镇沅金矿选矿厂初步设计毕业设计

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1、第一章 绪 论随着现代科学技术的不断发展，矿产资源耗量日益增长，对矿产资源的综合利用程度的要求逐步提高，环境保护法的日趋完善，也促进了选矿技术的迅速发展，有可能实现经济地处理低品位矿石。随着矿产资源的开发利用，原矿品位日趋降低，不仅大量的矿石需要经过选矿加工才能利用，而且在入选矿石中难选矿石愈来愈多，同时，冶炼对精矿质量的要求越来越严，要求综合回收的元素越来越多。因此，选矿工程在资源开发利用中显示着愈来愈重要的作用。而设计是工程建设的关键环节，在建设项目确定以前，它为项目决策提供科学依据，在建设项目确定以后，它为工程提供设计文件。同时，设计还是将科学技术转换为生产力的枢纽，工业生产中的先进成果

2、，都将通过设计推广应用到生产中去。因此，做好设计工作，对工程项目在建设过程中节约投资和建成投产后取得效益起着决定性作用，对提高国家的科学技术水平也有着重要意义。 选矿厂设计的任务是设计出体现国家有关方针政策、切合实际、安全使用、技术先进、经济效益好的选矿厂。也就是说，根据矿石特性和选矿试验成果确定合理的工艺流程，选择适宜的工艺设备，进行合理的设备配置，对综合回收、环境保护、辅助设施、厂房结果等都要进行精心设计，使选矿厂基建投资发挥到最大的效益，并为未来生产获得较高技术经济指标创造条件。在本次选矿厂初步设计过程中，在车间生产能力和工作制度上，破碎车间采用三班六小时的工作制度，磨浮车间采用三班八班

3、的工作制度，全年车间正常工作330天，其余时间作为设备检修和设备更换时间。结合原矿性质与矿山实际情况，遵循矿山近期建设和长远发展相结合的原则，做到技术可行，经济合理，选用了先进、高效的工艺设备，选矿的装备水平与矿山规模相适应。破碎筛分作业是选矿厂磨矿前的准备作业，在碎石厂和辅助原料厂则是主要作业。在碎磨过程中，为了降低能耗，力求“多碎少磨”，尽量减小碎矿的最终产物粒度。根据矿石的嵌布粒度和结构特征，在破碎阶段采用三段一闭路的流程，处理量为72.22t/h，原矿的最大给矿粒度为600mm，最终产品粒度为10mm。从成本、破碎机负荷率、耗电量、处理量等因素考虑，确定了破碎机型号。1.1建厂地区概况

4、1）地理位置交通场地位于普洱市镇沅县和平乡境内（图1 交通位置图），属和平乡丫口村委会辖地。和平乡位于镇沅县东部、哀牢山南麓，东北至东南与玉溪市新平县嘎洒镇、平掌乡接界，西南与普洱市墨江县团田乡相毗邻，西北与镇沅县者东镇相连，是“两市三县”的结合部。乡境内东西长19.5km，南北距18.8km，总面积为217.31km2，距省会昆明320km，距镇沅县城75km，有省道恩水路S307（恩乐-水塘）相通。拟建选厂厂址处于桃子树村西南侧，地理位置：东经101°2419101°2556，北纬23°525823°5356，距和平乡政府直线距离约3.5Km，目前通

5、往库址仅有羊肠小道，无机动车、牛车道路相通，交通极不便。2）气象选厂所在的和平乡乡境内海拔介于8572712m之间，最高点大金山2712m，最低点者海者干河渡口857m，两地高差1855m。气候属于亚热带高原型山地季风气候，气候垂直分带明显，干湿两季分明，雨季多雨雾、潮湿，旱季气候干燥少雨、多风。厂区所在地年平均气温18.5，极端气温-1.936.9，最热月平均温度23.6，最冷月平均温度12.4。年最大降雨量1542.2mm，最少降雨量941.10mm，多年平均降水量1284.8mm，每年510月为雨季，占全年降水量的87%以上，日最大降水量156.4mm（1962年9月15日）。年主导风向

6、南风及南东风。3）水文厂区所在区域内水系发育，以刘大山、癞子街、打磨山山脊为分水岭，分水岭东侧为麻洋河，分水岭西侧主要河流有那状河、曼岗河、母洒河，向南西均流入者东河，再流入阿墨江、李仙江，进入越南境内后汇入红河。母洒河为厂区附近的主要河流，白木箐尾矿库区一为近东西向的 “V”型构造侵蚀沟谷，属母洒河的上游支沟，坝址以上汇水面积约1.26km2，沟谷内有常年流水，勘察时水量约23.5L/s。而选厂水源取自尾矿坝前拦截的山泉水，多余的水沿尾矿库周边的截洪沟流至下游，尾矿库前拦截的水量约4000m3/d，选厂用水量约为3000m3/d，水源水量可满足用水要求。厂区水源标高为1430m，地处哀牢山边

