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江西理工大学江西理工大学 2010 届本科生届本科生 毕业设计毕业设计 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 第一章 概论 1 1 矿山地理位置与交通 柿竹园多金属矿位于湖南省郴州市苏仙区境内 西北距郴州市 20 公里 矿区 拥有土地面积 15 平方公里 采矿面积 35 平方公里 矿区有国家公路与郴州市相 连 大宗货物可通湄桥转运站转运 由京广铁路通往全国各地 对外交通十分便 利 如图 1 1 所示 图 1 1 柿竹园交通图 1 2 厂区气候 柿竹园矿区地处 24 53 26 50 N 的亚热带气候带中 厂区冬季长 而春 夏 秋季短 冬春两季 矿区盛行偏北的大陆季风 多冷空气活动 夏秋 两季 盛行偏南风的热带海洋性湿润季风 呈现出冬冷夏热 春秋雨水多 夏季 暑热期长的气候特征 春季气候最显著的特征是开春早 气温回升快 降水丰沛 多阴雨及冰雹大 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 风 降水占全年降水量的 37 3 日照时数 220 290 小时 夏季气候炎热 易发 生盛夏干旱 也易出现暴雨洪涝 由于平均海拔高度在 400 米以上 透出凉爽的 特点 秋季主要是以秋高气爽天气为主 日照强 降水少 晴日多 易发生秋旱 少数年份秋雨绵绵 冬季气候的特征是少严寒 雨雪少 一年中 最冷的月份是 1 月 平均气温为 6 5 最热的月份是 7 月 平均气温为 27 8 随着春季来到 气温在 3 4 月迅速升高 盛夏之后 气温随之下降 9 12 月 每月降低 5 之多进入冬季 1 3 厂区经济情况 湖南柿竹园有色金属有限责任公司是湖南省国资委的监管企业 湖南有色金 属控股集团的核心企业 湖南省有色金属股份有限公司控股子公司 是一个集采 矿 选矿 冶炼为一体的国有大型矿山企业 公司十分重视发挥技术先导作用 通过国家 七 五 八 五 九 五 连续十 五年的技术攻关 取得采矿 选矿和冶炼大量科研技术成果 极大的提升了选矿 回收率和资源综合利用率 与此同时 在新产品开发和研究也取得了不断的进步 产品由单一化向多元化发展 由初级产品向精深加工方向发展 公司已成为国内 最大的钨精矿 铋精矿及铋锭的生产基地 长期以来 公司依托资源优势 认真落实科学发展观 以建立现代企业制度为目标 不断完善战略运营管理模式 积极拓展国内国外两个市场 加强对外贸易和经济技术合作 使企业走上了良性 发展的轨道 产业基础日益完善 产品结构日趋合理 经济实力不断加强 形成 了年采选生产能力 150 余万吨 年冶炼能力 6000 吨 拥有固定资产 10 亿元 净 资产 4 亿元 年销售收入达 5 亿元的规模效益生产企业 公司现有在册职工 3100 多人 其中工程技术管理人员 311 人 具有中高级技术职称人员 217 人 在今后的发展中 柿竹园人将始终坚持 珍惜资源 依靠科技 和谐发展 做 精产业 成就员工 回报社会 为发展理念 力争通过不懈努力 把公司建设成为 一个拥有矿业采选集群 钨产业集群 铋产业集群 氟化盐产业集群及相关联高 科技产业集群为一体的综合型现代矿业集团 到 2010 年力争实现主营收入 20 亿 元 利税 5 亿元以上 资产总额达 15 亿元以上的国内外知名资源强势企业 1 4 地质矿床 采矿方法及原矿输送 柿竹园多金属矿为特大型接触交代矽卡岩矿床 工业类型属云英岩 矽卡 岩复合型钨钼铋多金属矿床 矿体赋存于花岗岩与中 上泥盆统灰岩接触带附近 的矽卡岩 大理岩中 本设计的对象即 III 矿带富矿段产于正接触带下部紧贴花岗 岩一侧的云英岩网脉 矽卡岩中 采用分段凿岩 阶段崩矿矿房采矿法 矿房 采空后用碎石一次充填 为确保后期露天安全分期开采 开拓方式采用平窿溜井 无轨斜基开拓 主平窿口标高 380m 主溜井标高自 380m 至 490m 标高 井深 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 110m 井径 4m 副溜井标高自 490m 至 550m 标高 直径 2m 无轨斜巷自 490m 标 高至 558m 标高 1 5 厂址选择 本设计选厂厂址在柿竹园东坡区 场地地貌属丘陵地区 附近山峦叠嶂 相差高 度较大 山坡在山顶部较陡 半山以下较缓 坡度适合于选厂布置 地形坡度为18度左 右 尾矿 充分利用了自然地形 三面环山 场地上方工程小 并且坝上能层层加固 种 植草皮防止水土流失 工程地质较好 建厂区植物层可种植植物外 其他个土层均可作为建筑物的天 然地基 没有大的拆裂 全区土层或植被层为 0 5m 冲击区粘土 坡积区粘土为 0 38 米左右 该层可作为 天然地基 底层为角砾岩 地质坚硬 中等分化 沟谷地段发现有地表滞水 稳定水位标 高为 46 58 米 地震烈度为小于 6 级的非地震区 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 第二章 矿石可选性研究 2 1 矿石性质 2 1 1 矿石类型 柿竹园钼 铋 钨 萤石多金属矿是以 钨 铋为主 伴生有钼 锡 萤石 石榴石的多金属矿床 已探明的钨储量占全国可利用钨储量的 27 占世界钨储 量的 14 铋储量占全国储量的 74 萤石占全国伴生萤石总储量的 73 钼占 全国储量的 5 锡占全国储量的 14 该矿是世界上罕见的特大矿床 