1500TD金亭岭金矿选矿厂工艺的初步设计

1、1500t/d 金亭岭金矿选矿厂工艺初步设计专业: 矿物加工工程姓名:指导教师:摘要：本次设计参考金亭岭金矿 2000t/d 选矿厂的现场生产情况，初步设计了金亭岭金矿选矿厂工艺流程、设备选型、厂房配置等。根据设计任务书和现场生产指标，本次设计采用如下主要工艺流程：三段两闭路的破碎筛分流程；一段一闭路的磨矿分级流程；一次粗选二次扫选一次精选的浮选流程；金精矿采用浓缩压滤的脱水流程。本次设计选矿厂的规模为1500t/d，给矿最大粒度 500mm，原矿品位为 1.5g/t，原矿密度为 2.8 t/m3。得到的金精矿的品位为 40g/t，回收率为 94.1%。车间配置如下：粗碎段的鄂式破碎机配置在原

2、矿矿井之下，圆锥破碎机、双层圆振动筛配置在一起。磨矿分级流程，球磨机与旋流器配合。浮选流程采用充气搅拌式浮选机，闭路配置，中矿返回前一个作业，设备按照选别作业顺序依次布置。整个选矿厂设备型号适中、稳定高效、配置紧凑并且基建投资少。设计的选别流程具有稳定、易操作、选矿回收率高的优点。同时，重视环境保护和资源保护，合理利用资源。关键词：选矿厂初步设计；破碎；磨矿；浮选；厂房配置Primary Design of 1500t/d Mill of Jintingling GoldMineSpecialty: Mineral Processing Engineering Name : Haiying L

3、iuTutor:Hongguan YuXueqi CuiAbstract：According to the 2000t/d mill of Jintingling gold mine, the dressing flowsheet, equipment selection, plant configurationof Jintingling gold mine mill is primarily designed. Under the design task and on-the-spot production indicators, this design adopts three sect

4、s two closed circuit in the flowsheet of comminution, one sect one closed circuit in grinding and classification, one rough two scavenger and one clean in flotation circuit. The concentrate directly dewaters by filters and thickener. The mills scale is 1500 tons per day and the maximal ore-feed size

5、 is 500mm.Ore-feed grade is 1.5 gram per ton. The ore density is 2.8 ton per cubic meter. The fine concentrate grade is 40 gram per ton, recovery is 94.1 per cent. Workshop configurations are as follows: the jaw crusher is arranged under the run-of-mine ore mine, cone crusher andshaking screen are a

6、rranged in the same workshop. In the process of grinding and classification，the grinding mill and theclassifiers are arranged together. The flotation flowsheet choices pneumatic agitation machines with the close flotationcircuits. The middlings return to the prior flotation process. The flotation se

7、parators are arranged as flow sheet. In this primary design, the equipment models selected are moderate, stable and efficient, compact configuration and less investment in infrastructure. Dressing flowsheet is stable and easy to operate with the advantages of high recovery. At the same time, this pr

8、imary design pays attention to resource and environmental protection, rationally utilizing mineral resources.Keywords:primarydesignofthemill；comminution；grinding；flotation； plant configuration目录1 文献综述11.1 引言11.2 金矿选别现状及新进展11.2.1 金矿选别设备的发展11.2.2 金矿选矿工艺流程新进展32 选矿厂设计基础资料概述62.1 设计依据及设计原则62.2 企业现状62.2.1

9、企业现状62.2.2 原有工艺流程及设备73 设计工艺流程及指标83.1 工艺流程83.2 设计指标83.3 设计流程94 流程计算114.1 破碎筛分流程114.1.1 破碎筛分流程计算114.1.2 破碎筛分设备选择154.1.3 振动筛的选择184.2 磨矿分级流程194.2.1 磨矿分级流程计算194.2.2 磨矿分级设备选择204.2.3 水力旋流器的选择与计算224.3.1 数值量流程计算254.3.2 矿浆流程计算274.3.3 浮选流程设备选择294.4 浓缩、过滤设备选择计算324.4.1 浓缩、过滤流程计算324.4.2 浓缩机的选择334.4.3 压滤机的选择335 设备

10、配置345.1 破碎车间345.2 磨矿分级车间345.3 浮选车间355.4 过滤车间355.5 厂房总平面配置35参考文献：36致谢37设备附表38附图43附录 1 英文文献“Method for processing gold-bearing sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate”44附录 2 英文文献翻译511 文献综述1.1 引言近年来，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、难处理矿石。常规 的 工艺和药剂已无法获得较好的选别指标。选矿作

11、为冶金行业(采选冶)中的中间环节，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影响，使环境问题成为选 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 耗件以及大量的水电消耗，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，设计合理的工艺流程，选择适宜的工艺设备、合理的设备配置，设计合理的厂房结构，设计

