选矿毕业设计说明书

山东科技大学本科毕业设计（论文）摘要本设计是根据北洺河给定铁矿的矿石性质和选矿试验结果进行的选矿厂工艺初步设计，选矿厂设计规模为350万吨/年。根据所给矿石的性质、选矿试验的结果及选矿厂的实践经验进行了工艺流程的选择，完成了设计规模为350万吨/年选矿厂初步设计。该选厂的工艺流程为一段开路自磨，二段闭路球磨，螺旋分级机分级，三段磁选；如最终铁精矿含硫量超标，则三磁精矿自流至搅拌槽，加药后给入浮选机，进行反浮选脱硫，之后浓缩磁选铁精矿，该精矿再经过滤，得到最终铁精矿。铁精矿指标为品位670，含硫量029，回收率8626，投资回收期259年。另外，磁尾磁选得到二级品铁精矿，其品位为40，回收率441。浮选流程为一粗选两精选一扫选，硫精矿经浓缩压滤得到最终产品。硫精矿指标为品位35，回收率4911。设计内容主要包括流程的设计与计算，主要设备的选择和相关设计图纸的绘制以及经济概算。关键词铁矿厂设计；铁矿选矿；磨矿；磁选；浮选。山东科技大学本科毕业设计（论文）IABSTRACTTHEDESIGNINGSCALEOFTHISIRONOREBENEFICIATIONPLANTIS350MILLIONTONSPERYEARACCORDINGTOTHENATUREOFIRONORE,THERESULTSOFBENEFICIATIONTESTSANDTHEEXPERIENCEOFCONCENTRATORANDTHEOTHERSIMILARCONCENTRATORSGIVENBYBEIMINGHEIRONORECONCENTRATINGMILL,THEDESIGNCALCULATEANDSELECTTHEPROCESSTECHNOLOGYANDEQUIPMENTS,COMPLETERELATEDDESIGNDRAWINGS,ANDFINALLY,FINISHTHEFIRSTSTEPDESIGNOFBEIMINGHEIRONMINECONCENTRATORTHEDESIGNANDCOMPUTATIONOFPROCESS,THESELECTIONOFMAJOREQUIPMENTSANDTHEACCOMPLISHMENTOFRELATEDDESIGNDRAWINGSAREINCLUDEDINTHISDESIGNOFIRONMINECONCENTRATORINTHEDESIGN,THEGRINDINGPROCESSADOPTSFIRSTSEGMENTOPENAUTOGRINDINGANDSECONDSEGMENTCLOSEDCIRCUITGRINDINGOFBALLMILLAFTERCLASSIFIEDBYSPIRALCLASSIFIERS,PULPOVERFLOWSTOSYRUPPOND,PUMPINGTOMAGNETICSEPARATORS,ANDHASTHREEMAGNETICSEPARATIONSTHENTHEDESIGNSHOULDMEASURETHESULPHURCONTAININGIFITEXCEEDSTHEPROVISIONMARK,ANTIFLOTATIONISNECESSARYTODECREASEITTHENAFTERCONCENTRATINGANDFITRATINGTHEIRONCONCENTRATES,THEDESIGNWILLOBTAINTHEFINALPRODUCTTHEIRONGRADEOFCONCENTRATEISABOUT670,THESULPHURGRADEIS029,ANDTHERECOVERYISABOUT8626ANDTHEPAYBACKPERIODIS259YEARSBESIDES,AFTERMAGNETICSEPARATIONOFTHETAILINGS,THEDESIGNCANGETSECONDARYPRODUCTSOFIRONCONCENTRATESWHOSEGRADEISABOUT40ANDRECOVERYIS441THEFLOATINGPROCESSINCLUDESONEROUGHER,TWOCLEANERSANDONESCAVENGERTHEPULPCONCENTRATINGSULPHUROREISCONDENSEDANDFILTRATEDTHEGRADEOFSULPHURCONCENTRATEISABOUT35,ANDTHERECOVERYISABOUT4911KEYWORDSDESIGNOFIRONOREPROCESSINGPLANT；SEPARATIONOFIRONORE；GRINDINGMAGNETICSEPARATIONFLOATING山东科技大学本科毕业设计（论文）目录1，国内外矿石资源分布状况及铁矿选矿现状211国内外矿石资源状况2111国内外铁矿赋存及开采状况2112国内铁矿石资源的特点312国内新型选矿设备的应用313铁矿石选矿技术414我国铁矿选矿的发展趋势62，矿石性质及选矿试验研究821矿石性质8211矿石类型及矿物组成8212矿石结构及构造8213脉石矿物性质8214矿石中铁、硫元素的赋存状态9215原矿特征922选矿试验研究10221铁矿石化学多元素分析10222磨矿细度试验10223磁场强度条件试验12224浮选药剂条件试验13