东川落雪铜矿3900吨天选矿厂设计课程设计

绪论一、课程设计的目的：在学生已获得主要专业知识的基础上和在学习《选矿厂设计》的同时，适用所学知识进行选矿厂破碎车间、磨浮车间的设计，其目的是：1、使学生将所学的有关专业课和技术基础课能有机的联系起来，使所学的知识更为系统和深入。2、使学生初步掌握流程选择和说证的基本原则和基本方法。3、培养学生正确地进行破碎和磨浮流程的计算，主要设备的选择和计算，较正确地进行设备配置，并且按照一定的技术规定编写说明书。4、通过课程设计，培养学生会使用参考书、国家标准、定表格、计算图表、标准设计等参考资料的独立工作能力。5、为学员完成更为复杂的独立工作——毕业设计做好准备。二、厂址及性质简述东川矿务局落雪铜矿位于云南省东北部，地处东经，北纬，主矿区东至小江，西至普渡河，南至雪岭，北至金沙江。矿区南北约5公里，东西宽约8公里，海拔3200米。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，冬春风大，秋雨甚多，常年无夏季，地理气候较差，东川落雪1952年进行勘探，1960年因民、烂泥坪开始投产，1973年浪田坝开始投产。矿区主要靠公路运输，采场与选产之间用电机车运输，原矿经竖井提升至选厂粗碎矿仓。外部运输除有公路外，从塘子到浪田坝地区的小江有铁路与贵昆线相接。落雪至昆明为293公里，距东川市有90公里，距矿务局所在地汤丹有53公里。交通尚属方便。东川落雪矿区出露的地层为远古代昆阳群，属地槽型沉积矿床，厚度大，变质轻微，褶皱强烈，断裂发育。落雪铜矿包括两种不同的工业类型，即：白云岩层状铜矿和扁豆状铁铜矿床，矿石中含铜品位为0.93％，含铁铜矿石平均含铁20％，本设计原矿为白云岩层状铜矿。铜矿石中铜矿物以斑铜矿、辉铜矿、孔雀石为主，黄铜矿、铜蓝、硅孔雀石次之。硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿，其次是铜蓝和黄铜矿。其构造为浸染状、星点状、散点状为主，脉络状较少，部分围岩及裂隙浸染层呈马尾丝状，嵌布粒度为0.0015-0.1mm之间。氧化铜矿物为多层薄膜状，嵌布粒度为0.01-0.6之间，脉石矿物以白云石、石英为主，长石、方解石次之。1、多元素分析元素Ag(g/t)含量％0.9-25.72.123.1619.812.711.12、物相分析物相氧化铜硫化铜合计游离结合原生次生含量27.7515.031.7355.491003、矿石性质原矿品位0.8-0.9％左右，平均氧化率18-40％，结合率为7-14％.真比重δ=2.77，假比重Δ=1.7，普氏硬度3-11，含水2％.设计任务书的原始指标1.3.1计算碎矿流程的原始指标(1)碎矿车间年工作制度约330天，每天3班，每班6小时。(2)原矿属中等可碎性矿石，原矿最大粒度为500-600毫米，碎矿最终粒度10-12毫米。(3)原矿及粗、中、细碎机粒度曲线见《选矿厂设计参考资料》。1.3.2计算磨矿流程的原始指标(1)磨矿车间的工作制度为330天，每天3班，每班8小时。(2)一段磨矿的给矿粒度10-12mm，其中-0.074mm级别含量见《选矿厂设计》，排矿粒度为0.2mm（相当于55％-0.074mm）。(3)二段磨矿的给矿粒度为0.2mm（相当于55％-0.074mm），排矿0.1（相当于90％-0.074mm）。(4)第一段磨矿的循环负荷=200％-300％,第二段磨矿的循环负荷=250％-350％。1.3.3计算浮选流程的指标产品号码71113162123品位/%0.92.30.7241120回收率/%100936.391.589821.3.4计算矿浆的流程的原始指标各作业和产品必须保证的液固比（），不可调节的液固比（）。必须保证的值不可调节的值磨矿作业：一段：0.25-0.35二段：0.3-0.4矿含水量：2%分级机返砂：0.15-0.25分级机溢流：一段：2.0-2.5二段：3.0浮选泡沫精矿：扫选精矿：2.0-2.5粗选精矿：1.5-2.5精选精矿：1.0-1.5浮选作业：粗选：2.5-3.5扫选：2.5-3.5精选：3.5-4.5第二章车间生产能力及工作制度车间生产能力及工作制度车间名称年工作日数日工作班数班工作时数生产能力设备作业率（%）万吨/年吨/日吨/时破碎车间33036128.73900216.767.8磨浮车间33038128.73900162.590.4第三章工艺流程的选择与计算第一节破碎筛分流程的工艺指标根据设计任务书，设计已知条件：选矿厂规模为3900t/d，原矿最大粒度为600mm，破碎最终产物粒度为10mm，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6h，每年工作330天，年作业率67.8%。