12、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， 必须考虑技术上的先进性，勇于更新设备和应用新工艺，选择大型化的设备，还要综合权衡经济上的合理性、生产上的可靠性等。1.2 金矿选别现状及新进展我国在黄金选别工艺、浮选药剂及新设备的研制方面都取得了许多成就。尤其是工艺流程的改造及新工艺的制定，解决了现场的一些难题，提高了金精矿的选别指标，为企业带来了巨大的经济效益。但同时理论研究和新设备研制发展相对缓慢，有待进一步加强。1.2.1 金矿选别设备的发展破碎磨矿过程的能耗在整个选矿过程中占有很大比例，因此，破碎和磨矿设备在选矿生产中占有重要地位，对整个

13、选矿能耗具有很大影响，直接关系到选矿产品成本的高低。为了降低能耗、增加生产能力，早在 1980年就提出了“多碎少磨”的方针，近 20 多年来，我国在这方面做了很多工作，取得了显著的成绩。迄今为止，金属矿选矿生产中主要使用颚式破碎机和圆锥破碎机，针对这种情况，国内外对这两种设备做了较多的改进和研制工作。北京矿冶研究总院在粉碎机构学研究的基础上，研制出独创的新型外动颚匀摆颚式破碎机，目前已开发出低矮型、大破碎比型和破碎筛分型三个系列十几种产品。它们具有处理能力大、外形低矮(低 20%)、喂料高度及整机重心低、衬板磨损小(衬板寿命可延长 2 3 倍)、破碎比大(大 2 3.5 倍)等突出优点，有较为

14、广泛的用途。在圆锥破碎机方面,利用层压破碎原理研制成功 AF 圆锥破碎机和 PC 破碎机，它们具有工作效率高、细碎性能好、节能明显、钢耗小等优点。惯性圆锥破碎机是一种具有独特原理和结构的新型节能超细碎设备，能实现物料的选择性破碎，该机破碎比大、产品粒度细而均匀，单位电耗低、能破碎任何硬度的脆性物料如金属矿石和非金属矿石。选矿厂最常用的磨矿设备为卧式圆筒形磨机，按磨机介质特点它可分为:棒磨机、球磨机、砾磨机、自磨机(干式及湿式)或半自磨机。球磨机结构简单、规格可大可小，破碎比大 (30 100)，既可湿磨又可干磨，可用于处理各种矿物原料及不同规模的生产企业；球磨机生产稳定、易于实现自动化控制。就

15、适应性、适用性来说，目前任何磨机都无法与之相比。棒磨机的特点是棒与棒运动时具有选择粉碎作用,其产品粒度较均匀、过粉碎现象较轻，故处理脆性、密度大的物料用之合适。可作为球磨机给料的预碎作业，用于处理开路细碎的产品，构成所谓破碎-棒磨-球磨流程。国内的众多研究所和高校对浮选机做了大量的浮选机开发工作，研制成功多种型号的设备，多年来在选矿工业中发挥了重要作用。特别是北京矿冶研究总院对大型的和粗重矿物的浮选设备进行了深入研究，自主开发了我国第 1 台大型浮选设备KYF-50 型充气机械搅拌式浮选机，并配备了液面自控系统和充气量自控系统，同时设计了 KYF-70m3 和 100m3 浮选机。还研制成功

16、CLF 型粗粒浮选机和浮选含金、银等重矿物的 GF 型浮选机。此外还研制了 YX 型预选浮选机，以及用于环保、处理水的 JJF型油水分离浮选机。浮选柱经过开始时的高潮之后进入了低潮，近年由于加拿大重新开发浮选柱并在工业生产中获得较大成功，因此国内外又对研制和应用各种新型浮选柱注入了热情。例如加拿大研制的 CPT 浮选柱，澳大利亚 Jamson 教授发明的浮选柱。国内也研制了几种浮选柱。德兴铜矿大山选矿厂用 1 台 2.4m10m 浮选柱代替 68 台 BS-K8 精选用浮选机，不但减少了浮选机台数，还提高了精矿品位。国内目前仍然主要采用传统的浓缩设备，新型的高效浓缩机在一定范 围内得到推广。近

17、年来过滤设备有重大突破。在金属矿选矿工业中则主要 表现为盘式过滤机、压滤机和陶瓷过滤机的研制和推广应用。我国研制了 各种类型的压滤机，而由于各种不同的原因，在金属矿选厂得到实际应用 的还不多，目前主要是厢式自动压滤机得到推广，用于难过滤精矿的过滤。陶瓷盘式真空过滤机是一种采用微孔陶瓷作为过滤介质的新型过滤设备， 自 1990 年于芬兰问世不久，我国就研制成功这种设备。由于它具有不使用滤布、高真空度、滤液清澈、高处理量、低操作费用等优点，得到推广应用。1.2.2 金矿选矿工艺流程新进展由于金的特殊性，它经常与硫、砷、银、铅等金属共生，同时，其低品位的性质也使得选别工艺流程成为了影响金精矿品位和金

