铜矿4600吨日选矿厂课程设计

1、铜矿 4600 吨日选矿厂课程设计课程设计 课程名称: 选矿厂设计 设计题目: XX 铜矿 4600吨/日选矿厂课程设计院: 国土资源工程学院 专 业: 矿物加工工程 学 号: 学生姓名 : 指导教师:期:程设计任务书课程设计题目 :XX 铜矿 4600吨/天选矿厂设计设计条件:原矿品位:0.9% 原矿最大块度 :600mm精矿品位 :20% 铜回收率 :82% 主要内容 : 1，课程设计说明书部分(1) 绪 论(2) 车间生产能力及工作制度(3) 工艺流程的选择和计算(4) 主要设备的选择和计算(5) 辅助设备的选择和计算(6) 选矿厂(磨浮车间 )设备配置(7) 选矿厂工艺生产过程描述2、

2、图纸部分(1) 破碎、磨浮数质量矿浆流程图 1 张(2) 破碎、磨浮车间的设备联系图 ( 又称设备形象图 )1 张(3) 磨浮车间设备平面配置图 1 张4）磨浮车间设备断面配置图 1张 （课 程 设 计 学 生 （ 签字）: 设 计 指 导 教 师 （ 签字）:2011 年 12 月第一节 选矿厂设计的重要第二节 建厂地区概第三节 矿床与原矿性算9第一章 车间生产第二章能力及工作制度 工艺流程的选择与计算第一节 破碎筛分流程的选第二节 破碎筛分流程的选第三节 磨浮车间的选择与计第四节 矿浆流程计15第三章 主要设备的选择和计算20第一节 破碎机选择和计20第二节 筛分设备的选择与计22第三节

3、磨矿设备的选择和计24第四节 分级设备的选择与计26第五节 浮选设备的选择与计27第六节 搅拌槽的选择和计30第四章 辅助设备的图37参考30选型和计算第一节 给矿机的选择和计30第二节 矿仓的选择与计32第三节 磨浮车间检修起重设备的选36附图: 磨浮流程文献:37绪论第一节 选矿厂设计的重要性随着矿产资源开发利用的不断深化，矿产资源的特性逐渐向贫、细、杂的方向 发展。所谓“贫”即原矿的品位日益降低 ; 所谓“细”即原矿的堪布粒度越来越 细，需要磨得很细才能进行分选 ; 所谓“杂”即矿床组成复杂，多金属复合矿难选 矿越来越多，要求回收的元素也越来越多。虽然我国是矿产大国，但是贫矿多，富 矿少

4、，嵌布粒度细，伴生元素多，矿床类型复杂。由于这些原因，对矿产资源的开 发难度越来越大。这就促进了选矿技术的迅速发展，有可能实现经济的处理低品位 的矿石。选矿厂设计是把先进的科学技术应用到选矿生产中，尽可能得回收各种有用元 素，降低成本和能耗，减少污染，以实现最大的经济效益的途径。做好选矿厂设 计，对节约投资，建成后迅速达到设计规模和取得经济效益都起着决定性的作用， 对提高选矿科学技术水平也起着非常重要的作用。第二节 建厂地区概况XX铜矿位于云南省东北部，地处东经 103?,北纬26?14。主矿区东至小江,西至普渡河，南至雪冷，北至金沙江。矿区南北约 5 公里，东西宽约 8 公里，海拔3200米

5、。矿区属寒温带气候，全年平均气温7?，最高 23?，最低-16?，气候多变，动春风大，秋雨甚多，常年无夏季，地理气候较差。矿区主要靠公路运输，采厂与选厂之间用电机车运输。原矿经竖井提升至选厂 粗碎矿仓。外埠运输除有公路运输外，从塘子到浪田坝地区的小江有铁路贵昆线相 接。落雪至昆明为 293公里，距东川区政府有 90公里，距汤丹镇有 53 公里。交通 尚属方便。第三节 矿床与原矿性质1，原矿性质原矿中硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿，其次是铜兰和黄铜矿。其构造为浸 染状、星点状、散点状为主，网脉状较少，部分沿围岩层及裂隙浸染层呈马尾丝 状，嵌布粒度为0.0015 0.1mm之间。氧化铜矿物多呈薄膜