故总破碎比：在考虑到设备的负荷及各破碎作业前的细粒级含量，初步确定选用三段一闭路的碎矿流程。原矿原矿11323244557766881000100012912913111311三段一闭路破碎流程图三段一闭路破碎流程图第二节破碎筛分流程的计算2.2.1破碎流程数质量的计算破碎车间小时处理量:Q=3900/(6x3)=216.7t/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，流程图见附件。计算各段破碎比：平均破碎比，取S1=3.5，S2=3.8，则第三段破碎比各段破碎产物的最大粒度：，，；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：采用等值筛分工作制度：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，则计算各产物的产率和重量粗碎作业：；，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，查筛孔尺寸与最大粒度之比曲线，得=36%，则。；（二）中碎作业：--产物5中小于35mm粒级的含量。其数值等于原矿中小于35mm粒级的含量与产物4中小于26mm粒级的含量之和，即：又中筛筛孔与粗碎机排矿口尺寸的比值，查筛孔尺寸与排矿口之比曲线，矿石中等可碎，得，则(三)细碎作业：细筛筛孔与细碎机排矿口尺寸的比值，查表可得；为细筛筛孔与中碎机排矿口尺寸的比值。；;;原矿原矿1153253244分级Ι6分级Ι688分级Ⅱ7分级Ⅱ79910-10-12121511粗选1511粗选13141617精选Ι扫选13141617精选Ι扫选19192021精选Ⅱ2021精选Ⅱ24182418232320精选Ⅲ20精选Ⅲ磨浮车间流程图尾矿精矿磨浮车间流程图尾矿精矿第三节磨浮流程的选择3.1据矿石可选性研究及现场生产实际经验，确定如下磨浮流程：3.2磨浮流程的计算：磨浮车间小时处理量:Q=3900/(8x3)=162.5t/h;3.2.1第一段磨矿流程的计算：所以=162.5t/h,又故3.2.2第二段磨矿流程的计算：3.2.3浮选作业流程计算：（1）求出必要而充分的原始指标数目分别为计算成分、流程中的选别产物数和选别作业数。所以。（2）由已知的可选性研究试验所给指标———绪论中的原始指标，通过可求得各个产物的产率。校核：（3）由计算各产物的重量校核：（4）计算各未知产物的回收率校核：（5）由计算各未知产物的品位（6）磨浮流程数质量平衡表编号作业及产品名称Q（t/d）(%)(%)(%)1矿仓给矿39001000.91002矿仓给矿与返砂136503503一段磨矿产品136503504分级机溢流136501000.91005分级机返砂97502506分级机溢流与二段磨矿产品和中矿返回156004007旋流器溢流39001000.91008旋流器返砂117003009二段磨矿产品1170030010粗选给矿及中矿返回5482.62140.580.75117.311粗选精矿1419.2136.392.39312粗选尾矿4063.41104.190.2124.313扫选精矿307.327.880.726.314尾矿3756.0996.310.171815粗选精矿与精Ⅱ尾矿返回2078.3153.291.73102.516精Ι精矿803.0120.59491.517精Ι尾矿1275.332.70.301118中矿1582.6240.580.3817.319精Ι精矿与精Ⅲ尾矿返回943.0224.183.6798.520精Ⅱ尾矿659.116.90.519.521精Ⅱ精矿283.927.28118922精Ⅲ尾矿140.013.591.75723精Ⅲ精矿143.913.692082第四节矿浆流程的计算各产物重量表如下：编号12345678重量（t/h）162.5568.75568.75162.5406.25650.0162.5487.5编号910111213141516重量（t/h）487.5228.4459.13169.312.81156.586.6033.46编号1718192021222324重量（t/h）53.1465.9439.2927.4611.835.836.0011.83根据试验研究资料及现场生产数据，确定必须保证的及不可调节的液固比（值）。