选矿厂设计课程设计

课程设计任务书学生姓名： XXX 专业班级：矿物0701指导教师： XXX 工作单位：XX学院题目：石墨选矿厂工艺设计初始条件：（详见指导书）1选矿厂生产能力Q=218T/D，原矿品位3=4.6%；2粉碎车间原矿最大粒度D=300mm,磨浮车间原矿最大粒度dmax=15mm；max3最终精矿品位3=88.00%；最终精矿回收率£=85%。4粗磨原矿中-200目含量为6.00%；粗磨产品中-200目含量为42.00%。要求完成的主要任务：（包括课程设计工作量及其技术要求，以及说明书撰写等具体要求）1石墨选矿厂数质量工艺流程的计算：矿浆流程计算：包括磨矿浮选车间工艺流程及矿浆流程计算；2选矿厂主要设备的选型与计算：包括粗磨与分级设备的选型与计算、一、二、三次再磨设备的选型与计算、粗、扫选及一-三次精选设备的选型与计算；3辅助设备的选型与计算：包括原矿仓的选择与计算、粉矿仓下给矿机和皮带运输机的选型与计算以及搅拌槽的选择与计算。4画图部分：粉碎、磨矿、浮选车间数质量矿浆流程图；磨矿与浮选车间机械设备联系图。其它详见指导书。时间安排：教师讲课：1天；学生自己设计与计算：3天；编写课程设计报告书：1天；总计：5天。（具体安排详见指导书）指导教师签名： 年月日月日系主任（或责任教师）签名：月日目录TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"目的与要求 3\o"CurrentDocument"目的 3\o"CurrentDocument"要求 3\o"CurrentDocument"课程设计内容 3\o"CurrentDocument"给定条件 3\o"CurrentDocument"设计内容 5\o"CurrentDocument"课程设计步骤与方法 6\o"CurrentDocument"一段闭路磨矿流程的计算 6\o"CurrentDocument"三次再磨三次精选数质量流程的计算 6\o"CurrentDocument"一段闭路磨矿一次粗选一次扫选三次再磨三次精选矿浆流程的计算 11\o"CurrentDocument"粗磨设备的选型与计算 17\o"CurrentDocument"分级设备的选型与计算 20\o"CurrentDocument"石墨矿再磨设备的选型与计算 21\o"CurrentDocument"浮选设备的选型与计算 22\o"CurrentDocument"辅助设备的选型与计算 24\o"CurrentDocument"课程设计图纸 26\o"CurrentDocument"磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图 26\o"CurrentDocument"磨矿、浮选车间机械设备联系图 26\o"CurrentDocument"教材及参考书 26目的与要求目的1使学生初步掌握流程选择的基本原则和基本方法，并能正确地进行磨浮流程的计算、主要设备的选择与计算，较合理地进行设备配置。2使学生学会使用参考书、选矿设计手册、设备图册等参考资料，为今后的毕业设计打下基础。要求掌握据矿石特性选择加工工艺流程的方法，学会利用获得的原始资料进行流程计算、设备计算和选型；使用计算机绘制数质量工艺流程图、矿浆流程图及机械设备联系图，设计深度达初步设计要求。课程设计内容某石墨选矿厂磨矿浮选车间的工艺设计（磨矿浮选车间工艺流程与矿浆流程的计算、主要设备选型与计算、部分辅助设备的选型与计算）。给定条件某石墨选矿厂,矿石属中硬矿石，原矿最大粒度、原矿品位、矿石处理量、－200目含量，粗磨的磨矿细度、最终选别指标等详见流程图1及设计条件表1、表2、表3（矿石的真比重6=2.7t/m3，堆比重Y1.6t/m3磨机循环负荷C=150%）。设计要求：精矿品位B=88%,T精矿回收率£=85%。试按以下流程进行流程计算和设备的选型与计算，其中粉碎流程为两段开路。磨机现场条件：南墅石墨矿①1500X3000mm湿式格子型球磨机，给料最大粒度15mm，其中一200目占6%,磨矿细度为一200目占45.5%时，磨机稳定的生产能力为Q=18t/h。0

