2400td铜选矿厂设计说明书课程设计说明书

2400t/d铜选矿厂设计说明书矿物加工工程课程设计说明书题目：2400t/d铜选矿厂设计说明书

前言本次矿物加工工程设计是在学院老师的指导下，结合生产实习所学的知识，参考矿物加工工程设计及相关手册资料，对选矿厂进行初步设计。矿物加工工程设计是矿物加工专业教学过程中的基本实践环节，作为对大学生在学校所学的基础知识和积累的经验的一次综合性考察。在系统学习了《矿物加工工程设计》设计课程之后，同时结合了生产实习过程中对现场的了解，在设计过程中，把所学的理论知识和实践经验有效地结合起来，从而更好地理解和掌握书本上所学的内容。设计就是一个不断学习和认识的过程，是一个把理论知识运用到实践生产的过程。此次设计的主要任务就是初步设计一个给定规模和参数的选矿厂，包括破碎、筛分、磨矿、分级、浮选、脱水流程的计算和相应设备的选择，浮选流程属质量流程图的绘制和磨浮主厂房设备配置的平、断面图的绘制。设计说明书主要有以下几个部分：第一章为设计目的及任务，简要介绍本次设计的基本内容与要求，第二章为破碎及筛分流程计算，第三章破碎及筛分设备选择，第四章磨矿分级流程计算及设备选择，第五章磨矿及分级设备的选择与计算，第六章浮选设备的选择与计算，第七章脱水设备、搅拌槽的选择与计算，第八章磨矿矿仓的设计与计算，最后还有附件一、附件二、附件三，分为为：浮选数质量流程图、磨浮主厂房设备配置平面图、磨浮主厂房设备配置剖面图。本次设计主要以《矿物加工课程设计指导书》为依据，参考矿物加工工程设计和选矿厂设计手册，在老师的指导下初步完成了本次设计。针对这次设计过程中遇到的问题，通过老师和同学的讲解以及细心指导，都得以顺利的完成。在此特别感谢老师和同学们对我的指导和帮助。由于时间的关系和本人设计水平有限，设计过程中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！目录19303第1章设计的目的及任务 设计的目的及任务1.1设计目的1、通过课程设计，巩固和深化《选矿厂设计》课程所学内容，初步掌握设计说明书编写、工程绘图的基本方法；2、在设计过程中，运用所学专业知识和计算机绘图知识，解决设计中所出现的基本问题，提高分析问题和解决问题的能力；3、学会使用各种设计参考书、文献、手册、图表、国家标准和规范等资料；4、学会使用计算机，正确进行流程和设备计算，学会使用各种绘图工具进行工程图纸的绘制；5、通过流程计算，提高选矿厂设计过程中的计算能力，通过设备配置和绘图，提高识图和绘图能力。1.2设计流程破碎阶段：三段一闭路破碎流程；磨矿阶段：一段闭路磨矿流程；浮选阶段：一次粗选、两次扫选、三次精选1.3设计规模设计选厂规模为：2400t/d1.4工作制度破碎车间工作制度：连续工作制度，每日三班，每班6.5h;磨浮车间工作制度：连续工作制度，每日三班，每班8h；精矿脱水车间工作制度：间断工作制度，一日一班；破碎及筛分流程计算设计已知条件：选矿厂规模为2400t/d，原矿最大粒度为650mm，破碎最终产物粒度为13mm，矿石真实密度，松散密度，中等可碎性矿石，破碎车间工作制度为每天3班，每班6.5h，每年工作330天，年作业率73.46%。破碎车间小时处理量:Q=2400/(6.5x3)=123.1t/h;总破碎比：；初步拟定破碎流程：根据总破碎比选用三段一闭路破碎流程，流程图如右图。各段破碎比：；各段破碎产物的最大粒度：，，；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。初定粗碎用颚式破碎机，中碎用标准圆锥破碎机，细碎用短头型圆锥破碎机，则各段破碎机排矿口分别为：取25mm取100mm采用等值筛分工作制度：取11mm选择各段筛子筛孔和筛分效率粗筛：筛孔在选取，即在之间，取；中筛：筛孔在选取，即在之间，取细筛采用等值筛分工作制度：；计算各产物的产率和重量1）粗碎作业：，为原矿中小于150mm的粒级的含量，粗筛筛孔与原矿最大粒度之比值，查图4-3，得，则。中碎作业：—产物5中小于40mm粒级含量。其数值等于原矿中小于40mm粒级含量与产物4中小于40mm粒级含量之和，即：中筛的筛孔与原矿最大粒度的比值，查选矿厂设计图4-3，中等可碎性矿石，得.中筛筛孔与粗碎机排矿口尺寸的比值，查选矿厂设计图4-5，中等可碎性矿石，得则：细碎作业：细筛筛孔与原矿最大粒度之比，查图4-3，中等可碎性矿石，得。细筛筛孔与粗碎机排矿口尺寸的比值，从图4-5查得中等可碎性矿石，。细筛筛孔与中碎机排矿口尺寸的比值，从图4-6得中等可碎性矿石，则：细筛筛孔与细碎机排矿口尺寸的比值，从图4-9查得中等可碎性矿石，得。根据平衡关系，细碎作业可以列出以下平衡方程式：破碎及筛分设备选择和计算3.1破碎设备的选择和计算3.1.1粗碎设备的选择和计算根据流程计算，初步拟定用PEJ900x1200mm颚式破碎机进行计算，该机在标准条件下的生产能力为：，——单位排矿口宽度的生产能力，查《选矿厂设计》教材表5-1得；——排矿口宽度。