矿物加工选矿厂课程设计说明书

1、课程设计说明书设计题目：日处理 2500 吨的铜矿石浮选厂班级：矿加 2010学生：谷保明指导教师：通林2013年12月13日目录1.绪论.21.1课程设计目的及要求 .21.2设计题目 .21.3矿石性质 .21.4选矿厂概况 .21.5选矿厂经济技术指标 .22.选矿工艺流程 . .22.1破碎流程的计算与论证.32.1.1破碎段数的确定 .32.2磨矿流程的计算与论证.62.2.1磨矿分级作业的必要性.62.2.2磨矿段数的确定 .62.3浮选流程的计算 .82.4矿浆流程的计算 .123.主要工艺设备的选择和计算. .163.1破碎设备的选择和计算.163.1.1粗碎设备的选择和计算.

2、163.1.2中碎设备的选择和计算.173.1.3细碎设备的选择和计算.193.2筛分设备的选择和计算.203.3磨机的选择和计算 .213.4分级设备的选择和计算.223.4.1一段分级设备的选择和计算.233.4.2二次分级设备的选择和计算.233.5浮选设备的选择和计算.243.5.1粗选设备的选择和计算.243.5.2一次精选设备的选择和计算.253.5.3二次精选设备的选择和计算.253.5.4扫选设备的选择和计算.261. 绪论1.1 课程设计目的及要求根据教学大纲要求， 选矿厂设计授课结束后，于毕业设计前，学生要用两周时间进行课程设计。目的：本课程设计是矿物加工工程专业教学容的环

3、节之一，使学生在设计中学习，巩固和提高工程设计理论与解决实际问题的力， 综合运用所学的有关工程知识。 并为毕业设计打下良好的基础。要求：设计任务书下达后， 设计者必须独立认真分析与计算， 按期完成设计中所规定的具体任务。1.2 设计题目设计日处理2500 吨的铜矿石浮选厂1.3 矿石性质该矿石其主要金属黄铜矿、辉铜矿极少量孔雀石，脉石矿物以角闪石、绿泥石为主，并含有少量云母等，矿石密度 3000Kg/m3, ，松散密度为 1800Kg/m3，原矿含水 4%，铜矿石品位为 1.48%。硬度中等，在黄铁矿含量较大的矿石中，磨矿矿石会过粉碎。黄铜矿很容易浮选，用少量硫化矿物阴离子捕收剂，就能很好的浮

4、选。1.4 选矿厂概况所设计选矿厂处理量2500 吨 / 日，工艺流程为三段一闭路、阶段磨矿、粗细分级、浮选工艺流程，日产精矿量134.64 吨。主要车间有破碎车间、筛分车间、浮选车间。1.5 选矿厂经济技术指标原矿处理量： 2500 吨 / 天；日产精矿量： 134.64 吨 / 天：原矿品味： 1.48%；精矿品味： 24.25%；尾矿品味：0.12%。2. 选矿工艺流程破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，采用三段一闭路破碎流程。磨矿部分：该矿石呈细粒均匀嵌布，试验表明，当磨至-200 目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程，给矿中-200 目含量为1

5、0%，磨矿产品中-200目含量为85%。浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，2 次精选，一次扫选，中矿采用循序返回。2.1 破碎流程的计算与论证破碎段数的确定本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12 ，原矿中最大粒度500mm，要求最终产品粒度12mm，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。总破碎比S总D最大50041. 67若采用二段破碎则平均破碎比为SS 6.44a总d最小12查中表 5.2-5一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。破碎比围在 3-5 ，二段破碎机的最大破碎比围为 4-8.取两段最大破碎比 S1 ?S2 58 41.6所以不合理，所以根据矿石性质和使用破碎