原矿0©图2-1磨矿浮选车间流程表2-1设计条件设计条件内容选矿厂生产能力Q（t/D）218原矿品位（%）4.6磨浮车间原矿中最大块直径D（mm）max15粗磨原矿中TOO目含量（-200目含量％）(6)粗磨产品细度TOO目含量（-200目含量％）60(42)最终精矿品位（％）88最终精矿回收率（％）85表2-2浮选流程给定原始指标产物号479121416品位B(%)4.6044.678.5076.2284.2288.00作业回收率E(%)83.0024.0090.0094.0089.00回收率£(%)85.00表2-3矿浆流程给定原始指标必须保证的液固比R不能调节的液固比RR=0.43IR=3.00hiR1=0.02R4=2.57R=4.00R=5.70R5=0.18R7=1.00IVVR=5.70R=7.30R9=3.00R12=1.5012R14=1.86R16=2.3016设计内容2.2.1流程计算部分：2.2.1.1一段闭路磨矿流程的计算2.2.1.2再磨与选别数质量流程的计算2.2.1.3再磨与选别矿浆流程的计算2.2.2主要设备的选型与计算部分2.2.2.1粗磨与分级设备的选型与计算2.2.2.21-III次再磨设备的选型与计算2.2.2.3粗选、扫选、1-3次精选浮选设备的选型与计算2.2.3辅助设备的选型与计算2.2.3.1原矿仓的选择与计算2.2.3.2原矿仓下给矿机的选型与计算2.2.3.3磨矿仓给矿机下胶带运输机的选型与计算2.2.3.4搅拌槽的选择与计算2.2.4画图部分：2.2.4.1粉碎、磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图2.2.4.2磨矿、浮选车间机械设备联系图课程设计步骤与方法1设计步骤：先进行磨矿流程、选别流程、矿浆流程的计算，其次再进行磨矿、分级、再磨、浮选等设备及辅助设备的选型与计算，最后画出磨矿浮选车间的数质量、矿浆流程图及机械设备联系图。2设计方法：先根据已知条件算出各已知点的产率r、回收率£、品位B、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标；再用平衡法即利用平衡方程式(重量平衡、金属量平衡、水量平衡、矿浆体积平衡)求其余各产物的产率r、回收率£、品位B、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标。一段闭路磨矿流程的计算主要是求流程中各点的Q与r。具体是求Q2、Q5、r2、r5。・.・Q]=Q4=(218/1.02)/=8.91(t/h),Q5=CQ]=1.5x8.91=13.36(t/h),.・・Q2=Q3=Q1+Q5=8.91+13.36=22.27(t/h)；r2=Q2/Q1=22.27/8.91=250.00%,r5=Q5/Q1=13.36/8.91=150.00%。三次再磨三次精选数质量流程的计算3.2.1按公式Nn=C(np—ap)、Np=np—ap、Ns=Nn—Np求出所需原始指标数、品位指标数及回收率指标数。Np=C(n-a)=2x(10-5)=10；NP=np~ap=10-5=5；Ns=Nn-Np=10-5=5；式中Np 原始指标数(不包括已知的给矿指标)；c――计算成分(参与流程计算的项，若流程只计算产物重量，如破碎，磨矿流程，则C=l；若流程既要计算产物重量，又要计算中各种金属的含量，则C=l+e)；e――参与流程计算的金属种类数；单金属矿e=l,两种金属矿e=2,…依次类推；np――流程中的选别产物数（不含混合产物数）；ap――流程中的选别作业数（不含混合作业数）；NB——品位指标数；N* 回收率指标数。据试验报告及现厂生产数据选定原始指标数及具体指标（见设计条件表2-1、2-2、2-3）3.2.3用平衡方程式求出各个产物的£n值先将作业回收率折算成对原矿的回收率；再用平衡法求其余的回收率。£14=£16/E16=85/89=95.51%； £12=£14/E14=95.51/94=101.61%；141616 121414£11=£12/E12=101.61/90=112.90%； s17=£14-£16=95.51-85=10.51%；111212 171416£15=s12-£14=101.61-95.51=6.10%； £18=£15+s17=6.10+10.51=16.61%；£13=£11-£12=112.90-101.61=11.29%； £7=£n-£18=112.90-16.61=96.29%；£6=s7/E7=96.29/83=116.01%； £8=£6g=116.01-96.29=19.72%；6 7 7 8 6 7£19=s6-£.=116.01-100=16.01%； s9=s19-s13=16.01-11.29=4.72%；19 6 4 9 19 13对点10、6、11三点进行校核。