也是我 国正在开发中的有色金属矿产资源综合利用的重要基地 根据矿体的产状 矿石特点及岩石类型 矿体分为 和 四个矿带 各带之间没有明显界限 多呈渐变过渡状态 其中 矿带是富矿段 是矿山前期 生产和科研主要对象 柿竹园多金属矿为特大型接触交带矽卡岩矿床 工业类型属云英岩 矽卡岩复 合钨钼铋多金属矿床 矿体赋存花岗岩与中 上泥盆统灰岩接触带附近的矽卡岩 大理岩中 本次设计的对象是 矿带富矿段产于正接触带下部紧贴花岗岩一侧的云英岩 网脉 矽卡中 矿石结果有自型 半自形粒状 交代假象 交代残余 溶蚀 固液体分离 压 碎等 矿石构造主要有浸染状 网状 条带状 块状等 2 1 2 矿石工艺矿物学特性 柿竹园多金属矿 矿带富矿段矿石中主要金属矿物为白钨矿 黑钨矿 辉钼矿 和辉铋矿 次为锡石 磁铁矿 黄铁矿和少量钽 铌 铍等 主要非金属矿物为 萤石 石榴子石 透辉石 石英和云母等 其次为长石 绿泥石 方解石和电气 石等 石榴石和透辉石为矽卡岩矿石的主要造岩矿物 石英和云母为云英岩石的主要 造岩矿物 矿带富矿段矿样多元素化学分析见表 2 1 主要矿物组成分析结果见表 2 2 原矿中钨矿物的物相分析见表 2 3 表 2 1 矿样多元素化学分析 元素 WO3 MO Bi TFe CaF2 Mn S Sn Al2O3 P MgO 含量 0 48 0 069 0 16 9 82 19 78 0 64 0 48 0 05 7 34 0 015 1 76 元素 Cu Pb Ag Au Na2O K2O SiO2 TiO2 CaCO3 Be Zn 含量 0 03 0 09 4 2 0 06 0 74 1 58 41 31 0 10 10 46 0 009 0 05 注 单位为 g t 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 表 2 2 主要矿物组成分析 矿物 名称 白钨矿 黑钨矿 辉钼矿 辉铋矿 黄铁矿 磁黄铁矿 磁铁矿 方解石 含量 0 39 0 17 0 11 0 13 0 86 2 78 10 46 矿物 名称 萤石 石榴石 绿泥石 绿帘石 辉石 角闪石 石英长石 高岭土 其他 含量 19 76 27 32 3 66 3 84 25 46 5 06 表 2 3 原矿钨化学物相分析结果 相别 白钨矿 黑钨矿 钨华 总钨 含量 0 32 0 14 0 007 0 52 占有率 68 52 29 98 1 50 100 00 2 1 3 主要矿物嵌布特性 A 白钨矿 Ca WO4 白钨矿莫氏硬度 4 7 5 2 性脆 多呈半自形 它形粒状产于萤石 石榴子石 石英 闪石 辉石 云母等矿物颗粒的间隙中或在几种脉石矿物接界处 脉岩矿 石中的白钨矿呈它形 半自形分布在脉石中或者脉壁 分布粒度较粗 这种白钨 矿常有磁铁矿 辉钼矿 自然铋的微细包裹体 矽卡岩矿石中的白钨矿多呈细 中粒半自形粒状晶体 常被萤石溶蚀呈浑圆 常在与石榴子石等矿物接界处 具 有这种结构的白钨矿很多 易于单体解离和选矿 也有粗细不等粒状的白钨矿和 萤石一起交代石榴子石 这种交代有时沿石榴子石环带进行 白钨矿也交代斜长 石 微米粒状的白钨矿断续分布成隐约可见的环带 白钨矿也分布在萤石中 在 绿闪石化蚀变辉石与石榴子石接触的边界上 或被石榴子石包裹 在压碎的云英 岩中 白钨矿的粒状集合体分布在白云母中 边缘被白云母交代成镶边状 上述 各种交代关系中 如果同时有萤石共生则不影响白钨矿的磨矿解离 否则白钨矿 的我微粒将被石榴子石等矿物包裹而损失在尾矿中 白钨矿的平均粒径 0 028mm 其中 0 01mm 迏 11 5 白钨矿和黑钨矿之间的关系十分密切 白钨矿交代黑钨矿的现象较普遍 白 钨矿常沿黑钨矿颗粒外缘 解离 裂隙交代黑钨矿 形成反应边结构 交代强烈 时 形成假象半假象白钨矿具有残斑结构 假象半假象白钨矿有钨 钙 铁 锰 四种元素的叠加和分离 同一颗粒表面上同时分布着四种元素 浮选时药剂对它 们同时发生作用 使这种矿物的可浮性接近白钨矿 但又有差异 常成为难选的 白钨矿落入中矿 影响黑钨矿的回收率 它的最佳选矿途径是采用能浮选白钨矿 和黑钨矿的全浮选新药剂 B 黑钨矿 Mn Fe WO4 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 黑钨矿莫氏硬度为 5 0 5 3 性脆 平均粒度 0 03mm 其中 0 01mm 占 8 6 主要分布在云英岩等脉岩矿石中 它以自形 半自形晶粒状嵌布于萤石 石英中 的结构是有利于选矿的结构 但它的支代蠕状 文象 假象半假象结构 与长石 石英 萤石的齿状嵌布及对辉铋矿 磁铁矿 雌黄铁矿的穿插包裹将是不利于黑 钨矿的因素 云英岩中的黑钨矿多呈长短不一的板状 针状晶体 平行或垂直分 布在脉中或脉壁两侧与矽卡岩矿物接触处 这种自形晶易于磨矿解离 黑钨矿经 常交代长石后又被萤石沿外缘交代成蠕状结构 也可以被白钨矿交代或反向交代 成哦 文象结构 反应边结构 假象半假象结构 这些结构不利于它的破碎解离 以致损失于尾矿中或贫化精矿 辉铋矿 自然铋 白钨矿经常沿裂隙交代黑钨矿 较少辉钼矿交代黑钨矿 偶见黑钨矿包裹和互相嵌生的辉辉铋矿 黄铜矿 黄铁 矿 雌黄铁矿 C 辉钼矿 MOS2 辉钼矿莫氏硬度 1 5 1 99 平均粒度 0 029mm 大部分在脉岩石中呈结晶良 好的片状晶体 易被解离和选矿回收 但少量呈细鳞片浸染构造的与呈毛发状晶 体镶嵌在脉石中的以及与辉铋矿 自然铋 白钨矿 黑钨矿交代或镶嵌的结构不 