7、缘地带，植被茂盛，水源水质可满足生产新水水质要求。1.2设计依据选矿厂设计的任务是设计出体现国家有关方针政策、切合实际、安全使用、技术先进、经济效益好的选矿厂。也就是说，根据矿石特性和选矿试验成果确定合理的工艺流程，选择适宜的工艺设备，进行合理的设备配置，对综合回收、环境保护、辅助设施、厂房结果等都要进行精心设计，使选矿厂基建投资发挥到最大的效益，并为未来生产获得较高技术经济指标创造条件。原矿金品位3.9g/t，银：0.55g/t，硫：1.01%，有机碳质：0.26%，主要的金属硫化物是黄铁矿，毒砂；主要脉石为白云石，石英，白云母，黑云母，菱镁矿，绿泥石，斜长石，钾长石，蛇纹石等。金主要以类质

8、同象或超显微颗粒（<0.001mm）包裹体形式赋存在黄铁矿，毒砂等硫化物中，占86.49%；其次以包裹金的形式存在于脉石中真比重：2.70g/cm³，堆比重：1.60g/cm³,堆积角：42º。镇沅金矿田位于扬子准地台与三江褶皱系结合部以西哀牢山变质带北段，三级构造单元属丽江台缘褶皱带-哀牢山褶皱束-墨江金平褶皱束。总体构造线呈北西-南东向展布。区域地层主要出露下元古界深变质岩系、上古生界浅变质岩系及中生界红层等。矿床的形成与北西向九甲墨江逆冲断裂带关系密切。矿体主要呈似层状、透镜状、脉状等，走向北西，倾向北东或南西，倾角变化较大，含矿岩性为断层角砾岩、碎裂

9、变质石英砂岩、碎裂板岩及蚀变煌斑岩。矿石矿物主要有黄铁矿、自然金及少量毒砂；脉石矿物有石英、白云石、绢云母等。矿区矿石结构以自形-半自形粒状结构为主，其次有假象残余结构、胶状结构和压碎结构等；矿石构造主要有浸染状、斑杂状、细脉-网脉状构造等，其中以浸染状、细脉状构造为主。矿石中的有益组分主要是金，伴生有益有害组分含量低微。肉眼观察，矿石呈灰色、灰黑色、暗绿色、灰绿色、部分矿中呈浅绿色。云母类矿物不规则脉状分布,是矿石呈浅绿色。部分矿石由石英、白云石组成，呈致密块状，构成矿石的块状构造，部分矿石可见脉状重结晶的白云石穿插分布于矿石中，构成矿石的网脉状构造，部分矿石受轻变质作用，矿石颗粒明显拉长定

10、向排列，构成矿石的定向构造，部分矿石受热液和变质作用强烈，矿石集合体之间明显呈条带状分布。根据区域内的矿床成因。矿产特征以及处于破碎带的地质构造实际，可以采用的采矿方法有以下几种：、露天采矿：露天采矿主要适应于接近地面的氧化矿、混合矿和部分硫化矿，主要采用的方法有：缓坡开采法、分台阶开采法。、井下开采：井下采矿主要适应混合矿、硫化矿和及少量的氧化矿，主要采用的方法有：分层崩落法、小分段崩落法、削壁充填法、浅孔留矿法、浅孔房柱法。水源取自尾矿坝前拦截的山泉水，多余的水沿尾矿库周边的截洪沟流至下游。本工程选厂需要 10kV 高压电源，10kV 电源由为该项目新建的 110kV变电站引来。厂内物料运

11、输主要在原矿仓、破碎车间、筛分车间、磨浮车间、冶炼联合厂房之间。运输方式选矿厂主要为皮带运输，浓密池以后基本为管道运输方式。厂外物料运输为汽车和管道运输方式。全厂大宗货物主要是运入原矿运出金精矿和尾矿，其它辅料等运入量相对较小。选厂建设所需钢材、木材、水泥、商品砼及砖、砂、石等，均可在本地购买，材料充足，运距近，可满足工程施工要求。在本次选矿厂初步设计过程中，在车间生产能力和工作制度上，破碎车间采用三班六小时的工作制度，磨浮车间采用三班八班的工作制度，全年车间正常工作300天，其余时间作为设备检修和设备更换时间。结合原矿性质与矿山实际情况，遵循矿山近期建设和长远发展相结合的原则，做到技术可行，

