毕业设计（论文）-铜硫矿4900吨日选矿厂初步设计

题目：铜硫矿4900吨/日选矿厂初步设计学院：专业：班级：学号：学生：目录目录 I摘要 IVAbstract V第1章绪论 11.1矿区概况 11.2原料及矿床 21.2.1矿床围岩及其类型 21.2.2矿床赋存情况 21.3选矿设计指标和产品 2第2章设计流程论述 32.1矿石性质 32.2矿石结构和构造 42.2.1主要有用矿物嵌布特征 52.2.2磨矿产品矿物单体解离度分析 52.2.3原矿基本物理性质 62.3流程论述 62.3.1破碎流程论述 62.3.2磨矿流程论述 72.3.3选别流程论述 82.3.4脱水流程论述 10第3章工艺流程和工艺设备 113.1车间工作制度 113.2破碎流程和破碎设备的选择与计算 113.2.1破碎流程计算 113.2.2破碎、筛分设备选择和计算 143.3磨矿流程的计算 173.3.1粗磨流程计算 173.3.2再磨流程的计算 183.4浮选流程的计算 193.5矿浆流程计算 283.5.1磨矿流程 283.5.2选别流程 293.5.3脱水流程矿浆计算 35第4章主要设备的选择与计算 364.1破碎设备的选择与计算 364.2筛分设备的选择与计算 384.3磨矿设备和分级设备的选择与计算 394.3.1粗磨设备的选择与计算 394.3.2再磨设备的选择与计算 414.3.3粗磨分级设备的选择与计算 414.3.4再磨分级设备的选择与计算 424.4浮选设备的选择与计算 444.4.1浮选机选择与计算 444.4.2搅拌槽的选择与计算 474.5脱水设备的选择与计算 474.5.1浓缩机的选择与计算 474.5.2过滤机的选择与计算 484.6辅助设备的计算 484.6.1矿仓 484.6.2胶带机的选择与计算 524.6.3其他辅助设备的选择与计算 54第5章总体布置与设备配置 575.1厂房的总体布置 575.2厂房设备配置 575.2.1破碎厂房的设备配置 585.2.2磨浮厂房设备配置 585.2.3脱水车间设备配置 58第6章：药剂制度 596.1药剂贮存、制备和添加 596.2石灰乳制备系统 59第7章其它 607.1检修工作制度 607.1.1机修组织 607.1.2机修制度 607.1.3机修车间的主要设备 607.1.4检修场地和平台 607.2生产过程的取样、检查及自动化 607.2.1称量 607.2.2取样方法及试样量 617.2.3矿自动化 617.3尾矿业务 617.3.1尾矿堆置地点 617.3.2尾矿的运输与堆置 627.4保安防火技术 627.4.1安全技术措施 627.4.2防火措施 627.5电源及供电 627.5.1电源及供电 627.6主要电能指标 637.6.1耗电量 637.7供水系统 637.7.1供水系统 637.7.2选厂用水平衡 637.8建筑结构 647.9建厂投资 647.9.1经济技术指标 647.9.2厂房建筑投资 657.9.3产品成本的计算 667.9.4固定资产折旧、维修费统计 667.9.5辅助材料投资 677.9.6经济技术指标 677.10全年利润及偿还年限 69附录：选矿厂设备选择计算附表 70参考文献 72外文资料：英文翻译 73外文资料：英文原文 82致谢 90小论文 91摘要按照设计任务书的要求，进行了江铜集团银山铜硫矿4900吨/日选矿厂初步设计，产品为铜精矿和硫精矿。在上饶德兴的银山铅锌矿进行了为期三周毕业实习，收集相关设计资料。在这些基础上，确定了各车间的工作制度，对设计工艺流程进行了选择和论证，确定了设计的工艺流程，即：破碎采用三段一闭路流程，磨矿流程为带检查分级的一段闭路流程和粗精矿再磨，浮选采用混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离浮选工艺流程。对设计工艺流程进行了工艺指标计算，包括破碎、筛分、磨矿、浮选（包括矿浆流程）和脱水流程。对破碎、筛分、磨矿、分级、浮选及脱水设备进行了选择计算和方案比较，确定了工艺所需的工艺设备。进行了厂房总体布置，并进行了厂房内的设备配置。根据选厂的地形条件，沿山坡布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，粗碎、中细碎及筛分车间平行等高线配置。磨矿、浮选共厂房配置，其中磨矿采用纵向配置，浮选机采用横向配置。浓缩机配置在露天，过滤机与精矿仓配置在厂房内。完成了粗碎、中细碎、筛分、磨浮平断面图、数质量及矿浆流程图和设备联系图共8张关键词：选矿厂设计铜硫浮选银山矿AbstractInaccordancewiththemandateofthegraduateddesign’srequirements,thedesignofYinshanCu—SMineconcentratorwiththecapacityof4900/d,andtheproductsareleadandzincconcentrate.OnthebasisofpracticeinYinshanCu-SMineforthreeweeks,andthecollectionofdata,theworkinstitutionsofeachworkshopweredetermined,andthetechnologicalprocesswasalsochasedandreasonedTheprocessofcrushingisthreesectionswithaclosedcircuit,thegrindingprocessforbeltcheckgradingaclosed-circuitprocessesandroughconcentrategrinding,flotationusingmixedflotation-roughconcentratetogrind-copperandsculptureseparationflotationprocess.Technologicalparametersofcrushing,screening,grinding,flotation(includethecircuitofpulp)anddewateringwererespectivelycomputed.Thenthetechnologicalparametersofequipmentwerecomputedandtheschemesofequipmentwerecomparedandtheoptimalequipmentwasdetermined.Thegeneralarrangementofconcentratorplantandtheallocationofequipmentindifferentworkshopwerepresented.Accordingtothetopographyofplantsite,plantswerearrangedalongtheslopeofmountain.Theworkshopsofcoarsecrushing,middleandfinecrushingandscreeningwereallottedindependent.Arrangementwithparallelcontourlineofcoarsecrushingworkshop,middleandfinecrushingandscreeningworkshopswereused.Theworkshopsofgrindingandflotationwereputtogether,andthelongitudinalandlateralplanswereusedforthemillsandflotationmachinesrespectively.Theconcentratemachineswerecollocatedseparatedfromthefilteringworkshopandconcentratebinswhichwereallottedinside.Thereareeightdesigndrawingscontainedinmyworkincludethetabulateandsectionaldrawingsofcrushing,grinding,dewatering;theconnectionofequipmentetc.Keywords:concentratordesign,Sulfurcopperore,flotation,YinShan第1章绪论按照设计任务书的要求，设计题目是：银山铜硫矿石4900吨/日选矿厂设计，属于工程设计。