如£10=£8-£9=19.72-4.72=15.00%；校核：£10=£4-£16=100-85=15.00%；1089 10416£6=£7+£8=96.29+19.72=116.01% £11=£7+£18=96.29+16.61=112.90%678 117183.2.4按公式r-陋/卩求出已给产物（p）的产率r,再用平衡方程式求出其余1产物的r值n一求已知品位B的产率：r7=P1£7/P7=4.6x96.29/44.67=9.92%r9=P1£9/P9=4.6x4.72/8.50=2.55%r12=P1£12/P12=4.6x101.61/76.22=6.13%r14=P1£14/P14=4.6x95.51/84.22=5.22%r16=p1£16/p16=4.6x85.00/88.00=4.44%；二求其余产物的产率：r=r-r=5.22-4.44=0.78%； r=r-r=6.13-5.22=0.91%；17 14 16 15 12 14r18=r15-r17=0.91+0.78=1.69%； r11=r7+r18=9.92+1.69=11.61%；r13=r11-r12=11.61-6.13=5.48%； r19=r9+r13=2.55+5.48=8.03%；r6=r4+r19=100+8.03=108.03%； r8=r6-r7=108.03-9.92=98.11%；6419867r10=r8-r9=98.11-2.55=95.56%；对点10、6、11进行校核。如r10=r8-r9=98.11-2.55=95.56%；校核：r10=r4-r16=100-4.44=95.56%；10 8 9 10 4 16r6=r7+r8=9.92+98.11=108.03% r11=r12+r13=6.13+5.48=11.61%6781112133.2.5按公式pn=pi£/r求出其余产物的B值nnnP6=pis6/r6=4.6xll6.01/108.03=4.94%；P8=pis8/r8=4.6xl9.72/98.11=0.92%；卩18=pisl8/rl8=4.6xl6.61/1.69=45.21%；卩ll=pisll/rll=4.6xll2.90/11.61=44.73%P13=P1£13/r13=4.6x11.29/5.48=9.48%；P10=pis10/rl0=4.6xl5.00/95.56=0.72%；P19=pis19/rl9=4.6xl6.01/8.03=9.17%；P15=pis15/rl5=4.6x6.10/0.91=30.84%；P17=pis17/rl7=4.6xl0.51/0.78=61.98%；3.2.6按公式Qn=Q1rn求出各产物的Qn值Q6=Q4r6=8.91x108.03%=9.63t/h；Q7=Q4r7=8.91x9.92%=0.88t/h；Q8=Q4r8=8.91x98.11%=8.74t/h；Q9=Q4r9=8.91x2.55%=0.23t/h；Q10=Q4r10=8.91x95.56%=8.51t/h；Q11=Q4r11=8.91x11.61%=1.04t/hQ12=Q4r12=8.91x6.13%=0.55t/h；Q13=Q4r13=8.91x5.48%=0.49t/h；Q14=Q4r14=8.91x5.22%=0.47t/h；Q15=Q4r15=8.91x0.91%=0.08t/h；Q16=Q4r16=8.91x4.44%=0.40t/h；Q17=Q4r17=8.91x0.78%=0.07t/h；Q18=Q4r18=8.91x1.69%=0.15t/h；Q19=Q4r19=8.91x8.03%=0.72t/h；对点10、6、11进行校核：Q10=Q4-Q16=8.91-0.40=8.51t/h。Q6=Q10+Q16+Q19=8.51+0.40+0.72=9.63Q11=Q13+Q15+Q17+Q16=0.49+0.08+0.07+0.40=1.04列出浮选流程数质量平衡表

表3-1浮选流程数质量平衡表作业及产物号码作业及产物名称Q(T/h)Y(%)B(%)£(%)磨矿作业进入作业物料1原矿8.91100.004.60100.005分级机返砂13.36150.004.60150.00小计22.27250.00250.00磨矿作业由作业排除产物3磨机排料22.27250.004.60250.00小计22.27250.004.60250.00分级作业进入作业物料3磨机排料22.27250.004.60250.00小计22.27250.004.60250.00分级作业由作业排出产物4分级机溢流8.91100.004.60100.005分级机返砂13.36150.004.60150.00小计22.27250.00250.00混合作业6进入作业物料4分级机溢流8.91100.004.60100.0013精选I尾矿0.495.489.4811.299扫选精矿0.232.558.504.72小计9.63108.03116.01混合作业6由作业排出产物6粗选原矿9.63108.034.94116.01小计9.63108.034.94116.01粗选作业进入作业物料6粗选原矿9.63108.034.94116.01小计9.63108.034.94116.01