225选矿试验结果推荐14226设计流程及主要设计指标153，工艺流程计算16山东科技大学本科毕业设计（论文）I31工作制度的选择1632磨矿分级流程计算1633磁选流程计算20331一段磁选20332二段磁选21333三段磁选22334铁精矿反浮选23335浓缩磁选24336总磁选尾矿和二级品铁精矿2634浮选流程计算284，设备选择3541磨矿分级设备的选择35411自磨机的选择35412球磨机的选择35413分级机的选择3742磁选设备的选择39421一段磁选40422二段磁选40423三段磁选40424浓缩磁选40425磁尾磁选4143浮选设备的选择42431搅拌槽的选择42432浮选机的选择4344浓缩设备的选择47山东科技大学本科毕业设计（论文）II441中矿浓缩设备47442硫精矿浓缩设备47443浮选尾矿浓缩设备4845过滤设备的选择49451铁精矿过滤设备的选择49452硫精矿过滤设备的选择5046辅助设备选择51461矿仓的选择51462给矿机选择53463起重检修设备的选择54464泵的选择54465胶带运输机的选择555,选矿厂分车间工艺与设备配置综述586,选矿厂技术经济分析6061选矿经济投资概算60611设备价格计算60612工艺金属构件概算价值62613工艺管道概算价值6262选矿技术经济指标计算63621选矿厂劳动定员63622精矿设计成本计算65623总投资计算66624经济效果评定67625投资回收期67626经济分析67山东科技大学本科毕业设计（论文）III参考文献68致谢69附录70附录一外文文献70附录二英文翻译98附录三设计图纸119山东科技大学本科毕业设计（论文）11国内外矿石资源分布状况及铁矿选矿现状11国内外矿石资源状况111国内外铁矿赋存及开采状况据美国地质调查局公布数据显示，世界铁矿石储量为1600亿吨，基础储量为3700亿吨。全球铁矿石资源相当丰富，估计地质储量在8000亿吨以上，探明储量为4000多亿吨，按现有生产水平可供应400年。铁矿石主要集中在乌克兰、俄罗斯、巴西、中国、澳大利亚等十多个国家1。全球铁矿石资源分布特点是储量丰富，静态保证年限超过百年，长期供应有保证并且高品位铁矿分布比较集中。从20世纪70年代中期开始到20世纪末，由于铁矿储量保证程度高，也由于发达国家经济结构调整，世界主要国家减少或者停止了对铁矿石新区的勘查工作，但是铁矿静态保证年限数十年来一直保持在百年以上的高水平。高品位铁矿石在巴西、澳大利亚、印度等国家分布较广，并且大都具备有露天开采的条件，开采成本低、品味相对较高的特点使这些国家成为全球主要的铁矿石供应国。截止到2007年底，我国铁矿查明资源储量为61335亿吨，其中基础储量为22364亿吨，资源量为38971亿吨。从铁矿资源在东中西部经济区分布看，东部地区合计铁矿查明资源储量占全国储量的418，中部地区占236，西部地区占346。全国31个省、直辖市、自治区均探明有铁矿资源，但是主要分布在辽宁、四川、河北、安徽、山西、云南、山东、内蒙古2。山东科技大学本科毕业设计（论文）2我国铁矿资源分布广泛又相对集中，全国分布成矿区带特征明显，主要有鞍山本溪、冀东密云、五台吕梁、邯郸邢台、鲁中、鄂西湘西北、云南西盟、甘肃祁连镜铁山等19个成矿区带；铁矿床类型多、矿石类型复杂，多组分共生的储量所占比重大，具有工业价值的铁矿床类型为鞍山式沉积变质铁矿、攀枝花式钒钛磁铁矿、大冶式硅卡岩型铁矿、白云鄂博式热液型铁矿等；以贫矿为主、富矿很少，能直接入炉的富铁矿石查明储量有1111亿吨，仅占总量的18，绝大多数开采的铁矿石必须经过选矿才能为高炉利用；共生组分多，综合利用价值大，共生组分主要包括V、TI、CU、PB、ZN、CO、NB、SE、AG、稀土等30余种，有的共生组分的经济价值甚至超过铁矿价值；铁矿勘察深度较浅，深部潜力很大，无论是已经开发利用的还是未开发利用的铁矿石，其主要矿体最大埋藏深度在1000M以内，主要集中在600M以内，峰值在50200M范围，这说明我国铁矿资源深部找矿潜力很大。112国内铁矿石资源的特点中国铁矿资源主要有以下特点1是贫矿多，含铁45以下者占总会储量的86；2是红矿多，各种弱磁性矿石占总储量的65左右；3是多元素共生的复合矿石较多，占总储量的2/3左右。此外矿体复杂；有些贫铁矿床上部为赤铁矿，下部为磁铁矿。4是多数矿石中有用矿物呈细粒以至微细粒嵌布，需磨细到一200目占80左右才能基本达到单体解离3。我国铁矿石的这些特点为选矿提出了极为艰巨的任务。12国内新型选矿设备的应用（1）磁团聚重选机该设备的整个分选区内形成一个适当的磁场强度分布，比较均匀山东科技大学本科毕业设计（论文）3的弱磁场，磁场梯度小。磁性颗粒与脉石颗粒的分选主要取决于重力和上升水流力大小。磁团聚重选工艺的工业生产实践说明，该设备可提高精矿品位23个百分点。另外首钢矿业公司研制了变径磁团聚重选机和电磁聚机，在首钢水厂、大石河铁矿选矿厂得到了应用。（2）磁选柱磁选柱是鞍山科技大学研制成功的一种新型高效磁选设备，给入的物料中的磁性部分在弱磁场作用下形成的弱磁聚团在磁力及重力联合作用下向下运动，而夹杂于其中的脉石在上升水流的作用下向上运动，磁聚团在向下运动过程中受多次的淘洗。