6、状，嵌布粒度为 0.01 0.06mm之间，脉石矿物以白云石、石英为主，长石、方解石次之。原矿品位 0.80.9%左右，平均氧化率 1840%，结合率为 714%。真比重S =2.77，假比重 =1.7,普氏硬度311,含水率2% 表1.1原矿多元素分析元素 Cu Fe SiO FeO AlO CaO MgO S P Ag(g/22323t) 含量% 1.0 25.7 2.12 3.61 19.78 12.67 11.10 第一章 车间生 产能力及工作制度 表 2.1 车间生产能力及工作制度车间名称 年工作日日工作班班工作时生产能力 设备作业数 数 数 率% 吨/年 吨/日 吨/时 破碎车间

7、330 3 6 1518000 4600 255.56 67.81% 磨浮车间 330 3 8 1518000 4600 191.97 90.41%第二章 工艺流程的选择与计算 第一节 :破碎筛分流程的选择1, 原矿的最大粒度为500-600mm碎矿产品粒度是10-12mm其总破碎比为:=600/10=60;=500/12=41.67 。 iimaxmin2，因原矿属于中等可碎性矿石，矿石中细粒的含量较高，故采用预先筛分 ; 各种各碎矿机排矿产物中存在有大于排矿口的过大颗粒，如鄂式破碎机中含有25%，标准破碎机中含有35%短头破碎机中含有60%故应有设检查筛分。（见选矿厂设 计表5.2-6）第

8、二节：破碎筛分流程的选取取决于总破1，破碎段数取决于选厂原矿最大粒度与最终破碎产品的粒度,碎比。按设计任务书的要求，本设计原矿最大粒度为600mm由于磨矿作业电耗占整个选厂电耗的50%-60%而破碎作业仅占10%-15%所以尽量减少产品粒度,多碎少磨，以减少能耗。本设计拟定最终破碎产品的粒度为一10mm则总破碎比i总=D/d=600/10=60,根据矿石性质及参考选矿厂设计表 5.2 5maxmax各种破碎机设备在不同破碎条件下破碎比的范围，选用3X 4X 5三段流程.做碎矿流程图如下图所示：1 41.J j1十11Til2, 各段破碎产物的最大粒度=/=600/3=200 dDi1max5=

9、/=600/3 X 4=50 dDii1max29=/=600/3 X 4X 5=10 dDiii1max23113, 计算各破碎机排矿口宽度排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产品粒度，查选矿厂设计5.2-6 得， =1.6 ，=1.9 zz12=/=200/1.6=125mm bdz115=/= 50/1.9=26.3mm 取 26mm bdz229=0.8=0.8 X 10=10mm bd3114，各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率(1)第一段预先筛分采用棒条筛，其中=150mm其筛分效率a1=65% E1(2)第一段预先筛分采用振动筛=50mm筛分效率=80% aE22(3) 第三

10、段预先及检查筛分采用振动筛， =1.2=1.2X10=12mm ad311，5 计算各产物的矿量和产率=255.56t/h =100% qqqqYYYY 1591111159-180=255.56X0.34X0.65=56.48t/h =/=22.10% qqqqPy E1211122=-=199.08t/h =-=100%- 22.10%=77.89% qqqq丫丫丫y 34121342-50=255.56X0.402X0.65=68.81t/h =/=26.93% qqqqPyE2561656=-= 255.56-68.81=186.75t/h qqqq7856=-=100%-26.93%

11、=73.07% yyyy 7568-15-15C=(1-)/=(1-0.420358X0.80)/ (0.67 X0.80)=128.83 PPEE33913=C=128.83% =128.83%yyy 131213=128.83%X255.56=329.24t/h qq y13131=329.24t/h qq1213=+=(1+C)=255.56X(1+128.83%)=584.80t/h qqqq101399=+=228.83% yyy 10913第三节：磨浮车间的选择与计算1,磨矿流程的选择与计算?因矿石的入选粒度要求为-0.074mm段的含量为90%以上，故拟定两段全闭路流程，如下图所