18、回收率的主要因素。国内外对碎磨流程进行了大量的研究工作,破碎-棒磨-球磨流程、破碎-球磨-球磨流程、破碎-棒磨-砾磨流程、破碎-单段球磨流程、单段自磨流程、自磨-球磨流程、自磨-球磨-破碎流程、单段半自磨流程、半自磨-球磨流程、半自磨-球磨-破碎流程等都应用于生产实践。原则是针对不同的矿石类型，选择相应的工艺流程。针对高硫、含砷 的金矿床，矿石金嵌布粒度以微细粒为主，且金与黄铁矿及毒砂关系密切， 采用了粗磨-混合浮选-再磨-金硫分离的工艺，效果良好。也有采用优先浮选金、漂白粉作氧化剂氧化浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂工艺，综合回收金、硫和砷，取得较好选别指标。某金铜硫化矿，采用了

19、金铜硫混合浮选-混合粗精矿再磨，混合粗精矿不再磨两种工艺流程。同时，对金铜混浮的捕收剂添加种类也进行了大量探索性试验。试验结果表明。捕收起泡剂 A2 配合丁基黄药作用对金铜的选择性好，捕收能力强。某大型金锑共生矿床中辉锑矿嵌布粒度粗大且易泥化、易氧化，金矿物嵌布粒度相对较细，针对矿石的这一特征,采用阶段磨矿、阶段选别的重选、浮选工艺流程，获得了产率 30.45%、金品位 22.21 g/t、锑品位55.22%的金锑混合精矿，成功解决了锑、金富集的技术问题。某含砷锑金矿石属于含金多金属硫化矿，采用重选法只能回收 60%62%左右的自然金，不能更有效的综合回收金矿物和辉锑矿。采用混汞-浮选且二次精

20、选尾矿不返回系统的工艺流程，并采用硝酸铅作活化剂，亚硫酸钠 作为砷的抑制剂，综合回收锑金矿石，指标良好。某金矿属含金、银、铜、硫的低品位多金属矿床，金铜矿物嵌布粒度较细且与黄铁矿共生关系密切。先后采用了三个重要工艺流程即单一金浮选；金铜优先浮选-尾矿选矿-硫 精矿再磨再选；混合浮选。另外，还有浮选-(尾矿)重选工艺流程选别流程、中矿返回再磨-优先富集流程、浮选-氰化浸出(树脂吸附)-重选的原则提金工艺流程、电化学浮选、浮选-磁选-重选流程、尾矿重选-浮选及重-浮联合流程等一系列新式流程也在许多选矿厂得到推广应用。近年来，迫于环境的压力，尾矿处理新的工艺流程不断出现，并得到 工业应用。国内外在提

21、高尾矿浓缩效率和提高尾矿浓度方面进行了广泛的 探索，从提高脱水速度并降低作业费用的角度开发了一些尾矿浓缩的新工 艺和新装备。其中有代表性的是水力旋流器离心沉降与重力沉降相结合的 联合浓缩流程的应用、新型高效重力脱水设备的研制以及尾矿压滤技术的 应用。利用分级尾砂作为矿山充填料的胶结充填技术也已经被国内外矿山 广泛应用，选厂尾矿全部用作充填料在 20 世纪 80 年代也受到人们的重视。目前，国内采用全尾矿充填采空区主要有全尾砂胶结充填和高水固结全尾 砂充填两种方法。膏体尾矿干式堆存是近年来发展起来的一种新的尾矿处 理方法，其特点是尾矿经过脱水后干式堆存于地表，从而可节省建设常规尾矿库的投资。“干

22、式堆存”实际上是“半干法堆存”，膏体尾矿是指经过 脱水处理后产出的一种不偏析、低含水的膏状尾矿。该方法可以在峡谷、 低洼、平地、缓坡等地形条件下应用，不需要建尾矿坝,基建投资少、维护简单、综合成本低。2 选矿厂设计基础资料概述2.1 设计依据及设计原则设计依据：金亭岭金矿 1500d/t 选矿厂初步设计；选矿厂的最终产品为浮选金精矿；现场收集的有关资料及选矿厂生产实践的技术指标。本着节省基建投资，降低生产成本，提高劳动生产率，增加金的回收率的精神，在设计中遵循了下列原则：1.充分考虑黄金市场的需求及矿产资源开发利用，本着确保劳动安全及环境保护的前提下，投资省，效益好。2.关键工艺设备选择尽量采