又，则：经校正后的生产能力为：，式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取 ——矿石密度修正系数， ——给矿粒度修正系数，,查《选矿厂设计》教材表5-7，取——水分修正系数，矿石中含水量为3%，取=1.0故：需破碎机台数为：式中——设计流程中，通过粗碎机的矿量，即。为不均匀系数，这里取。故：台，取一台此时颚式破碎机的负荷率：3.1.2中碎设备的选择和计算根据流程计算，初步拟定中碎选用PYY-B1219标准液压圆锥破碎机，该机在标准条件下的生产能力为：，查表5-5得，又排矿口，则: 经校正后的生产能力为：式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取 ——矿石密度修正系数， ——给矿粒度修正系数，,查《选矿厂设计》教材表5-8，取;——水分修正系数，矿石中含水量为3%，取=1.0故：所需破碎机台数为：台，取一台。此时颚式破碎机的负荷率：3.1.3细碎设备的选择和计算 根据流程计算，初步拟定细碎选用PYT-D2213短头圆锥破碎机，该机在开路破碎标准条件下的生产能力为：，查表5-5得，又，则经校正后开路条件下生产能力为： 式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取 ——矿石密度修正系数， ——给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》教材表5-8，取——水分修正系数，矿石中含水量为3%，取=1.0故：在闭路破碎时，按通过量计算的生产能力为：，根据矿石性质取，则：,故所需破碎机台数为：台，取一台；此时短头圆锥破碎机的负荷率：通过计算可知，所选用的破碎设备均满足设计要求。表3-1破碎设备选择计算表作业名称设备名称及规格台数设备允许给矿粒度mm设计的给矿粒度mm排矿口mm最大排矿粒度mm设备处理量t/h.台流程给矿量t/h负荷率%粗碎PEJ900×1200mm颚式破碎机1750650100160148.125102.876中碎PYY-B1219标准液压圆锥破碎机11601602547.5129.4684.372细碎PYT-D2213短头液压圆锥破碎机111047.51113449.712211.57563.2筛分设备的选择和计算3.2.1第一段破碎的预先筛分已知给矿量Q=123.1t/h，给矿粒度为-650mm，矿石松散密度γ=1.8t/m3,筛孔尺寸，采用固定棒条筛。筛分所需面积F=Q/(qa)式中q按给矿计的1mm筛孔宽的固定条筛单位面积生产能力（m2·h·mm）查表5-12得，当a=150mm、E=50%时q=0.68t/（m2·h·mm）则F=Q/(qa)=123.1/（0.68×150）=1.21m筛分面积一般依据给矿粒度dmax计算。筛子宽度B=（2.5—3）dmax=2.5×600=1625筛子长度L=（2—3）B=2×1625=325故筛分面积F=B×L=1625×3250=5281mm2=5.2m负荷率η=1.21/5.2=23.3%3.2.2第二段破碎的预先筛分采用单层振动筛，筛分面积计算公式为：F=Q/(γq)筛孔尺寸a=40mm,查表5—13取q=32.6m3/m2·h,γ=1.8t/m3所需筛子的有效筛分面积为：筛子的几何面积为：根据计算结果可选用一台YA1500x3000的圆振动筛负荷率η=2.47/4.5=54.9%3.2.3第三段破碎的预先及检查筛分已知给矿量，筛孔尺寸，查表5-13取确定产物10中细粒级及粗粒级的含量：细粒级含量：，筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比为，查标准圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得，筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比为，查短头圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得，则代入上式得：；粗粒级含量：，筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为，查标准圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得。筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为，查短头圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得，则代入上式得:筛分效率采用E=65%；根据筛子的工作条件，查表5-14确定校正系数为：所需筛子的有效筛分面积：筛子的几何面积，根据计算结果可选用1台YA2100×4800圆震动筛。负荷率η=8.34/10=83.4%综上所述，筛分设备选择计算表如下：表3-2筛分设备选择计算表作业名称设备名称及规格台数筛孔mm需要的面积m2选择的面积m2流程的给矿量t/h筛分效率%负荷率%第一段