品位逐渐提高。设备在本钢南芬选矿厂和歪头山选矿厂、吉林板石沟选矿厂得到了应用。（3）低场强自重介跳汰机北京科技大学矿物加工室经过多年研究，开发低场强自重介跳汰机，将磁电、跳汰与重介质选矿结合起来。可作为磁铁矿精选设备。（4）低场强脉动磁选机具有以下特点磁系包角大，极数多；磁感应强度较低，且从扫选区到精矿卸料区由高到低呈不均匀分布；设有永磁脉动装置，可在旋转的圆筒表面形成永磁脉动磁场以松散磁团聚，剔除夹杂的脉石。该设备在酒钢选矿厂、鞍钢大孤山选矿厂进行了工业试验，结果表明能更好地抛出细粒脉石和贫连生体。13铁矿石的选矿技术131磁铁矿反浮选工艺的应用对于脉石为硅质的磁铁精矿进行提质。反浮选脱硅是很好的途径。尖山选矿厂铁精矿品位反浮选之前为6515。含SI028。马鞍山矿山研究院针对该矿石采用一粗、一精、三扫的工艺流程进行阴离子反浮选提铁降硅，反浮选精矿铁品位6818、S1024。弓长岭选山东科技大学本科毕业设计（论文）4矿厂磁选最终产品的TFE品位为655，用阳离子反浮选法对磁选精矿进行再选，浮选精矿品位达到688，SI02390，铁回收率98504。武汉理工大学研制了新型耐低温阳离子捕收剂GE601，克服了十二胺等起泡量大、泡沫发粘、难消泡，泡沫产品难处理的缺点。反浮选某磁选磁铁矿精矿，在温度22时获得的指标为精矿铁品位6931、回收率9790；在12低温条件下，获得了与常温条件基本一致的良好指标精矿FE品位6917、回收率为97875。132赤铁矿反浮选工艺我国目前赤铁矿反浮选工艺多采用阴离子反浮选的选别工艺。鞍钢调军台选矿厂采用两段连续磨矿、弱磁强磁阴离子反浮选流程，精矿铁品位达675，铁回收率7578。齐大山选矿厂一选车间、二选车间将“阶段磨矿、重选磁选酸性正浮选”工艺流程，分别按“阶段磨矿、重选磁选阴离子反浮选”工艺流程进行了改造。2003年上半年，在原矿品位为2950的情况下。实现铁精矿品位6740以上，尾矿品位1100以下。2002年东鞍山烧结厂一选车间按两段连续磨矿、中矿再磨、重选强磁反浮选的流程进行了改造。铁精矿品位达到了6438。2003年鞍山矿业公司研究所在对关宝山铁矿石进行了选别工业试验研究，采用两段连续磨矿、中矿再磨、重选强磁阴离子反浮选工艺，精矿品位为6462，尾矿品位为15636。133菱铁矿选矿方法的研究我国菱铁矿资源较为丰富，已探明储量1834亿T。菱铁矿含铁品位低，采、选、冶均较困难，且多数位于陕西、山西、贵州、甘肃山东科技大学本科毕业设计（论文）5和青海等西部缺水地区，特别需要开发适合其自然条件的矿物加工技术。菱铁矿的理论铁品位较低，经常与钙镁锰呈类质同象共生，用物理选矿方法铁精矿品位很难达到45以上，焙烧后因烧损品位可大幅提高7。孙炳泉对太钢峨口铁矿尾矿中碳酸铁矿物的回收进行了研究，采用筛分强磁选浮选联合流程，最终铁精矿品位为35以上焙烧后铁品位为51以上。罗立群等对陕西大西沟菱铁矿矿石进行了试验研究，结果表明应用中性磁化焙烧干式自然冷却异地磁选技术，将在700下焙烧70MIN的焙烧矿先封闭冷却至400300，再排入空气中冷却至室温，可形成强磁性的磁铁矿和FE203，焙烧矿的磁选流程试验获得了精矿铁品位59565937、铁回收率达72037372的良好指标8。14我国铁矿选矿的发展趋势2000年来在余永富院士提出的“提铁降杂、实现企业整体效益最大化”的学术思想指导下，我国钢铁行业实现了可持续跨越式发展。在铁矿石的选矿工艺方面，针对磁铁矿选矿提出了弱磁阴离子和阴离子浮选法、弱磁磁选柱分选法、弱磁磁场筛选机分选法、弱磁选高频振动细筛分选法和超细碎湿式磁选抛尾工艺，针对赤铁矿选矿提出了磁选阴离子反浮选工艺和强磁选细筛工艺。在浮选药剂方面，在赤铁矿反浮选工艺流程中应用了新型高效阴离子捕收剂SH37、MZ21、RA系列捕收剂。用于磁铁精矿提质降杂的新型高效捕收剂MD28、MH80分别在鲁南矿业公司和太钢尖山铁矿等推广应用，磁铁精矿品味提高至69以上。在细粒磁选深选设备方面，近年来开发了磁选柱、脉冲振动磁场磁选机、BX型弱磁选机、SLON立环高梯度脉动强磁选机、双频双山东科技大学本科毕业设计（论文）6立环脉冲高梯度磁选机、DMG型电磁立环脉动高梯度磁选机、磁场筛选机、磁聚机、强磁辊等设备，这些对铁精矿的“提铁降硅”起到了重要作用9。在细筛设备方面，DERRICK重叠式高频细筛及我国长沙矿冶研究院、唐山陆凯公司组织研制的GPS高频振动细筛和MVS振网筛在铁矿石选矿工艺得到普遍采用。在浮选设备方面，国外一些大型铁矿反浮选厂普遍采用浮选柱取代浮选机，生产含硅小于等于2的优质球团用铁精矿。在破碎、磨矿设备和工艺方面，近年发展起来的新型圆锥破碎机、高压辊磨技术应用前景十分广阔。国内外大型液压机械和自磨、半自磨技术正在逐渐推广应用，这些粉碎流程简化，效率提高。