粗选作业由作业排出产物7粗选作业精矿0.889.9244.6796.298粗选作业尾矿8.7498.110.9219.72小计9.62108.03116.01扫选作业进入作业物料8粗选尾矿8.7498.110.9219.72小计8.7498.110.9219.72扫选作业由作业排出产物9扫选作业精矿0.232.558.504.7210扫选作业尾矿8.5195.560.7215.00小计8.7498.1119.72混合作业11进入作业物料7粗选精矿0.889.9244.6796.2915二次精选尾矿0.080.9130.846.1017三次精选尾矿0.070.7861.9810.51小计1.0411.61112.90混合作业11由作业排出产物11一次精选原矿1.0411.6144.73112.90小计1.0411.6144.73112.90一次精选作业进入作业物料7粗选精矿0.889.9244.6796.2915二次精选尾矿0.080.9130.846.1017三次精选尾矿0.070.7861.9810.51小计1.0411.61112.90一次精选作业由作业排除产物12一次精选精矿0.556.1376.22101.6113一次精选尾矿0.495.489.4811.29小计1.0411.61112.90

二次精选作业进入作业物料12一次精选精矿0.556.1376.22101.61小计0.556.1376.22101.61二次精选作业由作业排除产物14二次精选精矿0.475.2284.2295.5115二次精选尾矿0.080.9130.846.10小计0.556.13101.61三次精选作业进入作业物料14二次精选精矿0.475.2284.2295.51小计0.475.2284.2295.51三次精选作业由作业排除产物16三次精选精矿0.404.4488.0085.0017三次精选尾矿0.070.7861.9810.51小计0.475.2295.513.2.8画出（磨矿）浮选数质量流程图磨矿、浮选车间数质量流程图:见选矿工艺A1图纸第1张。一段闭路磨矿一次粗选一次扫选三次再磨三次精选矿浆流程的计算3.3.1据试验报告及现厂生产数据，确定必须保证的及不可调节的R值（见设计条件表3）按公式W=RQ计算各已知R值的各作业及产物水量Wnnn n nW1W1=R1Q1=0.02x8.91=0.18(t/h)(t/h)；W4=R4Q4=2.57x8.91=22.90(t/h)；W9=R9Q9=3.00x0.23=0.69(t/h)；W14=R14Q14=1.86x0.47=0.87(t/h)；W[=R[Q[=0.43x22.27=9.58(t/h)；W=RQ=4.00x8.74=34.96(t/h)；IV IVW=RQ=5.70x0.55=3.14(t/h)；W5=R5Q5=0.18x13.36=2.40(t/h)；W7=R7Q7=1.00x0.88=0.88(t/h)；W12=R12Q12=1.50x0.55=0.83(t/h)；W16=R16Q16=2.30x0.40=0.92(t/h)W=RQ=3.00x9.63=28.89(t/h)；IIIIII'illW=RQ=5.70x1.04=5.93(t/h)；Vv^vW^=R切Q切=7.30x0.47=3.43(t/h)；按平衡方程式计算其余各产物水量W及补加水量Lnn各产物水量：W8=W[[[-W7=28.89-0.88=28.01(t/h)； W10=Ww-W9=34.96-0.69=34.27(t/h)；Wi3=Wv-W]2=5.93-0.83=5.10(t/h)； W15=W^-W14=3.14-0.87=2.27(t/h)；W17=W^-W16=3.43-0.92=2.51(t/h)； W18=W15+W17=2.27+2.51=4.78(t/h)；W19=W13+W9=5.10+0.69=5.79(t/h)；各作业补加水量：L[=W[-W1-W5=9.58-0.18-2.40=7.00(t/h)；L=W4+W5-WI=22.90+2.40-9.58=15.72(t/h)；TOC\o"1-5"\h\z4 5 1L=W-W4-W19=28.89-22.90-5.79=0.20(t/h)；III 4 19L=W-W8=34.96-28.01=6.95(t/h)；IV 8L=W-W7-W18=5.93-0.88-4.78=0.27(t/h)；L=W-W12=3.14-0.83=2.31(t/h)；可 可 12L=W-W14=3.43-0.87=2.56(t/h)；w w 