的选型主要考虑给矿最大粒度、生产能力和矿石可碎性三种因素。大、中型选矿厂既可用旋回破碎机,也可用颚式破碎机。中、小型选矿厂常用颚式破碎机。本选矿厂年处理矿量1050万吨,属于大型选厂。给矿粒度1000mm;台时处理量;该矿石硬度:f=12-18,属于中等可碎性矿石,所以本设计粗碎设备采用旋回破碎机或颚式破碎机。初步拟定二个方案:(1)PXZ1400/170重型液压旋回破碎机; (2)PJ 12001500颚式破碎机。方案一:(1)根据最大给矿粒度1000mm,小时处理能力及破碎机排矿口宽度。查【2】表1-2-2选PXZ1400/170重型液压旋回破碎机,给料口宽度1400mm,排料口宽度,生产能力17502060,取。1)生产能力 式中 设计条件下破碎机的生产能力; 标准条件下,破碎机的生产能力; 破碎机在开路破碎排矿口为1mm时,破碎标准状态矿石的单位生产能力t/(mmh),; 破碎机排矿口宽度,;矿石可碎性系数,查【1】表5-6得;矿石密度修正系数,; 设计矿石的松散密度,;给矿粒度修正系数,标准条件下给矿最大粒度与粗碎机的给矿口宽度之比,;设计的给矿最大粒度与选用破碎机的给矿口宽度之比,。2)破碎机台数 取n=1台。式中 n设计需要的破碎机台数;需要破碎的矿量; 所选破碎机的生产能力;-不均匀系数,K=1.1-1.2。3)负荷率 式中 破碎机负荷率。方案二:(1)根据最大给矿粒度1000mm,小时处理能力及破碎机排矿口宽度。查【2】表1-1-4选PJ 12001500颚式破碎机,给料口宽度12001500,排料口宽度,生产能力640,查【1】表5-1得。1)生产能力 式中 设计条件下破碎机的生产能力; 标准条件下,破碎机的生产能力; 破碎机在开路破碎排矿口为1mm时,破碎标准状态矿石的单位生产能力t/(mmh),; 破碎机排矿口宽度,;矿石可碎性系数,查【1】表5-6得;矿石密度修正系数,; 设计矿石的松散密度,;给矿粒度修正系数,标准条件下给矿最大粒度与粗碎机的给矿口宽度之比,;设计的给矿最大粒度与选用破碎机的给矿口宽度之比,。2)破碎机台数 取n=5台。式中 n设计需要的破碎机台数;需要破碎的矿量;所选破碎机的生产能力;-不均匀系数,K=1.1-1.2。3)负荷率 式中 破碎机负荷率。方案对比:表3.1 方案对比方案型号台数生产能力/负荷率/%一PXZ1400/170重型液压旋回破碎机11750206069.91二PJ 12001500颚式破碎机531078.22方案一与方案二比较,PXZ1400/170重型液压旋回破碎机所用台数少,处理能力高,且负荷率符合要求;旋回破碎机的产品粒度均匀,破碎腔内不易堵塞矿石,不要求均匀给矿,可以“挤满给矿”,所以本设计采用方案一PXZ1400/170重型液压旋回破碎机。表PXZ1400/170重型液压旋回破碎机技术参数型号规格PXZ1400/170给料口宽度/ 1400排料口宽度/170推荐最大给料尺寸/1200生产能力/1750-2060动锥直径/2200动锥转速/105配套电动机型号JR1510-10功率/400转速/590电压/6000润滑液压规格/125设备质量/315外形尺寸/5.45.48.73.1.2中碎设备初步拟定二个方案:(1)PYY-BT2235单缸液压标准型圆锥破碎机; (2)H8800液压标准型圆锥破碎机。方案一:(1)根据最大给矿粒度250mm,小时处理能力及破碎机排矿口宽度。查【2】表1-3-5选PYY-BT2235单缸液压标准型圆锥破碎机,给料口宽度350mm,排料口宽度,生产能力,取。1)生产能力 式中 设计条件下破碎机的生产能力; 标准条件下,破碎机的生产能力; 破碎机在开路破碎排矿口为1mm时,破碎标准状态矿石的单位生产能力t/(mmh),; 破碎机排矿口宽度,;矿石可碎性系数,查【1】表5-6得;矿石密度修正系数,; 设计矿石的松散密度,;给矿粒度修正系数 式中 e开路破碎时,指上段破碎机排矿口宽度B指本段破碎机给矿口宽度查【1】表5-8得2)破碎机台数 取n=3台。式中 n设计需要的破碎机台数;需要破碎的矿量; 所选破碎机的生产能力;-不均匀系数,K=1.1-1.2。3)负荷率 式中 破碎机负荷率。方案二:(1)根据最大给矿粒度250mm,小时处理能力及破碎机排矿口宽度。