参考文献1、许时矿石可选性研究M冶金工业出版社，20132、周龙廷选矿厂设计M中南大学出版社，20063、冯守本选矿厂设计M冶金工业出版社，19944、谢广元选矿学M中国矿业大学出版社，19955、印万忠、李丽匣铁矿选矿技术问答M化学工业出版社，20126、选矿设备选型及产品手册编写组选矿设备选型及产品手册M冶金工业出版社，19907、陈荩CAD技术在选矿厂设计中的应用J金属矿山，19968、BAWILLS,MINERALPROCESSINGTECHNOLOGYSIXTHEDITIONBUTTERWORTHHEINEMANN,19979、JSVOHODAMAGNETICMETHODSFORTHETREATMENTOFMINERMELSEVIERSCIENCEPUBLISHINGCOMPANYINCNEWYORK,1983山东科技大学本科毕业设计（论文）72矿石性质及选矿试验研究21矿石性质211矿石类型及矿物组成该厂所选矿石属于接触交代矽卡岩型磁铁矿床。矿石中的主要金属矿物为磁铁矿、黄铁矿，并有少量的赤铁矿、假象赤铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、褐铁矿等。脉石矿物以透辉石为主，其次是透闪石、金云母、方解石、白云石、绿泥石，还含有少量的滑石、绿帘石、褐帘石、石榴石、蛇纹石、石英、玉髓、蛋白石、磷灰石、高岭土、斜长石等。矿石的绝大部分为原生磁铁矿，在浅部及构造破碎带附近可见少量的氧化矿石。212矿石结构及构造1自形及半自形晶结构磁铁矿呈结晶完好的八面体，或结晶粒状半自形晶存在。多属于块状矿石或团块状矿石。磁铁矿粒径为00512MM，个别可达25MM。2他形粒状结构多属于浸染状或条带状矿石，磁铁矿物及黄铁矿物以他形粒状存在于矿石中，其中黄铁矿物粒径为0211MM。3交代残余结构矿石中的磁铁矿物常被后期黄铁矿、方解石、赤铁矿所交代形成交代残余结构，在浸染状矿石中常见。矿石构造主要为浸染状构造、块状构造和条带状构造。213脉石矿物性质A透辉石多为柱状及他形粒状，部分为阳起石、绿泥石、磷酸盐山东科技大学本科毕业设计（论文）8所交代。粒度一般0304MM，大者可达22MM，小者仅为02MM。B绿泥石多为纤维状、土状，大部分为透辉石、阳起石、透闪石及少量云母蚀变而成，部分绿泥石为碳酸盐、蛇纹石、磁铁矿所交代。C透闪石阳起石透闪石多为他形粒状，阳起石多为纤维状、放射状，少量为球状。透闪石阳起石有的为碳酸盐、绿泥石、蛇纹石等交代，透闪石颗粒一般为018MM，大者03MM，小者004MM。D磷灰石多为柱状自形晶，少量为半自形晶。呈星点分布于脉石中，粒度一般为01MM，大者02MM，小者002MM。214矿石中铁、硫元素的赋存状态A全铁铁主要赋存于磁铁矿物中，其次赋存于黄铁矿、假象赤铁矿、褐铁矿及硅酸盐含铁矿物中，全铁的最低含量为2032，最高含量为6498，全矿床平均含铁为4978。B硫矿石中的硫主要赋存于黄铁矿及少量黄铜矿中。黄铁矿物在矿石中以浸染状、细脉状、乳滴状出现，局部富集。矿石中硫的含量为00071859，平均271。全铁与硫呈正相关。215原矿特征矿石经采出的粒度为0750MM，经过地下破碎后，送到选矿厂的粒度为0300MM。矿石品位及废石混入率如下表表21矿石品位及废石混入率项目TFE（）S（）CO（）CU（）备注山东科技大学本科毕业设计（论文）9地质品位5082390015700415采出品位4064191001256003328废石混入率为20矿石硬度系数矿石F812岩石灰岩、风化闪长岩F68矽卡岩F412闪长岩F812矿石密度矿石密度为395T/M3松散系数矿石16，岩石16原矿水分原矿水分为522选矿试验研究221铁矿石化学多元素分析试验矿样主要元素化学分析结果见下表。表22试验矿样主要化学分析结果元素TFEMFEFEOSCOSIO2（）47084552205721500141180元素AL2O3CAOMGOK2ONA2O灼碱（）211690516028050276222磨矿细度试验品位（）回收率（）磨矿细度（）产品名称产率（）TFESTFES精矿61069800219044610尾矿3901154506956939060原矿1000470821010001000精矿6207080219325620尾矿380836518675938065原矿1000470821010001000山东科技大学本科毕业设计（论文）10表23不同磨矿细度下磁选试验结果表24不同磨矿细度下硫浮选试验结果磨矿细度（）产品名称产率（）S品位（）S回收率（）硫精矿27645646332中矿210033991709中矿1096715351浮尾9628034160860原矿10001991000硫精矿32045227250中矿210026361300中矿1132493350浮尾944802311065原矿10002001000硫精矿29045467059中矿211028961700中矿1140567428浮尾946001680270原矿10001871000精矿62070410229271649尾矿380903517729935070原矿1000470821010001000精矿60070200208946571尾矿40012434951056942975原矿1000470821010001000山东科技大学本科毕业设计（论文）11硫精矿38843628366中矿20701205396中矿1150373297浮尾939202094175原矿10002021000由磨矿细度试验结果知A磨矿细度达到0076MM含量为50以上时可以获得较高的铁精矿品位，但磨矿细度达到0076MM含量为60以上时，铁精矿含硫才能降到较低的程度，并保持较高的铁回收率。