利于对它的解离和选矿回收 最粗大的辉钼矿出现在长石 萤石脉中 呈片状 细粒的辉钼矿很容易氧化 也见到辉钼矿交代并被白钨矿包裹 有的辉钼矿呈发 状 细丝状嵌布在脉石中 也见辉钼矿沿裂隙及边缘交代黑钨矿并被包裹 也常 见到辉铋矿沿解理交代辉钼矿 D 铋矿物 铋以辉铋矿为主 自然铋次之 其他铋矿物多数与辉铋矿共生 铋矿物结构 上最大的特点是呈细粒 微粒它形晶 浸染在萤石 石英 绿泥石 辉石等脉 石矿物中 这种结构使它的磨矿解离度降低 严重影响铋的选矿回收率及精矿质 量的提高 辉铋矿 Bi2S3 晶体呈它形粒状 多角状 针状 少数为柱状 辉铋 矿平均粒径只有 0 01mm 常呈几微米或几十微米的细粒星散浸染于脉石矿物中 常和自然铋呈交代过渡关系 辉铋矿也交代白钨矿或被包裹 也可被更晚期的黄 铁矿及铁闪锌矿交代和包裹 也常和其他碲铋化合物及铋硫盐共生 2 2 设计工艺流程的选择 2 2 1 设计依据 本设计选用的工艺流程和设计指标 主要依据研究单位的小型试验报告及工业 试验报告和柿竹园有色金属矿 1000 吨 日 2000 吨 日选矿厂今年连的生产 经 营资料 以及矿区地形图 工程地质 水文地质 气象 环保等资料 2 2 2 选矿方法的确定 柿竹园矿的选矿方法主要是以浮选为主 重选为辅 重浮选结合的选别的方 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 法 浮选主要用于选别钼 铋 白钨以及黑钨细粒 重选主要是用于选别黑钨粗 粒 本设计的主要任务是采用浮选的方法选别钼 铋两种金属 柿竹园选矿采用高效选择性螯合捕收剂 GYB 和 GYB 混浮黑白钨矿和回收黑 钨细泥 解决了黑钨矿和白钨矿必须分步回收以及白钨矿与含钙矿物难以浮选分 离的世界技术难题 独创的钼铋等可浮 铋硫混浮 组合抑制剂钼铋分离 氧化 法铋硫分离的钼铋浮选新工艺 联合使用硫化钠和水玻璃的钨粗精矿加温精选工 艺改进了彼得洛夫法 用组合抑制剂和选择性捕收剂的萤石浮选 强磁选脱硅新 工艺 2 2 3 破碎流程的选择 设计推荐三段一闭路和三段开路破碎流程 方案 三段开路 本方案的粗碎 中细碎皆为单独车间 细碎的预先筛分 设一个车间 破碎产品粒度为 0 35mm 方案 三段一闭路 在破碎 筛分前均设矿仓 上述两个方案 方案 产品粒度较大也不符合要求 经研究决定选用方案方 案 因本选厂为大型选厂 设备多 处理量大 须在筛分与破碎前设置矿仓 设计的破碎流程见图 2 1 图 2 1 设计的破碎流程 2 2 4 磨矿流程的选择 柿竹园多金属矿为特大型接触交带矽卡岩矿床 工业类型属云英岩 矽卡岩 复合钨钼铋多金属矿床 矿石有自型 半自形粒状 交代假象 交代残余 溶蚀 固液体分离 压碎等 矿石构造主要有浸染状 网状 条带状 块状等 矿石性质 复杂 方案 两段一闭路磨矿流程 第一段采用格子型磨机开路磨矿 第二段采用 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 溢流型 与预先检查分级构成闭路磨矿流程 如图 2 2 方案 两段全闭路磨矿流程 第一段磨矿与检查分级构成闭路 第二段磨矿 与预先检查分级构成闭路循环 如图 2 3 上述两个方案 方案 一段球磨产品通过一次分级粒度不均匀 导致磨矿最 终产品粒度难以控制 而且分级设备通过量过大 对于大型选厂此流程难以完成 工业设计要求 方案 中一次检查分级是为了保证溢流粒度合格 同时及时将粗 粒返回磨矿机 形成合适的返砂循环量 以满足磨矿机最佳通过量 从而可提高 磨矿效率 减少矿石的过粉碎现象 预先及检查分级 分出给矿中已经合格的粒 级 从而能相对提高磨矿机的处理能力 防止过磨 提高磨矿效率 防止过粉碎 现象 因此 本设计采用方案 图 2 2 磨矿流程方案 图 2 3 磨矿流程方案 2 2 5 选别流程的选择 根据矿石可选性研究中提及的选别试验 主要采用重 磁 浮选 本设计只 选择钼铋作为回收元素 所以选用了这两种元素的浮选流程 又由于矿石性质复 杂 粒度小 其中钼只含 0 06 铋为 0 12 钼铋的硫化物中比例高 氧化钼中钼仅 占 0 07 分布率为 5 7 硫化钼中钼占 13 分布率为 94 3 铋的分布率在 硫化物中占 0 12 硫化矿物的浮选方法相似 且比率大 回收时应先回收硫化 物中的钼铋 故采用等浮选 以达到减少药剂用量 强化药剂作用的效果 在混 合浮选中混合精矿单独处理 及早丢尾 以减少流程的复杂程度 做到及时选出 精矿 及时抛弃尾矿 减少设备的投资 为保证精矿合格 提高钼铋的回收率 提高选厂的经济效益 对混合精矿再进行分离精选 使产品合格达到设计要求 试验流程中的重选尾矿细磨后全浮硫矿 产出混合精矿 然后 优先浮出钼 再分离铋 硫 这种流程药剂用量大 并产生副作用 致使钼精矿质量低 铋精 矿直接回收率低 部分铋进入中矿或硫精矿中 本设计将硫化矿部分改为等可浮 分级 球磨 球磨 粉矿仓 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 选流程 及充分利用辉钼矿的天然疏水性 优选浮钼和部分铋 经分离后的优质 钼精矿 然后再浮铋硫并分离 该流程不使用铋 硫矿物抑制从而改善了铋硫矿 物的浮选条件 提高了精矿品位 Mo 精矿品位 52 32 回收率 71 34 Bi 精矿 品位 2 72 回收率 1 94 本设计根据 96 年长沙有色冶金设计研究院的 1000t d 选厂初步设计中所采用的选别流程和现场生产的选别流程 它能满足达到本设 计的技术经济指标的要求 