1.1矿区概况银山矿田位于江西省德兴市银城镇，距市区约2.5km，面积约9km3。地理坐标：东经117°34′10″~117°36′15″，北纬28°56′50″~28°59′08″。矿区交通方便，东南距浙赣线上饶站104km，西距宁赣线乐平站44km，北距德兴铜矿25km，距乐平到德兴铜矿的专用铁路香屯车站7km，均由公路相通。矿区属于中低山区，沟谷发育，森林茂盛，覆土广盖，并有少量的稻田。矿区地处亚热带湿润气候区，雨量充沛，植被茂盛。年最高气温38°左右，最低气温在﹣10°左右，年平均气温为17.5°，冬夏温差较大。常年主导东南风，风力为2~3级。年降雨量1350~2310mm，常年4~6月三个月为雨季，1月、2月、11月、12月为旱季，年降雨量具有时间分布不均匀性。江铜集团银山矿业有限责任公司是江铜集团控股子公司，江铜集团的核心企业之一，是一个集采矿、选矿的国有中型矿山企业。公司现在新选厂一期运行的铜硫系统日处理量达到了6500吨，将来二期投产后可达到13000吨日处理量的规模。公司凭借产品优越的性能价格比和完善的售后服务在同行业中脱颖而出。拥有一支朝气蓬勃，技术过硬且创新敬业的新生代高素质人才队伍，依靠良好的信誉与技术优势，取得了用户的一致好评，以及同行业的共同认可。以质量求生存，创新求进，为消费者提供高质、经典的品牌产品。用“以诚为本、用信得众、质量第一、利益共享”作为企业的经营理念指导企业的发展。公司现有在册职工1000多人，注册资本1600万。本设计选厂厂址在德兴银城镇矿坡区，地貌属丘陵地区，附近山峦叠嶂，相差高度较大，山坡在山顶部较陡，半山以下较缓，坡度适合选厂布置，地形坡度为18°左右，工程地质较好，建厂区植物层可种植植物外，其他各土层均可作为建筑物的天然地基，没有大的拆裂,其它各层均作为建筑物的天然地基，无不良地质现象，如滑坡、塌方等。山坡建厂不占农田，不对环境造成污染。矿区处于市中心边境，矿区生活设施十分齐全，交通也十分便利，有公共汽车到德兴，货运和设备维修均比较方便。1.2原料及矿床1.2.1矿床围岩及其类型银山九区铜硫金矿为陆相火山岩型中低温热液矿床。矿体赋存在石英斑岩和英安斑岩接触带及枚岩中。矿石氧化程度很低，属原生硫化矿矿石。原生铜硫矿石中金属矿物主要以变胶状黄铁矿、黄铜矿及变胶状黄铜矿、硫砷铜矿、砷黝铜矿为主，其次为变胶状闪锌矿、闪锌矿、斑铜矿、方铅矿及微量的钛铁矿、锐钛矿、自然金、辉硫锑铅银矿、自然银等。脉石矿物以石英、绢云母为主，少量绿泥石、高岭土等。1.2.2矿床赋存情况银山矿区位于江南台隆与钱塘拗陷的接壤部位，赣东北深断裂的北西侧。矿区广泛分布前震旦系双桥山群千枚岩，上部不整合覆盖有侏罗系上统山间盆地沉积的千枚岩质砾岩。区内地质构造复杂，火成活动强烈。矿区内的铜硫及铅锌矿床与上述次火山岩密切伴生，矿床成因属燕山早期陆相火山活动，后期中低温热液矿床。矿区内铜铅锌的分布在水平和垂直方向上均呈现出一定的分带性。矿床工业矿体在平面上可分为五个矿带。西山区段位于火山口南东侧西山铜硫矿带。矿体大部分为熔岩覆盖。西山区段铜硫矿床,按主要有元素组合可分两种矿石类型,即铜硫和硫铁两种类型。两种矿石类型的分布决定于矿床中铜矿化的强弱。矿床较浅部位较多地分布硫铁矿石，而铜硫矿石则多分布于较深部位。两类矿石均含一定数量的金银,具有综合利用价值。1.3选矿设计指标和产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）CuSCuS铜精矿2.1221.0033.0086.008.48硫精矿13.410.2748.007.0078.00尾矿84.470.041.327.0013.52原矿100.000.5178.252100.00100.00第2章设计流程论述2.1矿石性质银山九区铜硫金矿为陆相火山岩型中低温热液矿床。矿体赋存在石英斑岩和英安斑岩接触带及枚岩中。矿石氧化程度很低，属原生硫化矿矿石。原生铜硫矿石中金属矿物主要以变胶状黄铁矿、黄铜矿及变胶状黄铜矿、硫砷铜矿、砷黝铜矿为主，其次为变胶状闪锌矿、闪锌矿、斑铜矿、方铅矿及微量的钛铁矿、锐钛矿、自然金、辉硫锑铅银矿、自然银等。脉石矿物以石英、绢云母为主，少量绿泥石、高岭土等。原矿光谱分析、原矿主要组份分析、主要矿物相对含量、铜的物相分析、砷的物相分析、金的赋存状态分析和银的赋存状态分析分别见表2-1、表2-2、表2-3、表2-4、表2-5、表2-6和表2-7。表2-1原矿光谱分析元素CuAgPbZnCoZr含量（%）0.05～0.50.0001～0.0010.001～0.010.01～0.10.001～0.010.001元素SbBeMnTiNiV含量（%）＜0.0005＜0.0010.003～0.030.1～10.0010.001～0.01元素BaGaCrSiAlCa含量（%）0.010.0010.001＞100.5～50.01～0.1元素BiWSnAsMgFe含量（%）0.001＜0.010.00010.001～0.010.1～110表2-2原矿主要组份分析元素CuSAu(g/t)Ag(g/t)PbZn含量（%）0.47～0.489.91～9.600.62～0.649.0～10.600.043～0.050.102～0.12元素WO2FeSiO2Al2O3CaOMgO含量（%）0.03210.556.3812.450.080.42元素AsSbBiNa2OK2OMn含量（%）0.144～0.1620.0130.00670.0322.560.044表2-3主要矿物相对含量矿物金属硫化物黄铜矿砷黝铜矿硫砷铜矿黝铜矿闪锌矿方铅矿黄铁矿总量毒砂含量（%）0.680.310.20.040.180.0417.5519占有率（%）3.581.631.050.210.950.2192.37100矿物脉石及其它氧化铁矿石英长石绢云母其它总量含量（%）3.543.9531.91.6581占有率（%）4.3254.2639.382.04100表2-4铜的物相分相别原生硫化铜次生硫化铜总氧化铜总铜含量（%）0.260.230.00540.495占有率（%）52.5346.461.01100表2-5砷的物相分析相别次生硫化铜含砷其它硫化铜含砷总砷含量（%）0.0680.0750.143占有率（%）47.5552.45100表2-6金的赋存状态分析状态单体及裸露金硫化物包裹金脉石包裹金总金含量（g/t）0.130.370.0250.525占有率（%）24.7670.484.76100表2-7银的赋存状态分析状态单体自然银单体硫化银硫化物包裹银脉石包裹银总银含量（g/t）125.5＜0.018.51占有率（%）11.7523.5064.630.121002.2矿石结构和构造矿石结构：以结晶粒状结构为主，充填-溶蚀结构也很常见，另有网脉交代结构、细脉交代结构、压碎结构和填隙结构。矿石构造：九区矿石构造多种多样，最常见的是细脉浸染状、网状浸染状、角砾状、小脉浸染状、致密块状和条带状等构造。