23、用先进的多碎少磨工艺和大型、成熟、高效节能设备。4.选用操作简单、维护方便、先进可靠的选矿设备。3.主要车间配置尽量紧凑、配置合理、便于操作，配备必要的检修场地以维修设施。6.应具有必要的技术安全和劳动保护措施，确保安全的工作环境。7.选矿工程建设必须节约用地，尽量利用荒地、劣地、不占或少占荒耕地。8.尽量利用矿区现有辅助设施。2.2 企业现状2.2.1 企业现状招远市金廷岭矿业有限公司是继招远市委、市政府矿山秩序整顿、清理民采点之后，在原招金集团大河金矿基础上，与原民采所在地村委会合资组建的股份公司，成立于 2002 年 10 月。该公司在两年内实现了三次跳跃式发展，一是使原招金集团大河选矿

24、厂职工摆脱了下岗的被动局面；二是实现了当年科研探矿、当年规划、当年建设、当年投产的理想目标；三是在曾被地质部门否定的区段上探矿工作取得了全面突破，为实现招远市金廷岭有限公司年产黄金 4822.5kg 的目标奠定了基础。该公司现有干部职工 667 人，其中大专以上毕业生 121 人（硕士毕业生 2 人），占职工人数的 16%，专业技术高级职称 7 人、中级职称人 15 人，该公司辖 3 个矿区、1 个选矿厂、1 个汽车队、14 个行政部室。2.2.2 原有工艺流程及设备金廷岭金矿选矿厂 2000t/d 系列的破碎采用三段两闭路破碎流程， 单段磨矿，优先浮选一粗二扫二精的浮选和两段脱水的工艺流程，

25、破碎产品粒度为 100mm，磨矿细度为 50%占 0.074mm，精矿滤饼含水 15%18%， 浮选金精矿销售给招远黄金冶炼厂。主要设备如表 1-1表 2-1 主要设备表设备名称型号数量颚式破碎机Jc15754 台粗碎圆锥破碎机HP3001 台颚式破碎机PE4006001 台圆振动筛2YA21651 台细碎圆锥破碎机PYS-D16081 台金属探测器B=1000mm2 台球磨机MQG360040001 台螺旋分级机FG202 台水力旋流器5002 台搅拌槽350035001 台浮选机BSK84 台周边传动式浓缩机NZS181 台厢式压滤机1 台3 设计工艺流程及指标3.1 工艺流程设计的 15

26、00t/d 规模的工艺流程参考金亭岭金矿选矿厂 2000t/d 规模的流程。最终产品粒度为 80mm.磨矿采用单段球磨、旋流器分级的磨矿流程，磨矿产品粒度为0.074mm 占 60%。浮选精矿合并送氰化冶炼厂。浮选采用一粗一精二扫的浮选工艺，浮选金精矿品位 40g/t。金精矿经两段脱水后含水 18%左右。尾矿在选厂分级后，粗尾砂送往采矿充填搅拌站作充填用，部分由泵受送至尾矿库。本次设计粗碎采用 PE7501060 颚式破碎机，第二段破碎采用PYB1200/170 标准圆锥破碎机，第三段破碎采用 PYD1750/100 短头型圆锥破碎机。粗碎后的产品由 1#皮带经过中转站运输到筛子和中细碎，即粗

27、碎产品与中碎、细碎产品经过圆振动筛，筛上物料进中碎和细碎，上层筛筛下产物进入中碎圆锥破碎机，下层筛筛下小于 8mm 的产品进粉矿仓，此即典型的三段两闭路破碎流程。本次设计磨矿采用 1 台36003900，与 4 台500 的旋流器形成闭路磨矿，磨矿机为湿式格子型球磨机，水力旋流器底流自流到球磨机。鉴于原矿品位较低并且矿石性质的特点，所以此次设计并无重选系列， 浮选也无优先浮选流程。根据计算，浮选采用一粗一精二扫的浮选流程， 均选用 BS-K8 型充气搅拌式浮选机。金精矿的二段过滤分别由一台15m 浓缩机和一台 200m2 箱式压滤机完成。浓密机底流浓度控制在 55%左右，压滤机滤饼水分控制在

28、18%左右。3.2 设计指标设计指标是根据生产工艺指标确定的，见表 3-1。表 3-1 设计指标序号项目指标1原矿处理量1500t/d2原矿品位1.50g/t3浮选精矿品位40.0g/t4浮选精矿产率3.53%5回收率94.10%6金精矿产量2.21t/h7浮选尾矿产量94.47t/h3.3 设计流程本次设计采用流程如下： 破碎筛分流程图 见图 3-1磨矿分级流程图 见图 3-2浮选流程图见图 3-3原矿图 3-1 破碎筛分流程图分级图 3-2 磨矿分级流程图分级产品11尾矿图 3-3 浮选流程图4 流程计算4.1 破碎筛分流程4.1.1 破碎筛分流程计算第一方案：原矿最大粒度 500mm，破