如下表：值0.020.22.00.253.00.20.353.0值2.02.53.51.03.81.31.54.0又计算各作业及产物的水量由计算各作业需要的补加水量按计算各作业的矿浆体积计算各作业及产物的浓度工艺生产用水量及水耗指标全厂总补加水：式中：全厂实际用水量处理每吨矿石用水量主要设备的选择和计算破碎设备的选择和计算a:开路破碎时,颚式破碎机、旋回破碎机、圆锥破碎机的生产能力按下式计算：Q=K1K2K3K4Q0,Q0=q0xe。式中Q-在设计条件下的破碎机生产能力，t/h;Q0-在标准条件下破碎机的生产能力，t/h;q0-破碎机在开路破碎排矿口宽度为1mm时，破碎标准状态矿石的单位生产能力，;e-破碎机排矿口宽度，mm;K1-矿石可碎性系数；K4-水份修正系数（矿石中除含水外，还有成球的粉矿时才引用K4系数）b:闭路破碎时，破碎机生产能力按下式计算：Q′=K′Q,式中Q-开路破碎时，破碎机的生产能力，t/h;Q′-闭路破碎时，破碎机的生产能力，t/h;K-闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般K′=1.15～1.4，易碎性矿石取大值，难碎性矿石取小值。c:破碎机台数的计算：,式中n-设计需要的破碎机台数，台；Q0-需要破碎的矿量，t/h;Q-所选破碎机的生产能力，；K-不均匀系数，K-1.1～1.2。4.1.1粗碎设备的选择和计算根据流程计算时初步拟定PEJ900x1200mm和PEJ1200x1500颚式破碎机进行计算。4.1.1.1PEJ900x1200mm该机在标准条件下的生产能力为：查表5-1得，e为排矿口宽度。又经可碎性、密度、粒度校正后的生产能力为：，，给矿最大粒度与给矿口宽度B之比查表5-7得，故：，为设计流程中，通过粗碎机矿量，需破碎机台数为：，取2台；4.1.1.2PEJ1200x1500mm该机在标准条件下的生产能力为：查表5-1得，e为排矿口宽度。又经可碎性、密度、粒度校正后的生产能力为：，，给矿最大粒度与给矿口宽度B之比查表5-7得，故：，为设计流程中，通过粗碎机矿量，需破碎机台数为：，取一台；方案比较：方案设备规格(毫米)台数负荷系数（%）设备重量（t）安装容量(KW)单个全部单个全部ΙPEJ900x1200mm250.562124110220ⅡPEJ1200x1500mm164.9128128180180考虑到粗碎机的负荷率，经济成本，碎矿设备容易损坏且经常需要维修，故最终确定选用负荷率适宜，数量为1的PEJ1200x1500mm型号颚式破碎机。4.1.2中碎设备的选择和计算中碎初步选用PYY-B1628和PYY-B2235标准圆锥破碎机。4..1.2.1PYY-B1628该机在标准条件下的生产能力为：查表5-3得，排矿口，则：，其中，K2=1.06,上段破碎机排矿口与本段破碎机给矿口宽度之比查表5-8得，Q=1.02x1.06x1.0x7.0x25=187.4t/h.所需破碎机台数为：台，取一台。4.1.2.2PYY-B2235该机在标准条件下的生产能力为：查表5-3得，排矿口，则：，其中，K2=1.06,上段破碎机排矿口与本段破碎机给矿口宽度之比查表5-8得，Q=1.05x1.06x1.0x14.5x25=403.4t/h.所需破碎机台数为：台，取1台。方案比较方案设备规格(毫米)台数负荷系数（%）设备重量（t）安装容量(KW)单个全部单个全部ΙPYY-B1628198.78.38.3155155ⅡPYY-B2235145.817.917.9280280由于PYY-B1628的负荷率太高，建议选用PYY-B2235较合适。4.3细碎设备的选择和计算细碎选用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5-4得，e为8mm，则经过校正后开路条件下生产能力为：其中，该破碎机排矿口e与给矿口之比查表5-8得则在闭路破碎时，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3台；负荷率为；通过以上计算可知，所选用的破碎设备均可满足设计要求。