2.2.1主要有用矿物嵌布特征（1）金矿物粗颗粒自然金呈不规则树枝状，细颗粒金呈不规则粒状、浑圆粒状、细脉状。颗粒一般较细，在0.004～0.074mm之间。金矿物主要载体矿物为黄铜矿和黝铜矿，这为铜精矿富集金创造了条件。在散粒状黄铁矿集合体颗粒中见有粒间金，应在生产中注意回收。（2）银矿物及含银矿物粒度较细，一般在20μm。银的主要载体矿物为黄铜矿和黝铜矿，其次是黄铁矿、闪锌矿、方铅矿等。（3）黄铜矿黄铜矿呈不规则粒状、脉状、网脉状。常见黄铜矿被交代黄铁矿和充填于黄铁矿和脉石中。黄铜矿被砷黝铜矿、黝铜矿交代充填现象十分普遍，说明两者嵌布关系十分密切。（4）含砷的铜矿物含砷的铜矿物，特别是砷黝铜矿与黄铜矿的嵌布关系最为密切，不易单体解离，加之其浮游性相近，是导致铜精矿含砷高的主要原因。另外，含砷铜矿物充填交代黄铁矿现象十分普遍。（5）黄铁矿黄铁矿成矿为早晚期，早期的黄铁矿结晶程度较高，晶形较好，与铜矿物的关系不密切，易于分离。对于黄铁矿被黄铜矿、含砷铜矿物充填交代，呈不规则粒状、碎屑状、浑圆状，并呈包裹体，还有细脉状和网脉状的黄铁矿和含砷铜矿物充填于碎裂黄铁矿的裂隙中，因嵌布粒度细小，难以单体解离，将导致硫精矿中含少量铜、砷和金。黄铁矿中金的含量和赋存状态，经物相分析表明，呈包体存在，用选矿方法较难回收。纯黄铁矿含金1.5g/t、铜0.16%。（6）脉石矿物原矿中的脉石矿物相互紧密嵌生，其集合体颗粒较粗，易于单体解离。绢云母易于泥化。2.2.2磨矿产品矿物单体解离度分析磨矿细度按-0.074mm占55%、80%两种细度进行显微镜下的单体解离度分析，分析结果见表2-8表2-8磨矿产品主要矿物单体解离度分析单体含量（%）连生体含量（%）与黄铜矿与含砷铜矿物与黄铁矿与其它硫化物与脉石黄铜矿-0.074mm占55%71.7214.825.590.737.14-0.074mm占80%81.468.15.020.405.02含砷铜矿物-0.074mm占55%47.9719.8825.551.694.91-0.074mm占80%75.5611.649.130.453.22黄铁矿-0.074mm占55%89.341.332.950.166.22-0.074mm占80%93.050.730.830.105.282.2.3原矿基本物理性质矿石密度2.88t/m³，硬度f=4-6,含水3%，含泥量小，堆积角ρ=38°，陷落角ρ=48°，最大块度为500mm。矿石安息角为40°，原矿松散系数1.57，原矿松散密度为2.0t/m³，矿石可磨系数1.09.2.3流程论述2.3.1破碎流程论述(1)、破碎段数的确定根据采矿方面的因素及本设计选矿厂址规模,确定原矿的最大块度为500mm。而破碎最终产物粒度应遵守“碎矿和磨矿综合成本最低”的原则，目前的实际情况是降低破碎产物粒度所产生的效益是最显著的，有考虑现有的技术生产水平，破碎产物粒度缩小受破碎机排矿口的限制，结合最适宜的磨矿给矿粒度范围，确定破碎最终产物粒度为10mm。其总破碎比由于设矿石含水含泥量比较低，因而破碎前不需要设置洗矿作业，而且原矿中细泥含量不大，在破碎前不需要设筛分作业。根据现场生产实际情况和理论分析，针对该矿石的性质，采用三段开路流程无法保证产品粒度要求，而且三段开路流程适用磨矿给矿粒度要求不高，磨矿作业的粗磨用棒磨，以及处理含水、含泥较多的泥质矿石和受地形限制的情况，所以为了保证向磨矿机提供稳定合格矿石，减少矿石的过粉碎，降低成本。同时防止设备负荷过高，采用三段一闭路碎矿，而且这种流程的可行性也得到了现场生产的验证，方案较为理想。因此，应选三段破碎，，破碎比符合教材P20的表4-3的要求。(2)、检查筛分的必要性各种类型破碎机不管是开路破碎，还是闭路破碎，其排矿产物中都含有小于排矿口宽度的产物和大于排矿口宽度的产物，如《选矿厂设计》[1]P23表4-4（破碎机排矿产物中过大颗粒含量β与最大相对粒度Zmax表）所示。当属中等可碎性矿石时，旋回破碎排矿产物中过大颗粒含量为20%，颚式破碎机排矿产物中过大颗粒含量为25%，标准圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为35%，短头圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为60%。检查筛分可以控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力，可确保破碎产物粒度的均衡。因此，检查筛分是必要的。(4)、洗矿的必要性原矿含水3%，含泥量小，因此不用洗矿。综上可得，破碎应选用三段一闭路流程，其流程图如图2-1所示：图2-1破碎流程图2.3.2磨矿流程论述磨矿细度是确定磨矿段数的主要依据。根据选矿试验结果和银山矿的生产实践，并参考类似矿山的生产实践，设计确定采用混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离浮选工艺。根据磨矿细度的试验结果和磨矿产品主要矿物单体解离度测定结果，本设计确定的粗磨细度为-0.074mm占65%。根据铜矿物和硫化物的嵌布特性，粗精矿再磨的磨矿细度确定为-0.045mm占80%，为铜硫分离浮选和铜精矿品位和回收率的提高创造条件。检查分级能保证合格的磨矿细度，同时将粗粒返回磨矿机，形成合适的返砂量（即循环负荷），从而提高磨矿效率，减少矿石的过粉碎。因此，在磨矿时应采用检查分级。综上可得，磨矿流程为带检查分级的一段闭路流程和粗精矿再磨，如下图所示：图2-2磨矿流程图2.3.3选别流程论述设计选别流程可根据选矿试验结果，同时根据原矿性质和选矿试验矿石性质的变化以及要求的精矿产品质量来论证。从选矿试验和收集到的试验资料来看，有关试验单位分别进行了混合浮选、优先浮选、异步混合浮选、部分优先浮选流程的试验研究，并进行了大量的新型浮选药剂的筛选试验研究。由试验结果得出结论：混合浮选流程指标较好、流程较简单、对金银的回收比较有利，该流程对矿石性质的变化适应性较好。从原矿性质以及精矿产品质量上看：①脉石矿物粒度最粗，黄铁矿居中，铜矿物最细。另外，硫化物集合体颗粒相对较粗，加之硫化物与脉石矿物嵌布关系简单，因此，对于粗磨条件下富集硫化物后丢尾十分有利（尾矿产率可达76～78%）；②铜矿物与黄铁矿的关系比较密切，并有少部分微细粒和细脉状铜矿物嵌布在黄铁矿中难以单体解离，粗精矿需要再磨，方可提高铜精矿品位；③根据原矿工艺矿物学研究结果，金在黄铁矿中的分布为44%，脉石中包裹的硫化物中细粒金占7%，金在浮选过程中流失34%左右，粗精矿再磨后细度改善，降低金的损失率。综上所述，设计采用混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离浮选工艺流程。混合浮选采用两次粗选半闭路的流程结构，粗精矿再磨后进入铜硫分离浮选，铜硫分离由两次粗选半闭路流程和两精两扫组成，最终得到铜精矿和硫精矿。图2-3浮选流程图2.3.4脱水流程论述当要求浮选精矿含水量为10%-12%时，采用浓缩和过滤两段脱水流程就能达到要求，根据银山铜硫矿的矿石性质，用户对产品的要求及国家对产品含水量的有关规定，本设计确定各精矿产品含水量为：铜精矿10%，硫精矿10%。所以，脱水选用两段脱水流程，如图2-4所示。图2-4脱水流程图第3章工艺流程和工艺设备3.1车间工作制度车间工作制度是指各车间的标志性生产设备运转时间安排。根据选矿厂车间性质及原矿运输工作制度确定选矿厂各车间的工作制度。破碎车间的工作制度与采矿工作制度一致，为不连续工作，根据采矿工作制度制订破碎车间的工作制度为：全年工作330天，每天三班，每班6个小时。磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间，通称为主厂房。