6、机的性能将总破碎比分成三段来实现。1确定工作制度，计算小时处理量Q= 2500 =138.89 （ t/h ）362计算总破碎比S 总 = D max = 500 =41.67d终123计算各段破碎比平均破碎比 S =341.67 =3.470取 S1 =3.2 S 2 =3.2根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第三段破碎比S3 为SS总41. 673=4.07S1S23.2 3.24计算各段产物最大粒度d2= D max = 500 =156.25 mmS13.15d5= d 2=156. 25=48.83mmS23.2d10= d 5=48.83=12.00 mmS34. 135计算各段

7、破碎机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，初步确定粗碎用颚式破碎机、中碎用标准型圆锥破碎机、细碎用短头型圆锥破碎机，排矿口宽度为：Z1max=1.6Z2max=1.9b =d 2156. 25取 98mm=97.66mm1Z1m ax1. 6b2= d548. 83取 26mm1. 9=25.7mmZ 2 maxb3= 0.8d 8 = 0.8 ×12=9.6mm取 9mm6确定各段筛子筛孔尺寸a 和筛分效率 E第一段采用棒条筛，第二段采用振动筛。一段： a1=50 mmE =60%1二段： a2= 1.2d 11= 14.4mm取 a =15 E2=8

8、0%27计算各产物的矿量和产率粗 / 中碎作业：Q1=Q2=Q6=Q8=138.89 t/h= 2= 6= 8=100%Q3=Q1 21001=133× 0.48 × 0.6=40.00 t/h3=Q3× 100%=40. 00 ×100%=28.80%EQ1138. 89Q4=Q5=Q2-Q3=138.89-40.00=98.89t/h5=4 =1-3 =1-28.80=71.20%Q6=Q3+Q5=Q1=Q2=133 t/h6 =100%C=(1-152)/152 = (1-0.43×0.8)/0.75×0.8=109.33%6E

9、10EQ9=Q10=×Q1=151.85 t/h9 =C=109.33%Q7=Q6+Q10 = 151.85+138.89=290.74 t/h2.2 磨矿流程的计算与论证磨矿分级作业的必要性预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于6-8mm，其中合格粒度大于15%时才考虑。原矿为10%时采用。故一段前不加入预先分级。检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间的矿石通过量，从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。因此，本选矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。磨矿段数的确定本矿石矿物呈细粒均匀嵌布，试验表明，当磨至-2

10、00目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上。矿石的入选粒度为12mm，含量为85%且矿石嵌布粒度均匀。满足入选粒度小于0.15mm 磨矿细度为 -0.074含量大于70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程，并在一段加入预先分级。规定工作效率=90% 因为两段皆为全闭路连续磨矿。所以V 1m=1 K=0.8V 21. 确定主厂房的工作制，计算磨矿车间的小时处理量拟定工作制为： 330 天， 3 班， 8 小时Q= 2500(14%) =100（ t/h)3 82. 计算磨矿流程已知： Q1=100 t/h=10%785%810% m=1 k=0.8取 C 1=350% C 2=300%计算各

11、产物的矿量和产率Q=Q= Q7=100 t/hQ5=QC =100× 350%=350 t/h1411Q3=Q2 =Q1+Q5=100+300=400t/hkm)9% ( 85% 9%)/( 1 0. 81)51. 22%Q8Q1(C2)( 85%51. 22%)(1350%)/( 85% 15%) 217. 16Q=Q =217.16 t/hQ6=Q+Q=100+217.16=317.16 t/h9878计算各产物产率Q3450450%Q1100%100Q350100%350%450Q1100Q317. 166100%317. 16%Q1100Q217. 168100%217. 1

12、6%8100Q1217 . 162.3 浮选流程的计算原始数据如下：Q=100 （ t/h）7 =1.48%16=24.25%14=12.26%11=8.45%18 =4.24%=92.00%E16=95.00%E14 =90.00%E11 =85.00%浮选时间：粗选6 分钟，一次精选6 分钟，二次精选8 分钟，扫选7 分钟。流程如图31. 计算必要而充分的原始指标数NP=C（ np-a p） =2×（ 8-4 ） =82. 列平衡方程计算各产物产率n 、各产物的回收率和未知产物的品位92%1. 48%5. 61%24. 25%5. 61% 24. 25%11. 69%E1695%

