【某铜矿浮选厂磨浮流程的计算和设备选择分析3200字】

I某铜矿浮选厂磨浮流程的计算和设备选择分析1.1磨浮流程计算1.1.1磨矿浮选流程计算(1)磨矿流程初始条件：日处理量4000t/d，f=8-10，为中等可磨；最终产品细度（-200目）65%，车间工作制度是三班媒体，每班8h。计划选水力旋流器与球磨构成回路。由经验得，分机溢流是0.21mm，确定循环负荷C=350%。根据流程图3-1可得：图3-1图3-1磨矿分级流程(2)浮选流程设计条件：给矿Q1=166.7t/h，0.45%。22%，铜回收率90%。最终产品是铜精矿和尾矿。流程图如3-2所示：图3-2浮选工艺流程eq\o\ac(○,1)原始指标数：计算成分C=2，选别产物数=12，作业数=6，得=2×(12-6)=12eq\o\ac(○,2)根据选取原则关联现场数据，分配初始指标：（式中γ是产率、β是铜的品位、ε为铜的回收率）根据各个指标间的关系，分配的指标数应满足：所以，配置方案是：β2、β3、β5、β6、β9、β10、β11、β12、β14、β15、β16、ε9、结合实习现场收集到的资料，确定原始指标如表3-1所示：表3-1浮选原始指标指标值/%指标值/%指标值/%β25.7β150.10β30.21β160.21β51.75β60.2β920β100.05β110.6β120.14β140.36eq\o\ac(○,3)计算各段作业产物品位和产率：已知原矿中铜的品位是α=0.45%，β9=22%，ε9=90%，则有：eq\o\ac(○,4)计算各段作业产物回收率：ε1=β1γ1/α=100%×0.45%÷0.45%=100%ε10=β10γ10/α=11.89%×0.05%÷0.45%=1.32%ε2=β2γ2/α=4.37%×5.70%÷0.45%=55.35%ε11=β11γ11/α=32.06%×0.60%÷0.45%=42.75%ε3=β3γ3/α=95.63%×0.21%÷0.45%=44.63%ε12=β12γ12/α=140.1%×0.14%÷0.45%=41.59%ε4=β4γ4/α=145.2%×0.299%÷0.45%=96.48%ε13=β13γ13/α=188.29%×0.15%÷0.45%=62.76%ε5=β5γ5/α=9.25%×1.75%÷0.45%=35.97%ε14=β14γ14/α=41.94%×0.36%÷0.45%=31.55%ε6=β6γ6/α=135.95%×0.20%÷0.45%=60.42%ε15=β15γ15/α=146.35%×0.10%÷0.45%=32.52%ε7=β7γ7/α=12.29%×1.16%÷0.45%=86.30%ε16=β16γ16/α=48.19%×0.21%÷0.45%=22.49%ε8=β8γ8/α=161.52%×0.238%÷0.45%=85.43%ε17=β17γ17/α=98.159%×0.046%÷0.45%=10.03%ε9=β9γ9/α=1.841%×22%÷0.45%=90%计算结果体现如下表3-2：表3-2选别流程计算结果编号γ/%产量β铜/%铜回收率1100166.70.45100.0024.377.285.7055.35395.63159.420.2144.634145.2242.050.29996.4859.2515.421.7535.976135.95226.630.2060.42711.7322.892.99386.308177.89296.540.23885.4391.8411.0722.00901011.8919.820.051.321137.7961.000.6042.7512140.1231.550.1441.5913188.29311.880.15862.761441.9469.910.3631.5515146.35241.970.1032.521648.1980.330.2122.491798.159161.630.04610.031.1.2计算矿浆流程(1)磨矿流程eq\o\ac(○,1)由现场参数，定磨矿分级作业浓度及产物浓度：eq\o\ac(○,2)磨矿分级作业及产物液固比的计算：eq\o\ac(○,3)磨矿分级作业及产物水量的计算：eq\o\ac(○,4)磨