预先筛分1625×3250

固定棒条筛11501.215.2123.15023.3第二段

预先筛分YA1500x3000圆振动筛1402.474.50123.18054.9第三段

检查筛分YA2100×4800双层圆振筛1168.3410334.676583.4磨矿分级流程计算及设备选择4.1磨矿分级流程的计算已知：，中等可碎性矿石，循环负荷，日工作3班，每班8h。磨矿分级为带检查筛分的一段磨矿流程。如图所示：计算车间小时处理量：4.2选别流程的计算已知条件：流程为一粗三精二扫，浮选的数质量及矿浆流程图见附件，Q17=100t/h矿石密度，粗选时间为10min，浓度为33%，精选1时间为14min，浓度为25%，精选2时间为12min，浓度为20%，精选3时间为10min，浓度为18%，扫选1时间为7min，扫选2时间为6min，最终产物为铜精矿。4.2.1确定分配方案 已知：c=2，np=12，ap=6计算原始指标数原始指标数的分配 分配方案原始指标值的选择4.2.2计算各产物产率计算产物32、33的产率由ε33=r33β33/β1得：r33=ε33β1/β33=0.95×0.008/0.25=3.04%r32=r17-r33=100%-3.04%=96.96%计算产物29、34的产率r29=r33+r34r29β29=r33β33+r34β34解得r29=r33（β33-β34）/（β29-β34）=3.04%×（25.0-8.5）/（22.0-8.5）=3.72%r34=r29-r33=3.72%-3.04%=0.68%计算产物23、30的产率r23+r34=r29+r30r23β23+r34β34=r29β29+r30β30解得=r30=r23+r34-r29=5.65%+0.68%-3.72%=2.61%r28=r23+r34=5.65%+0.68%=6.33%校核r28=r29+r30=3.72%+2.61%=6.33%计算产物19、24的产率r19+r30=r23+r24r19β19+r30β30=r23β23+r24β24解得=r24=r19+r30-r23=10.54%+2.61%-5.65%=7.5%r21=r19+r30=10.54%+2.61%=13.15%校核r21=r23+r24=5.65%+7.5%=13.15%计算产物26、31的产率由r33=（β1-β32）/(β33-β32)得β32=（β1-r33β33）/（1-r33）=（0.8%-3.04%×25.0%）/(1-3.04%)=0.041%r26=r31+r32r26β26=r31β31+r32β32解得r26=r32（β32-β31）/（β26-β31）=96.96%(0.041-0.46)/(0.06-0.46)=101.57%r31=r26-r32=101.57%-96.96%=4.61%计算产物20、25的产率r20+r31=r25+r26r20β20+r31β31=r25β25+r26β26解得=r20=r25+r26-r31=6.54%+101.57%-4.61%=103.5%r22=r20+r31=103.5%+4.61%=108.11%校核r22=r25+r26=6.54%+101.57%=108.11%r27=r24+r25=7.5%+6.54%=14.04%r18=r17+r27=100%+14.04%=114.04%校核r18=r19+r20=10.54%+103.5%=114.04%4.2.3计算各产物重量按Qn=Q11rn算出各产物的重量Q33=Q17r33=100×0.0304=3.04t/hQ32=Q17-Q33=96.96t/hQ29=Q17r29=100×0.0372=3.72t/hQ34=Q29-Q33=0.68t/hQ23=Q17r23=100×0.0565=5.65t/hQ30=Q23+Q34-Q29=5.65+0.68-3.72=2.61t/hQ28=Q23+Q34=5.65+0.68=6.33t/h校核Q28=Q29+Q30=3.72+2.61=6.33t/hQ19=Q17r19=100×0.1054=10.54t/hQ24=Q19+Q30-Q23=10.54+2.61-5.65=7.5t/hQ21=Q19+Q30=10.54+2.61=13.15t/h校核Q21=Q23+Q24=5.65+7.5=13.15t/hQ26=Q17r26=100×1.0181=101.81t/hQ31=Q