13、12. 26%811. 68%12. 26%5. 61%24. 25%1. 18%6. 08%E161414E14131492%100%96. 84%95%96. 84%100%107. 6%90%4. 84%102. 76%102.76%1.48%1118%8.45%18%8.45%6.08%1.18%24.08%6.62%24.08%11.69%12.39%24.08%6.62%11.69%12.26%12.38%1.29%E11102.76%120.89%85%20. 89=-=10.76%10.13%1.48%3.54%4.24%312.38%1.29% 3.54% 4.24%1.95

14、%15.93%3377Q=Q7 i100%1.48%15.92%1.95%115.92%1.54%115.92%1.54%18%8.45%97.93%0.27%97.93%0.27%3.54%4.24%94.39%0.12%Q10Q710100115.93%115.93 t/hQ11Q 71110018% 18t/hQ12Q712100 97. 93% 97. 93 t/hQ13Q 71310024.08%24.08 t/hQ14Q 71410011.68%11.68t/hQ15Q71510012.39%12.39t/hQ16Q7161005.61%5.61t/hQQ17100 6. 07%6

15、. 07 t/h177QQ7181003.54%3.54 t/h18Q19Q71910094.39%94.39t/hQ20=Q15+Q18=12.39+3.54=15.93 t/h校核： Q10 =Q11+Q12 =18+97.93=115.93Q10 =Q20+Q1 =15.93+100=115.93平衡Q 13 =Q17+Q11 =6.08+18=24.08Q 13 =Q14+Q15 =11.67+12.39=24.08平衡2.4 矿浆流程的计算原始指标：必须保证的适宜浓度：一段磨矿浓度K =78.00%两段磨矿浓度 K =75.00%IIV粗选作业浓度K =22.08%一次精选作业浓度K

16、VI=20.81%V扫选作业作业KVII =21.62%二次精选作业浓度KVIII=20.00%一次分级溢流K =28.00%二次分级溢流浓度K =23.20%47补课调节浓度：磨机给矿浓度K1=96.00%一次分级返砂浓度K5=80.00%二次分级返砂K8=78.00%粗选精矿浓度 K11=25.00%扫选精矿浓度K =24.00%一次精选精矿浓度K =32.00%1814二次精选精矿浓度K16=38%1. 按公式11计算固液比Rn 值RnKn1110.04 21112.57R11R41K 10.96K 40.281110.251113.31R51R71K 50.80K 70.2321110

17、.281113R81R111K 80.78K 110.251112.13111.63R1R11140.32160.38K 14K16R1811113.17RI11110.28K 180.24KI0.78R11111.24RIV1110.33KIKIV10.750.75R11113.53R11113.81VKV0.2208VI0.2081KVIRVII11113.63RVIII11114KVIIKVIII0.200.21622.按公式 W=QR 和平衡方程计算各作业、各产物水量W值nnnnWQR11000. 0424. 2(t /h )11W4Q4R41002. 57257(t /h)W7Q7R

18、71003. 31331. 00(t /h )W14Q14R1411. 692. 1324. 90(t/ h)W16Q16R165. 611. 639. 14(t /h )WQR183. 543. 1711. 22(t /h )1818WVQVR10115. 923. 53409. 23(t/ h )WVIQ13RVI24. 083. 8191. 74(t /h )WQR97. 933. 63355. 49(t /h)VII12VIIWVIIIQRVIII11. 69446. 76(t /h )14WQR1118354. 00(t / h)1111W12WVW11409. 2054355. 2

19、(t /h)W15WVIW1491. 7424. 9066. 84(t /h )WWW46. 769. 1437. 62(t /h )17VIII16WWVIIW355. 4911. 22344. 27(t / h )19183. 按 Ln=W-Wn计算补加水L、L 、L 、L作业LVWW 7W 15W 18409.2333166.8411.220.17( m3 / h)LVIWW 11W 1791.745437.620.12(m3 / h)LVIIWW12355.49355.23355.2 0.26(m / h)3LVIIIWW 1446.7624.9021.86(m3 / h)3. 按公式