29、碎筛分流程图见图 3-1。原矿图 4-1 破碎筛分流程图1.工作制度：采用间断工作制，年工作天数 365 天，设备作业率62.88%，全年运转 306 天，每天 3 班，每班 6 小时。故，破碎车间生产能力为：q/th-1=1500t/d36=83.4全年开车小时数：30636=5508 小时2.计算总破碎比及分配各段破碎比：因为最终产品进入球磨机，所以确定最终破碎产品粒度为 8mm。故总破碎比为：a=原矿最大粒度/最终产品粒度=500/8=62.5。根据总破碎比值采用三段两闭路流程，如图 3-1。初步拟定第一段采用颚式破碎机，第二段采用标准圆锥破碎机，第三段采用短头型圆锥破碎机，各段破碎比分

30、配如下：a=123=3.54.04.47=62.53.计算各段破碎产物的最大粒度： D2=Dmax/s1=5003.5=142.86mm取 143D7=( Dmax/s1) / s2=d2/s2=1434.0=35.75mm 取 36mm D8=( Dmax/s1) / s2 /s3= D7/s3=36/4.47=8mm4.计算各段破碎机的排矿口宽度（b）开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按 b=dmax/Z 计算。闭路破碎的破碎机排矿口宽度按 b=0.8d4 计算。粗碎：b1(mm)=143/1.6=89.38 取 89中碎：b2(mm)=0.836=28.8

31、 取 43细碎：b3(mm)=0.88=6.4 取 6 5.确定各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率由于采用双层圆振动筛，上层筛孔尺寸为 a1=1.236=43.2mm，（取 40mm）a2=1.28=9.6(取 10mm)。筛分效率取 E1=E2=80%。6.计算各产物的矿量和产率为满足中细碎处理量相近，所以拟定 Q6 = Q9 Q6 =Q9.(1).Q10 =Q6+Q9.(2).Q1010-40= Q66-40+ Q99-40(3).查阅相关图表得：6-40 =0.8；9-40 =1.06-40 即为 6 中小于 40mm 的矿物产率9-40 即为 9 中小于 40mm 的矿物产率解方程组得：10

32、-40 =0.9Q6 =Q9.(1).Q10 =Q6+Q9.(2).Q1010-10= Q66-10+ Q99-10(3).查阅相关图表得：6-10 =0.28；9-10 =0.766-10 即为 6 中小于 10mm 的矿物产率9-10 即为 9 中小于 10mm 的矿物产率1010解方程组得： -10 = 0.52 Q5=Q3 -40E1.(1)Q3=Q4+Q5.(2)Q4=Q6.(3)Q6 =Q9.(4)Q3=Q6+Q9+Q2.(5)1010解方程组得：Q6=Q3(1- -40 E1)，即 Q3 =2 Q3(1- -40 E1) + Q2101已知 Q2 =83.4t/h，代入 -10=

33、0.52、E =80%得 Q3=Q2/0.44=189.50t/h，所以 Q10=Q3-Q2=106.20t/h；Q6=Q9=53.10t/h；Q6=Q4=53.10t/h；Q5=136.5t/h；Q8=Q2=83.4t/h；1=2=8=100%；4=6=63.67%；7=9=63.67%；3= 227.22%；10=127.34%；5=163.37%。筛子的循环负荷:C=q10/q2100%=127.34%。第二方案：原矿最大粒度 500mm,破碎筛分流程图同图 4-11.工作制度：采用连续工作制，年工作天数 365 天，设备作业率 58.3%， 全年运转 330 天，每天 2 班，每班 7

34、 小时。故，破碎车间生产能力为：q/th-1=1500t/d27=107.2t/h2.计算总破碎比及分配各段破碎比：因为最终产品进入球磨机，所以确定最终破碎产品粒度为 8mm。故总破碎比为：a=原矿最大粒度/最终产品粒度=500/8=62.5。根据总破碎比值采用三段两闭路流程，如图 3-1。初步拟定第一段采用颚式破碎机，第二段采用标准圆锥破碎机，第三段采用短头型圆锥破碎机，各段破碎比分配如下：a=123=3.84.04.112=62.53.计算各段破碎产物的最大粒度： D2=Dmax/s1=5003.8=131.58mm （取 132mm）D7=( Dmax/s1) / s2=d2/s2=13