26-Q32=101.81-96.96=4.85t/hQ20=Q17r20=100×1.0372=103.72t/hQ25=Q20+Q31-Q26=103.72+4.85-101.81=6.76t/hQ22=Q20+Q31=103.72+4.85=108.57t/h校核Q22=Q25+Q26=6.76+101.81=108.57t/hQ27=Q24+Q25=7.5+6.76=14.26t/hQ18=Q17+Q27=100+14.26=114.26t/h校核Q18=Q19+Q20=10.54+103.72=114.26t/h4.2.4计算各产物回收率按εn=rnβn/β1算出各产物的回收率，已知ε33=95.0%ε32=ε17-ε33=100%-95.0%=5.0%ε29=r29β29/β1=3.72%×22.0/0.8=102.3%ε34=ε29-ε33=102.3%-95.0%=7.3%ε23=r23β23/β1=5.65%×16.0/0.8=113%ε30=ε29+ε34-ε29=113%+7.3%-102.3%=18%ε28=ε23+ε34=113%+7.3%=120.3%校核ε28=ε29+ε30=102.3%+18%=120.3%ε19=r19β19/β1=10.54%×8.0/0.8=105.4%ε24=ε19+ε30-ε23=105.4%+18%-113%=10.4%ε21=ε19+ε30=105.4%+18%=123.4%校核ε21=ε23+ε24=10.4%+113%=123.4%ε31=r31β31/β1=4.61%×0.46/0.8=2.65%ε26=ε31+ε32=2.65%+5.0%=7.65%ε25=r25β25/β1=6.54%×0.5/0.8=4.09%ε20=ε25+ε26-ε31=4.09%+7.65%-2.65%=9.09%ε22=ε20+ε31=9.09%+2.65%=11.74%校核ε22=ε25+ε26=4.09%+7.65%=11.74%ε27=ε24+ε25=10.4%+4.09%=14.49%ε18=ε17+ε27=100%+14.49%=114.49%校核ε18=ε19+ε20=105.4%+9.09%=114.49%4.2.5计算未知品位4.3流程水量计算4.3.1磨矿流程液固比水量补加水量由公式计算：磨矿补加水：分级补加水：4.3.2选别流程必须保证的浓度：粗选作业浓度C=1\*ROMANI=33%；精选=1\*ROMANI作业浓度C=2\*ROMANII=25%；精选=2\*ROMANII作业浓度C=3\*ROMANIII=20%；精选=3\*ROMANIII作业浓度C=4\*ROMANIV=18%。不可调节浓度：粗选精矿浓度C19=45%；精选=1\*ROMANI精矿浓度C23=46%；精选=2\*ROMANII作业浓度C29=47%；精选=3\*ROMANIII作业浓度C33=48%；扫选=1\*ROMANI精矿浓度C25=35%；扫选=2\*ROMANII精矿浓度C31=32%。（1）按Rn=(100-Cn)/Cn计算液固比R=1\*ROMANI、R=2\*ROMANII、R=3\*ROMANIII、R=4\*ROMANIV、R19、R23、R29、R33、R25和R31：R=1\*ROMANI=(100-C=1\*ROMANI)/C=1\*ROMANI=（100-33）/33=2.03R=2\*ROMANII=(100-C=2\*ROMANII)/C=2\*ROMANII=（100-25）/25=3R=3\*ROMANIII=(100-C=3\*ROMANIII)/C=3\*ROMANIII=（100-20）/20=4R=4\*ROMANIV=(100-C=4\*ROMANIV)/C=4\*ROMANIV=（100-18）/18=4.56R19=(100-C19)/C19=（100-45）/45=1.22R23=(100-C23)/C23=（100-46）/46=1.17R29=(100-C29)/C29=（100-47）/47=1.13R33=(100-C33)/C33=（100-48）/48=1.08R25=(100-C25)/C25=（100-35）/35=1.86R31=(100-C31)/C31=（100-32）/32=2.215（2）按Wn=QnRn计算水量W=1\*ROMANI、W=2\*ROMANII、W=3\*ROMANIII、W=4\*ROMANIV、W19、W23、W29、W33、W25和W31由前面的计算可知Q=1\*ROMANI=Q18=114.26t/h,Q=2\*ROMANII=Q21=13.15t/h,Q=3\*ROMANIII=Q28=6.33t/h,Q=4\*ROMANIV=Q29=3.72t/h,Q19=10.54t/h,Q23=5.65t/h,Q29=3.72t/h,Q33