20、 Vn Qn (Rn 1 ) 计算各矿浆体积=300kg/m 3 =3t/m 3VQ10(R1 )115.93(3.531)447.49(m3 / h)3VQ13 (R1 )24.08(3.811)99.69( m3 / h)113VQ4(R)11.69(4)50.62( m3 / h)3V 11Q11(R111 )18(31 )59.94(m3 / h)3V 12V V11447.4959.94387.84(m3 / h)V 18Q18( R181 )3.54(3.171) 12.39(m3 / h)3V 19V12 V18387.5512.39375.16( m3 / h)数质量流程图：3

21、. 主要工艺设备的选择和计算3.1破碎设备的选择和计算粗碎设备的选择和计算粗碎设备主要有颚式破碎机、旋回破碎机，它的选型主要考虑给矿最大粒度，生产能力和矿石可碎性3 种因素，大、中型选矿厂既可用颚式破碎机，也可选用旋回破碎机，中小型选厂常用颚式破碎机。该设计是日处理量2500吨的铜矿石选场，属于中小型选矿厂，所以既可选用颚式破碎机也可采用旋回破碎机，有如下两种方案：方案：粗碎采用颚式破碎机查附表 1 选用破碎机为PE600× 900，最大给矿粒度750mm 生产能力180m3 /h排矿口宽度75-200mm，生产能力 56-192t/h 。查表 6.2-2 得 q =1.00t/mm

22、 · hQ0q 0e1. 097. 6697. 66t/ h0e排矿口宽度K 1矿石硬度修正系数， K110.05( f14)或查选矿厂设计表6.2 -1K11.0K 2矿石密度修正系数， K 2s；K 2s18001.61.1251.6f 矿石普氏硬度系数；s 矿石松散度， t / m 3；矿石密度， t / m3；K给矿粒度修正系数，K（33maxdmax给矿最大粒度， mm；b 给矿口宽度， mm；Q Q0K1K2K3 97. 661. 01. 125 0. 97 1. 0 117. 23(t / h )kQ01. 0138. 89取 n=2 k 不均匀系数， k=1.01.2

23、计算破碎机台数： n1. 18Q117. 23Q0138. 8959. 24%计算破碎机负荷率：2100%nQ117. 23对于此方案， 颚式破碎机结构简单，重量轻， 价格低， 便于维修， 外形高度小， 调节排矿口方便，破碎湿度较大和含粘土较多的矿石不易堵塞，工作可靠， 负荷符合工作要求，故可以选用此设备。中碎设备的选择和计算中碎设备的选用除了需要考虑确定粗碎设备选型的因素外，还要考虑上段破碎产品的最大粒度和该段破碎要求的产品粒度。 中碎设备常选用标准型圆锥破碎机或中型圆锥破碎机。 现拟定两种方案：方案一：查附表 3 选用单缸液压标准型 PYY1200/190 进料口宽度 190mm 最大给矿

24、粒度 160mm 排矿口调节围 2045查表 6.2-2 q0=4.6t/mm · hQ0 q0 ? e4. 6 26 119. 6t / hK 1矿石硬度修正系数，K 11.0K 2矿石密度修正系数，K 2ss1800； K 21.1251.61.6s 矿石松散度， t / m 3；矿石密度， t / m 3；K 3给矿粒度修正系数， K 3158.730.84K31.0190dmax给矿最大粒度， mm；b 给矿口宽度， mm；QQ KK K3119. 61. 01. 1250.97 1.0143. 56(t /h)012Q98. 8900. 68取 n=1计算破碎机台数：nQ1

25、43. 56计算破碎机负荷率：Q098. 89100%68. 89%nQ1143. 56方案二：查附表 3选用单缸液压标准型PYY1650/285进料口宽度 285mm最大给矿粒度240mm 排矿口调节围 25-50查表 6.2-2 q0=4.6t/mm · hQ0q0 ? e726182t / hK 1矿石硬度修正系数，K 11.0K 2矿石密度修正系数，K 2ss1800； K 21.61.1251.6s 矿石松散度， t / m 3；矿石密度， t / m 3；K 3给矿粒度修正系数， K 3158.730.69230K31.0dmax给矿最大粒度， mm；b 给矿口宽度， m