12、经济合理，选用了先进、高效的工艺设备，选矿的装备水平与矿山规模相适应。破碎筛分作业是选矿厂磨矿前的准备作业，在碎石厂和辅助原料厂则是主要作业。在碎磨过程中，为了降低能耗，力求“多碎少磨”，尽量减小碎矿的最终产物粒度。根据矿石的嵌布粒度和结构特征，在破碎阶段采用两段一闭路的流程，处理量为83.33t/h，原矿的最大给矿粒度为300mm，最终产品粒度为15mm。从成本、破碎机负荷率、耗电量、处理量等因素考虑，确定了破碎机型号。根据矿石性质和矿物粒度嵌布特性等因素，最终确定磨矿流程为两段闭路磨矿。参照实际生产中选厂的选别流程，浮选车间采用一粗，三精，三扫的选别流程。各设备的选择是根据矿石性质、处理量

13、、磨机负荷率等因素来确定。1.3设计指导思想及达到的技术经济指标、指导思想结合实际情况，在选厂设计和建设中按以下原则进行考虑。 认真贯彻国家、地方及行业颁布的标准、规程规范及有关基本建设的政策和规定。对矿产资源的开发实施统一规划、分期建设，合理布局和综合利用的原则，做到近期有利，达产快，效益好，又充分利用资源，发挥资源潜力，实现长期稳产。选厂的建设规模、服务年限尽可能与矿权范围内资源储量和企业发展战略相匹配。 本报告充分考虑地质资源的可靠程度，在满足安全及生产的前提下，采用合理、节约、基建时间短的建设方案。 本报告编制中体现主次分明、区别对待，确保主体的原则。在工艺、设备等的设计方面，突出主体

14、工艺和关键环节，总结国内企业的经验，切合实际，敢于创新进取。关键设备采用国内一流产品，提高自动化水平，以实现先进、高效、可靠的生产；对一般设备和辅助环节，从实际出发，或采用国内先进产品，或从简设置，把资金用在关键处。、达到的技术经济指标产物名称矿量t/d品位g/d产率含水量精矿113.33457.56113.33尾矿1386.600.6592.44第2章 矿石可选性研究2.1选矿试验研究综述2.1.1矿石性质研究、矿石性质原矿金品位4g/t，银：0.55g/t，硫：1.01%，有机碳质：0.26%，主要的金属硫化物是黄铁矿，毒砂；主要脉石为白云石，石英，白云母，黑云母，菱镁矿，绿泥石，斜长石，

15、钾长石，蛇纹石等。金主要以类质同象或超显微颗粒（<0.001mm）包裹体形式赋存在黄铁矿，毒砂等硫化物中，占86.49%；其次以包裹金的形式存在于脉石中真比重：1.59g/cm³，堆比重：2.73g/cm³,堆积角：42º、矿石构造：肉眼观察，矿石呈灰色、灰黑色、暗绿色、灰绿色、部分矿中呈浅绿色。云母类矿物不规则脉状分布,是矿石呈浅绿色。部分矿石由石英、白云石组成，呈致密块状，构成矿石的块状构造，部分矿石可见脉状重结晶的白云石穿插分布于矿石中，构成矿石的网脉状构造，部分矿石受轻变质作用，矿石颗粒明显拉长定向排列，构成矿石的定向构造，部分矿石受热液和变质作用强

16、烈，矿石集合体之间明显呈条带状分布；、矿床形成：镇沅金矿田位于扬子准地台与三江褶皱系结合部以西哀牢山变质带北段，三级构造单元属丽江台缘褶皱带-哀牢山褶皱束-墨江金平褶皱束。总体构造线呈北西-南东向展布。区域地层主要出露下元古界深变质岩系、上古生界浅变质岩系及中生界红层等。矿床的形成与北西向九甲墨江逆冲断裂带关系密切。矿体主要呈似层状、透镜状、脉状等，走向北西，倾向北东或南西，倾角变化较大，含矿岩性为断层角砾岩、碎裂变质石英砂岩、碎裂板岩及蚀变煌斑岩。矿石矿物主要有黄铁矿、自然金及少量毒砂；脉石矿物有石英、白云石、绢云母等。矿区矿石结构以自形-半自形粒状结构为主，其次有假象残余结构、胶状结构和压