35、24.0=32.89mm （取 33mm） D8=( Dmax/s1) / s2 /s3= D7/s3=33/4.112=8mm4.计算各段破碎机的排矿口宽度（b） 开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按 b=dmax/Z 计算。 闭路破碎的破碎机排矿口宽度按 b=0.8d4 计算。b1(mm)=132/1.6=82.5（取 83mm） b2(mm)=0.833=26.4（取 25mm） b3(mm)=0.88=6.4（取 6mm）5.确定各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率由于采用双层圆振动筛，上层筛孔尺寸为 a1=1.233=39.6mm（取30mm）a2=1.28=

36、9.6mm(取 10mm)。筛分效率取 E1=E2=80%。6.计算各产物的矿量和产率拟定 Q6 = Q9Q6 =Q9(1).Q10 =Q6+Q9.(2).Q1010-30= Q66-30+ Q99-30(3).查阅相关图表得：6-30=0.72；9-30=1.0 6-30 即为 6 中小于 30mm 的矿物产率9-30 即为 9 中小于 30mm 的矿物产率解方程组得：10-30 =0.86Q6 =Q9(1).Q10 =Q6+Q9.(2).Q1010-10= Q66-10+ Q99-10(3).查阅相关图表得：6-10 =0.3；9-10 =0.766-10 即为 6 中小于 10mm 的矿

37、物产率9-10 即为 9 中小于 10mm 的矿物产率解方程组得：10-10 =0.53Q5=Q310-30 E1.(1)Q3 = Q4+Q5.(2)Q4= Q6.(3)Q6 =Q9.(4)Q3 = Q6 + Q9 + Q2.(5)1010解方程组得：Q6=Q3(1- -30 E1)，即 Q3 =2 Q3(1- -30 E1) + Q2101已知 Q2 =107.2t/h,代入 -10 =0.53、E =80%得 Q3=Q2/0.376=285.2t/h；Q10=Q3- Q2=178.0t/h；Q4=Q9=Q6=Q7=89.0t/h；Q5=Q3-Q4=196.2t/h；Q8=Q1=Q2=107

38、.2t/h。产率：1=2=8=100%；3=266.0%； 5=183.0%；4=6=7=9=83%；10=166%。筛子的循环负荷: C=q10/q2100%=166%。4.1.2 破碎筛分设备选择第一方案：根据破碎筛分第一流程的计算结果，s1=3.5，s2=4.0，s3=4.47，处理量 Q=83.4t/h，又 D2=143mm，D7=36mm，b1=89mm，b2=29mm，b3=6mm。查主要设备技术性能表，确定第一段破碎机拟定 PE600900，第二段破碎机采用 PYS-B1215 中型标准圆锥破碎机，第三段破碎机采用 PYD-1200 短头型圆锥破碎机。开路破碎时，处理量按下式计算

39、：q=K1K2K3K4qs式中 q-设计条件下破碎机处理量，t/h；K1-矿石硬度修正系数，K1=1-0.05(f-14)或查表 6.2-1（选矿厂设计）；K2-矿石密度修正系数，K2=s/1.6/2.7； f矿石普氏硬度系数；s矿石松散密度，t/m3；矿石密度，t/m3；K3给矿粒度修正系数，K3=1+(0.8-dmax/b)或查表 6.2-1（选矿厂设计）；dmax给矿最大粒度，mm；b给矿口宽度，mm；K4-水分修正系数，查表 6.2-1（选矿厂设计）；qs-标准条件下（中硬矿石，松散密度 1.6t/m3）,开路破碎处理量，t/h,当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0bp 或

40、按设备样本数据选取；q0-单位排矿口宽度处理量，t/(mmh),见表 6.2-2（选矿厂设计）；bp-破碎机排矿口宽度，mm.对于第一段破碎来说：K1=1.10，k2=1.037，k3=1+（0.8-500/600）=0.97，k4=1.0，qs=q0bp=0.9889=87.22 q=K1K2K3K4qs=1.101.0370.971.087.22=96.5设备的负荷率为 83.4/96.5=86.4%。对于第二段和第三段来说，属于闭路破碎。闭路破碎时破碎机通过能力（按通过能力计的处理量）按下列公式计算：qc=KcK1K2q0es1.6式中 qc闭路破碎时，破碎机的处理量，t/h；Kc闭路破

41、碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.31.4；qs，k1，k2，k3，k4同开路破碎公式。对于第二段中碎来说： 取 4.0(单位：tmm-1h-1)qs=q0bp=4.029=116；k3=1+（0.8-143/156）=0.883 Kc=1.35qc=1.101.0370.8831.01.35116=157.8设备的负荷率为 53.1/157.8=33.65%。对于第三段细碎来说：q0 取 6.0( 单 位 ：tmm-1h-1) qs=q0bp=66.5=39；k3=1+（0.8-36/60）=1.2kc=1.35 qc=1.101.0371.21.01.3539=72.78设备的负荷率为