143.3.4按公式R=W/Q计算未知R值的各作业及产物的液固比nnnnR=(W4+W5)/Q2=(22.90+2.40)/22.26=1.14 ；R8=W8/Q8=28.01/8.74=3.20 ；R10=W10/Q10=34.27/8.51=4.03；R13=W13/Q13=5.10/0.49=10.41；R15=W15/Q15=2.27/0.08=28.38；R17=W17/Q17=2.51/0.07=35.86；R18=W18/Q18=4.78/0.15=31.87 ；3.3.5按公式V二Q(R+1/B)计算各产物的矿浆体积-&矿石真比重nnnTT给定Rn的矿浆体积计算：V1=Q1(R1+1/S)=8.91(0.02+l/2.7)=3.47(m*h)；V4=Q4(R4+l/6)=8.91(2.57+l/2.7)=26.20(m¥h)；V5=Q5(R5+l/6)=13.36(0.18+l/2.7)=7.35(m3/h)；V7=Q7(R7+l/6)=0.88(1.00+l/2.7)=1.21(m3/h)；V12=Q12(R12+1/8)=0.55(1.50+1/2.7)=1.03(m3/h)；Vi4=Qi4(Ri4+l/6)=0.47(1.86+l/2.7)=1.05(m3/h)；Vi6=Qi6(Ri6+l/6)=0.40(2.30+l/2.7)=1.07(m3/h)；V9=Q9(R9+1/8)=0.23(3.00+1/2.7)=0.78(m3/h)；=Q3(R[+l/6)=22.27(0.43+l/2.7)=17.82(m3/h)；眉Q6(R]H+l/6)=9.63(3.00+1/2.7)=32.45(m3/h)；V身Q8(Rr+1/S)=8.74(4.00+l/2.7)=38.19(m3/h)；Vv=Qn(Ry+1/8)=1.03(5.70+1/2.7)=6.31(m3/h)；Vi=Q12(R/i+l/8)=0.55(5.70+l/2.7)=3.34(m3/h)；Vn=Q14(Rn+1/8)=0.47(7.30+1/2.7)=3.60(m3/h)；其余各点矿浆体积计算：V10=V]v-V9=38.19-O.78=37.41(m3/h)； V13=V-V12=6.31-1.03=5.28(m3/h)；V6=V4+V13+V9=26.20+5.28+0.78=32.26(m3/h)V8=V;V7=32.45-1.21=31.24(m3/h)；V11=V-^=6.31-0.27=6.04(m3/h)； V15=V/i-V14=3.34-1.05=2.29(m3/h)；V17=Vn-V16=3.60-1.07=2.53(m3/h)； V19=V13+V9=5.28+0.78=6.06(m3/h)；V18=V15+V17=2.29+2.53=4.82(m3/h)；核对：V13=V7+V8-V4-V9-L=1.21+31.24-26.20-0.78-0.20=5.27(m3/h)；V13=V17+V15+V7+L-V12=2.53+2.29+1.21+0.27-1.03=5.27(m3/h)3.3.6选矿厂总耗水量及实际耗水量的估算选厂总耗水量平衡方程式为w1+ELi=EW,k故ELi=IWk-W1=W16+W10-W1=0.92+34.27-0.18=35.01(t/h)w1-原矿带入水量；^Li-总耗水量或补加总水量；^W-最终产物带走水量；k选矿厂实际耗水量估算：上述计算只是工艺过程的用水量，考虑到洗刷地板、冲洗设备及冷却用水等，总耗水量还应加大10—20%，故实际耗水量应为ZLix(1+10%)=35.01x1.1=38.51(t/h)。列出矿浆流程平衡表表3-2矿浆流程平衡表作业及产物编号作业及产物名称率a)1产Y产量Q(t/h)液固比R水量(m3/h)矿浆体积(m3/h)

磨矿作业进入作业物料1原矿100.008.910.020.183.475分级机返砂150.0013.360.182.407.35L补加水7.007.00小计250.0022.279.5817.82磨矿作业由作业排除产物3磨机排料250.0022.270.439.5817.82小计250.0022.279.5817.82分级作业进入作业物料3磨机排料250.0022.270.439.5817.82LH补加水15.7215.72小计250.0022.2725.3033.54分级作业由作业排出产物4分级机溢流100.008.912.5722.9026.205分级机返砂150.0013.360.182.407.35小计250.0022.2725.3033.55混合作业进入作业物料4分级机溢流100.008.912.5722.9026.209扫选精矿2.550.233.000.690.7813精选I尾矿5.480.4910.415.105.28小计108.039.6328.6932.26混合作业作业排除物料6粗选原矿108.039.633.0028.8932.26小计108.039.6328.6932.26粗选作业进入作业物料6粗选原矿108.039.633.0028.8932.26Lhi补加水0.200.20小计108.039.6329.1932.46粗选作业作业排出产物