矿补加水的计算：(2)浮选流程eq\o\ac(○,1)浮选作业浓度及产物浓度的确定：最适浮选浓度：精矿产品浓度：eq\o\ac(○,2)各段作业液固比及产品液固比的计算：eq\o\ac(○,3)各段操作水量及产物含水量计算：eq\o\ac(○,4)补水量的计算：eq\o\ac(○,5)其余产物质量浓度的计算：eq\o\ac(○,6)各段作业及产物的矿浆体积的计算（公式V=Q(R+1/ρ)(其中ρ=2.77g/cm3)）：eq\o\ac(○,7)磨矿浮选流程的总补加水量的计算：ΣL=ΣLF+ΣLG=87.75+306.73=394.48t/heq\o\ac(○,8)计算选厂总耗水量[9]：ΣLA=ΣL(1.1~1.15)=ΣL1.15=394.48×1.15=451.65t/heq\o\ac(○,9)单位矿石处理耗水量：Wp=ΣLA/Q=451.65/166.7=2.72t/h将计算结果汇总于表3-3：表3-3矿浆流程计算结果药剂制度：药剂捕收剂丁胺黑药起泡剂2#油PH调整剂石灰抑制剂水玻璃药剂的实际用量应随生产情况调整，设计浮选数质量流程图见本文附件图纸。1.2磨矿分级设备的选择和计算1.2.1球磨机的选择初始情况：给矿粒度-12mm，小时处理量166.7t/h，磨矿细度（-200目）65%，给矿中-200目粒级含量6%，f=8-10，中等可碎。现场一段闭路磨矿，给矿粒度-20mm，其中-200目粒级含量6%，磨矿细度-200目粒级含量61%，采用磨矿机MQY2736，台时处理量100t。则：Q0=100t/h，V=14.0m3，β1=6%，β2使用容积法计算球磨机的处理量：q=q0K1K2K3K4，q0=(β2-β其中：q以新产出-200目粒级的处理量计算；q0按现场磨机新生成-200目粒级的处理量计算Q`是生产球磨机处理量，t/(台·h)；βd2、βd1是产品中-200目粒级含量，按生产球磨机给料，%；V是按生产球磨机有效容积，m3；K1则：q0=(β2-β1)Q0/V=1.10对MQY2721球磨机，有：由矿石硬度8-10，为中等可碎矿石。查参考书[1]表5-15取K1由现厂磨机直径2700，设计磨矿机直径2700，查表5-16取K2由于MQY系列为溢流型球磨机，查表5-18，取K3由表5-19查取K4故q1=q0K1K2K3K4=1.93×1.0×1.0×0.9×0.9=1.18得q1=1.18，v1=10.1则：Q1=q1v1/(β2-β1)=1.18×10.1/（0.65-0.06）=65.22t/台.h对MQY2736球磨机，有：由f=8-10，中等可碎。查参考书[1]表5-15取K1由现厂磨机直径2700，设计磨矿机直径2700，查表5-16取K2由于MQY系列为溢流型球磨机，查表5-18，取K3由表5-19查取K4q2=q0K1K2K3K4=1.93×1.0×1.0×0.9×0.9=1.18得q2=1.18，v2=14.0则：Q2=q2v2/(β2-β1)=1.18×14.0/（0.65-0.06）=75.46t/台.h对MQY3645球磨机，有：由f=8-10，中等可碎。查参考书[1]表5-15取K1由现厂磨机直径2700，设计磨矿机直径3600，查表5-16取K2由于MQY系列为溢流型球磨机，查表5-18，取K3由表5-19查取K4q3=q0K1K2K3K4=1.93×1.0×1.17×0.9×0.9=1.72得q3=1.72，v2=41.0则：Q3=q3v3/(β2-β1)=1.72×41.0/（0.65-0.06）=258.5t/台.h台数n=Q`/Q式中n设计磨矿机需要的台数（台）；Q`设计流程中需要磨矿的矿量（t/h）;Q设计磨矿机的生产能力（t/台.h）。由Q`=166.7t/h对MQY2721球磨机，Q1=65.22，则：n1=Q`/Q1=166.7/65.22=2.56台，取3台对MQY2736球磨机，Q2=75.46，则：n2=Q`/Q2=166.7/75.46=2.2台，取3台对MQY3645球磨机，Q3=258.5，则：n3=Q`/Q3=166.7/258.5=0.64台，取1台磨矿机负荷系数η=Q`/(nQ)×100%，式中参数同前。