选定破碎机技术性能表破碎机设备规格(毫米)台数负荷系数（%）设备重量（t）安装容量(KW)单个全部单个全部粗碎PEJ1200x1500mm164.9128128180180中碎PYY-B1628145.88.38.3155155细碎PYT-D2213368.380.5241.6280840第二节筛分设备的选择与计算4.2.1已知给矿量Q=216.7t/h,给矿粒度为600～0mm，筛孔尺寸，采用固定棒条筛。其筛分面积，式中F-条筛的筛分面积，m2;Q-给入条筛的矿量，t/h；q-按给矿计的1mm筛孔宽的固定条筛单位面积生产能力，;a-条筛筛孔宽度，mm。然后再确定单个筛子的宽度B和长度L，则筛子的数量。查表5-12，则，一般根据给矿粒度计算筛子宽度筛子长度L=2B=3000mm。则，即按上述算出的筛子宽度和长度足够满足要求。4.2.2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：，筛孔尺寸,查表5-13，取,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一台SZZ21500x4000的自定中心振动筛。4.2.3第三段破碎筛分的预先及检查筛分（1）已知给矿量，筛孔尺寸，查表5-13取（2）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，查图4-6得，筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比为，查图4-9得，则带入上式得，；粗粒级含量：，筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为，查图4-6得，筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为，查图4-9得，则（3）筛分效率采用E=65%；（4）根据筛子的工作条件，查表5-14确定校正系数为：（5）所需筛子的有效筛分面积：，筛子的几何面积为（6）初步选用YA2100x4800,则台数,根据计算结果可选用2台YA2100x4800圆振动筛。所选用筛子的技术性能表筛子设备规格(毫米)台数负荷系数（%）设备重量（t）安装容量(KW)单个全部单个全部粗筛棒条筛1500x3000147中筛SZZ21500x4000197.82.5821.267.57.5细筛YA2100x4800291.89.03318.06618.537第三节磨矿设备的选择与计算4.3.1磨矿机计算设计条件：给矿量162.5/h(3900t/d),给矿粒度10mm，一段磨矿的给矿粒度10mm，其中-0.074mm级别含量见《选矿厂设计》，排矿粒度为0.2mm（相当于55％-0.074mm）。现场用的的格子型球磨机根据磨矿细度为-0.074mm55%，一段闭路磨矿流程，磨矿机初步定为格子型球磨机和格子型球磨机进行计算和方案比较。4.3.1.1计算现场生产用的磨机单位生产能力（-0.074mm级别计算）。4.3.1.2计算不同规格球磨机的q值，，式中查表5-15得，查表5-18得，查表5-19得对，查表5-16,=1.0,则q=1.85x1.0=1.85;对，查表5-16,=1.09,则q=1.85x1.09=2.0；对，查表5-16,,则q=1.85x1.09=2.0;4.3.1.3计算台数，，式中Q=162.5t/h，对，q=1.85,V=18.5，则对，q=2.0,V=21.8,则取2台；对，q=2.0,V=26.2，则4.3.1.4比较方案规格（mm）台数负荷率（%）单重（t）总重（t）单台功率（kw）总功率（kw）Ⅰ371.377213.94001200Ⅱ284.0107.7215.45001000Ⅲ270.0114.7229.46301260由方案比较结果可知，Ι和Ⅲ负荷率较小，应该选择方案Ⅱ；循环负荷校核：，即正常情况下不会出现磨机涨肚现象。因此选择MQG3230磨机2台。二段磨矿的给矿粒度为0.2mm（相当于55％-0.074mm），排矿0.1（相当于90％-0.074mm）。现场用的的溢流型球磨机。初步选定溢流型球磨机、溢流型球磨机和溢流型球磨机。