=3.04t/h,Q25=6.76t/h,Q31=4.85t/h,则W=1\*ROMANI=Q18R=1\*ROMANI=114.26×2.03=231.95t/hW=2\*ROMANII=Q21R=2\*ROMANII=13.15×3=39.45t/hW=3\*ROMANIII=Q28R=3\*ROMANIII=6.33×4=25.32t/hW=4\*ROMANIV=Q29R=4\*ROMANIV=3.72×4.56=16.96t/hW19=Q19R19=10.54×1.22=12.88t/hW20=W=1\*ROMANI-W19=231.95-12.88=219.07t/hW23=Q23R23=5.65×1.17=6.63t/hW24=W=2\*ROMANII-W23=39.45-6.63=32.82t/hW29=Q29R29=3.72×1.13=4.20t/hW30=W=3\*ROMANIII-W29=25.32-4.20=21.12t/hW33=Q33R33=3.04×1.08=3.30t/hW34=W=4\*ROMANIV-W33=16.96-3.30=13.65t/hW25=Q25R25=6.76×1.86=12.55t/hW31=Q31R31=4.85×2.125=10.31t/hW22=W20+W31=219.07+10.31=229.38t/hW26=W22-W25=229.38-12.55=216.83t/hW32=W26-W31=216.83-10.31=206.52t/h（3）按计算不加水L=1\*ROMANI、L=2\*ROMANII、L=3\*ROMANIII和L=4\*ROMANIV粗选：L=1\*ROMANI=W=1\*ROMANI-（W17+W24+W25）=216.83-（150+32.82+12.55）=36.58t/h精=1\*ROMANI：L=2\*ROMANII=W=2\*ROMANII-（W19+W30）=39.45-（12.88+21.12）=5.45t/h精=2\*ROMANII：L=3\*ROMANIII=W=3\*ROMANIII-（W23+W34）=25.32-（6.63+13.65）=5.04t/h精=3\*ROMANIII：L=4\*ROMANIV=W=4\*ROMANIV-W29=16.95-4.20=12.75t/h4.3.3脱水流程选别所得的铜精矿拟采用浓缩和过滤两段脱水流程，且滤液返回浓缩机。（1）原始指标最终铜精矿含水量为12%；浮选铜精矿33的浓度为；浓密机底流浓度确定为。（2）各产物水量计算4.4选别过程矿浆体积的计算按Vn=Qn(Rn+1/δ)计算矿浆体积V=1\*ROMANI、V=2\*ROMANII、V=3\*ROMANIII和V=4\*ROMANIV粗选：V=1\*ROMANI=Q18(R=1\*ROMANI+1/δ)=114.26(2.03+1/3.2)=267.65m3/h精=1\*ROMANI：V=2\*ROMANII=Q21(R=2\*ROMANII+1/δ)=13.15(3+1/3.2)=43.56m3/h精=2\*ROMANII：V=3\*ROMANIII=Q28(R=3\*ROMANIII+1/δ)=6.33(4+1/3.2)=27.30m3/h精=3\*ROMANIII：V=4\*ROMANIV=Q29(R=4\*Arabic4+1/δ)=3.72(4.56+1/3.2)=18.11m3/hV19=Q19(R12+1/δ)=10.54(1.22+1/3.2)=16.17m3V20=V=1\*ROMANI-V19=267.65-16.17=251.48m3/hV31=Q31(R31+1/δ)=4.85(2.125+1/3.2)=11.82m3V22=V20+V31=251.48+11.82=263.3m3V25=Q25(R25+1/δ)=6.76(1.86+1/3.2)=14.67m3V26=V22-V25=263.3-14.67=248.63m3V32=V26-V31=248.63-11.82=236.81m34.5选别过程未知浓度的计算（1）按式Cn=100/(1+Wn/Qn)计算某些作业和产物的未知浓度C24=100/(1+W24/Q24)=100/(1+38.18/9.06)=19.18%C30=100/(1+W30/Q30)=100/(1+25.53/3.15)=10.98%C34=100/(1+W34/Q34)=100/(1+16.51/0.82)=4.73%C32=100/(1+W32/Q32)=100/(1+241.47/113.44)=31.9%C26=100/(1+W26/Q26)=100/(1+249.68/117.13)=31.93%C20=100/(1+W20/Q20)=100/(1+264.68/117.13)=31.93%C22=100/(1+W22/