12、示：C1?设计规模为4600t/h的选厂分为处理量为2300t/h的两个序列，则 =2300/24=95.83t/h,取 96t/h q 时对于全闭路流程:m=1，k=0.82 取=200% =300% CC12=96t/h =100% =/=100% qqqqq 丫丫 1411474=2X 96=192t/h =/=200% qqqq 丫 C151545=(1+)=96 X (1+2)=288t/h =/=300% qqqq 丫 C121122=288t/h =/=300% qqqq 丫 31323给矿粒度10mm中等可碎性矿石，查课本 p31表5.2-10得给矿中-0.074mm粒级的含量

13、=10% B1二段给矿粒度0.2mm(55% -0.074mm)排矿中粒度0.1mm相当于90% -0.074mm)故=55% =90% 3 3 47由课本p31表5.2-11，分级机返砂中取=12%，再由课本p31取38=300% C210=(-)(1+)/(-)=96 X (0.9 - 0.55) X (1+3)qq 3 3 3 C3 2747818/(0.9-0.12)=172.31t/h=172.31t/h qq98=+=96+172.31=268.31t/h qqq6492，浮选流程的选择与计算? 磨浮流程图如下图所示 :?由于本试验是但金属矿石，故 C=2由图3.2-1可知，共有5

14、个选别作业(=5)，共有10个选别产物(=10)，故=C(-)aNannppppp11=2X (10-5)=10?浮选流程的原始指标：如下表所示表：浮选流程的原始指标 产物代码7 11 16 20 23 13 品位(%) 0.9 2.3 4 1120 0.72 回收率(%) 100 93 91.5 89 82 6.3?计算剩余产物的值 cn=-=100%-82%=18% 14723=+=72%+18%=90% 121314=+=2.3%+90%=92.3% 101112=-=89%-82%=7% 202223=+=91.5%+7%=98.5% 191622=-=98.5%-89%=9.5% 2

15、11920=+=93%+9.5%=102.5% 151121=-=102.5%-91.5%=11% 171516=+=11%+6.3%=17.3% 181713?由公式=/,计算出各产物的值yPPy nn1nn=0.9 % pp 17=/=0.9X 0.93/2.3=36.39%丫 pp 1111711=/=0.9X 6.3/0.42=7.88%丫 pps 1313713=/=0.9X0.915/4=20.59%丫 pp 1616716=/=0.9=/=0.9X 0.89/11=7.28% 丫 pps 2020720X 0.92/20=3.69% 丫 pps 232372312由平衡法计算 :

16、=-=100%-3.69%=96.31% 丫丫丫 71423=+=7.88%+96.31%=104.19% 丫丫丫 121314=+=36.39%+104.19%=140.58% 丫丫丫 101112=-=140.58%-100%=40.58% 丫丫丫 18107=-=40.58%-7.88%=32.7% 丫丫丫 171813=+=20.59%+32.7%=53.29% 丫丫丫 151617=-=53.29%-36.39%=16.9% 丫丫丫 211511=+=7.28%+16.9%=24.18% 丫丫丫 192021=-=7.28%-3.69%=3.59% 丫丫丫 222023?计算，=/

17、ppp 丫 nnn1n=0.9% pp 17=/=0.9X 0.243/1.0419=0.29%1212112=/=0.9X0.11/0.327=0.30% p1717117=/=0.9X0.118/0.9631=0.17%1414114=/=0.9X0.95/0.169=0.51% p2121121=/=0.9X0.07/0.0359=1.75%PPy 2222122=/=0.9X1.025/0.5329=1.73%PPy 1515115=/=0.9X0.173/0.4058=0.38%PPy 1818118=/=0.9X0.985/0.2418=3.67%PPY 1919119?按公式二求