17、碎结构等；矿石构造主要有浸染状、斑杂状、细脉-网脉状构造等，其中以浸染状、细脉状构造为主。矿石中的有益组分主要是金，伴生有益有害组分含量低微。矿床成因类型属构造蚀变岩型中低温热液矿床。在地壳深部或地幔上层的岩浆向上运动，侵入地壳而达到地表冷却结晶，岩浆主要是硅酸盐熔体，其中饱和挥发组分含水、碳酸、硫化氢等。在岩浆冷却时，硅酸盐按一定次序结晶形成脉石，它们中实际上不含挥发组分，余下熔体中挥发组分含量增加，到了某一时刻，达到极限溶解度并发生气体析出，气体不仅含有挥发物，还含有其他金属和非金属的组分。气体延早期形成间隙和晶洞深入到周围脉石中，同时形成热水溶液，深部热水处于蒸汽状态，他在温度低于372

18、转变成液态水。在高温高压条件下水可溶解和带走很多常态下不溶的化合物，包括Au、Si等。热液沿裂隙运动进入更低压力区就逐渐冷却。在低温低压条件下金和其它矿物从热液中沉淀出来，逐渐填充裂隙，形成矿脉。该过程重复若干次，这样，金就沉积在早先形成矿物上，同时沉淀金不仅可能沉淀在其它矿物表面，还可能沉淀于他们内部。2.1.2原矿光谱分析原矿试样光谱分析结果（%）元 素Ba BeAsSiSbGeMnMg含量（%）0.01<0.0010.150.10.001<0.11元素PbSnWGaCrBiAlMo含量（%）<0.01<0.010.01<0.0010.03<0.0013

19、<0.001元 素VTiLiCdCaCuZnNi含量（%）0.01<0.1<0.01<0.0014<0.1<0.010.02元素CoFeYYbLaNbZrSr含量（%）<0.015<0.01<0.001<0.001<0.0010.01<0.01元素KNaAgScPB/ 含量（%）<10.2<0.0001<0.001<0.10.1/2.1.3原矿多元素分析原矿多元素分析结果（%）元素Au×10-6Ag×10-6C总C有SAs×10-6Sb×10-6含量（%）4.

20、00.554.820.261.012570.87243.68元素TFeSiO2MgOAl2O3CaOK2ONa2O含量（%）4.2132.810.208.217.442.580.26由原矿的光谱分析和原矿的多元素分析结果看出，原矿入选品位Au4.00g/t、Ag0.55g/t，伴生有益元素银品位太低，不具有综合回收利用价值。金主要以类质同象或超显微颗粒包裹体的形式存在于黄铁矿和毒砂等硫化物中。2.1.4、矿石密度及松散密度、含水量测定结果、矿石密度：2.73 g/cm³、松散密度:1.59 g/cm³、含水量:52.1.5、流程的多方案比较及推荐的工艺流程2.1.5.1连续

21、中试浮选试验全流程考查结果见表，根据全流程考查结果，得出连续中试浮选试验数质量流程见图。连续中试浮选数质量流程图连续中试浮选试验全流程考查结果取样点编号取样点名称矿浆浓度Au品位（10-6）液固比1分级机溢流40.00 3.901.502粗选泡沫21.28 13.20 3.7021.2813.203.703粗选尾矿29.684精泡沫14.6830.35.815精尾矿23.052.133.346精泡沫11.3949.337.787精尾矿18.025.664.558扫选泡沫17.952.714.579扫选尾矿31.370.742.1910扫选泡沫17.641.514.6711扫选尾矿37.230.

22、541.6912扫选泡沫16.861.204.9313尾矿40.180.501.492.1.5.2 、连续中试浮选试验结果据全流程考查结果，可得连续中试浮选试验综合指标表3-4，金精矿多元素分析结果见表3-5。表 3-4 连续中试浮选试验综合指标产品名称产率（%）Au品位（10-6）Au回收率（%）金精矿6.9649.3388.04尾矿93.040.5011.96原矿100.003.90100.00 在磨矿细度-200 目占87%和其它较佳的分选条件下，原矿经“一粗三扫两精”连续中试浮选工艺选别后，可获得精矿产率6.96%、Au 49.33g/t、回收率88.04%；尾矿Au 0.50g/t、

23、损失率11.96%的指标，成果较好。中试所获得的金精矿回收率与小试相近，说明该浮选工艺流程和药剂制度合理、可靠、可行。表 3-5 连续中试浮选金精矿多元素分析结果元素Au×10-6Ag×10-6C总C有SAs Sb含量（%）49.33 2.423.131.217.452.190.22元素TFe SiO2MgOAl2O3CaO/含量（%）16.14 34.505.698.803.89/注：表3-5 为连续中试浮选全流程考查期间的金精矿多元素分析。2.1.5.3试验小结、原矿Au 4.0g/t、Ag0.55g/t、S 1.01%、C有0.26%；主要的金属硫化物是黄铁矿、毒砂；