其工作制度采用连续工作制度，即全年工作330天，一天工作三班，每班8小时。精矿脱水车间，一般和主厂房一致，其工作制度为全年工作330天，一天工作三班，每班8小时。表3-1选矿厂各车间的工作制度车间项目年工作日（天）日工作班数班工作小时h破碎车间33036磨浮车间33038脱水车间330383.2破碎流程和破碎设备的选择与计算3.2.1破碎流程计算图4-1破碎流程图计算破碎车间每小时处理量Q=计算总破碎比S=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,如上图所示计算各段破碎比平均破碎比S故S1=根据总破碎比等于各段破碎比的乘积。则第三段破碎比S3S计算各段破碎比平均破碎比S故S1=根据总破碎比等于各段破碎比的乘积。则第三段破碎比S3S计算各段破碎产物的最大粒度ddd计算各段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。并初步拟定，第一段采用颚式破碎机，第二段采用标准圆锥破碎机，第三段采用短头圆锥破碎机，则各段破碎机排矿口宽度分别为：eeZmax—破碎机排矿产物中最大相对粒度，查《矿物加工工程设计》表4-4计算各产物的产率和重量QƳQ根据平衡关系，细碎作业可以列出以下平衡方程式：Q4=所以QγQQγQ上述式中，β6-12——产物6中小于12mm的粒级含量。本设计细筛筛孔与细碎机排矿口尺寸的比值Zβ3-12——产物3中小于12mm的粒级含量。其数值等于原矿中小于12mm粒级含量与粗碎机产物中小于12mm和中碎机产物中小于12mm粒级含量之和，为简化计算，直接用中碎机排矿产物中小于12mm的粒级含量，细筛筛孔与中碎机排矿口尺寸的比值Z3.2.2破碎、筛分设备选择和计算破碎设备的选择和计算⑴粗碎设备。选用:颚式破碎机,单台处理量，按下式计算：式中—矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》表5-6，取=1；—矿石密度修正系数，—矿石松散密度，—矿石密度，—给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表5-7，取1.05；—给矿最大粒度,取500mm；—给矿宽度，；—标准条件下，破碎机的生产能力，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，—单位排矿口宽度处理量，查《选矿厂设计》表5-1，e—破碎机排矿口宽度,取105mm；因此：q=1.0×1.25×1.05×117=153.56t/h。台数及负荷系数，计算公式如下：式中n—设计需要的破碎机台数（台）；k—不均匀系数，k=1.1~1.2；η=⑵中碎设备。PYY-B1628型单缸液压圆锥破碎机，单台处理量，按下式计算：式中—矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》表5-6，—矿石密度修正系数，—给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表5-8，—单位排矿口宽度处理量，查《选矿厂设计》表5-3，e—破碎机排矿口宽度，取22mm；—标准条件下，破碎机的生产能力，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，因此：q=1×1.25×1.09×154=209.83t/h台数及负荷系数的计算：（取2台）η=⑶细碎设备拟定选用液压短头圆锥破碎机，单台处理量，按下式计算：=K式中Q—开路破碎时，破碎机的生产能力（t/h）；—闭路破碎时，破碎机的生产能力（t/h）；K—闭路破碎系数，K=1.15-1.4,易碎性矿石最大值，难碎性矿石取小值，K=1.3；—矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》表5-6，—矿石密度系数，—给矿粒度系数，查《选矿厂设计》表5-8；k3=1.38—标准条件下开路破碎是的处理量，—单位排矿口处理量，查《选矿厂设计》表5-4,=15；e–破碎机排矿口宽，PYT-D1610型单缸液压圆锥破碎机，，，，查《选矿厂设计》表5-5 ，所以 （取3台）综合比较后选用PYT-D2213单缸液压圆锥破碎机，该破碎机的功率和负荷较适合。筛分设备的选择振动筛筛孔a=10mm，筛分效率E=80%，选择YA2100×4800圆振动筛。振动筛处理量的计算，常用的经验公式：式中Q—振动筛的处理量，（t/台·h），；F—筛面几何面积，；F=10㎡—有效筛分面积系数：单层或多层筛的上层筛面=0.9~0.8；双层筛的下层筛面=0.7~0.6。取值q—单位筛分面积容积处理量，，按《选矿厂设计》表5-13取值18.2r—筛分物料松散密度，，取值1.83—给料中细粒影响系数，由《选矿厂设计》表5-12得—给料中粗粒影响系数，《选矿厂设计》表5-12得—筛分效率系数，查《选矿厂设计》表5-12得—物料种类及颗粒形状系数，查《选矿厂设计》表5-12得—物料湿度系数，按湿矿石，查《选矿厂设计》表5-12，—筛分方法影响系数，干筛，查《选矿厂设计》表5-12，—筛子运动参数，查《选矿厂设计》表5-12，—筛网种类和筛孔形状，编织筛网，查《选矿厂设计》表5-12，所需台数取2台负荷率选用2台YA2100×4800圆振动筛，筛分面积18.2m23.3磨矿流程的计算3.3.1粗磨流程计算4-2磨矿流程QQQQ3.3.2再磨流程的计算再磨选用预先和检查分级合一的一段磨矿流程，循环负荷C=300%4-3再磨流程式中，，为返砂中计算级别与溢流产物粒度的关系，查《矿物加工工程设计》表4-11，得=0.65，=0.15，=0.93.4浮选流程的计算图4-4浮选流程计算原始指标数，NP=c(np-ap)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=1；若流程既要计算产物重量，又要计算产物中个金属的含量，则c=1+e）；e——参与流程计算的有用金属的种类数；如单金属矿e=1，两种金属矿e=2，以此类推。np——流程中的选别产物数（不含混合产物）；ap——流程中的选别作业数（不含混合作业）。根据已知条件，得：c=3,np=20,ap=10，代入公式，得：NP=c(np-ap)=3×(20-10)=30原是指标数的分配NP=Nr+Nε+Nε′+Nβ+Nβ′=30Nγ≤np-ap≤20-10≤10Nε≤np-ap≤20-10≤10Nε′≤np-ap≤20-10≤10Nβ≤2(np-ap)≤2(20-10)≤20Nβ′≤2(np-ap)≤2(20-10)≤20选择指标分配方案如下：β8，β9，β10，β12，β13，β14，β15，β22，β23，β24，β25，β29，β30，β31，β32，β33，β34，β35，β36，β9′，β12′，β14′，β15′，β22′，β24′，β29′，β31′，β33′，β35′，β36′原始指标值的选择：β8=0.41，β9=2.68，β10=0.06，β12=0.38，β13=0.047，β14=0.22，β15=0.04，β22=11.14，β23=1.46，β24=5.87，β25=0.52，β29=17.32，β30=2.88，β31=2.08，β32=0.31，β33=21.0，β34=5.84，β35=0.74，β36=0.27，β9′=45.45，β12′=18.23，β14′=9.39，β15′=1.32，β22′=36.82，β24′=37.53，β29′=33.56，β31′=35.48，β33′=33.0，β35′=34.33，β36′=48.0计算各产物的产率计算产物15、33、36的产率联立方程式得：校核