Q22)=100/(1+277.37/131.2)=32.1%（2）按下式计算工艺过程总补加水量=W33+W32-W17=3.3+206.52-150=59.82t/h校核=L=1\*ROMANI+L=2\*ROMANII+L=3\*ROMANIII+L=4\*ROMANIV=36.58+5.45+5.04+12.75=59.82t/h（3）按下式计算选厂总耗水量（未含磨矿）=（1.1～1.15）=1.13×59.82=67.60t/h（4）按下式计算选别流程单位耗水量（未含磨矿）Wg=/Q17=67.60/100=0.676m3/（t·h）磨矿及分级设备的选择和计算磨机的选择与计算设计条件：给矿量100t/h(2400t/d),给矿粒度13mm，磨矿细度为-0.074mm65%，给矿中-0.074mm粒级占9%，中等可碎性矿石。现场条件：磨矿流程是一段闭路磨矿，磨矿机采用DxL=2100x3000溢流型球磨机，给矿粒度是12mm，其中-0.074mm的级别含量为10%，最终产物-0.074mm65%，每台处理能力为18t/h。根据磨矿细度为-0.074mm65%，现用一段闭路磨矿流程，磨矿机采用湿式格子型，初步选择球磨机、球磨机和进行计算和方案比较。计算现场生产磨机单位生产能力（-0.074mm级别计算）式中q0=18t/h（2）计算：式中 ——现场磨机按新生成计算级别计的单位容积生产能力，； ——设计磨机按新生成计算级别计的单位容积生产能力，； ——被磨矿石的磨矿难易度系数，参考《选矿厂设计》教材表5-13确定，取； ——磨机直径校正系数，参考《选矿厂设计》教材表5-15确定； ——设计磨机的型式校正系数，参考《选矿厂设计》教材表5-16确定，溢流型球磨机取； ——设计与现场生产磨机给矿粒度、产品粒度差异系数，，（式中——设计磨机按新生成计算级别的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力；——现场磨机按新生成计算级别的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力；，参考《选矿厂设计》教材表5-17确定，取，m=0.92.m.=0.92,所以；=0.92/0.92=1.0对湿式格子型球磨机，查表5-16，=1.17，则q=1.0x1.17x1.0x1.0x1.1=1.287t/m3.h；对湿式格子型球磨机，查表5-16得，则q=1.0x1.25x1.0x1.0x1.1=1.375t/m3.h;对，查表得=1.25.则q=1.0x1.25x1.0x1.0x1.1=1.375t/m3.h;(3)计算台数，，式中Q=100t/h，对溢流型球磨机，q=1.287t/m3.h,有效容积V=18.5m3则，取3台；此时磨机负荷率对溢流型球磨机，q=1.375t/m3.h,有效容积V=21.8m3，则，取2台；此时磨机负荷率对溢流型球磨机，q=1.375t/m3.h,有效容积V=26.2m3，则：，取2台。此时磨机负荷率（4） 球磨机设备选择方案比较表5-1 球磨机设备选择方案比较方案球磨机型号规格台数/台负荷率/%功率/kW总功率/kW单重/t总重/tⅠMQG2700×3600378.40400120077231ⅡMQG3200×3000293.415001000107.7215.4ⅢMQG3200×3600277.726301260114.7229.4由方案比较结果可知，方案2总功率最小，同时设备的重量又小，所以选择方案2；选择MQG3230磨机两台。校核：用球磨机单位容积的小时通过量A来校核。满足磨机的工作要求，因此此选择是合适的。表5-2磨矿设备选择计算表设备名称及规格台数给矿粒度mm产品粒度(-200目%)需要的有效容积/m3选择的有效容积/m3单位处理量

t/m3h负荷率η%MQY3200×3000湿式格子型球磨机2136521.821.81.37593.415.2螺旋分级机的选择和计算已知条件：设计的给矿量Q11=100t/h,返砂量为Q16=3Q11=300t/h,矿石密度为3.2t/h,分级机溢流细度65%-0.074mm，初选球磨机两台，则根据一台球磨机对应一台分级机，因此分级机也选两台。螺旋分级机形式选择。根据分级溢流细度大于0.15mm采用高堰式分级机。每台分级机生产能力为（1.1为矿量波动系数）计算螺旋分级机直径，，式中——分级机螺旋直径（m）； ——按溢流中固体重量计的处理量（）； ——分级机螺旋个数； ——矿石密度校正系数，，（式中——标准矿石密度，一般取；——设计的矿石密度）可得：——分级粒度校正系数，参考《选矿厂设计》教材表5-22得。由上述条件可知，Q=55t/h,m=2(双螺旋)，则，因此可以选用高堰式螺旋分级机2FG-20两台。按照返砂量计算分级机的处理能力，，n为螺旋转速r/min,易知返砂量满足设计要求。