18、出各作业的精矿值，再由平衡法算出各产品的qqYn1nqn值13=96t/h qq17=96X36.39%=34.93t/h qq Y 11117=96X20.59%=19.77t/h qqq Y 1716167=96X7.88%=7.56t/h qq Y 13137=96X 7.28%=6.99t/h qq Y 20207=96X 3.69%=3.54t/h qq Y 23237由平衡法 ; =-=96-3.54=92.46t/h qqq14237=+=7.56+92.46=100.02t/h qqq121314=+=34.93+100.02=134.95t/h qqq101112=-=134

19、.95-96=38.95t/h qqq18107=-=38.95-7.56=31.39t/h qqq171813=+=19.77+31.39=51.16t/h qqq151716=-=51.16-34.93=16.23t/h qqq211511=+=6.99+16.23=23.22t/h qqq192120=-=23.22-19.77=3.45t/h qqq192216=+=3.45+3.55=6.99t/h qqq232422? 磨浮数质量平衡表14回收率& /%产品编号产率丫 /%品位P /%1 100 0.9 1002 3003 3004 1005 2006 279.487 100 0.

20、9 1008 179.489 179.4810 140.58 0.59 92.311 36.39 2.3 9312 104.58 0.29 9013 7.88 0.72 6.314 96.31 0.17 1815 53.29 1.73 102.516 20.59 4 91.517 32.7 0.3 1118 40.58 0.38 17.319 24.18 3.67 98.520 7.28 11 8921 16.9 0.51 9.522 3.59 1.75 723 3.69 20 8224 1.1 89 第四节 矿浆流程计算1，磨浮流程各产物质量表2,原始扌曰标?原矿含水量按2%即=98%计，即

21、=0.02 CR11?据课本表5.2-12得?分级？采用螺旋分级机:（溢流）=66% =0.52 CR44（沉砂）=85% =0.18 CR5515?分级？采用水力旋流器：（给矿）=33.37% =2 CR66（沉砂）=70% =0.43 CR88一段磨：（作业浓度）=85.38% =0.17 ? CR22二段磨：（作业浓度）=70% =0.43 CR88（矿浆浓度）=65% =0.54 CR99?粗选:（给矿）=32% =2.13 CR1010（精矿）=50% =1 CR1111扫选:（给矿）=28.43% =2.52 ? CR1212（精矿）=36% =1.78 CR1313?精选？:（给

22、矿）=30.22% =2.31 CR1515（精矿）=40% =1.5 CR1616 精选？:（精矿）=30.08% =2.32 CR1919（给矿）=16.32% =5.13 CR2121精选？：（精矿）=32% =2.13 CR2323?各产物计算? 磨矿阶段=96X 0.02=1.96t/h qwR111=288X 0.17=49.31t/h qwR222=192X 0.52=98.91t/h qwR444=268.31 X 0.18=47.35t/h qwR555=-=49.31-1.96-47.35=0t/h wwwL2152=+= 98.91+47.35=146.26t/h www

23、34516=-=75.43-49.31=26.12t/h wwL323=96X 2.00=192t/h qwR666=-=192-98.91-92.78=0.31t/h wwwL6496=172.31X1.03=176.76t/h qwR777=172.31X0.43=73.85t/h qwR888=172.31X0.54=92.78t/h qwR999=-=92.78-73.85=18.93t/h wwL989? 浮选阶段=134.95X2.13= 286.77t/h qwR101010=34.93X1.00=34.93t/h qwR111111= 100.02 X2.52=251.84t/

24、h qwR121212=4.56X1.78=8.11t/h qwR131313=-=258.14-8.11=250.03t/h www141213= 51.16X2.31=118.16t/h qwR151515=19.77X1.50=29.66t/h qwR161616=31.39X3.25= 101.90t/h qwR171717=+ =8.11+101.90=110.01t/h www181317=23.22 X 2.32=53.98 t/h qwR191 919=16.23 X 5.13=83.23t/h qwR212121=6.99X1.38=9.65t/h qwR202020=-=1