故采用之 其原则流程图如下 图 2 3 浮选原则流程图 药剂制度的论证 根据柿竹园多金属矿提供的依据和原矿矿石的性质及矿石嵌布特性的分析 本次设计 对 Mo Bi 分离作业 选用硫化钠作 Bi 的抑制剂 2 油做起泡剂 用丁 黄药做 Mo 的捕收剂 其理论依据如下 1 黄药是硫化矿的有效捕收剂 由于本设计采用高 PH 值选 Mo Bi 故必须 采用高级黄药做捕收剂 选用国内最高级黄药 丁黄药 2 水玻璃是非硫化矿石浮选是最常用的一种抑制剂 在本设计中用在 Mo Bi 等浮的粗选 对脉石矿物进行抑制 从而将 Mo Bi 等浮出来 3 硫化钠在本设计中作 Mo Bi 分离的抑制剂 它能活化很多有色金属氧化矿 的浮选 能抑制各种硫化矿物 能解吸硫化矿表面上的捕收剂 因而在硫化矿浮 选适用于混合精矿的脱药 还能调整矿浆 PH 值 并能使黄药充分发挥浮选作用 2 2 6 脱水流程的确定 为保证精矿产品的出厂质量 必须对选别后的精矿进行脱水处理 根据钼铋 的冶炼要求 脱水设备采用浓缩 过滤两段脱水流程 具体流程图见图 2 4 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 图 2 4 干燥脱水流程图 2 2 7 设计工艺指标 设计本选厂为湖南柿竹园多金属矿钼铋分离 3900t d 选矿厂 原矿品位 Mo 0 06 Bi 0 12 精矿品位 Mo 49 58 Bi 32 86 Bi 25 34 矿石真比重 3 14 含水含泥 小于 4 矿石硬度 7 8 中硬矿石 原矿最大给矿粒度 Dmax 550mm 最终破碎产物粒度 dmax 10mm 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 第三章 工艺流程的选择与计算 3 1 选矿厂各车间的工作制度 选矿厂各车间的工作制度见表 3 1 表 3 1 选厂工作制度 车间名称 规模 工 作 制 度 年作业率 相当于年设备 运转日数 每日工作班 数 每班运转时 间 h 破碎车间 大型 330 3 6 67 8 磨矿选别 大型 330 3 8 90 5 精矿脱水 大型 330 3 8 90 5 3 2 破碎流程的选择与计算 3 2 1 破碎流程的的选择与论证 设计原矿生产能力为 3900t d 中硬矿石 含水含泥均小于 4 设计破碎流程 时不予考虑洗矿 考虑给矿粒度粗 总破碎比大等因素 经流程的多方案对比 最终确定破碎为三段一闭路流程 破碎前不设洗矿作业 因粗中碎破碎机生产能 力有富余 故不设预先筛分作业 只在细碎前设预先检查筛分作业 以达到控制 最终产物的目的 根据采矿方面的因素及本设计选矿厂之规模 确定原矿的最大块度为 550mm 破碎最终产物粒度的确定应遵守 碎矿和磨矿综合成本最低 的原则 目前的实际 情况是最低破碎产物粒度所产生的效益是显著的 又考虑现有的技术生产水平 破碎产物粒度的缩小受破碎机排矿口宽度的制约 结合最适宜的磨矿给矿粒度范 围 确定破碎最终产物粒度为 10mm 其总破碎比 i总 Dmax dmax 55 本设计给矿粒度为 550 0mm 控制破碎最终粒度为 10 0mm 采用颚式破碎 机作粗碎 中碎采用标准圆锥破碎机 细碎采用短头圆锥破碎机 中碎前设预先 筛分 细碎前设预先检查筛分作业 3 2 2 破碎流程的计算 一 原始指标 选矿厂规模为 3900t d 无手选和洗矿作业 原矿最大粒度为 550mm 破碎最终 产物粒度为 10mm 矿石密度 3 14t m3 矿石硬度 7 8 中等可碎性矿石 破碎车 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 间工作制度为每日三班 每班 6 小时 破碎流程见图 3 1 图 3 1 破碎流程见图 二 破碎流程计算 1 破碎车间小时处理量 Q 36 3900 216 67 t h 2 计算总破碎比 S d D 00 10 00 550 55 00 3 计算各段破碎比 平均破碎比 Sa 3 55 3 80 取 S1 3 00 S2 3 70 S3 70 300 3 00 550 4 95 4 计算各段破碎产物的最大粒度 d2 1 S D 00 3 550 183 33 mm d3 2 2 d S 70 3 183 33 49 55 mm d4 10 mm 5 计算各段破碎机排矿口宽度 e2 max1 2 d Z 60 1 183 33 114 6 mm 取 e2 115 mm 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 e3 max2 3 d Z 90 1 55 49 26 05 mm 取 e3 27 mm e6根据筛分工作制度确定 采用等值筛分工作制度 取 e6 0 8d4 8 mm 6 校核破碎产物的最大粒度 d2 e2 Z 1max 115 1 6 184 mm d3 e3 Z 2max 27 1 9 51 3 mm 7 选择筛子筛孔尺寸和筛分效率 细筛 采用等值筛分工作制度 a3 1 1d4 即 a2 1 1 10 11 mm e6 0 8 12 8 mm E 73 a3 1 2d4 即 a2 1 2 10 12 mm e6 0 8 12 8 mm E 65 a3 1 3d4 即 a2 1 3 10 13 mm e6 0 8 12 8 mm E 60 这里采用等值筛分工作制度的第二种情况 即 a3 1 2d4 12 mm E3 65 8 计算各产物的重量和产率 粗碎作业 