B在磨矿细度在0076MM含量为5070范围时，均能获得较高的硫精矿品位，但继续增加细度会导致硫精矿品位的降低。磨矿细度对硫的回收率有明显的影响，当磨矿细度达到0076MM含量为65以上时，回收率有明显提高，但继续增加磨矿细度，硫的回收率仍继续增加。C磨矿细度应以主产品铁精矿获得较高的铁品位、铁回收率以及较低的含硫量为主要确定依据，同时兼顾较高的硫精矿品位及回收率，因此磨矿细度0076MM含量为65为宜。223磁场强度条件试验表25磁场强度条件试验结果品位回收率（）磁场强度（T）产品名称产率（）TFESTFES铁精矿646068310149259421中矿365186112021432056磁尾31758985085987523010原矿1000476621410001000铁精矿654568110169328426012中矿28514828970881106山东科技大学本科毕业设计（论文）12磁尾31708806295848468原矿1000474923510001000铁精矿66068320179343481中矿2301519866073873磁尾31708896255848646014原矿1000482622910001000铁精矿669565780259329742中矿390149111011231878磁尾29158895815487380016原矿1000472122910001000试验结果表明A除第一个条件（H01T）试验因磁场强度低引起铁的回收率偏低外，磁场强度在012016T范围内铁的回收率比较稳定变化不大，但达到016T后，铁精矿品位开始降低。B磁场强度对铁精矿的含硫量有明显影响，随着磁场强度的提高，铁精矿中含硫量增加。可认为是铁硫贫连生体的回收下限随着磁场强度的提高而扩大所致。另外，机械夹杂亦会随磁场强度增高而增加。C综合考虑铁的回收率和铁精矿含硫的因素，确定磁场强度为012T。224浮选药剂条件试验A2油用量试验第一次试验，黄药用量为150G/T，从48G/T至92G/T，试验结果表明硫回收率没有明显变化，但用量较大时（68G/T以上）硫精矿的品位有所下降。第二次试验，黄药用量为50G/T，2油用量从20G/T至60G/T，试验结果表明硫回收率逐渐增加，但增幅不大，硫精矿品位有所下降。B黄药用量试验固定2油的用量，调整黄药的用量从15G/T至150G/T。由于试验铁山东科技大学本科毕业设计（论文）13矿的硫铁矿可浮性较好，即使在很少的黄药用量（15G/T）下，粗选的回收率已达90以上，随着黄药用量的提高，精矿硫的回收率显著增加，但要获得品位为47以上稳定的硫精矿，精矿硫的回收率需要降低到80左右。225选矿试验结果推荐1、试验推荐磨矿细度为200目占65，在这样的细度下可获得TFE品位68以上，含S为015左右的低硫铁精矿，达到国家规定铁精矿质量标准，而且，试验中对伴生有益元素硫得到较好的选别效果，硫精矿品位达到48以上。随着磨矿细度增加，铁精矿品位随之提高，硫的含量随之降低，对铁的回收率影响不大。矿石中的伴生元素硫随磨矿细度增加而在磁选尾矿中的含量会增加。2、根据选矿试验结果推选的磁场强度是012T。3、浮选药剂制度表26浮选药剂制度药剂用量（G/T）作业名称丁基黄药2油备注反浮选800500磁选精矿作为反浮选原矿粗选800500扫选400250最终磁选尾矿作为浮选原矿4、试验做了两种选别流程方案，即磁选浮选流程和浮选磁选流程，从选别结果来看，技术指标接近。但根据经济指标，如果选择方案二，将会加大矿浆的处理量，同时增多了对浮选药剂的消耗，所以方案一更经济，故确定流程为自磨二段闭路球磨山东科技大学本科毕业设计（论文）14三次磁选铁精矿反浮选浓缩磁选经过滤产出最终铁精矿；磁选尾矿经浓缩一次粗（浮）选一次扫（浮）选两次精（浮）选浓缩过滤出硫精矿。226设计流程及主要设计指标设计流程为一段开路自磨二段闭路球磨三次磁选铁精矿反浮选浓缩磁选经过滤产出最终铁精矿；磁选尾矿经浓缩一次粗（浮）选一次扫（浮）选二次精（浮）选再浓缩过滤产出最终硫精矿。磁选尾矿在浓缩后浮选之前，再经一次磁选选出二级品铁精矿。硫选别试验指标比较高，但根据邯邢冶金矿山管理局所属选矿厂处理北洺河铁矿的生产实践，硫的选别指标远远低于试验指标。经与建设单位探讨，认为硫精矿品位为350，回收率为4964较为适宜。主要设计指标见表27。推荐的选矿指标铁精矿品位TFE665，S03硫精矿品位35二级品铁精矿品位TFE40山东科技大学本科毕业设计（论文）153工艺流程计算31工作制度的选择采用连续工作制，年作业330天，每天3班，每班设备运转8小时，所以选矿厂设备年运转330387920小时。而全年的小时数为365388760小时。所以设备作业率为9041，选矿厂的处876092理规模为350万吨/年，所以选矿厂的小时处理量即给矿量为Q044192T/H。