计算不同规格球磨机的q值，，式中查表5-15得，查表5-18得，查表5-19得对，查表5-16,则q=1.8x0.87x0.9=1.41;对，查表5-16,=1.,则q=1.8x0.9x0.87=1.41；对，查表5-16,,则q=1.8x1.09x0.9x0.87=1.54;(3)计算台数，，式中Q=162.5t/h，对，q=1.41,V=14.0，则取3台；对，q=1.41,V=18.5,则取3台；对，q=1.54,V=21.8，则（4）比较方案规格（mm）台数负荷率（%）单重（t）总重（t）单台功率（kw）总功率（kw）Ⅰ39670.0210.04001200Ⅱ37378.8236.44001200Ⅲ284112.0224.06301260由方案比较结果可知，应该选择方案Ⅲ，总功率相近数量少；循环负荷校核：，即正常情况下不会出现磨机涨肚现象。因此选择MQY3245磨机2台。磨矿机技术性能表名称规格（mm）台数负荷率（%）单重（t）总重（t）单台功率（kw）总功率（kw）MQY3230284.0107.7215.45001000MQY3245284.0112.0224.06301260第四节分级设备的选择和计算4.4.1螺旋分级机计算和选型已知条件：设计的给矿量162.5t/h,返砂量为406.25t/h,矿石密度为2.77t/h,分级机溢流细度55%-0.074mm。（1）螺旋分级机形式选择。根据分级溢流细度可采用高堰式分级机。分级机生产能力为（1.1为矿量波动系数）（2）计算螺旋分级机直径，，式中Q=178.75t/h,m=2(螺旋数)，，查表5-19和5-22得，则，选用螺旋分级机2FG-20数量2台。（3）返砂量校核，，n为螺旋转速（r/min）。,所以返砂量满足设计要求。4.4.2水力旋流器的选择与计算根据二段闭路磨矿中溢流中最大粒度和处理量，初步确定水力旋流器直径为D=350mm。且选用的旋流器的给矿口直径，溢流管直径，沉砂口直径。验证水力旋流器的溢流粒度：；所以符合要求。一台水力旋流器的处理量为其中所以取n=10；2台备用，共8台组成一个水力旋流器组。水力旋流器性能表（mm）型号内径给矿口径溢流管径沉砂口径锥角(。)分离粒度重量（kg）FX-3503508090602050-150135-230第五节浮选设备的选择与计算首先先进行矿浆体积V的计算，根据V选择浮选机几何容积，然后再计算浮选机槽数n。,式中V-进入作业（如粗选）的矿浆体积，m3/min;Q-作业的矿石量，t/h;R-矿浆液固比；矿石密度，t/m3;K1-给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0;当浮选前为湿式自磨时，K1=1.3，有前面磨机知这里K1=1.0。,式中n-作业所选浮选机槽数；t-作业浮选时间（min）V0-所选浮选机的几何容积(m3)；K-浮选机有效容积与几何容积之比，机械搅拌式浮选机K=0.60～0.85。K与泡沫层厚度有关，泡沫层厚时，取小值，反之，取大值。一、浮选机的选择与计算粗选作业：，粗选作业浓度为25%，则R=3.0，已知粗选浮选时间t=10min,则该作业每分钟流量为：选用高H=7m的浮选柱，则浮选柱直径D可按下列经验公式算出：（2）扫选1：，扫选的作业浓度为27%，则R=2.7，已知扫选浮选时间t=8min,则该作业每分钟流量为：选用高H=5m的浮选柱，则浮选柱直径D可按下列经验公式算出：（3）精选1：，精选1的作业浓度为22%，则R=3.5，已知精选1浮选时间t=12min,则该作业每分钟流量为：选用KYF-16浮选机，则V=16，K=0.75，则槽，考虑矿量波动，故n=5.57x1.15=6.4，取8槽。精选2：，精选2的作业浓度为20.8%，则R=3.8，已知精选2浮选时间t=10min，则该作业每分钟流量为选用XJ-58浮选机，则V=5.8，K=0.7，槽，考虑矿量波动，故n=4.8x1.15=5.52，取6槽。精选3：，精选3的作业浓度为20%，则R=4，已知精选3浮选时间t=8min，该作业每分钟流量为：，选用XJ-6浮选机，V=0.62，K=0.65则，，考虑矿量波动，故n=3.8x1.15=4.37，取6槽。浮选机技术性能表名称型号叶轮直径/mm容积/功率/kw槽数精ΙKYF-1674016308精ⅡXJ-587505.8226精ⅢXJ-286002.8116浮选柱技术性能表名称型号直径/m高度/m容积/台数粗选浮选柱5.87184.91扫选浮选柱5.45114.51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，为了在设备上匹配，现也选择1台搅拌槽。已知又，，则现选择2台XB-4000矿用普通搅拌槽。