Q1 216 67 t h 1 100 Q2 216 67 t h 2 100 中碎作业 Q3 216 67 t h 3 100 细碎作业 Q4 216 67 t h 4 100 Q4 Q3 3 12 Q6 6 12 E3 即 Q1 Q1 3 12 Q6 6 12 E3 式中 3 12 产物 3 中小于 12mm 的粒级含量 其数值等于原矿中小于 12mm 粒级含量 粗碎机排矿产物中小于 12mm 粒级含量和中碎机排矿 产物中小于 12mm 粒级含量的三者之和 3 12 1 12 2 2 12 3 3 12 0 04 0 10 0 34 0 48 6 12 产物 6 中小于 12mm 的粒级含量 有 选矿厂设计 图 4 9 查中 等可碎性矿石得 6 12 68 E3 筛分效率 E3 65 代入解得 Q6 337 26 t h 6 Q6 Q1 337 26 216 67 100 155 66 Q5 Q6 337 26 t h 5 6 155 66 Q7 Q3 Q6 216 67 337 26 553 93 t h 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 7 Q7 Q1 553 93 216 67 100 255 66 三 计算结果数据统计见表 3 1 表 3 2 破碎流程数据统计 重 量 Q1 Q2 Q3 Q4 Q5 Q6 Q7 数量 t h 216 67 216 67 216 67 216 67 337 26 337 26 553 93 产 率 1 2 3 4 5 6 7 数 量 100 100 100 100 155 66 155 66 255 66 3 3 磨矿流程的选择与计算 3 3 1 磨矿流程的的选择与论证 磨矿流程的选择 主要取决于所要求的磨矿细度及给矿粒度 矿石性质 矿 石可磨度 有用矿物嵌布特征 泥化程度 阶段选择的必要性等 此外 选矿厂 规模对磨矿流程的选择也颇有影响 本设计选厂采用两段全闭路流程磨矿 一段磨矿用格子型球磨机 二段磨矿 为粗精矿再磨 用溢流型球磨机 两段磨矿分级 一段选用螺旋分级机 二段选 用水力旋流器作为分级设备 本设计要回收的元素是钼 铋 为了保证这些元素能够单体解离 有不至于 过粉碎严重 磨矿产品粒度必须比较细 要使产物的 200 目量达到 85 以上 矿石属于中硬矿石 相对比较易磨 磨矿给矿粒度为 10mm 选用一段磨矿很难达 到要求 本设计选用两段磨矿形成循环闭路 第一段磨矿 200 目的含量通过公式 3 1 km1 13 计算得 51 21 选用格子型球磨机和双螺旋高堰式分级机配置作为 第一段球磨 第二段要使 200 目粒级占 85 以上 选用溢流球磨机和水力旋流 器配置作为第二段磨矿流程 一段磨矿后置检查分级 及时将粗粒返回磨矿机 形成合适的返砂循环量 以满足磨矿机最佳通过量 从而提高其效率 减少有用矿物的过粉碎 二段磨矿 前设预先检查分级 它不但具有一段分级的功能和特点 它还能先分出给矿中已 经合格的物料 从而来提高磨矿机的处理能力 防止过磨 提高磨矿效率 防止 过粉碎现象 因此 二段磨矿的分级设计也是相当合理的 3 2 2 磨矿流程的计算 一 原始指标 Q 83 3900 00 162 50 t h 循环负荷 C 的确定 查 选矿厂设计 表 6 8 3 取 C1 350 C2 300 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 该矿为中等可碎性矿石 给矿粒度为10mm 查 选矿设计手册 表6 8 4 取 8 10 预先分级溢流粒度 检查分级溢流粒度和最终溢流粒度均为 0 1mm 即 14 85 据此 查 选矿设计手册 表 6 8 6 得 15 27 k 0 82 m 1 二 磨矿流程的计算 一段磨矿 Q8 Q11 162 50 t h Q12 C1Q8 3 5 162 50 568 75 t h Q9 Q10 Q8 Q12 162 5 568 75 731 25 t h 二段磨矿 Q14 Q11 Q8 162 50 t h 11 8 km1 814 10 10 821 1085 51 21 Q14 Q11 1514 1511 162 50 27 00 90 00 00 2721 51 62 45 t h 预先分级和检查分级是合一的 故 14 14 15 15 15 Q14 Q15 Q8 Q14 162 50 62 45 100 05 t h Q15 C2 Q15 3 0 100 05 300 15 t h Q15 Q16 Q15 Q15 100 05 300 15 400 20 t h Q13 Q11 Q15 162 50 400 20 562 70 t h 8 11 14 100 00 9 10 8 10 Q Q 8 450 00 12 8 12 Q Q 8 350 00 15 16 8 15 Q Q 8 246 30 13 11 16 100 00 246 30 346 30 三 计算结果数据统计见表 3 2 表 3 3 磨矿流程数据统计 重 量 Q8 Q9 Q10 Q11 Q12 Q13 Q14 Q15 Q16 数量 t h 162 50 731 25 731 25 162 50 568 75 562 70 162 50 400 20 400 20 产 率 8 9 10 11 12 13 14 15 16 数量 100 00 450 00 450 00 100 00 350 00 346 70 100 00 