25、18.16-34.93-9.65=73.58 t/h wwwL15112015= 3.54X2.13=7.52t/h qwR23232317= 3.45 X 7.05=24.32t/h qwR222222= -=53.98-29.66-24.32=0t/hwwwL19162219?按公式=(+1/)计算各产物的矿浆体积qVR： nTnn已知:=2.77m?贝U 1/=1/2.77=0.361ZZ TT=(+0.361)= 96 X(0.02+0.361)=36.61622t/m? qVR111=(+0.361)= 288 X(0.17+0.361)=153.2791t/m? qVR222=(+

26、0.361)= 96 X(0.79+0.361)=110.0856t/m? qVR333=(+0.361)= 192.0 X(0.52+0.361)= 168.2232t/m? qRV444=(+0.361)= 268.31 X(0.18+0.361)= 144.2116t/m? qRV555=(+0.361)= 96 X(2.00+0.361)= 226.3834t/m? qRV666=(+0.361)= 172.31X(1.03+0.361)= 236.9686t/m? qRV777=(+0.361)=172.31X(0.43+0.361)= 135.0529t/m? qRV888=(+0

27、.361)= 172.31X (0.54+0.361)=154.9881t/m? qRV999=(+0.361)= 134.95X(2.13+0.361)= 335.4872t/m? qRV101010=(+0.361)=34.93X(1.00+ 0.361)=47.54011t/m? qRV111111=(+0.361)=100.02X(2.52+0.361)=287.9471t/m? qRV121212=(+0.361)=4.56X(1.78+0.361)= 9.752876t/m? qRV131313=(+0.361)=1992.46 X (2.64+0.361)=277.111t/m?

28、 qRV141414=(+0.361)= 51.16 X (2.31+0.361)=136.6265t/m? qRV151515=(+0.361)= 19.77 X (1.50+0.361)= 36.79218t/m?qRV161616=(+0.361)= 31.39 X (3.25+0.361)= 113.2324t/m?qRV171717=(+0.361)= 38.95 X (2.82+0.361)=124.0673t/m? qRV18181818=(+0.361)= 23.22X (2.32+0.361)= 62.3585t/m? qRV191919=(+0.361)=6.99X (1

29、.38+0.361)=12.17632t/m? qRV202020=(+0.361)= 16.23X (5.13+0.361)=89.08635t/m? qRV212121=(+0.361)= 3.45X (7.05+0.361)= 25.56632t/m? qRV222222=(+0.361)= 3.54X (2.13+0.361)= 8.800478t/m? qRV232323表1:矿浆流程计算指标、盯 J小 由-止A T比M X号-El战乌EnGfls Q莫显S血芹小灾播祎讯箱治点止- , i 一 L “ 11VL：屏SV s;-氣75.if11戶7, 1工1肚盘点1化It吋HUP1.莊

30、讥耳一If.HL匸Ern. q111IJFAa工 fLi.-nf.4.1S3- 3-眶？SVJ11-范:775疋1笔i;i.耳rr.Y忆盘:!115. *7小匚7-1S_ “T54-E & ；e RE3S 洱 L ISt- i呂?工艺生产用水量及指标?全厂总补加水2 L=-=+-=7.52+243.73-1.96=249.29t/h2 wwwww112314k所以 2 L=249.29 t/h = 5982.96t/d? =1.14 2 L=1.14 X 249.29= 284.19t/h=6820.56 t/d w 实? =/=6820.56/2300= 2.60t/d Qww 平均实 1第

31、三章主要设备的选择和计算第一节破碎机选择和计算1,粗碎机的选择与计算?粗碎机的选择=1.2=1.2 X 600=720mm DBmaxI则选型号为PJ1200X 1500的颚式破碎机（处理量为310m?/h）粗碎机的计算 ? 生产能力 := qqkkkk2314 粗 s查课本 p63 表 6.2-1 得:=1.05 =1.0 kk14/b=600/1200=0.5, 故取=1.3 kDmax3、查课本表 6.2-2 得:=1.90t/mm.h q0、=125mm得到=1.90 X 125=237.5t/h qqbb pp0s矿石密度 p =2.77t/m?得=p /2.7=1.026 k2所以