42、 53.1/72.78=62.25%。第二方案：根 据 破 碎 筛 分 第 二 方 案 流 程 的 计 算 结 果 ， s1=3.8，s2=4.0，s3=4.112，处理量 Q=107.2t/h，又d2=132mm，d7=33mm，b1=83mm，b2=26mm，b3=6mm。查主要设备技术性能表， 确定第一段破碎机拟定 PE7501060，第二段破碎机采用 PYB-1200/170 标准弹簧圆锥破碎机，第三段破碎机采用 PYD-1750/100 短头型圆锥破碎机。对于第一段破碎来说：（字母含义同方案一）K1=1.10，k2=1.037，k3=1+（0.8-500/600）=0.97，k4=1

43、.0，qs=q0bp=1.1583=95.45 q=K1K2K3K4qs=1.101.0370.971.095.45=123.4设备的负荷率为 107.2/123.4=86.87%对于第二段和第三段来说，属于闭路破碎。闭路破碎时破碎机通过能力（按通过能力计的处理量）按下列公式计算：Qb=KcK1K2q0es1.6式中 Qb闭路破碎时，破碎机的处理量，(t/h)；Kc闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.151.4；K1-矿石的可碎性系数，表 1-1-1(中国选矿厂设备手册) K2-破碎比的修正系数，表 1-3-1(中国选矿厂设备手册)e-排料口宽度/mm；s-矿石的松散密度(t/m3)；

44、q0-单位排料口宽度的生产能力(t/mmh)对于第二段中碎来说：Kc=1.2，K1=1.0，K2=1.0，q0=4.0，e=26，s=1.7Qb=KcK1K2q0 es1.6=1.41.01.12.5261.71.6=132(t/h)n=89132=67.421所以选择一台 PYB-1200/170 标准弹簧圆锥破碎机。设备的负荷率为 89/132=67.42%。对于第三段细碎来说：Kc=1.2，K1=1.0，K2=1.2，q0=14.0，e=6，s=1.7Qb=KcK1K2q0 es1.6=1.21.01.094.061.71.6=128.5 (t/h) n=89128.5=69.25%1设

45、备的负荷率为 69.25%所以选择一台 PYD-1750/100 短头型圆锥破碎机。方案对比：通过两个方案对比结果可以看出，第一方案设备的负荷率不均匀并且中细碎设备负荷率较低；第二方案设备负荷率较为均匀，设备负荷率较高，满足要求，故选择第二方案。具体见设备附表附表 1，附表 2，附表 34.1.3 振动筛的选择拟选用 2YA1542 双层圆振动筛所需振动筛总面积按经验公式计算：Q=FqrKLMNOPF筛面工作面积，m3；q-单位筛分面积生产率，m3/(m2h)；列于表 2-2-2(中国选矿厂设备手册)r-物料松散密度(t/ m3)；K、L、M、N、O、P-校正系数，列于表 2-2-3(中国选矿

46、厂设备手册)预先选择双层筛 2YA1542，筛面面积 6.5m2；q=27.2；r=1.7。对于双层圆振动筛的上层来说，其中K=1.2，L=1.04，M=1.3，N=1.0，O=0.9，P=1.0则Q=FqrKLMNOP=6.527.21.71.21.041.31.00.91.0=438.8t/h设备的负荷率=285.2438.8=65.0%对于双层圆振动筛的下层来说，其中K=0.7，L=1.14，M=1.3，N=1.0，O=1.0，P=1.0则Q=FqrKLMNOP=6.527.21.80.71.141.31.01.01.0=230.6设备的负荷率=196.2230.6=85.0%上层筛的筛

47、下量占给矿量的百分比为 196.2285.2=68%，通过计算可以确定双层筛 2YA1542 的上下两层的面积均满足条件。具体见设备附表附表 44.2 磨矿分级流程4.2.1 磨矿分级流程计算1.当要求矿石入选粒度小于 0.2mm 时，即磨矿细度为-0.074mm 含量为55%-65%时，参考工业实践及入磨粒度范围，拟采用一段闭路磨矿流程。本次设计的流程如图 3-2，磨机采用湿式格子型球磨机，球磨机与水力旋流器组成闭路循环。格子型球磨机出料口加圆筒筛控制进入水力旋流器的粒度。图 4-2 磨矿分级流程图2.工作制度：采用连续工作制，全年 365 天，全年运转 330 天，每天3 班，每班 8 小