对MQY2721球磨机，Q1=65.22，n=3，则：η1=Q`/(nQ)×100%=166.7/（3×65.22）×100%=85.2%对MQY2736球磨机，Q2=75.46，n=3，则：η2=Q`/(nQ)×100%=166.7/（3×75.46）×100%=71.6%对MQY3645球磨机，Q3=258.5，n=1，则：η3=Q`/(nQ)×100%=166.7/（1×258.5）×100%=64.5%分析：由上述的计算和实验结果综合分析我们可得，3种解决方案在技术上均具备了实际应用的优势和可行性，然而如果使用更多台球磨机则需要扩大其基建投资和辅助设施成本，设备配置的难度将进一步提高，且还会增加了机器损坏和维护的风险，对于生产经营管理和自动化运行不利;选用一台大处理量的球磨机即可进行节能减排降低功耗，减少了场房的占地面积，将空间成本和使用成本控制在较低水平。根据以上分析，磨矿作业应选用一台MQY3645球磨机。1.2.2分级设备选择水力旋流器用于磨矿回路分级，根据原始条件：日处理量4000t/d，小时处理量166.7t/h，f=8-10，为中等可磨，，旋流器入口工作计示压力0.1MPa，回路循环负荷350%。溢流浓度35%，要求溢流粒度-200目粒级占65%，分机溢流中最大粒度是0.21mm。通过磨矿矿浆流程的计算数据计算磨矿回路中的物料平衡，结果汇总于表3-4：表3-4磨矿回路物料平衡计算结果项目溢流沉砂球磨机入料单位固体量166.7581.45750.15t/h水量310.06210.04520.1m3/h矿浆量476.76791.491270.25t/h浓度35.0071.5359.06%矿浆密度1.341.681.53t/m3矿浆体积356.91471.1830.01m3/h水力旋流器处理量应为根据参考书[1]表5-23，初步确定水力旋流器直径为660mm，按经验公式：取该情况下一般水力旋流器效率较高由参考书[1]表5-24确定给矿压力，由确定旋流器进口计示压力为0.1MPa式中验证溢流粒度：由有式中由计算水力旋流器所需台数：另选3台备用，即总共选6台水力旋流器作为分级设备。1.2.3浮选机的选择eq\o\ac(○,1)浮选机：依据同类型选厂的经验，计划浮选机选用KYF/XCFⅡ系列，粗、扫选选用50m3机型，精选用16m3机型，每段作业首槽配置一台XCFⅡ型作吸入槽，以下是浮选机台数进行计算：设计条件：依据同类型选厂的经验，、、、、浮选时间6min，浮选时间8min；=356.91m3/h，=627.15m3/h，=751.76m3/h，=830.01m3/h，=669.15m3/h，=64.34m3/h；浮选机槽数由经验计算：式中K1=1.0，K2取0.85，(式中，t是作业浮选时间，min；V是浮选机的几何容积m3。)eq\o\ac(○,2)搅拌槽：粗选前矿浆搅拌槽计算：式中药剂搅拌的时间缺乏资料取t为5min，故搅拌槽的容积为29.74。搅拌槽参数按径高比1:1计算，设直径为D则：解：D=1.36m(取1.5m)1.3脱水流程的计算1.1.1精矿脱水设计条件：精矿的浓缩脱水处理工艺操作流程共计可分为两段，第一段的矿浆浓缩脱水方式是采用高效矿浆浓密机，给料的矿浆浓度均浓缩限制在30%以内，经高效浓缩后的给料矿浆纯度浓缩限制到60%，第二段的过滤机脱水方式则采用了新型陶瓷盘式真空过滤机，过滤效率非常高，将新的精矿纯度浓缩限制到90%以上。eq\o\ac(○,1)铜精矿脱水：Q1=Q6=1.90t/hW1=Q1(1-C1)/C1=1.90×(1-0.3)÷0.3=9.1t/hW6=Q6(1-C6)/C6=1.90×(1-0.9)÷0.9=0.43t/h图3-3精矿脱水流程图W3=W1-W6=9.1-0.43=8.67t/h图3-3精矿脱水流程图铜精矿补加水：Lc=9.1-1.90=5.2t/h表3-5选矿流程水平衡带入系统水量/t/h排出系统水量/t/h原矿含水量1.33铜精矿浓缩排水量8.67磨矿总补水量306.73铜精矿含水量0.43浮选总补水量87.75尾矿含水量391.91铜精矿输送补水量5.2总计401.01总计401.011.1.2精矿脱水设备的选择与计算eq\o\ac(○,1)浓缩设备计算：式中F为需要的浓密机面积，m2Q为给入浓缩机的固体量，t/d；q0为单位处理面积，t/(m2·d)