246 30 246 30 3 4 选别流程的计算 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 一 确定必要充分的原始指标数 计算公式 Np C np ap 式中 Np 原始指标数 C 计算成分 C 1 e e 参与流程计算的金属种类数 本设计一共两种金属 故 e 2 np 流程中的选别产物数 ap 流程中的选别作业数 本设计 ap 10 本设计中 钼铋等浮 分离流程 e 2 np 24 ap 12 Np 1 2 24 12 36 铋硫混浮 分离流程 e 2 np 18 ap 9 Np 1 2 18 9 27 二 原始指标数的选择 必要而充分的原始指标数 已知 Q1 162 50 t h 1 0 06 1 0 12 1 1 100 00 1 1 100 00 n MO品位数 n Bi 品位数 n MO回收率 n Bi回收率 钼铋等浮分离流程 3 3 50 4 0 04 5 15 32 6 0 10 8 7 56 9 0 02 10 5 62 11 0 02 13 17 68 14 0 89 16 21 64 17 1 05 19 29 25 20 1 132 22 36 19 23 1 16 25 45 32 26 2 42 27 49 58 28 5 06 30 1 29 31 0 64 32 0 89 33 0 46 5 22 94 9 0 05 11 0 05 13 2 40 16 0 09 19 0 09 22 0 08 25 0 08 27 0 08 31 23 34 33 32 86 铋硫混浮 分离流程 35 3 50 36 0 04 37 15 32 38 0 10 40 7 56 41 0 02 43 5 62 44 3 50 45 0 04 46 15 32 48 0 10 49 7 56 50 0 02 51 5 62 53 3 50 54 0 04 55 15 32 56 0 10 35 22 94 37 0 05 40 0 05 43 2 40 45 0 09 48 0 09 50 22 94 53 0 05 55 0 05 三 流程计算 1 计算原则 按公式 n n 1 n 计算已知 n和 n 并用平衡法求得其余的值 用平衡法求得其他产物中按原矿的未知 n 按公式 n n 1 n 计算各产物的未知 n 按公式 Qn Q1 n计算精矿的重量 其余产物的重量按平衡法求得 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 2 计算过程 计算各产物的产率 计算产物 11 27 33 的产率 1 11 27 33 1 1 11 11 27 27 33 33 1 1 11 11 27 27 33 33 解联立方程式代入解得 11 99 69 27 0 10 33 0 21 计算产物 5 的产率 1 5 11 1 1 5 5 11 11 解联立方程式代入解得 5 0 31 校核 5 27 33 0 10 0 21 0 31 同理 可解得其他产率 计算各产物的回收率 计算产物 11 27 33 的回收率 11 1 1111 24 92 27 1 2727 78 50 33 1 3333 24 92 同理 由已知产率可解得其他回收率 计算各产物重量 Qn 计算产物 11 27 33 的重量 Q11 100 111 Q 161 99 Q27 100 271 Q 0 15 Q33 100 331 Q 0 36 同理 可解得其他产物重量 2 以上计算值详见附图 数质 矿浆量流程图 3 5 矿浆流程的计算 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 3 5 1 磨矿流程浓度 水量 补加水的选择与计算 一 浓度的确定 1 必须保证的浓度 Cm1 75 Cc1 45 Cm2 78 Cc2 25 2 不可调节的浓度 原矿水分 3 C0 97 分级返砂浓度 Cs1 Cs2 80 二 按 Rn Q L0 计算液固比 R8 0 0 100 C C 0 03 R11 c1 1 100 C Cc 1 2 R12 s1 1 100 C Cs 0 25 R14 0 0 100 C C 3 00 R15 0 0 100 C C 0 25 Rm1 R10 1 1 100 C C 0 33 Rm2 R16 1 1 100 C C 0 28 三 按 Wn QnRn计算水量 W8 Q8R8 162 5 0 03 4 88 t h W11 Q11R11 162 5 1 2 195 00 t h W12 Q12R12 568 75 0 25 142 19 t h Wm1 W10 Q10R10 731 25 0 33 241 31 t h W14 Q14R14 162 5 3 487 5 t h W15 Q15R15 400 2 0 25 100 05 t h Wm2 W16 Q16R16 400 2 0 28 112 86 t h 四 按 Ln W作业 Wn 计算补加水 Lm 和 Ln Lm1 Wm1 W8 W12 241 31 4 88 142 19 94 24 m3 h Lc1 W11 W128 Wm1 195 00 142 19 241 31 95 88 m3 h Lm2 Wm2 W15 112 86 100 05 12 81 m3 h Lc2 W14 W1 W11 W16 487 5 100 05 195 00 112 86 279 