计算产物32，35的产率解得：计算产物25，28的产率解得：校核计算产物23，24的产率解得：计算产物29，34的产率解得：计算产物22，30的产率解得：校核计算产物13，14的产率解得：计算产物10，12的产率解得：校核计算产物7、8,、9解得：校核计算各产物的重量按算出各产物的重量校核校核校核校核计算各产物的回收率按算出各产物的回收率校核校核校核校核计算各产物未知的品位按或计算3.5矿浆流程计算3.5.1磨矿流程1、粗磨流程浓度的确定(1)必须保证的浓度：磨矿作业浓度Cm1=75%、分级溢流浓度Cc=45%(2)不可调节的浓度：原矿水分3%,Cc=97%,分级返砂浓度Cs=80%按Rn按Wn=QnRn计算水量按Ln=W作业-∑Wn校核：2、再磨流程确定浓度Cn必须保证的浓度：磨矿作业浓度Cm2=68%，分级溢流浓度Cc2=28%不可调节浓度：分级返沙浓度Cs2=70%按，计算液固比R18、R19、Rm2按Wn=QnRn计算水量W18、W19、W17、Wm2按Ln=W作业-∑Wn计算补加水Lm2和Lc23.5.2选别流程确定浓度Cn：必须保证的浓度：混合粗选作业浓度Cr1=35%，混合粗选作业浓度Cr2=32%，分离粗选作业浓度Cr3=27.5%，分离粗选作业浓度Cr4=25%，分离精选Ⅰ作业浓度Ck1=25%，分离精选Ⅱ作业浓度Ck2=20%不可调节的选别精矿浓度：混合粗选Ⅰ精矿浓度C7=48%，混合粗选Ⅱ精矿浓度C9=40%，分离粗选Ⅰ精矿浓度C22=48%，分离粗选Ⅱ精矿浓度C24=40%，分离精选Ⅰ精矿浓度C29=35%，分离精选Ⅱ精矿浓度C33=38%混合扫选Ⅰ精矿浓度C12=35%，混合扫选Ⅱ精矿浓度C14=30%分离扫选Ⅰ精矿浓度C31=30%，分离扫选Ⅱ精矿浓度C35=25%按计算固液比：按Wn=QnRn计算水量W由数质量流程图得知：按Ln=W作业－∑Wn计算补加水：按计算矿浆体积：按下式计算某些作业和产物浓度Cn：按下式计算工艺过程补加总水量∑L：按下式计算选矿厂总耗水量∑L0：按下式计算选别单位耗水量Wg：矿浆流程计算结果见附图:数质量及矿浆流程图3.5.3脱水流程矿浆计算设计浮选精矿产品脱水采用浓缩、过滤两段脱水流程，且滤液返回浓缩机，如图4-1所示。图4-4脱水流程原始指标：最终铜精矿含水量为12%，浮选铜精矿产物水量为7.062m3/h，，最终硫精矿含水量为11%，浮选硫精矿产物水量为95.218m3/h，浓缩机底流浓度确定为60%；铜精矿各产物水量计算硫精矿各产物水量计算第4章主要设备的选择与计算4.1破碎设备的选择与计算⑴粗碎设备。选用:颚式破碎机,单台处理量，按下式计算：式中—矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》表5-6，取=1；—矿石密度修正系数，—矿石松散密度，—矿石密度，—给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表5-7，取1.05；—给矿最大粒度,取500mm；—给矿宽度，；—标准条件下，破碎机的生产能力，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，—单位排矿口宽度处理量，查《选矿厂设计》表5-1，e—破碎机排矿口宽度,取105mm；因此：q=1.0×1.25×1.05×117=153.56t/h。台数及负荷系数，计算公式如下：式中n—设计需要的破碎机台数（台）；k—不均匀系数，k=1.1~1.2；η=⑵中碎设备。PYY-B1628型单缸液压圆锥破碎机，单台处理量，按下式计算：式中—矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》表5-6，—矿石密度修正系数，—给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表5-8，—单位排矿口宽度处理量，查《选矿厂设计》表5-3，e—破碎机排矿口宽度，取22mm；—标准条件下，破碎机的生产能力，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，因此：q=1×1.25×1.09×154=209.83t/h台数及负荷系数的计算：（取2台）η=⑶细碎设备拟定选用液压短头圆锥破碎机，单台处理量，按下式计算：=K式中Q—开路破碎时，破碎机的生产能力（t/h）；—闭路破碎时，破碎机的生产能力（t/h）；K—闭路破碎系数，K=1.15-1.4,易碎性矿石最大值，难碎性矿石取小值，K=1.3；—矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》表5-6，—矿石密度系数，—给矿粒度系数，查《选矿厂设计》表5-8；k3=1.38—标准条件下开路破碎是的处理量，—单位排矿口处理量，查《选矿厂设计》表5-4,=15；e–破碎机排矿口宽，PYT-D1610型单缸液压圆锥破碎机，，，，查《选矿厂设计》表5-5 ，所以 （取2台）选用PYT-D2213单缸液压圆锥破碎机，该破碎机的功率和负荷较适合。4.2筛分设备的选择与计算振动筛筛孔a=10mm，筛分效率E=80%，选择YA2100×4800圆振动筛。振动筛处理量的计算，常用的经验公式：式中Q—振动筛的处理量，（t/台·h），；F—筛面几何面积，；F=10㎡—有效筛分面积系数：单层或多层筛的上层筛面=0.9~0.8；双层筛的下层筛面=0.7~0.6。取值q—单位筛分面积容积处理量，，按《选矿厂设计》表5-13取值18.2r—筛分物料松散密度，，取值1.83—给料中细粒影响系数，由《选矿厂设计》表5-12得—给料中粗粒影响系数，《选矿厂设计》表5-12得—筛分效率系数，查《选矿厂设计》表5-12得—物料种类及颗粒形状系数，查《选矿厂设计》表5-12得—物料湿度系数，按湿矿石，查《选矿厂设计》表5-12，—筛分方法影响系数，干筛，查《选矿厂设计》表5-12，—筛子运动参数，查《选矿厂设计》表5-12，—筛网种类和筛孔形状，编织筛网，查《选矿厂设计》表5-12，所需台数取2台负荷率选用2台YA2100×4800圆振动筛，筛分面积18.2m24.3磨矿设备和分级设备的选择与计算4.3.1粗磨设备的选择与计算按新生成级别计的单位磨机容积处理量，按下式计算：式中k1—可磨性系数，《选矿厂设计》表5-13，取k1=1；—磨机直径校正系数，《选矿厂设计》表5-15；—磨机型式校正系数，《选矿厂设计》表5-16；—磨机给矿和产品粒度差别系数，；—在设计给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，查《选矿厂设计》表5-17；—在工业试验或生产给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，查《选矿厂设计》表5-17；—生产或工业试验磨机按新生成级别计的单位容积处理量，；⑴单台磨机处理量，按下式计算：式中—设计磨机1台处理量，t/h；—设计磨机有效容积，；，—分别为设计；磨机给矿中-0.074mm含量10%和其产品中（分级机溢流中-200目的含量），-0.074mm含量，70%（%）；查《选矿厂设计》表4-8，本设计取10%。磨矿设计选用MQG3245湿式格子型球磨机。参照类似选矿厂球磨机，取单位生产能力，查资料，，，；代入公式：⑵磨机台数，按下式计算。台数：取2台⑶负荷率，按下式计算。η=负荷率：η=×100%=95.24%4.3.2再磨设备的选择与计算假设再磨给料和原矿矿石可磨度相同，根据容积法计算再磨机，计算公式如下：根据容积，结合磨矿细度要求，拟选用MQY2130溢流型型球磨机。参照类似选矿厂再磨机，取单位生产能力，查资料，，，；代入公式：磨机台数，按下式计算。