查【3】表1-3-33选H-8800标准型圆锥破碎机,生产能力(3302128)t/h,1)生产能力 式中 设计条件下破碎机的生产能力; 标准条件下,破碎机的生产能力; 破碎机在开路破碎排矿口为1mm时,破碎标准状态矿石的单位生产能力t/(mmh),; 破碎机排矿口宽度,;矿石可碎性系数,查【1】表5-6得;矿石密度修正系数,; 设计矿石的松散密度,;给矿粒度修正系数 式中 e开路破碎时,指上段破碎机排矿口宽度B指本段破碎机给矿口宽度查【1】表5-8得2)破碎机台数 取n=2台。式中 n设计需要的破碎机台数;需要破碎的矿量; 所选破碎机的生产能力;-不均匀系数,K=1.1-1.2。3)负荷率 式中 破碎机负荷率。方案对比:表3.2 方案对比方案型号台数生产能力/负荷率/%一PYY-BT2235单缸液压圆锥破碎机345090081.09二H-8800标准型圆锥破碎机2330212874.20方案一与方案二比较,H8800标准型圆锥破碎机所用台数少,且负荷率符合要求;参照处理同类矿石的齐大山铁矿选矿分厂的生产实践:采用H系列进行中细碎,所以本设计采用方案二H8800标准型圆锥破碎机。备用设备1台3.1.3细碎设备初步拟定二个方案:(1)PYY2200/130 单缸液压短头型圆锥破碎机; (2)H4800短头型圆锥破碎机。方案一:(1)根据最大给矿粒度62.5mm,小时处理能力及破碎机排矿口宽度。查【2】表1-3-5选PYY2200/130单缸液压短头型圆锥破碎机,给料口宽度130mm,排料口宽度,生产能力,取。1)生产能力 式中 开路破碎时,破碎机的生产能力; 闭路破碎时,破碎机的生产能力; 闭路破碎系数,K=1.151.4,易碎性矿石取大值,难碎性矿石取小值; 标准条件下,破碎机的生产能力; 破碎机在开路破碎排矿口为1mm时,破碎标准状态矿石的单位生产能力t/(mmh),; 破碎机排矿口宽度,;矿石可碎性系数,查【1】表5-6得;矿石密度修正系数,; 设计矿石的松散密度,;给矿粒度修正系数 式中 指闭路破碎机的排矿口宽度与给矿口宽度之比查【1】表5-8得2)破碎机台数 取n=8台。式中 n设计需要的破碎机台数;需要破碎的矿量; 所选破碎机的生产能力;-不均匀系数,K=1.1-1.2。3)负荷率 式中 破碎机负荷率。方案二:(1)根据最大给矿粒度62.5mm,小时处理能力及破碎机排矿口宽度。查【3】表1-3-33选H-4800短头型液压圆锥破碎机,生产能力, 。1)生产能力 式中 开路破碎时,破碎机的生产能力; 闭路破碎时,破碎机的生产能力; 闭路破碎系数,K=1.151.4,易碎性矿石取大值,难碎性矿石取小值; 标准条件下,破碎机的生产能力; 破碎机在开路破碎排矿口为1mm时,破碎标准状态矿石的单位生产能力t/(mmh),; 破碎机排矿口宽度,;矿石可碎性系数,查【1】表5-6得;矿石密度修正系数,; 设计矿石的松散密度,;给矿粒度修正系数 式中 指闭路破碎机的排矿口宽度与给矿口宽度之比查【1】表5-8得2)破碎机台数 取n=4台。式中 n设计需要的破碎机台数;需要破碎的矿量;所选破碎机的生产能力;-不均匀系数,K=1.1-1.2。3)负荷率 式中 破碎机负荷率。方案对比:表3.3 方案对比方案型号台数生产能力/负荷率/%一PYY2200/130单缸液压短头型破碎机820038073.02二H-4800短头型圆锥破碎机415058574.44 方案一与方案二比较,H4800短头型圆锥破碎机生产能力稍大一些,且负荷率符合要求;PYY2200/130单缸液压短头型破碎机生产能力较小,台数多。参照处理同类矿石的齐大山铁矿选矿分厂的生产实践:采用H系列进行中细碎,所以本设计采用方案二H4800短头型圆锥破碎机。3.1.4筛分设备由破碎流程计算得筛孔尺寸a=14mm,入筛矿量为,最大粒度62.5 mm,筛分效率为73% ;参照处理同类矿石的胡家庙选矿厂生产实践:采用2YA2460圆振动筛,本设计筛分设备也采用2YA2460圆振动筛。查【2】选2YA2460圆振动筛。1)生产能力计算: 式中,振动筛的生产能力;振动筛的有效筛分面积系数;单层或双层筛的上层筛面=0.8-0.9;双层筛作单层筛使用时,下层筛面=0.6-0.7;作双层筛使用时,下层
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