32、=1.05 X 1.026 X 1.3 X 1.0 X qqkkkk2314 粗 s237.5=332.62t/h? 所需破碎机的台数及负荷率?待破碎的矿石量为 =199.08t/h,332.62t/h, 故只需一台颚式破 q3碎机，型号为 PJ1200X1500?负荷率n =199.08/332.62 X 100%=59.85% 2,中碎机的选择与计算?中碎机的选择 :=X1.2/=600 X1.2/3=240mm DiB1max220则选择型号为PY丫1650 285的标准圆锥破碎机？中碎机的计算? 生产能力 := qqkkkk2314s 中-1 得:=1.05 =1.0 查课本 p63

33、表 6.2kk14 查课本 p63 表 6.2-1得:/285=200/285=0.70 得=1.1 kDmax3查课本表 6.2-2 得:=8.15t/mm.h q0=26mn得=211.9t/h qqbb pps0矿石密度 p =2.77t/h 得出=p /2.7=1.026 k3所以=1.05 X 1.026 X 0.96 X 1.0 X 208= qqkkkk2314s 中破碎机，型号为 ,1680 X 285 ? 负荷率n,186.7 5,251.11,73.20, , ，细碎机251.11t/h ? 所需破碎机的台数及负荷率故只需一台标准圆锥 q7? 待处理的矿石量 =186.75

34、t/h=255.56t/hQQt 原o故选择板式给料机型号为 GBZ150-4尺寸为1500X 4000，倾角为122，细碎粉矿仓下给矿机的选择与计算? 细碎粉矿仓下给矿机选择电磁振动给料机t/h? 计算(=96) =3600bhvk p QQt 原2oK=0.8 ; p =2.77t/m? ; n =0.8; g= 9.81m/;=1.0; p = ; s20ktf=3000HZ;2 因为 v=n .g/2().( r /f).ctg p kt2 所以 =G1800./gbkctghfrbQktt2 参考课本表 8.6-1 姑铁山铁矿选矿厂近似计算得 =5.8 hG2因为，所以取值 =5.0

35、 hG,fecu2 所以=1800x 0.8 X 9.81 X 0.5 X 0.8 X =G1800./gbkctghfrbQkttoctgX5.0/1.0 X3000=25.9t/h 20结合 8个磨矿仓= 25.9X8=207.2 t/h 96t/h Q 总则选择电磁振动给料机的型号为，槽子尺寸长X宽X高=1100X GZ4500X 20031第二节 矿仓的选择与计算1 ，原矿仓的选择与计算1，再结合选厂地形，选 ? 原矿仓的类型的选择 : 参考课本表 7.4-择斜坡式矿仓。? 原矿仓计算? 原矿仓的储矿时间 :结合课本表 7.4-2 ，拟定储矿时间为 t=1h ? 储矿 量:=255.5

36、6 X 1=255.5t/h =tQQ 储时?所需矿仓体积:(丫 =0.8;书=1.7) V/()=ygQ 储3=255.56/(0.8 X1.7)=187.91 V/()=ygmQ 储? 原矿仓的几何尺寸?结合板式给料机的链板宽度，确定矿仓的排矿口宽度B=1350mn长边宽度L=1500mm? 排矿口选择方形， BX L=1350X 15000?仓底倾斜角P = 50?拟定原矿仓如下图所示：322nJ11十1111_|B丿川厂仓小链；图o原矿自然安息角 a =; =4.5m; A=5.0m 40H2则参考选矿设计手册p487表10.4-1 ,矿仓装卸方式为一点正载0 装卸，得：=0.707 X 5.0 X tg=3.0m =0.707.Atg a 40H133o3=0.2357 XX tg=24.72 =0.2357Atg a 540mV1o=(5.0- 1.35) X tg)/2=2.17m =ABtg( -) p )/250H322=(5- 1.35)(2 X +5.0 X 1.35+1.35 X =(A -B)(2A+AL+AB+)tg)/2 p 5V331.5)/2=24.02 m33=