26、m；Q Q KKK31821. 0 1. 125 1. 251. 0 281. 53(t / h)012Q98. 89计算破碎机台数：00. 35取 n=1nQ281. 53Q098. 89计算破碎机负荷率：100% 35. 13%nQ1 281. 53方案二的负荷率较低，设备资源利用率较低，选方案一较合适。细碎设备的选择和计算细碎设备常用短头型圆锥破碎机.上段给矿粒度48.83mm本段产品粒度9mm初步拟定两个方案：方案一 :PYY1650 单杠液压短头圆锥破碎机进料口宽度100mm 最大给矿粒度85mm排矿口调节围7-14mm查表查表 6.2-2 q0=14t/mm· hQ0q

27、0 ? e149126t / hK1矿石硬度修正系数，K1 1.0K 2矿石密度修正系数，ssK2； K21. 6s 矿石松散度， t / m3；矿石密度， t / m3；K3给矿粒度修正系数， K31. 3117K4水分修正系数， K41. 0dmax给矿最大粒度， mm；b 给矿口宽度， mm；18001. 1251. 6QQ0K1K2K3126 1. 0 1. 1251. 31171. 0204. 53(t/h )Q闭KQ 1.3204. 53265. 88(t / h)K闭路破碎系数K=1.151.4计算破碎机台数： nQ0151. 850. 57取 n=1Q265. 88计算破碎机负

28、荷率：Q0151. 85100%57. 11%nQ1 265. 88方案二：PYY2200 弹簧短头圆锥破碎机进料口宽度130mm最大给矿粒度100mm排矿口调节围5-15mmQ0q0 ? e169144/h查表 查表 6.2-2 q0=16t/mm· hK1矿石硬度修正系数，K1 1.0K 2矿石密度修正系数，ssK2； K21. 6s 矿石松散度， t / m3；矿石密度， t / m3；K3给矿粒度修正系数， K31. 3117K4水分修正系数， K41. 0dmax给矿最大粒度， mm；b 给矿口宽度， mm；18001. 1251. 6QQ0K1K2K3144 1. 0 1

29、. 125 1. 61. 0285. 12(t/ h)Q闭KQ 1.3285. 12370. 66(t / h )K 闭路破碎系数K=1.151.4计算破碎机台数： nQ0151. 85取 n=1Q0. 41370. 66计算破碎机负荷率：Q0151. 85100%40. 97%nQ1 370. 66根据以上条件，方案一较方案二的负荷率更为标准，故选择方案一更为合理。3.2 筛分设备的选择和计算筛分设备的选择，应考虑的主要因素有：（ 1）被筛物料的特性，如筛分物料的粒度，筛下粒级的含量，物料的形状、密度、物料含水量和粘土含量等。（ 2）筛分机的结构参数，如筛分机运动形式，振幅、振频、筛分机筛面

30、倾角、筛网面积、筛网层数、筛孔形状和尺寸、筛孔面积率等。（ 3）筛分的工艺要求，如生产能力、筛分效率、筛分方法等。一段筛分设备，选用棒条筛d2=156.25mm根据棒条筛选择的规律确定棒条筛的长和宽：b= （ 2.5 3）× 156.25=390.625 468.75mm 取 b=450mm L=(2 3) × 450=900 1350mm 取 L=1200mm一段筛分设备应选择450× 1200 型号的棒条筛二段筛分设备，选用振动筛初步拟定 YA1536 圆振筛取 =0.8Q 7=290.74 t/h=1.8 t/m 3查表 6.3-2q=22.4 m32/ （ m· h）根据图 5.2-3图 5.2-467. 5Q6107. 5Q100. 24 138. 89 0. 33 1551. 853Q70. 28(t