69 m3 h L1 Lm1 Lc1 Lm2 Lc2 94 24 95 88 12 81 279 69 482 62 m3 h 五 按 Vn Q8 Rn 1 计算矿浆体积 V8 Q8 R8 1 162 50 0 03 1 3 14 56 55 m3 h V11 Q11 R8 1 162 50 1 2 1 3 14 246 48 m3 h V12 Q12 R12 1 568 75 0 25 1 3 14 323 05 m3 h 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 V14 Q14 R14 1 162 50 3 0 318 539 18 m3 h V15 Q15 R15 1 400 20 0 25 1 3 14 227 31 m3 h V16 Q16 R16 1 400 20 0 28 1 3 14 240 12 m3 h 3 5 2 浮选流程浓度 水量 补加水的选择与计算 一 浓度的确定 1 浓度确定原则 密度大 粒度粗的矿石 其浓度应大些 品位高易浮的矿石浓度应大些 精选作业浓度随精选次数增加而适当降低 精选精矿浓度应依精选次数增 加而适当提高 2 必须保证的作业浓度与不可调节的浓度 各浓度见表 3 3 表 3 4 各原始指标浓度 二 计算过程 1 按公式 Rn n 100 C Cn 计算液固比 2 按公式 Wn QnRn计算水量 必须保证的浓度 不可调节的浓度 不可调节的浓度 钼铋等浮粗选作业 29 钼铋等浮粗选精矿 44 铋硫混浮粗选精矿 26 精选作业 28 精选精矿 45 精选精矿 32 钼铋分离粗选作业 25 扫选 精矿 38 扫选 精矿 28 精选作业 16 扫选 精矿 28 扫选 精矿 23 精选作业 15 钼铋分离粗选精矿 35 铋硫分离粗选精矿 33 精选作业 13 精选 精矿 38 精选 精矿 36 精选作业 12 精选 精矿 39 精选 精矿 38 精选作业 11 精选 精矿 43 扫选 精矿 30 铋硫混浮粗选作业 34 精选 精矿 45 扫选 精矿 31 精选作业 25 5 精选 精矿 46 铋硫分离粗选作业 23 扫选 精矿 精选作业 19 扫选 精矿 精选作业 13 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 3 按公式 Rn n Q Wn 计算未知的 Rn 4 按公式 Vn Qn Rn 1 计算已知 Rn产物的矿浆体积 其余用平衡法求得 5 平衡法计算其余作业及产物的水量和补加水量 6 按公式 Cn n 1 1 R 计算其余的矿浆浓度 上述计算结果见表 3 3 表 3 5 数质量流程各作业指标 作业 Q t h Mo Bi Mo Bi C W t h V m3 h R 1 162 50 0 06 0 12 100 00 100 00 100 00 30 00 379 17 430 92 2 33 2 164 54 0 08 0 15 136 15 123 17 101 26 29 00 402 84 455 24 2 45 3 2 10 3 50 6 34 75 54 68 42 1 30 44 00 2 68 3 35 1 27 4 162 44 0 04 0 07 59 47 56 64 99 96 30 00 400 16 430 75 2 33 5 0 51 15 32 22 94 80 18 60 03 0 31 45 00 0 62 0 79 1 22 6 1 59 0 10 1 01 1 60 8 25 0 98 24 98 4 79 5 30 3 00 7 162 46 0 02 0 06 61 14 57 46 99 98 30 00 379 08 430 82 2 33 8 0 45 7 56 6 53 34 55 14 92 0 27 38 00 0 73 0 87 1 63 9 162 02 0 02 0 05 26 59 42 54 99 70 29 98 378 36 429 95 2 34 10 0 03 5 62 5 56 1 67 0 82 0 02 28 00 0 07 0 08 2 57 11 161 99 0 02 0 05 24 92 39 87 99 69 38 00 396 59 315 89 1 63 12 1 20 7 20 14 18 88 52 87 18 0 74 25 00 3 60 3 98 3 00 13 0 46 17 68 2 40 83 61 5 68 0 28 35 00 0 86 1 00 1 86 14 0 74 0 89 20 72 6 73 78 40 0 45 21 21 2 74 2 98 3 71 15 0 68 12 32 1 65 85 61 5 73 0 42 16 00 3 56 3 77 5 25 16 0 37 21 64 0 09 82 33 0 17 0 23 38 00 0 61 0 72 1 63 17 0 31 1 05 3 50 3 29 5 51 0 19 9 41 2 95 3 05 9 63 18 0 48 16 63 0 09 82 30 0 23 0 30 15 00 2 73 2 89 5 67 19 0 27 29 25 0 09 79 79 0 12 0 16 39 00 0 42 0 50 1 56 20 0 22 1 13 0 10 2 51 0 11 0 13 8 54 2 32 2 39 10 71 21 