取1台磨机的负荷率，按下式计算。4.3.3粗磨分级设备的选择与计算选取高堰式双螺旋分级机做为分级设备。其主要优点是设备构造简单，工作可靠操作方便；在闭路磨矿中能与球磨机自流连接；与水力旋流器相比电耗较低，高堰式螺旋分级机适用于粗粒分级，溢流最大粒度为0.4–0.15mm。规格（螺旋直径D）由下式计算：式中—按溢流中固体计的处理量，见数质量流程图。m—螺旋个数，m=2；—矿石密度校正系数，，=1.0；—标准矿石密度2.7t/m3；—设计矿石密度2.7t/m3；—分级粒度校正系数，查《选矿厂设计》表5-18，代入公式得： 因此选用2FG－30型高堰式双螺旋分级机2台。校核（按返砂量）：4.3.4再磨分级设备的选择与计算根据分级溢流细度，采用水力旋流器为分级设备，具有分级效率高，占地面积小等有点。根据磨机方案确定分级设备用两个系列，以下计算为一个系列的计算过程。初步确定水力旋流器直径D。根据溢流中最大粒度和处理量，查《矿物加工工程设计》表5-23，取根据确定的水力旋流器直径D，按下面经验公式，计算给矿口直径dn、溢流口直径dc和沉砂口直径dh取确定给矿压力P，查《矿物加工工程设计》表5-24，取P=0.12MPa。溢流粒度dmax=2×d=2×43=86μm验证溢流粒度，根据上述确定的参数，按下式计算：式中——给矿中固体含量，；dc——水力旋流器溢流口直径，cmdh——水力旋流器沉砂口直径，cmD——水力旋流器直径，cmP——水力旋流器进口压力，MPa——矿石密度，t/m3；——水的密度，t/m3；——水力旋流器直径修正系数，按下式计算代入计算，得82.35<86，验证成功。计算水力旋流器处理量。式中V——按给矿矿浆体积计算的处理量，m3/台；dh——水力旋流器沉砂口直径，cm——水力旋流器直径修正系数，按下式计算式中——水力旋流器锥角，（°）；其他符号同前。计算水力旋流器所需台数。式中V0——按给矿矿浆体积计的设计处理量，m3/h；因此，选用4台FX-150mm水力旋流器，另选4台备用，共8台。4.4浮选设备的选择与计算4.4.1浮选机选择与计算磨矿过程为两个系列，浮选系列也为两个系列，下面为一个系列的选择计算过程（1）浮选时间的确定浮选时间以有用矿物得以充分的选别为基础来确定。通常根据选矿试验结果，再参考类似矿石选矿生产实际确定浮选时间，试验的浮选时间比工业生产的浮选时间要短，因此设计中考虑修正系数。（2）浮选机槽数计算①浮选矿浆体积计算根据教材《矿物加工工程设计》P85式5-47得矿浆体积式中V——进入作业（如粗选）的矿浆体积（m³/min）；Q——进入作业的矿石量（t/h）；R——矿浆固比；δ——矿石密度（t/m³）本设计取2.88；K1——给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0；根据矿浆流程的计算，可得：进入混合粗选Ⅰ的矿浆体积：进入混合粗选Ⅱ的矿浆体积：进入混合扫选的矿浆体积：进入分离粗选Ⅰ的矿浆体积：进入分离粗选Ⅱ的矿浆体积：进入分离精选的矿浆体积：进入分离扫选的矿浆体积：浮选机槽数计算根据矿物加工工程设计P85式5-48得浮选机槽数式中—浮选机计算槽数；—计算矿浆体积(m3/min)；—浮选时间，本设计粗选,扫选min,精选7min；—选用浮选机几何容积(m3)；—浮选槽有效容积和几何容积之比，=0.75～0.85，—设计浮选时间（min）；铜硫混合粗选Ⅰ：预选KYF-24型浮选机浮选，其单槽处理能力为24m³/min，kv取0.6，t取6min取4槽铜硫混合粗选Ⅱ：预选KYF-24型浮选机浮选，其单槽处理能力为24m³/min，kv取0.6，t取6min取4槽铜硫混合扫选Ⅰ：预选KYF-16型浮选机浮选，其单槽处理能力为16m³/min，kv取0.75，t取5min取4槽铜硫混合扫选Ⅰ：预选KYF-16型浮选机浮选，其单槽处理能力为15m³/min，kv取0.75，t取5min取4槽分离粗选Ⅰ：预选KYF-8型浮选机浮选，其单槽处理能力为5m³/min，kv取0.70，t取5min取3槽分离粗选Ⅱ：预选KYF-8型浮选机浮选，其单槽处理能力为5m³/min，kv取0.70，t取5min取2槽分离精选Ⅰ：预选KYF-4型浮选机浮选，其单槽处理能力为2m³/min，kv取0.70，t取3min取2槽分离精选Ⅱ：预选KYF-4型浮选机浮选，其单槽处理能力为1m³/min，kv取0.65，t取3min取1槽分离扫选Ⅰ：预选KYF-4型浮选机浮选，其单槽处理能力为4m³/min，kv取0.65，t取3min取3槽分离扫选Ⅱ：预选KYF-4型浮选机浮选，其单槽处理能力为4m³/min，kv取0.75，t取3min取2槽4.4.2搅拌槽的选择与计算浮选作业为了使药剂和矿浆充分接触以取得良好的选别指标，通常设计采用搅拌槽，此外搅拌槽还有缓冲矿浆的作用。本设计采用普通搅拌槽，槽容积按下式计算：式中——搅拌槽容积(m3)；——给入搅拌槽的矿量（t/h）；——矿浆液固比；——矿石密度（t/m3）；——处理量不均匀系数，本设计取=1.0；——搅拌时间，一般为5～10（min）；(1)混合粗选前搅拌槽的选择和计算。已知：Q=214.945t/h，=1.857，=5min，=1.0代入计算：查《矿物加工工程设计》附表2-18，选用搅拌槽XB-4000一台。(2)铜硫分离粗选搅拌槽的选择和计算已知：Q=45.581t/h，=2.636，=7min代入计算：查《矿物加工工程设计》附表2-18，选用搅拌槽XB-3000一台。4.5脱水设备的选择与计算4.5.1浓缩机的选择与计算（1）按单位面积处理量计算，按下式计算：式中F——需要的浓缩机的面积（m2）；Q——给入浓缩机的固体量（t/d）；——单位面积生产能力（t/m2·d），查《选矿设计手册》表5-30；Cu精矿：S精矿：(2)计算浓密机所需直径，按下式计算：式中D——需要的浓缩机的直径（m）；F——需要的浓缩机面积（m2）；代入计算：(3)选择设备查《矿物加工工程设计》附表2-23，铜精矿浓缩选用NT-15中心传动浓缩机硫精矿浓缩选用NT-30周边齿条传动浓缩机。4.5.2过滤机的选择与计算过滤机台数，按下式计算：式中F——需要的浓缩机的面积（m2）；Q——给入浓缩机的固体量（t/h）；——计算过滤机的台数（台）；q——过滤机的单位面积生产能力（t/m2·h），查《矿物加工工程设计》表5-31。则需要的过滤面积：F1＝Q/q＝10.13/0.4＝50.65m2铜精矿预选TT-16陶瓷盘式真空过滤机用1台。硫精矿预选TT-12陶瓷盘式真空过滤机，取2台，备用1台。4.6辅助设备的计算4.6.1矿仓(1)、原矿仓的选择与计算原矿仓选用矩形矿仓，仓底三面倾斜，底部排矿，贮矿时间为2h。底部排矿的三面倾斜矩形矿仓如图4-6所示。原矿仓容积计算如下：原矿仓由两个完全相同的矿仓组成。上部设有原矿堆场，采用自卸卡车运矿。已知最大粒度为500mm。设计采用矩形漏斗型矿仓，三面倾斜从矿仓底部排矿。该矿仓结构简单，造价便宜，对本设计较为适用。设计原矿仓贮矿时间为2.0小时，有效容积按下式计算：式中—矿仓的有效容积()；—所需要的贮矿量(t),本设计；—矿石的松散密度()，本设计；代入公式：矿仓的利用率一般为K=0.9，所以矿仓的几何体积为：确定原矿仓的尺寸：如图图4-6原矿仓尺寸由《选矿厂设计》[1]P117式5-89得矿仓上部容积：V1=HLB式中L－矿仓上部长度（m），取L=8mB－矿仓上部宽度（m），取B=5.6mH－矿仓上部高度（m），取H=4.5m由教材P117式5-90得，矿仓下部容积：V2=h×[BL+(B+b)(L+l)+bl]/6式中h－矿仓下部高度（m），取h=6.5ml－矿仓下部卸料口长度（m）,取l=1.8mb－矿仓下部卸料口宽度（m）,取b=1m其他符号同前。