24、主要的脉石矿物为白云石、石英、白(绢)云母、黑云母、菱镁矿、绿泥石、斜长石、钾长石和蛇纹石等。、金主要以类质同象或超显微颗粒(<0.001mm)包体形式赋存在黄铁矿、毒砂等硫化物中，占86.49%；其次以包裹金的形式存在于脉石矿物中，占13.51%。黄铁矿和毒砂是金的主要载体矿物，它们是选矿回收的主要目的矿物。、部分黄铁矿的嵌布粒度细小（<47.2m的黄铁矿占15.18%），磨矿过程中难以单体解离，限制了浮选金回收率的进一步提高。、根据矿石性质，共进行了集中磨浮、阶磨阶选、脱炭浮选、高复合力场重选和原矿全泥氰化浸出等五种流程的探索对比试验研究，结果表明，“集中磨浮”是合理的选金流程

25、。、在较佳的分选条件下，原矿经“一粗三扫两精”连续中试浮选工艺选别后，可获得精矿产率6.96%、Au 49.33g/t、回收率88.04%；尾矿Au 0.50g/t、损失率11.96%的指标，成果较好。、中试所获得的金精矿回收率与小试相近，说明该浮选工艺流程和药剂制度合理、可靠、可行。、矿石中银、镍、钴、钕、钐、铕、钆等稀贵元素，其含量均太低，这些共伴生有益元素均不具有综合回收利用价值。2.1.5.4建议工艺流程基于小试、中试选矿试验研究成果，并结合镇沅金矿现有的1500t/d、250t/d 两个选厂的实际生产情况。虽然本次试验大样原生矿泥-200 目仅占1.65%，但考虑到今后随着矿山的大规

26、模开发，存在原生矿泥含量会大幅度增加，入选金品位也会贫化的问题，建议粗碎后增设洗矿作业（或者起码预留出今后增设洗矿作业设备的位置），建议选厂设计采用图3-3 的建议流程图。2.1.5.5设计工艺流程及指标2.1.5.5.1设计的工艺流程根据国土资源部昆明矿产资源监督检测中心提供的小试和中试试验报告，以及类似选厂工艺流程，确定设计采用的选矿工艺流程为圆振筛洗矿，两段一闭路碎矿，两段闭路磨矿，一粗三扫三精浮选，精矿进入浓密机，浓密后用泵扬送到过滤车间，过滤之后的金精矿送至附近的冶炼厂，尾矿浓密后用泵扬送到尾矿压滤车间，压滤之后用溜槽输送至尾矿库。工艺流程见图3-4。第3章 工艺流程的计算3.1车间

27、工作制度的确定表3.1.1选矿厂工作制度及设备作业率车间名称工作制度设备作业率全年开车小时数作业率折算相当于工作制别年工作天数年设备运转日数日设备运转班数班设备运转时数破碎车间间断33067.81594033036磨矿车间连续36590.41876033038浮选车间连续36590.41876033038精矿脱水车间连续36590.418760330383.2碎矿流程的选择与计算3.2.1破碎筛分流程的选择破碎车间的小时生产能力为83.33t/h，原矿最大块尺寸为300mm，破碎最终产品的粒度为15mm，即总破碎比为300/15=20。根据现场生产实际及参考类似选厂，为了达到所要求的破碎最终产

28、品粒度，以及考虑到“多碎少磨”原则及严格控制进入一段磨机的粉矿粒度，提高磨机生产效率，因此，本设计选用破碎段数为两段一闭路的破碎流程。，从而能相对提高磨矿机的处理能力；或是预先分出矿泥或有害的可溶性盐类，以利于分别处理。考虑到粗碎前给矿中小于粗碎排矿口的含量25.80，以及原矿矿石给矿的粒级组成与矿泥量少，无需单独处理，因此粗碎前不设预先筛分。细碎过程中检查筛分和预先筛分都是必要的，但是如果检查筛分和预先筛分是分开设置的会导致由于两套筛分系统使筛分系统过于庞大且投资高，故在此采用预先检查筛分用于细碎过程。具体的碎矿流程如图3-1根据各类破碎机的性能和各段破碎比（、段的破碎比分别为4,5）的情况