7粗选作业精矿9.920.881.000.881.218粗选作业尾矿98.118.743.2028.0131.24小计108.039.6228.8932.45扫选作业进入作业物料8粗选精矿98.118.743.2028.0131.24LIV补加水6.956.95小计98.118.7434.9638.19扫选作业由作业排除产物9扫选精矿2.550.233.000.690.7810扫选尾矿95.568.514.0334.2737.41小计98.118.7434.9638.19混合作业进入作业物料7粗选精矿9.920.881.000.881.2115二次精选尾矿0.910.0828.382.272.2917三次精选尾矿0.780.0735.862.512.53小计11.611.045.666.03混合作业由作业排出产物11一次精选原矿11.611.045.445.666.04小计11.611.045.666.04一次精选进入作业物料作业7粗选精矿9.920.881.000.881.2115二次精选尾矿0.910.0828.382.272.2917三次精选尾矿0.780.0735.862.512.53LV补加水0.270.27小计11.611.045.936.30一次精选由作业排除产物作业12一次精选精矿6.130.551.500.831.03

13一次精选尾矿5.480.4910.415.105.28小计11.6110.405.936.31二次精选进入作业物料作业12一次精选精矿6.130.551.500.831.03L补加水2.312.31小计6.130.553.143.34二次精选由作业排除产物作业14二次精选精矿5.220.471.860.871.0515二次精选尾矿0.910.0828.382.272.29小计6.130.553.143.34三次精选进入作业物料作业14二次精选精矿5.220.471.860.871.05LW补加水2.562.56小计5.220.473.433.61三次精选由作业排除产物作业16三次精选精矿4.440.402.300.921.0717三次精选尾矿0.780.0735.862.512.53小计5.220.473.433.60列出选矿厂水量平衡表进入流程的水量 （m3/h）进入流程的水量 （m3/h）由流程排出的水量血/h）进入流程的水量 （m3/h） 由流程排出的水量（m3/h）原矿带入水量：W10.18精矿带走的水：W160.92磨矿补加水：L[7.00尾矿带走的水：W1034.27分级补加水：LII15.72粗选补加水：LIII0.20扫选补加水：LIV6.95精选I补加水：LV0.27精选II补加水：L2.31精选III补加水：L2.56合计：35.19合计：35.19在浮选数质量流程图上标注水量W及补加水量Lnn见选矿工艺A1图纸第1张。粗磨设备的选型与计算磨机类型及规格选择—据磨矿细度确定据现厂条件本设计确定粗磨细度为0.59mm。磨机现场条件南墅石墨矿①1500X3000mm湿式格子型球磨机，给料最大粒度15mm,其中一200目占6%,磨矿细度为一200目占45.5%时，磨机稳定的生产能力为Q=18t/h。0现场磨机q:0q0=Q'(P‘20i)/V'=18x(O.455-O.O6)/4.4=1.62t/(h・m3)3.4.3各方案磨机生产能力Q的计算Qjqv/(卩2—久)，其中q=k1k2k3k4q0，q 设计磨矿机按新生计算级别计的单位容积生产能力(t/m'.h)；k1——被磨矿石的磨矿难易度系数，参考表5-13确定；k2——磨矿机直径校正系数，查表5-15确定。k3——设计磨矿机的型式校正系数，查表5-16；k4——设计与现厂生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数；q0 现厂生产磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力(t/m3.h)；3.4.4各方案磨机台数n及负荷率n计算n=Q/Q,n=n/n；计计计选因给矿粒度为15mm，P76表5-17中没有，故需用三次插值法，列表如下：表3-4不同给矿和排矿粒度条件下的相对生产能力m,m"值产品小于0.074mm含量(%)给矿粒度mm 404245.54820~00.890.9215~00.9550.960.9690.97510~01.021.03由上表得：k4=m/m/=0.96/0.969=0.99方案I：磨机类型：选湿式格子型球磨机。