所以V=V1+V2=201.60+129.61=333.21m3＞151.23m³满足贮矿条件。(2)、粉矿仓的选择与计算粉矿仓选用圆形矿仓，圆底排矿，贮矿时间为24h。圆形矿仓如图4-7所示：装料孔平面图如图4-8所示：图4-7圆矿仓主视图图图4-8圆矿仓装料孔平面图主厂房分两个系列，每个系列1个粉矿仓，其中每个矿仓配备一台圆盘给矿机。下面为一个粉矿仓的计算过程：高架式圆形平底矿仓虽然结构简单，造价便宜。但矿仓死角大，目前选矿厂已基本不使用。故而选用圆形锥底粉矿仓。设计贮矿时间为24小时，有效容积按下式计算：式中—矿仓的有效容积()；—所需要的贮矿量(t),本设计；—矿石的松散密度()，代入公式：根据总有效容积确定采用2个矿仓，并确定其几何形状如下：直径D=12m，H=15m，如图6-2所示。利用率K=0.9，则矿仓上部计算：由《选矿设计手册》[2]P489表10.4-2（圆矿仓的H1和V1的计算公式）得当装料方式为二线正载装料时矿仓上部容积：V1=[πR3-6RL2-4×(R2-L2)3/2/3]tgα，H1=(R-L)tgα则：V1=[πR3-6RL2-4×(R2-L2)3/2/3]tgα=[3.14×63-6×6×12-4×（62-12）3/2/3]tg38°=332.143m3H1=(R-L)tgα=(6-1)×tg38°=3.91m矿仓中部计算：由《选矿设计手册》[2]P488式10.4-2a得矿仓中部容极为：V2=πR2H2式中V2矿仓中部容积，m3H2矿仓中部高度，m,取H2=8mR圆矿仓半径，m则：V2=πR2H2=3.14×62×8=904.32m3矿仓下部计算：由《选矿设计手册》[2]P488式10.4-4得当矿仓为单卸料口时，H3=(R-r)tgβ,V3=πH3(R2+RR+r2)/3式中V3矿仓下部容积，m3H3矿仓下部高度，mr矿仓排料口半径，m，取r=0.4mβ矿仓下部仓壁倾斜角度，H3=(R-r)tgβ,=（6-0.4）×tg50=6.67V3=πH3(R2+Rr+r2)/3=3.14×6.67×（62+6×0.4+0.42）/3=294.33m³V=V1+V2+V3=332.143+904.32+294.33=1530.709m³＞1361.11m³矿仓总高度=H1+H2+H3=3.91+8+6.67=18.58m根据计算符合要求(3)、精矿仓计算根据生产情况及外部运输条件，铜精矿的贮矿时间为5天，硫精矿的贮矿时间为5天。已知条件：铜精矿：矿仓需要的贮矿量：Q=4.328×24×5=519.36t矿仓所需有效容积：矿仓所需几何容积：矩形矿仓尺寸确定：长L=10m，宽B=6m，高H=6m精矿仓个数：，取1个硫精矿：矿仓需要的贮矿量：Q=27.379×24×5=3285.48t矿仓所需有效容积：矿仓所需几何容积：矩形矿仓尺寸确定：长L=14m，宽B=12m，高H=10m精矿仓个数：，取1个4.6.2胶带机的选择与计算(1)1号皮带（粗碎到中碎）：根据《选矿厂手册》[2]P104式5-69得胶带宽度B=[Q/(kγvcξ)]1/2式中B带宽（m）Q运输量（t/h），Q=272.22t/hk断面系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-34，取k=300γ矿石松散密度，γ=2.0t/m3v带速(m/s)，见《选矿厂手册》[2]P105表5-33，取v=1.25m/sc倾角系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-35，倾角为16度时，取c=0.88ξ速度系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-36，取ξ=1.0则：B=[Q/(kγvcξ)]1/2=[272.22/(300×2.0×1.25×0.88×1.0)]1/2=0.642m取带宽B=800mm校核：未筛分矿石：2Dmax+200=2×192.31+200=584.62mm而B=800mm,大于600mm。所以，选用800mm宽的胶带是合理的。(2)2号皮带（从中细碎到筛分车间）：根据《选矿厂手册》[2]P104式5-69得胶带宽度B=[Q/(kγvcξ)]1/2式中B带宽（m）Q运输量（t/h），Q=744.35t/hk断面系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-34，取k=380γ矿石松散密度，γ=2.0t/m3v带速(m/s)，见《选矿厂手册》[2]P105表5-33，取v=1.25m/sc倾角系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-35，倾角为18度时，取c=0.85ξ速度系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-36，取ξ=1.0则：B=[Q/(kγvcξ)]1/2=[744.35/(335×2.0×1.25×0.85×1.0)]1/2=1.02m取带宽B=1200mm校核：未筛分矿石：2Dmax+200=2×64.10+200=328.20mm而B=1200mm,大于328.20mm。所以，选用1200mm宽的胶带是合理的。(3)3号皮带（从筛分车间到细碎）：根据《选矿厂手册》[2]P104式5-69得胶带宽度B=[Q/(kγvcξ)]1/2式中B带宽（m）Q运输量（t/h），Q=472.13t/hk断面系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-34，取k=320γ矿石松散密度，γ=2.0t/m3v带速(m/s)，见《选矿厂手册》[2]P105表5-33，取v=1.25m/sc倾角系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-35，倾角为18度时，取c=0.85ξ速度系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-36，取ξ=1.0则：B=[Q/(kγvcξ)]1/2=[472.13/(320×2.0×1.25×0.85×1.0)]1/2=0.83m取带宽B=1000mm校核：未筛分矿石：2Dmax+200=2×64.10+200=328.20mm。B=1000mm,大于333.34mm所以，选用1000mm宽的胶带是合理的。(4)4号皮带（从破碎到粉矿仓）：根据《选矿厂手册》[2]P104式5-69得胶带宽度B=[Q/(kγvcξ)]1/2式中B带宽（m）Q运输量（t/h），Q=272.22t/hk断面系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-34，取k=300γ矿石松散密度，γ=2.0t/m3v带速(m/s)，见《选矿厂手册》[2]P105表5-33，取v=1.25m/sc倾角系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-35，取c=0.85ξ速度系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-36，取ξ=1.0则：B=[Q/(kγvcξ)]1/2=[272.22/(300×2.0×1.25×0.85×1.0)]1/2=0.65m取带宽B=800mm校核：未筛分矿石：2Dmax+200=2×12+200=224m，而B=800mm,大于230mm所以，选用800mm宽的胶带是合理的。