48、时，设备作业率 90.41%。全年开车数 7920 小时，小时处理量=1500t/h/（38）=62.5t/h。3.计算各产物产量和各产物中计算级别的含量计算用原始指标：Q1=62.5t/h，1=12%(-200 目含量)， 4=60%，C=250%。Q4=Q1=62.5t/h4=1=100%Q5=CQ4=156.25t/h5=250%Q2=Q1(1+C)=218.75t/h2=350%Q3=Q2=218.75t/h3=2=350%已知 1=12%；4=60%；有选矿厂设计表 5.2-11 得 5=20%； 由 Q11+Q55=Q22；Q33=Q55+Q44 两式得到 2=17.74%；3=3

49、1.43%。4.2.2 磨矿分级设备选择工业参考球磨机为 MQG36004000 湿式格子型球磨机，有效容积 36 m3，给矿粒度 0-8mm，日处理量 2000 吨，给矿中-200 目含量小于 12%，溢流中-200 目含量约为 50%。第一方案：拟选用 MQG36003900 湿式格子型球磨机，采用容积法计算。a)按新生成级别计的单位磨机容积处理连量用下式计算：q=K1K2K3K4q0q-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，t/(m3h)；q0生产（或工业试验）磨机按新生成级别（一般为-0.074mm 粒级） 计的单位容积处理量，t/(m3h)。q0可按

50、工业试验或同一矿石的生产指 标选取；当无上述指标时，亦可按类似厂矿生产指标选取，q0=q0(2- 1)/V；q0-工业试验或生产磨机一台的处理量，t/h；1-工业试验或生产磨机给矿中-0.074mm 粒级含量，%；2-工业试验或生产磨机产品中-0.074mm 粒级含量，%；V工业试验或生产磨机的有效容积，m3；K1矿石相对可磨性系数，当 q0 取自工业试验或同一矿石的生产指标时 K1=1.0；当 q0 取自类似生产厂矿时，应根据相对可磨性试验结果选取； K2磨机直径校正系数，可用下式计算或按表 6.4-1（选矿厂设计）选取；K2=(D1-21)/(D2-22) 0.5D1、1-分别为设计选用磨

51、机直径和其衬板厚度，m；D2、2-分别为工业试验或生产磨机直径和其衬板厚度，m； K3-磨机型式校正系数，见表 6.4-2（选矿厂设计）；K4-磨机给矿和产品粒度差别系数；K4=m1/m2m1-在设计给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量；m2-在工业试验或生产给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量； m1,m2 值详见表 6.4-3（选矿厂设计）。已知进入主厂房的矿量为 107.2t/h，球磨机回路给矿粒度 80mm，-200目占 12%。K1=1.0，K2=1.0，K3=1.0，K4= m1/m2，m1=1.01；m2=1.043（采用差值法计算）。q0=q0(2-1)/V；其中 q0 =83

52、.3t/h，2 =50%，1=12%，V =36 带入上式得 q0=0.88 b)磨机处理量计算Qd = (Vdq0)/( d2-d1)式中 Qd -设计磨机一台处理量，t/h； q0=0.88Vd设计磨机有效容积，m3d2，d1分别为设计磨机给矿中-0.07mm 含量和其产品中-0.074mm 含量，%Qd = (Vdq0)/( d2-d1) =(360.88）/48% =65.94c)磨机台数的计算nd = Qa/ QdQa设计流程中磨矿回路新给矿量，t/hQd选用磨机的一台处理量，t/hnd=Qa/Qd=62.5/65.94=0.9478，设备负荷率为62.5/65.94=94.78%。

53、第二方案：设计中拟采用 MQG36004500（Vd=41），此时， k1=1.0，k2=1.0，k3=1.0，K4=0.976，按-0.074mm 粒级计算的单位处理量（t/m3h）：q=k1k2k3k4q0=1.01.01.00.9760.88=0.859设计球磨机处理能力 qd=410.859/(60%-12%)=75.0 所需球磨机的数量为 62.5/75.0=0.8333，取整数 1 设备负荷率为 125/177.67=83.33%方案对比：综合考虑两方案，一方案球磨机符合率大，设备利用率高，节省运行成本和维修费用；二方案球磨机较大，适应了设备大型化的趋势，可以应对选矿厂扩建的要求。经综合考虑，选择一方案，即选用一台MQG36003900 湿式格子型球磨机。具体见设备附表附表 54.2.3 水力旋流器的选择与计算本次设计采用一组水力旋流器与球磨机组成闭路循环。水力旋流器广泛用于分级、脱泥、脱水等作业，其主要优点是结构简单、本身无运动部件、占地面积小、投资小，在分级粒度较细的情况下，分级效率比螺旋分级机高，但是缺点是需要泵扬送，电耗较高，操作比螺旋分级机复杂，水力旋流器适应分级范围一般为 0.30.01mm。水力旋流器的计算多采用两种方法：一是原苏联波瓦罗夫计算法，二是美国