磨机规格：初选MQG1200X2400,—台。计算磨机q：q=k1k2k3k4q0=1.0x0.87x1.0x0.99x1.62=1.40t/h・m3查表表5-13,5-15,表5-16得kl=1.0,k2=0.87,k3=1.0；计算Q设：Q=qv/(B2-Bl)=1.40x2.30/(0.42-0.06)=8.94(t/h)设计算台数：n=Q0/Q=8.91/8.94=0.997台,选1台。计0设计算负荷率：H=Q/n选0^=8.91/8.94=99.66%n-计算所需磨机台数；计n实际选择磨机台数。选—方案II：磨机类型：选湿式格子型球磨机。磨机规格：初选MQG1500X1500,—台。计算磨机q：q=k1k2k3k4q0=1.0xl.OOx1.0x0.99x1.62=1.60(t/m3.h)计算Q：设Q=qv/(p2-pi)=1.60x2.50/(0.42-0.06)=11.11(t/h)设计算台数：n=Q/Q=8.91/11.11=0.802台，选1台，即n选=1台。计设计算负荷率：H=n/nQ=8.91/11.11=80.20%计选Q设n-计算所需磨机台数；n 实际选择磨机台数。计 选—方案皿磨机类型：选湿式格子型球磨机。磨机规格：初选MQG1500X3000,—台。计算磨机q：q=k1k2k3k4q0=1.0x1.00x1.0x0.99x1.62=1.60(t/m3.h)计算Q：设Q=qv/(p2-pi)=1.60x4.4/(0.42-0.06)=19.56(t/h)设计算台数：n=Q/Q=8.91/19.56=0.456台，选1台，即n选=1台。计设计算负荷率：H=n/nQ=8.91/19.56=45.55%计选Q设n-计算所需磨机台数；n 实际选择磨机台数。计 选—3.4.5列出方案比较表，确定最终方案表3-5磨机性能比较表万案磨机类型磨机规格磨机台数价格(元)负荷率I湿式格子型球磨机MQG1200x240014000099.66%II湿式格子型球磨机MQG1500x150014200080.20%III湿式格子型球磨机MQG1500x300015500045.55%通过各方案的比较，可知方案I的负荷率过大，而方案III的负荷率太小，利用效率不高并且价格偏高，比较之下选择方案II比较合适。3.4.6按磨机通过能力核对qW14-16T/m3h通过核对，以上两个方案的q值均满足要求。3.4.7列出磨机性能指标表表3-6磨机性能指标表类型规格及型号有效容积(m3)筒体转速(r/min)最大装球量(t)功率(KW)重量(t)湿式格子型球磨机MQG1500X15002.529.256015.00分级设备的选型与计算3.5.1分级机类型的选择是依据分级粒度的粗细(0.15mm为标准)本设计的分级粒度定为0.3mm。求螺旋分级机的直径因为本设计中的分级粒度定为0.3mm,所以螺旋分级机要选择高堰式。螺旋分级机直径：:24Q ‘24x891D=—0.08+0.103 =-0.08+0.103 =1.07m；取D=1.5mmk1k2 1x1x1.7选用FG-15①1500高堰式单螺旋分级机。查表5-18知k2=1.7；匕=1+0.5(6-2.7)=1+0.5x(2.7-2.7)=1；m取1；Q1—按溢流中固体重量计的螺旋分级机处理量，T/h；m—分级机螺旋个数；叫一矿石密度校正系数，匕=1+0.5(6-2.7)；k2—分级粒度校正系数，表5-18；核对选定分级机溢流生产能力按公式Q=mk]k2(94D2+16D)/24计算1.5m单螺旋生产能力：Q=lxlxl.7(94x1.52+16x1.5)/24=16.68t/h设计中溢流为Q4=8.91t/h因此，选用FG-15①1500高堰式单螺旋分级机是可行的3.5.4核对选定分级机返砂生产能力Q=135mk1nDs/24=135x1x1x4x1.5 查设备手册选适当磨机(所选磨机有效容积为V),这里推荐选 查设备手册选适当磨机(所选磨机有效容积为V),这里推荐选MQY900X1800湿式选溢流型球磨机，有效容积v=0.9m3，重量5.8吨，通体转速39.2r/min。 磨机台数n及负荷率n计算。设计中返砂量为Q5=13.36t/h因此，选用FG-15①1500高堰式单螺旋分级机是可行的。3.5.5查手册、图纸资料看是否满足与球磨机的配置要求查手册、图纸资料知该螺旋分级机满足与球磨机的配置要求。