(5)5号皮带（卸料小车）：根据《选矿厂手册》[2]P104式5-69得胶带宽度B=[Q/(kγvcξ)]1/2式中B带宽（m）Q运输量（t/h），Q=272.22t/hk断面系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-34，取k=300γ矿石松散密度，γ=2.0t/m3v带速(m/s)，见《选矿厂手册》[2]P105表5-33，取v=1.25m/sc倾角系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-35，取c=1.0ξ速度系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-36，取ξ=1.0则：B=[Q/(kγvcξ)]1/2=[272.22/(300×2.0×1.25×1.0×1.0)]1/2=0.65m取带宽B=650mm校核：未筛分矿石：2Dmax+200=2×12+200=224m，而B=650mm,大于224mm所以，选用650mm宽的胶带是合理的。(6)6号皮带（从磨矿仓到磨机）：根据《选矿厂手册》[2]P104式5-69得胶带宽度B=[Q/(kγvcξ)]1/2式中B带宽（m）Q运输量（t/h），Q=114.58t/hk断面系数，见教材P105表5-34，取k=300γ矿石松散密度，γ=2.16t/m3v带速(m/s)，见《选矿厂手册》[2]P105表5-33，取v=1.1m/sc倾角系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-35，取c=0.89ξ速度系数，见《选矿厂手册》[2]P105表5-36，取ξ=1.0则：B=[Q/(kγvcξ)]1/2=[114.58/(300×2.16×1.1×0.89×1.0)]1/2=0.42m取带宽B=500mm校核：未筛分矿石：2Dmax+200=2×12+200=224mm，而B=500mm,大于224mm所以，选用500mm宽的胶带是合理的。综上可得，选矿厂所用胶带机如表4-11所示表4-11选矿厂所用胶带机选择计算表皮带号带宽（mm）运矿量（t/h）带速(m/s)条数备注1号（从粗碎到中碎）800272.221.2512号（从中细碎到筛分车间）1200744.351.2513号（从筛分车间到细碎）1000472.131.2514号（从破碎到磨矿矿仓）800272.221.2515号（卸料小车）650272.221.2516号（从磨矿仓到磨机）500114.5其他辅助设备的选择与计算(1)、起重设备①、粗碎碎厂房由《选矿厂设计》[1]P102表5-30（破碎机检修用起重机吨位，型式选择）当破碎机为PEJ900×1200颚式破碎机时，应选起重量为30/10t的电动桥式起重机。②、中细碎厂房由《选矿厂设计》[1]P102表5-30（破碎机检修用起重机吨位，型式选择）当中碎设备为PYYBT1628单缸液压标准圆锥破碎机，细碎设备为PYT-D1610短头圆锥破碎时，应选起重量为20/5t的电动桥式起重机。③、筛分厂房由《选矿设计手册》[2]P455表8.10-2（振动筛检修用起重机吨位选择）当筛分厂房第三段预先检查筛分振动筛设备为圆振动筛为YA2148时，起重机应选起重量为10t电动单梁起重机。磨矿厂房由《选矿设计手册》[2]P456表8.10-3（磨机检修用起重机吨位，型式选择）当磨机为MQG3200x4500格子型球磨机时，起重机应选起重量为50/10电动桥式（副钩电磁、吊钩两用）起重机。由《选矿设计手册》[2]P456表8.10-4（螺旋分级机检修用起重机吨位，型式选择）当分级设备为螺旋分级器时，设备重量大大小于球磨机。综合上述：磨矿厂房应选用起重量为50/10t的电动桥式（副钩电磁、吊钩两用）起重机。浮选厂房浮选厂房最大的机械为16m3的浮选机，则根据《选矿设计手册》[2]P458表8.10-6（浮选机检修用起重机吨位，型式选择），可选起重量为10t的电动单梁起重机。⑥、脱水厂房当过滤机为GW-58型盘式过滤机时，由《选矿设计手册》[2]P458表8.10-7（过滤机检修用起重机吨位，型式选择），起重机应选起重量为10t的电动单梁起重机。根据精矿量，抓斗应选起重量为5t的电动双梁桥式抓斗起重机。(2)、给料设备由于原矿最大粒度为500mm，根据《选矿设计手册》[2]，可选GBZ240-8型重型板式给料机。板式给矿机生产能力：式中—生产能力（t/h）；—充满系数，一般=0.8—矿厂排料漏斗宽，一般为链板宽度的0.9倍（m）；—料层厚度（m）；—带速m/s，一般为0.1～0.2（m/s）；—物料松散密度，本设计取1.973；—充满系数一般取0.8；查《中国选矿设备手册》P1101表13-2-4知：=0.9m，=0.24m，=0.13m，=1.973，=0.8；则=3600×0.9×0.24×0.13×2×0.7=141.5（t/h）>136.1(t/h)，符合要求，故本设计选取2台基本型GZ6电磁振动给矿机②粉矿仓的给料设备由于粉矿的最大粒度为12mm，根据《选矿设计手册》[2]可选DK20圆盘给料机。给矿机生产能力的计算，按下式计算：式中Q——圆盘给矿机生产能力，t/h；h——套筒距圆盘高度，取0.05m；n——圆盘转速，r/min；D——套筒直径，m；——物料堆积角，；γ——矿石松散密度，γ=1.83；代入计算，得查《中国选矿设备手册》表13-3-1选用1台DK20型吊式圆盘给料机。第5章总体布置与设备配置5.1厂房的总体布置总体布置是选矿厂设计中的重要组成部分。一个建设项目没有总体设计，就会使总体布置分散、紊乱、不合理，造成无计划的盲目建设，既影响生产和生活的合理组织，又影响建设的经济效果和建设速度，也破坏了建筑群体的统一和完整。所以，新建选矿厂必须在已确定厂址的用地范围内合理地、经济地进行总体布置。选厂的厂房配置主要是根据地形条件确定，尽量保证物料的自流。根据选厂地形条件，各工艺厂房按地形坡度沿山坡地布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，粗碎、中细碎及筛分车间均采用平行等高线配置。磨矿浮选共厂房配置，其中磨矿采用纵向配置，浮选机采用横向配置。浓缩机配置在露天，过滤机与精矿仓配置在厂房内。原矿仓原矿仓粗碎车间中细碎车间筛分车间磨浮车间浓缩作业过滤车间图6-1选矿厂总体布置图5.2厂房设备配置选矿厂车间配置的任务是：用图表示设备之间、厂房之间、设备与厂房之间的关系，用图表示设备型式、型号，数量、检修操作关系；用图表示土建情况、柱子、墙、壁、门窗、屋架、屋面、楼板、平台、梯子、栏杆，水池、泵池，安装孔，检修孔和操作孔等。选矿厂内设备配置，是按机组进行的。主要任务是按工艺流程的要求，确定设备在厂房内平面与剖面的合理位置；保证流程的畅通和设备的正常运转；具有操作方便、安全、卫生的工作环境。其主要原则是：设备配置必须满足选矿工艺流程要求；确保工艺流程基本自流；注意流程具有灵活性；力求配置紧凑，生产安全，操作、管理、检修方便；易实现控制。5.2.1破碎厂房的设备配置根据原矿最大粒度、破碎最终产物粒度及原矿性质，选用了三段一闭路破碎流程。根据场地、设备类型、规格和数量，给、排矿方式，矿仓位置、形式以及筛分与破碎的配置形势，粗碎、中细碎及筛分车间均采用平行等高线配置。粗碎采用的是PEJ900x1200颚式破碎机，单独设一个厂房。中细碎共厂房，可节省辅助设备和设施，根据破碎流程，矿石从粗碎厂房直接用胶带运输机运至中碎前的预先筛分，筛上产物通过漏斗卸入PYYBT1628液压标准圆锥破碎机，筛下产物与中、细破碎产物一起通过胶带机运至筛分厂房，为保证自流，漏斗坡度均保证在55度以上。筛分厂房中检查筛分的筛下产物运至粉矿仓，筛上产物用胶带机运至PYT-D1610液压短头圆锥破碎机进行细碎。5.2