29、，初选粗碎用颚式破碎机，破碎比为4，细碎用中型圆锥破碎机，破碎比为5。表3-1 破碎机及筛分机型表破 碎 段破碎机机型工作条件破碎比S第 一 段颚 式 破 碎 机开 路4第 二 段中型圆锥破碎机闭 路5第二段采用自定中心振动筛进行预先及检查筛分3.2.2碎矿流程的计算1)各段破碎比的确定鉴于破碎比的选择应使各段破碎机的负荷均衡，以及粗碎机破碎比可以低些，中碎机稍高，细碎机最高，选择、段的破碎比分别为4、5，即4×5=20。2)、破碎产品中最大块粒度的计算粗碎产品最大粒度为：d4=Dmax/S1=300/4=75mm细碎产品最大粒度为：d5=d4/S2=75/5=15mm3)、破碎机排

30、矿口大小的计算查选矿厂设计表5.2-6，P22，查得Z11.6。则： 段破碎机排矿口:b1= d4/Z1=75/1.6=46.875mm （取47mm）段破碎机排矿口:b2= 0.8d5=0.8×1.5=12mm 4)、筛孔大小以及筛分效率的确定根据振动筛：筛分细粒时的筛分效率为80-85%，筛孔尺寸一般取d-2d之间，当破碎机负荷率较小时，ad（即筛孔尺寸取小值，使筛上量增大，提高破碎机负荷率），当破碎机负荷率较大时，a2d。当中：a筛孔尺寸（mm）；d本段破碎机排矿口宽度（mm）；第段破碎的筛分效率和筛孔尺寸查选矿厂设计手册表6.8-1：因此第段破碎机筛子筛孔大小和筛分效率分别为

31、：a=1.2d5 =1.2×15=18mm E=80%。5)、各产物矿量（吨/时）和产率（）的计算1、第一段破碎作业的计算根据流程图及矿量平衡Q1= Q2=1500t/d2、第二段破碎作业的计算 由 选矿设计手册 中型圆锥破碎机粒度特性曲线，可查得： -182=0.38 -185 =0.78则： C= （1- -182 E2）/ 5-18E2 =（1-0.38×0.80）/（0.78×0.80）=111.538%Q6=Q7=CQ1=111.538%×1500=1673.745t/d 5=8= C=111.535%Q6=Q2=1500t/d 4=5=100

32、%Q3=Q2+Q6=92.948+83.333=3173.75t/d 3=2+6=100%+111.538%=211.538%6)、碎矿数质量流程平衡表的编制破碎数质量流程平衡表如表3-2：表3-2 碎矿数质量流程平衡表作业及产品编号矿量Q（t/d）产率（%）11500100.0021500100.0033173.75211.583415001005111.5386 111.5383.3磨矿分级流程的选择及计算3.3.1磨矿分级流程的选择3.3.1.1磨矿段数以及分级机与磨机配合形式的选择磨矿段数主要由磨矿细度与给矿粒度、矿石性质而定，跟有用矿物的嵌布粒度、泥化程度、选别的必要性以及选厂规模也

33、有关系。本次设计磨矿的给矿粒度为18mm，磨矿细度为-0.074mm占85%，矿石属中硬矿石，考虑以上情况，采用两段磨矿比较合适。一段采用格子型球磨机与螺旋分级机构成闭路磨矿，磨矿细度为-200目占55%，二段采用溢流型球磨机与水力旋流器构成闭路磨矿，磨矿细度为-200目占85%以上。2）磨矿分级流程的选择及计算原始资料磨矿车间的处理能力 Q=54.17t/h磨矿细度为-0.074mm占85%。循环负荷C%一段磨矿：C1=200% 二段磨矿：C2=300%各产物的矿量及产率：一段磨矿：Q 12=Q7=1500t/dQ10= C1Q9=200×1500=3000t/dQ7=Q10+Q4

34、=1500+3000=4500t/dQ7=Q8=4500t/d二段磨矿:-200目作为计算级别7=85% 4=60% 8=10% C2=300%Q8=Q1(7-4)(1+ C2)/( 7-8)=2000 t/dQ8=Q9=2000 t/d8=9= Q8/ Q1=133.33%6=Q6/ Q1=233.33%3.4选别流程计算3.4.1必要而充分的原始指标数目NpNp=C（np-ap）=2（14-7）=143.4.2选定的原始指标：产物编号27151417183029242532312822品位1.71181.05303.5610.474538.045.950.651.400.700.70回收率