79203532磨矿分级流程计算所给的原矿矿石的硬度系数为812，采出的矿石经过地下破碎后送到选矿厂的粒度为300MM，矿石的密度为395T/M3，矿石的松散系数为16，原矿的水分为5。从以上资料可以看出，原矿属于含水量较多的粘性矿石，宜采用自磨流程，而不宜采用破碎磨矿流程。自磨方案可减少破碎、筛分环节，减少粉尘污染。而如果采用破碎球磨方案，中细碎及筛分设备容易发生堵矿现象而影响正常生产。因山东科技大学本科毕业设计（论文）16此设计确定采用一段自磨机开路磨矿，二段球磨机与沉没式双螺旋分级机组成闭路磨矿的磨矿分级流程。自磨机给矿中200目粒级的含量占85,自磨排矿中200目级别的含量占46,实际生产中分级机分级效率65，分级机溢流中200目级别的含量占70,分级机溢流产物的粒度为012MM。表31不同磨矿条件下最合适的循环负荷率段数磨矿机与分级机自流配置C合适（）粗磨至0503MM150350第一段细磨至0301MM250600第二段由03MM磨至01MM以下200400由表31得不同磨矿条件下最适宜的循环负荷率图31磨矿流程可选取C300按选矿厂设计P31表5211得出512，原始资料知185（200目含量），246，470，M2,K082山东科技大学本科毕业设计（论文）17又已知Q144192T/H，Q2Q4Q144192T/H由磨矿流程图可列平衡方程Q22Q44Q55Q2Q4Q5设44470，555，且Q5CQ5解得Q518286T/H5421207469）（可得Q5Q5Q5Q5（1C）73145T/HCQ54（Q6Q573145T/HC16552241973Q3Q2Q64419273145117337T/HQ4Q518286T/HQ5CQ53001828654858T/HQ4Q4Q4Q1Q4441921828625906T/H2411003100265521Q49237561655215以下用WN表示水量，LN表示添加水量，Q表示干矿量，CN表示作业或产物的浓度，RN表示液固比山东科技大学本科毕业设计（论文）18可知RN1CN/CNWNQ1CN/CN31图32磨矿分级流程水量及补加水位置由工业试验的结果可知，原矿的含水量为5，即原矿的浓度为C95所以W12326M3/H1QC9524）（磨矿分级作业及产物的浓度范围见下表。表32某些作业和产物的浓度范围作业浓度（）产物浓度（）自磨机、球磨机6580分级机溢流（015MM以下）2035分级机返砂7585根据上表及选矿厂的实践经验，取自磨机的作业浓度C275，则W214731M3/H，1QC751924）（W3W214731M3/H山东科技大学本科毕业设计（论文）19补加水L1W2W114731232612405M3/H根据上表及选矿厂的实践经验，取分级机的作业浓度C465，则W463181M3/H43QC65137）（根据上表及选矿厂的实践经验，取分级机的返砂浓度C680，则W6W518286M3/H6804）（补加水L2W4W3W663181147311828630164M3/H根据上表及选矿厂的实践经验，取分级机的溢流浓度为23，则W8147947M3/H841QC2319）（则W7W4W5631811828644895M3/H补加水L3W8W714794744895103052M3/H33磁选流程计算根据选矿试验得出，磁选的选别流程为一段磁选二段磁选三段磁选铁精矿反浮选浓缩磁选铁精矿过滤。山东科技大学本科毕业设计（论文）20191820溢流水二级品铁精沉淀池池16浓缩磁选过滤一磁二磁铁精矿反浮选12345678910111213L1L2L3L4L5补加水三磁分级机溢流磁选最终磁尾二级品铁精矿17磁尾浓缩1514溢流水铁精矿图33磁选流程331一段磁选已知一段磁选精矿中铁的品位精矿FE62，取为62，即262；尾矿FE品位尾矿FE6，取为59，即359一段磁选后FE精矿入选浓度24，即C224；一段磁选后尾矿浓度11，即C311。另已知采出品位14064。由金属量平衡得123山东科技大学本科毕业设计（论文）21112233解得261933R64029所以31210061933807由N1R得294481406293又1100所以3121009448552而Q144192T/H,Q2Q1244192619327368T/H,Q3Q1344192380716824T/H则W286665M3/H2C421687）（W3136121M3/H3）（L1W3W2W8图32中74839M3/H332二段磁选已知二段磁选精矿中铁的品位精矿FE65，取为65，即465；尾矿FE品位尾矿FE15，取为149，即5149二段磁选后FE精矿入选浓度25，即C425；二段磁选后尾矿浓度23，即C523。且已知26193，262，29448由金属量平衡得245山东科技大学本科毕业设计（论文）22224455解得458225R1496293所以52461935822371493121R60852494489312136而Q4Q1444192582225729T/H,Q5Q15441923711640T/H则W477187M3/H4C25197）（W569664M3/H5306）（补加水L2W4W5W277187696648666560186M3/H333三段磁选已知三段磁选精矿中铁的品位精矿FE66，取为66，即666；尾矿FE品位尾矿FE18，取为18，即718。