搅拌设备选择计算表序号作业型号台数设备处理量（）矿浆量（）搅拌时间（min）1粗选前搅拌XB-400024563.67第五章辅助设备的选择与计算第一节矿仓的选择与计算一、原矿承受仓的选择与计算原矿仓所需储矿时间为2天，则储量为所需原矿仓容积原矿仓所需储矿时间为2天，则储量为所需原矿仓容积，初步确定用3个矿仓，每个矿仓的结构示意图如左图所示。验证设计矿仓的合理性：由几何关系易知矿仓斜面在地面的投影为L=9.5m,,查表得,;hh8m12m10m12m2m8m12m10m12m2m ,,，所以椎体以上体积为：，确定分配的储矿时间为2小时，则,需要的储矿体积为：4m10m10m2、分配矿仓采用槽型矿仓确定分配的储矿时间为2小时，则,需要的储矿体积为：4m10m10m 3、粉矿仓的设计初步定为D=12m，d=1m,;初步定为D=12m，d=1m,;符合要求。12m9.5m1m21m9.5m1m21m矿浆泵的选择与计算由计算得知选取砂泵的标准管径：根据选取标准管径砂泵扬程的计算：，砂泵由矿浆扬程折算清水扬程：,初步选为6PS砂泵。泵的轴功率：电机功率：给矿机的选择与计算原矿仓下给矿机的选择与计算考虑到原矿的最大给料粒度为600mm,初步确定原矿仓下的给矿机用重型板式给矿机。规格：1200x5000重型板式给矿机。给矿机生产能力计算：所以细碎分配矿仓给矿机的选择与计算细碎分配矿仓给矿级选择摆式给矿机。规格：300x300给矿机生产能力计算：粉矿仓下给矿机的选择与计算细碎分配矿仓给矿级选择带式式给矿机。给矿机生产能力计算：磨浮车间检修起重机的选择设备名称规格/mm起重机起重量/t型式台数颚式破碎机1200x150030/5电动桥式1圆锥破碎机162810电动桥式1圆锥破碎机221320/5电动桥式1球磨机3200x450050/5电动桥式1浮选机XJ-582手动或电动1第六章选矿工艺生产过程描述一、破碎段的工艺描述矿区主要靠公路运输，采场与选产之间用电机车运输，原矿经竖井提升至选厂粗碎矿仓。粉矿仓下用重型板式给矿机将原矿仓里的矿料送入PEJ1200x1500的颚式破碎机机进行粗碎，粗碎的原矿最大给料粒度为600mm，经粗碎后产品最大粒度为171.4mm。粗碎后的产品用自定中心振动筛预先筛分，筛下产品直接送入预先及检查筛分的细筛设备，筛上产品送入型号为PYY-B1628的标准型圆锥破碎机。最后用型号为PYT-D2213的短头圆锥破碎机细碎，碎矿的最终产品粒度为10mm。二、磨浮车间选矿工艺描述破碎后的物料送入粉矿仓储存，粉矿仓下用带式给矿机将矿料送入磨矿车间磨矿，使其达到合适的选别作业要求。磨矿采用两段全闭路磨矿。一段磨矿的给矿粒度10-12mm，其中-0.074mm级别含量见《选矿厂设计》，排矿粒度为0.2mm（相当于55％-0.074mm）。二段磨矿的给矿粒度为0.2mm（相当于55％-0.074mm），排矿0.1（相当于90％-0.074mm）。第一段磨矿的循环负荷,第二段磨矿的循环负荷第一段分级设备用螺旋分级机，第二段分级设备用直径为350mm的水力旋流器组，8台一组，2台备用，共10台。磨矿后用一粗一扫三精的浮选流程进行选别。粗选用直径为5.8m的浮选柱选别，粗选精矿用8台型号KYF-16的浮选机精Ⅰ精选，粗选尾矿用直径为5.4米的浮选柱扫选。精选Ⅰ尾矿与扫选精矿一起返回粗选作业，扫选尾矿成为最终尾矿。精选Ⅰ精矿送入精选Ⅱ精选，精选Ⅱ精矿送入精选Ⅲ精选，精选Ⅲ精矿成为最终合格精矿。精选尾矿顺序返回。参考文献：《矿物加工工程设计》/王毓华，王化军主编.—长沙：中南大学出版社《选矿厂设计》/冯守本主编.—北京：冶金工业出版社，1996高等学校教育用书《选矿厂设计参考资料》/选矿厂设计参考资料编写组.—冶金工业出版社《选矿手册》第七卷/选矿手册编辑委员会.—冶金工业出版社《选矿厂辅助设备与设施》/周晓四主编.—北京：冶金工业出版社，2008.9目录目录第一章总论 1一、项目概述 1二、可行性研究报告编制依据和范围 2三、项目主要经济技术指标 3四、******国家森林公园概况 3第二章项目背景及必要性 8一、项目背景 8二、项目建设的必要性与可行性 10第三章项目选址分析 13一、项目选址 13二、项目城市概况 13三、经济发展概况 14四、公共设施依托条件及施工条件 17第四章需求分析与建设规模 18一、****国家森林公园现状与存在问题分析 18二、****国家森林公园日容量预测 19三、****国家森林公园景区厕所需求面积分析 20四、****国家森林公园景区厕所建设规模的确定 20第五章项目建设方案 21一、景区厕所工程建设方案 21二、景区引水上山工程建设方案