3.5.6列出螺旋分级机性能表表3-7螺旋分级机性能表类型型号规格转速生产能力(t/d)水槽'坡度功率溢流粒度重量按返砂按溢流咼堰式单FG-15©15002.5~61830~274023514~18.57.50.158.565螺旋3.6石墨矿再磨设备的选型与计算3.6.1I次再磨设备的选型与计算确定再磨时间t：I次再磨时间为3分钟。据矿浆体积按公式V=1.1Vt/(k①)求所需磨机有效容积，需式中k系数一般为0.3-0.4,①-钢球的充填率取0.3-0.4。所需磨机有效容积为V=1.1xV7x(3/60)/(0.4x0.35)=1.1x1.21x(3/60)x/(0.4x0.35)=0.48m3需n=V/V=0.48/0.9=0.5333，取1台；n=n/n=0.5333/1=53.33%；计需选 计选n-计算所需磨机台数；n-实际选择磨机台数。计选II次再磨设备的选型与计算11次再磨时间均定为5分钟11次再磨磨机所需有效容积分别为V〒需II=1.1xV12x(5/60)/(0.4x0.35)=1.1x1.03x(5/60)/(0.4x0.35)=0.67m3需ii推荐选用MQY900x1800湿式溢流型球磨机，有效容积v=0.9m3磨机台数n及负荷率n计算：n计=V/V=0.67/0.9=0.7444，取1台；需ii选n=n/n=0.7444/1=74.44%；计选III次再磨设备的选型与计算111次再磨时间均定为5分钟111次再磨磨机所需有效容积分别为V〒需III書=1.1xV14x(5/60)/(0.4x0.35)=1.1X1.05X(5/60)/(0.4X0.35)=0.69m3需III推荐选用MQY900x1800湿式溢流型球磨机，有效容积v=0.9m3磨机台数n及负荷率n计算：n=V/V=0.69/0.9=0.7667，取1台；计 需III 选n=n/n=76.67%；计选最后列出所选定的再磨设备性能表表3-8再磨设备性能表类型型号规格有效容积(m3)筒体转速(r/min)最大装球量(t)功率(kw)重量(t)湿式溢流型球磨机MQY900x18000.939.21.66225.83.7浮选设备的选型与计算3.7.1浮选原始资料浮选时间：椐(石墨选矿)和现厂资料选定-粗选时间为10分钟，扫选时间为8分钟，一次精选时间为12分钟，二、三次精选时间为15分钟。浮选矿浆体积计算：V=KlQ（R+l/6）/60式中：V 进入作业的矿浆体积（m'/min）；Q 进入作业的矿石量（t/h）；R——矿浆液固比；5——矿石密度（t/m3）；K1 给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，Kl=1.0；当浮选前为湿式自磨时,K1=1.3。V『KiQ6(R6+1/6)/60=1.0x9.63x(3.0+1/2.7)/60=0.54(m3/min)；▼扫=K1Q8(R8+1/5)/60=1.0x8.74x(3.20+1/2.7)/60=0.52(m3/min)；精尸K1Q11(R11+1/8)/60=1.0x1.04x(5.44+1/2.7)/60=0.10(m3/min)；精厂K1Q12(R12+1/8)/60=1.0x0.55x(1.50+1/2.7)/60=0.02(m3/min)皿=K1Q14(R14+1/8)/60=1.0x0.47x(1.86+1/2.7)/60=0.02(m3/min)根据(石墨选矿)和现厂资料选定各浮选机规格型号一般精选要比粗选小一型号，查手册可知选定各浮选机有效容积V。1由矿浆体积得粗选、扫选用XJ-6浮选机，XJ-6机有效容积V=0.62m',效精选均用XJ-2机，有效容积V=0.23m'。效计算所需选定浮选机的槽数n按公式n二Vt/V，计算所需选定浮选机的槽数n，实际选择浮选机槽数为n（整数）。计 效 计 选并计算选定浮选机的负荷率n二n/n；计选n——计算所浮选机槽数；计 矿浆体积（m'/min）；t 浮选时间，min； 浮选机有效容积（m'）；效n——实际选择浮选机槽数；选粗选n=0.54x10/0.62=8.71台，取10台n=n/n=8.71/10=87.1%计计选扫选n=0.52x8/0.62=6.71台,取8台，n=n/n=6.71/8=67.1%计计选精选In=0.10x12/0.23=5.22台，取6台，n=n/n=5.22/6=87.0%计计选精选IIn=0.02x15/0.23=1.30台，计取2台，n=n/n计=1.30/2=65.0%选精选IIIn=0.02x15/0.23=1.30台，取2台，n=n/n=1.30/2=65.0%计 计选列出所有选定的粗选、扫选及各次精选浮选机的技术性能表表3-9浮选机技术性能表类型型号单槽有效容积m3叶轮处理矿浆量m3/min功率kW直径mm转速r/min机械搅拌式浮XJ-20.232505040.12〜0.283选机XJ-60.623504000.3〜0