三段磁选后FE精矿入选浓度2840，即C62840；三段磁选后尾矿浓度1，即C71。三段磁选后的铁精矿中硫的品位为0304，取为035，即6S035。且已知45822，465，49312，原矿中硫的品位原矿S191由金属量平衡得467446677解得657017R186582山东科技大学本科毕业设计（论文）23所以74658175696121692591R4065所以74693129259053而Q6Q1644192570125194T/H,Q7Q1744192121535T/H所以W663517M3/H6C4028195）（W752965M3/H73）（补加水L3W6W7W439295M3/H而硫的回收率6S1045S61R原矿9150334铁精矿反浮选已知铁精矿反浮选精矿中铁的品位精矿FE665，取为666，即8666；尾矿FE品位尾矿FE58，取为58，即958。铁精矿反浮选铁精矿中硫的品位精矿S03，取为029，即8S029。反浮选的溢流浓度为16，即C916；反浮选沉砂浓度为3015，即C83015。且已知65701，666，69259，6S035，6S1045原矿中硫的品位原矿S191由金属量平衡得689668899解得853039R5860175山东科技大学本科毕业设计（论文）24所以96857015308398886901R40653所以96892598690569而Q8Q1844192530323435T/H,Q9Q19441923981759T/H所以W82343554293M3/H8C3015W917599235M3/H96补加水L4W8W9W654293923563517011M3/H而硫的回收率8S805SR原矿1902359S6S8S1045805240所以9S2401149SR原矿402335浓缩磁选已知浓缩磁选精矿中铁的品位精矿FE67，取为67，即1067；尾矿FE品位尾矿FE37，取为37，即1137。浓缩磁选精矿中硫的品位精矿S029，取为028，即10S028。浓缩磁选精矿浓度为60，即C1060；尾矿的浓度为08，即C1108。且已知85303，8666，88690，8S029，8S805原矿中硫的品位原矿S191由金属量平衡得山东科技大学本科毕业设计（论文）25810118810101111解得10523210R369753所以118105303523207110862610R406325所以1181086908626064而Q10Q11044192523223121T/HQQ11Q11144192071314T/H所以W102312115414M3/H10C601W1131438936M3/H8补加水L5W10W11W8057M3/H而硫的回收率10S767S10R原矿1902511S8S10S805767038所以11S0381021SR原矿071铁精矿过滤后的水分为12，即最终铁精矿的浓度为C88所以最终的铁精矿满足以下条件铁精矿5232，铁精矿FE）67，Q铁精矿23121T/H，铁精矿FE）8626，铁精矿S）028,铁精矿S）767,W铁精矿23121188/883153M3/H,WFE精矿滤尾W10W铁精矿15114315311961M3/H山东科技大学本科毕业设计（论文）26336总磁选尾矿和二级品铁精矿综合一磁、二磁、三磁、反浮选（四磁）及浓缩磁选的尾矿可得Q选硫前总尾Q14Q3Q5Q7Q9Q11168241640535175931421072T/H选硫前总尾476814QW选硫前总尾W14W3W5W7W9W11306921M3/H选硫前总尾（FE）14FE3579115521360535680641373选硫前总尾（FE）14（FE）13731170选硫前总尾原矿（选硫前总尾（RFEE68470选硫前总尾（S）14（S）100铁精矿S）1007679233选硫前总尾（S）14（S）9233370选硫前总尾原矿（选硫前总尾（RSS91C选硫前总尾C14642选硫前总尾选硫前总尾选硫前总尾WQ2306721磁选总尾矿在进行S浮选前先经过浓缩，浓缩后的浓度即进入搅拌槽的浓度为36。则W中矿浓缩W1537461M3/HC1Q）（选硫前总尾361720W中矿浓缩溢流W16W选硫前总尾W中矿浓缩26946M3/H已知磁尾浓缩后浓度C15为3600，C16为02，则由C15C1615QW15QWQ14Q15Q16W14W15W16解得Q1520532T/H,山东科技大学本科毕业设计（论文）27Q16540T/H又15（S）16（S）14（S）368，则15S14S8996145Q16S14S15S237浓缩后要产出二级品铁精矿，其品位为40，17为875，由金属量平衡得151718151517171818，且1514解得R18448R17419815FE46461344，1564071进而得16FE14FE15FE1373134402918FE448441；18R又C183600,则Q18Q18（FE）2121T/H，W1821213771M3/H18C3601Q17Q15Q1818552T/H，W17W15W1837461377133690M3/H，C17100100355117QW965281又C198600，山东科技大学本科毕业设计（论文）28则W19345M3/H，19QCW20W18W1937713453426M3/H34浮选流程计算浮选采用的流程为磁选尾矿经浓缩一次粗选一次扫选二次精选浓缩过滤产出硫精矿。