（4）计算负荷率η由得：设备处理量Q0=[(D+0.08)/0.103]2×(mK1K2)/24=[(2.0+0.08)/0.103]2×（2×1.25×1.40）/24=59.47t/h所以：分级的负荷率η=Q/Q0=55/59.47=92.48%表5-3分级设备选择计算表设备名称及规格台数分级溢流返砂溢流细度(-200目%)流程给矿量(t/h)设备处理量(t/h台)负荷率%流程给矿量(t/h)设备处理量(t/h台)负荷率%2FG-20Ф2000高堰式双螺旋分级机2655559.4792.4830040574.1浮选设备的选择和计算浮选与磨矿系列相同，粗、扫选分为两个系列，精选合并为一个系列。6.1粗选作业：，，粗选浮选浓度为33%，则R=2，该作业每分钟流量为：，选用JJF-8浮选机，则，则槽考虑矿量波动，故取4槽。6.2扫选作业I：，扫选1浓度为32.456%，则R=2.081，该作业每分钟流量为：，选用JJF-8浮选机，则，则槽考虑矿量波动，故取3槽。6.3扫选作业II：，扫选2浓度为32.306%，则R=2.095，该作业每分钟流量为：选用JJF-8浮选机，则,有槽，考虑矿量波动，故取3槽。6.4浮选精选I作业：，精选1浓度为25%，则R=3，该作业每分钟流量为：，选用XJ-28浮选机，则，则，考虑矿量波动，故取6槽。6.5浮选精选II作业：，精选2浓度为20%，则R=4，该作业每分钟流量为，选用XJ-28浮选机，则，，考虑矿量波动，故取4槽。6.6浮选精III作业：，精选3的浓度为18%，则R=4.6，该作业每分钟流量，选用XJ-28浮选机，则，，考虑矿量波动，故取2槽。综上所述，全流程用JJF-8浮选机(4+3+3)x2=20槽，选用XJ-28浮选机6+4+2=12槽。表6-1浮选设备选择计算表序号作业名称流程矿量及矿浆浓度浮选时间min浮选机矿量t/h流量m3/h矿浆浓度%设计实际型号容积m3/槽计算槽数选定槽数1粗选114.26132331012.65JJF-886.32582精选I13.1521.78251414.08XJ-282.85.96863精选II6.3313.65201215.01XJ-282.83.19744精选III3.729.138181011.21XJ-282.81.78325扫选I108.5751.98432.177.71JJF-885.44866扫选II101.81122.5831.968.19JJF-884.3936搅拌槽、脱水设备的选择和计算7.1.搅拌槽的选择与计算由实际生产可知：我们需要在进入粗选之前对矿浆进行搅拌，由于磨机和分级机设备都是两个系列，为了在设备上匹配，现也选择2台搅拌槽。搅拌槽容积式中V所需搅拌槽容积（m3）；K1给矿不均匀系数，该作业前为球磨机时，K1=1.0；为自磨机时，K1=1.3；Q进入搅拌槽的设计矿石量（含返回），t/h；t搅拌时间（min）,由试验确定，一般t=5～10min；他符号同前。本设计中，，故：选择2台XB-2500矿用普通搅拌槽，每个容积实际搅拌时间：t/=60V0/[K1Q(R+1/δ)]=60×11.15/[1.0×57.13(2.03+1/3.2)]=5.0min表7-1搅拌槽选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数设备处理量（t/h·台）流程的矿浆量m3/h·台搅拌时间/min备注计算实际1粗选前搅拌XB—2500矿用普通搅拌槽257.13133.855两台并联平行使用7.2浓缩机的选择和计算两个浮选系列所得的精矿合并后进行脱水。按单位面积处理量q0,计算浓缩作业所需浓缩机总面积，即F=Q/q0式中F所需浓缩机面积(m3)；Q给入浓缩机的固体量（t/d）；q0单位面积生产能力（t/m2.d），参阅表5-30得q0=0.8t/m2.d本设计中，Q=24Q33=24×3.04=72.96t/d,则：F=72.96/0.8=91.2m拟采用一台浓密机，则其直径D为：选用NZS-12中心传动浓缩机一台单位面积实际处理量q0/=Q/F0=72.96/113=0.646t/m2·d表7-2浓缩机选择计算表作业名称给矿量t/d给矿浓度%设备规格及数量处理量t/m2·d型号面积m2台数设计实际精矿浓缩72.9648NZS-12中心传动浓缩机11310.80.6467.3过滤设备的选择和计算真空过滤机台数，按下式计算：n=Q/Fq式中n过滤机台数（台）；Q需要过滤的固体精矿量（t/h）；F选择的过滤机的面积现选用GW-20型号的过滤机，则F=20m2,精矿产品为铜精矿，查表5-31得q=0.2t/m2本设计中，Q=Q33=3.04t/h，则：n=3.04/(29×0.2)=0.76台，取1台。