0 33 24 24 0 09 81 35 0 15 0 20 13 00 2 19 2 29 6 69 22 0 22 36 19 0 08 80 02 0 09 0 13 43 00 0 29 0 35 1 33 23 0 11 1 16 0 10 1 33 0 05 0 07 5 54 1 90 1 94 17 06 24 0 23 34 00 0 09 80 87 0 10 0 14 12 00 1 70 1 77 7 33 25 0 17 45 32 0 08 79 35 0 07 0 11 45 00 0 21 0 26 1 22 江西理工大学 2010 届本科生毕业设计 26 0 06 2 42 0 09 1 52 0 03 0 04 3 94 1 49 1 51 24 38 27 0 15 49 58 0 08 78 50 0 06 0 10 46 00 0 18 0 23 1 17 28 0 02 5 06 0 09 0 85 0 01 0 01 29 00 1 20 0 05 2 45 29 0 99 0 89 18 53 9 06 94 37 0 61 26 00 2 83 3 14 2 85 30 0 38 1 29 11 05 5 05 21 64 0 24 33 00 0 78 0 90 2 03 31 0 61 0 64 23 34 4 01 73 14 0 38 23 00 2 05 2 24 3 35 32 0 26 0 89 12 20 2 33 15 97 0 16 34 00 0 50 1 06 1 94 33 0 36 0 46 32 86 1 68 59 97 0 22 25 00 1 07 1 18 3 00 表 3 6 数质量流程各作业指标 作业 Q t h Bi s Bi s C W t h V m3 h R 给矿 161 99 0 05 1 12 39 87 100 00 99 69 38 00 396 59 315 89 1 63 34 230 26 0 02 1 08 45 26 102 82 106 24 34 00 446 98 520 31 1 94 35 17 42 0 23 12 35 38 89 88 64 8 01 26 00 49 57 55 12 2 85 36 212 84 0 00 0 16 3 81 14 18 98 23 34 00 397 41 480 95 1 94 37 9 47 5 87 22 43 35 29 87 55 4 37 32 00 20 13 23 14 2 13 38 7 95 0 05 0 34 3 60 1 09 3 64 20 53 30 76 33 29 3 87 39 8 86 1 45 24 27 123 28 88 61 4 09 23 00 29 67 32 49 3 35 40 0 23 13 64 0 91 30 25 0 08 0 10 33 00 0 47 0 54 2 03 41 8 63 1 12 24 89 93 03 88 53 3 99 22 82 29 20 31 95 3 38 42 0 28 13 55 0 85 35 41 0 10 0 13 19 00 1 19 1 28 4 26 43 0 13 20 16 0 82 25 98 0 05 0 06 36 00 0 24 0 28 1 78 44 0 15 7 12 0 88 9 43 0 05 0 06 14 00 0 95 0 94 6 14 45 0 09 25 34 0 97 20 82 0 03 0 04 38 00 0 14 0 17 1 63 46 0 05 11 05 0 57 5 16 0 01 0 02 10 00 0 76 0 45 9 00 47 10 54 1 09 20 51 111 04 89 15 4 87 28 00 27 11 30 47 2 57 48 3 22 2 44 0 76 75 81 1 01 1 49 30 00 7 51 8 54 2 33 49 7 32 0 50 29 21 35 23 88 14 3 38 27 20 19 60 21 93 2 68 50 1 91 0 98 0 79 18 01 0 62 0 88 31 00 4 25 4 86 2 23 51 5 41 0 33 39 25 17 22 87 52 2 50 31 00 12 04 13 77 2 23 52 218 08 0 00 0 17 5 86 15 37 98 81 34 00 423 33 492 78 1 94 53 6 33 0 03 0 66 1 79 1 73 2 92 28 00 16 27 18 28 2 57 54 211 75 0 00 0 16 4 07 13 64 97 31 35 00 407 06 460 69 1 86 55 1 26 0 17 2 33 2 05 1 19 0 57 23 00 4 21 4 61 3 35 56 210 49 0 00 0 12 2 02 12 45 97 15 34 00 397 81 475 64 1 94 二 选别流程各作业总补加水量的计算 Lr2 Wr2 W1 W6 W8 402 84 379 17 4 79 0 73 18 15 m3 h Lr12 Wr12 W5 W17 W30 3 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