35、85另外Q12=1500t/d; 12=4g/t3.4.3其余产物未知之的值:由公式n=n1/n计算精矿产率：29=291/29×100%=7.56%32=12-29=1-7.56=92.4429+30=242929+3030=242424=20（29-30）24-30=9.4730=24-29=1.9115=18+291515=1818+292915=29（29-18）/15-18=7.56×（45-3.56）/（18-3.56）=21.6818=15-29=21.68-7.56=14.1217=25+291717=2525+292917=29（29-25）/17-25=

36、7.56×（45-5.95）/（30-5.95）=12.2725=17-29=12.27-7.56=4.7116=15+29=21.68+4.71=26.3917=16-18=26.39-14.12=12.2728=31+322828=3131+323228=32（32-31）/（28-31）=92.45×（0.65-1.40）/（0.70-1.40）=531=31-32=6.0114=19+321414=1919+323214=32（32-19）/14-19=112.7620=19+22=20.32+104.24=124.5619=14-32=112.76-92.44=2

37、0.3221=19+18=20.32+14.12=30.4413=15+14=21.68+112.76=134.4422=27+322222=2727+323222=32（32-27）/（22-27）=92.44×（1.71-0.65）/1.71-0.77=104.2427=22-32=104.24-92.44=11.8026=27+28=11.80+98.45=110.25各产物回收率的计算:15=1515/12=21.68×18/4=97.5514=1414/12=112.76×1.05/4=29.5913=14+15=29.59+97.55=127.1417

38、=1717/12=12.77×30/4=92.0018=1818/12=14.12×3.56/4=12.5524=2424/12=9.47×38.04/4=90.0025=2525/12=4.71×5.95/4=7.0016=17+18=92.00+12.55=104.5522=2222/12=104.24×0.77/4=20.0627=2727/12=11.80×1.71/4=5.0428=2828/12=98.45×0.70/4=17.23=3131/12=6.01×1.40/4=2.1032=3232/12=

39、92.44×0.65/4=15.0230=3030/12=1.91×10.47/4=5.0029=2929/12=7.56×45/4=85.0026=27+28=5.04+17.23=22.2719=1919/12=20.32×2.87/4=14.5821=12+19=27.1320=19+22=34.64产物未知品味:13=1213/13=4×127.14/134.44=3.7816=1216/16=4×104.55/26.39=15.8520=1220/20=4×34.64/124.56=1.1721=1221/21=4

40、×27.13/34.44=3.1526=1226/26=4×22.27=110.25=0.81各产物的矿量:Q12=1500t/dQ13=13Q12=134.44×1500=2016.60Q15=15Q15=21.68×1500=325.20Q14=14 Q15=112.76×1500=1691.40Q16=16 Q15=26.39×1500=395.78Q17=17 Q15=12.27×1500=183.98Q18=18Q12=14.12×1500=211.80Q19=19Q12=20.32×1500=

41、304.80Q20=124.56×1500=1868.40Q21=21Q12=34.44×1500=516.60Q22=22Q=12=104.24×1500=1563.60Q24=24Q12=9.47×1500=141.98Q25=25Q12=4.71×1500=70.65Q26=26Q=12=110.25×1500=1653.75Q27=27Q12=11.80×1500=177.00Q28=28Q12=98.45×1500=1476.75Q29=Q1229=1500×7.56=113.33Q30=30Q

42、12=1.91×1500=28.65Q31=31Q12=6.01×1500=90.15Q32=32Q12=92.44×1500=1386.603.5矿浆流程的计算3.5.1各产物的矿量表3.5.2根据选矿试验资料选取计算的原始指标R31=2.57 R32=2.90R28=2.88 R27=2.57R22=2.83 R19=2.45R14=2.74 R29=0.25R30=5.30 R24=2.33R17=2.33 R18=3.36R12= 2.45 R15=2.033.5.3作业水量、各产物水量及补加水量3.5.3.1磨矿流程一段磨矿:R7=0.40 R8=2.2

43、0 R6=0.45W7=R7Q7=0.40×3000=1200W8=R8Q8=2.20×1500=3300W6=Q6R6=0.45×4500=2025一段磨矿补加水量L=W6-W7=2025-1200=825螺旋分级机的补加水量:L=W7+W8-W6=1200+3300-2025=2475二段磨矿:R12=2.45 R9=1.35 R10=0.53 R11=0.61W12=R12Q12=2.45×1500=3675W10=R10Q10=0.53×2000=1060W11=R11Q11=0.61×2000=1220W12+W11=W9水