即浮选的尾矿在浓缩后经搅拌槽加药搅拌，然后自流至粗选，粗选的尾矿进行扫选，扫选的尾矿为最终的尾矿。扫选的精矿返回至粗选再选。粗选的精矿先进行一次精选，一精的精矿进行二次精选，一精的尾矿返回粗选。二精的尾矿返回一次精选，二精的精矿为最终的硫精矿。硫精矿进行浓缩、过滤得最终产品。根据选矿厂的实践经验及所给的原始资料，可知如下条件粗选粗选精矿中S204，定为2042,即32042；粗选尾矿中S22，定为218，即4218；粗选的入选浓度为31，即C231；粗选的精矿硫浓度为20，即C320；粗选的底流浓度为30，即C430。扫选扫选精矿中S6，定为602，即11602；扫选尾矿中S（）2；扫选后底流浓度在29，即C1029；扫选溢流浓度为18，即C1118。一精选一精选精矿中S34，定为3402，即63402；一精选尾矿中S115，定为1148，即71148；一精选的底流和溢流浓度都为18，即C6C718。二精选二精选精矿中S35，定为35，即835；二精选尾矿中S12，定为1198，即91198；二精选的溢流浓度为16，即C816；底流浓度为18，即C918。山东科技大学本科毕业设计（论文）29浮选流程中只产生一种有用的矿物，即硫精矿，所以其计算成分C2；浮选流程中有8种选别产物，所以NP8；有粗选、扫选、一精选、二精选四个选别作业，所以AP4。所以计算所需的充分而必要的原始指标数NP满足NPC（NPAP）2（84）8。5一粗一精一扫浓缩二精浓缩过滤浮尾磁尾硫精矿12346789101112131415161718溢流水溢流水图34浮选流程则可以选择3、4、6、7、8、9、11、8八个指标作为原始指标，其中32042，4218，63402，71148，835，91198，11602，84964（由设计的原始资料可知）。且浮选给矿的指标如下S1368，14198，S18088，Q118552T/H，原矿S191。排放水山东科技大学本科毕业设计（论文）30则由8原矿硫R8可得84964271原矿硫3591而由1810，1810得101841982713927，1018808849643124所以10312415210S原矿27391而由689668899得627128398R98102345968283271012所以62835041SR原矿919012075SR原矿918而由410114410101111得山东科技大学本科毕业设计（论文）31439274602410R1820651141046023927675所以446025253SR原矿9182116752127S1R原矿06而由378，337788得327171378R8142053738713271442所以37137622SR原矿9174422658SR原矿48567283442725,567504126587699,52028SR原矿7251923471346025315,2347622525312875,212875463SR原矿531976127114426751117,12711265821274785,山东科技大学本科毕业设计（论文）3212478581812SR原矿179由以上可计算得Q118552T/H，Q2Q原244192531523488T/H，W22348852280M3/HC31Q3Q原3441927133151T/H,W3315112604M3/H1C20Q4Q原444192460220337T/HW42033747453M3/H31Q5Q原5441927253204T/H，Q9Q原944192012053T/HW99053241M3/HC118W5W3W91260421212816M3/HC572520005QW04269Q6Q原6441922831251T/HW612515699M3/H6C118Q7Q原7441924421953T/HW719538897M3/HCQ8Q原8441922711198T/HW811986290M3/H116Q10Q原1044192392717354T/H山东科技大学本科毕业设计（论文）33W101735442487M3/H10CQ291Q11Q原11441926752983T/HW11298313589M3/H1C18Q12Q原124419211174936T/HW12W7W1188971358922486M3/H补加水L1W3W4W27777M3/HL2W6W7W51780M3/HL3W8W9W6832M3/HL4W10W11W48623M3/H已知二精矿中铁的品位硫浮选精矿FE88，取为88，所以铁的回收率硫浮选精矿FE271059FE8R原矿硫浮选精矿6408已知硫精矿浓缩后的浓度C13为45，C14为02，则