单位面积实际处理能力为：q/=Q/nF=3.04/(1×20)=0.152t/m2·h故过滤设备选择计算表如下：表7-3过滤机的选择与计算作业名称给矿量t/h给矿浓度%设备规格及数量处理量t/m2·h型号面积m2台数设计TOC\o"1-3"\h\u实际精矿过滤3.0465GW-20外虑式筒形真空过滤机2010.20.152：磨矿矿仓的设计与计算已知贮矿量为2400t/d，贮矿时间为24h.计算贮矿所需总容积又磨矿有两个系列，故矿仓要两个，每个的容积为1333.33/2=666.67m主要尺寸的确定及有效容积的计算由取K=0.85则根据几何容积，初步定矿仓直径10m，排矿口1m。计算堆积角组成的有效容积查表得堆积角又计算陷落角组成的有效容积又仓壁组成的有效容积，故设计合理。最终设计矿仓高度为15.63m,排矿口直径为1m，矿仓直径为10m。参考文献[1]《选矿设计手册》编委会组.选矿设计手册[M].北京:冶金工业出版社,1988；[2]黄丹.选矿厂设计[M].北京:冶金工业出版社,2010；[3]《选矿手册》编辑委员会．选矿手册[M]．北京:冶金工业出版社,2008；[4]胡岳华，王毓华，王化军.矿物加工工程设计[M].长沙：中南大学出版社，2012。基于C8051F单片机直流电动机反馈控制系统的设计与研究基于单片机的嵌入式Web服务器的研究MOTOROLA单片机MC68HC（8）05PV8/A内嵌EEPROM的工艺和制程方法及对良率的影响研究基于模糊控制的电阻钎焊单片机温度控制系统的研制基于MCS-51系列单片机的通用控制模块的研究基于单片机实现的供暖系统最佳启停自校正（STR）调节器单片机控制的二级倒立摆系统的研究基于增强型51系列单片机的TCP/IP协议栈的实现基于单片机的蓄电池自动监测系统基于32位嵌入式单片机系统的图像采集与处理技术的研究基于单片机的作物营养诊断专家系统的研究基于单片机的交流伺服电机运动控制系统研究与开发基于单片机的泵管内壁硬度测试仪的研制基于单片机的自动找平控制系统研究基于C8051F040单片机的嵌入式系统开发基于单片机的液压动力系统状态监测仪开发模糊Smith智能控制方法的研究及其单片机实现一种基于单片机的轴快流CO〈,2〉激光器的手持控制面板的研制基于双单片机冲床数控系统的研究基于CYGNAL单片机的在线间歇式浊度仪的研制基于单片机的喷油泵试验台控制器的研制基于单片机的软起动器的研究和设计基于单片机控制的高速快走丝电火花线切割机床短循环走丝方式研究基于单片机的机电产品控制系统开发基于PIC单片机的智能手机充电器基于单片机的实时内核设计及其应用研究基于单片机的远程抄表系统的设计与研究基于单片机的烟气二氧化硫浓度检测仪的研制基于微型光谱仪的单片机系统单片机系统软件构件开发的技术研究基于单片机的液体点滴速度自动检测仪的研制基于单片机系统的多功能温度测量仪的研制基于PIC单片机的电能采集终端的设计和应用基于单片机的光纤光栅解调仪的研制气压式线性摩擦焊机单片机控制系统的研制基于单片机的数字磁通门传感器基于单片机的旋转变压器-数字转换器的研究基于单片机的光纤Bragg光栅解调系统的研究单片机控制的便携式多功能乳腺治疗仪的研制基于C8051F020单片机的多生理信号检测仪基于单片机的电机运动控制系统设计Pico专用单片机核的可测性设计研究基于MCS-51单片机的热量计基于双单片机的智能遥测微型气象站MCS-51单片机构建机器人的实践研究基于单片机的轮轨力检测基于单片机的GPS定位仪的研究与实现基于单片机的电液伺服控制系统用于单片机系统的MMC卡文件系统研制基于单片机的时控和计数系统性能优化的研究基于单片机和CPLD的粗光栅位移测量系统研究单片机控制的后备式方波UPS提升高职学生单片机应用能力的探究基于单片机控制的自动低频减载装置研究基于单片机控制的水下焊接电源的研究基于单片机的多通道数据采集系统基于uPSD3234单片机的氚表面污染测量仪的研制基于单片机的红外测油仪的研究96系列单片机仿真器研究与设计基于单片机的单晶金刚石刀具刃磨设备的数控改造基于单片机的温度智能控制系统的设计与实现基于MSP430单片机的电梯门机控制器的研制基于单片机的气体测漏仪的研究基于三菱M16C/6N系列单片机的CAN/USB协议转换器基于单片机和DSP的变压器油色谱在线监测技术研究基于单片机的膛壁温度报警系统设计基于AVR单片机的低压无功补偿控制器的设计基于单片机船舶电力推进电机监测系统基于单片机网络的振动信号的采集系统基于单片机的大容量数据存储技术的应用研究基于单片机的叠图机研究与教学方法实践基于单片机嵌入式Web服务器技术的研究及实现基于AT89S52单片机的通用数据采集系统基于单片机的多道脉冲幅度分析仪研究机器人旋转电弧传感角焊缝跟踪单片机控制系统基于单片机的控制系统在PLC虚拟教学实验中的应用研究基于单片机系统的网络通信研究与应用基于PIC16F877单片机的莫尔斯码自动译码系统设计与研究基于单片机的模糊控制器在工业电阻炉上的应用研究基于双单片机冲床数控系统的研究与开发基于Cygnal单片机的μC/OS-Ⅱ的研究基于单