44、力旋流器不需吃补加水二段磨矿补加水量:L=W9-W8-W11=4735-3300-1220=2153.5.3.2选别作业粗选W15=R15Q15=2.3×325.20=660.16W14=R14Q14=2.74×1691.4=4634.436粗选作业用水量:L=W14+W15=5294.592扫选W19=R19Q19=304.80×2.45=746.76W22=R22Q22=2.83×1563.60=4424.998扫选总水:W=W19+W22=5171.784扫选:W27=R27Q27=2.57×177=454.89W28=R=28W28=4

45、253.04用水量:W=W27+W28=4707.93扫选:W31=R31Q31=231.6855W32=R32Q=32=4021.35扫选用水:W=W31+W32=4252.8255精选:W17=R17Q17=2.33×183.98=429.28W18=R18Q18=3.36×211.80=711.648用水:W=W17+W18=1140.3214精选:W24=R24Q24=2.33×141.98=331.28W25=R25Q25=4.87×7065=344.0655用水量:W=W24+W25=674.8789精选:W30=R30Q30=5.30

46、15;28.65=151.845W29=R29Q29=2.33×113.33=252.725用水量:W=W30+W29=151.845+252.7259=404.5709各作业补加水量:粗选:L=W15+W14-W12-W18-W19=5294.592-3675-711.648-746.76=161.184精选L=W17+W18-W13-W9=136.0999精选:L=W24+W28-W30-W17=94.3605精选:L=W30+W29-W24=73.7575扫选L=W19+W22-W14-W27=82.422扫选L=W27+W28-W22-W31=51.2565扫选:L=W31+

47、W32-W28=0.2145扫选无需补加水3.5.4各作业及产物矿浆体积Vn的计算V12=Q12（R12+1/）=1500×（2.45+1/273）=4224.45V13=Q13（R13+1/2.73）=2016.6×（2.63+1/2.73）=6042.34V14=Q14（R14+1/）=1691.4×（2.74+1/2.73）=5253.99V15=Q15（2.03+1/2.73）=779.28V16=Q16（R16+1/）=395.78×（2.88+1/2.73）=1284.82V17=Q17（R17+1/）=183.98×（2.33+1

48、/2.73）=496.07V18=Q18（R18+1/）=211.80×（3.36+1/273）=789.23V24=Q24（R24+1/）=141.98×（2.33+1/2.73）=38282V25=Q25（R25+1/）=70.65×（4.87+1/2.73）=369.94V20=Q20（R20+1/2.73）=186840×（2.77+1/2.73）=585.9863.5.8计算工艺生产用水量及水耗指标Wg3.5.8.1全厂每天总补加水量L校核：L=W一段磨+W螺旋分级机+W二段磨矿+W粗+W精+W精+W精+W扫+W扫=825+2745+214+1

49、36.0999+94.3605+161.184+73.7575+82.422+53.2651+51.2565=4166.3454 m3符合要求3.5.8.2选厂总回水量L=192.661-84.9975-1345.002-2329.488=第4章 工艺设备的选择与计算4.1.破碎设备的选择与计算4.1.1.粗碎机的选择与计算1、粗碎机的选择必须保证的破碎机给矿石宽度B1B1=(1.15-1.2)Dmax=1.2Dmax=1.2×300=360mm查阅设备技术性能表，初步选择颚式破碎机PE600×900、PE400×600和旋回破碎机PX500/75、PXZ500/

50、60四种型号的破碎机。2、粗碎机的计算查阅选矿厂设计表6.21及表6.22查得K1=1.10 k3=1.3 k4=1.0 K2=2.73/2.7=1.01PE400×600 q01=0.65PE600×900 q02=1PX500/75 Q03=2.5PEZ500/600 q04=2.5各粗碎机处理量计算：方案一：PE400×600：Q1=k1k2k3k4qs1=1.10×1.01×1.3×1.0×0.65×47=44.12t/h台数n=61.83/42.12=1.46(2台)方案二：PE600×900Q

51、2= k1k2k3k4qs2=1.4443×47=67.8821所需台数N=61.83/67.8821=0.91(1台)方案三：PE500/75 PEZ500/600Q3= k1k2k3k4qs3=1.4443×2.5×47=169.71所需台数N=83.33/169.71=0.36(1台)方案比较型号处理量负荷排矿口宽度调节台数PE400×60042.1270.0740-1002PE600×90067.8891.0975-2001PE500/75169.7136.437560-751PEZ500/600上述破碎机均能满足生产的要求，考虑到流程

52、的均衡、后序的配置及调整，最终选用PEZ500/600作粗碎机4.1.1.2细碎机的选择与计算1、细碎机的选择必须保证的给矿口尺寸B2B2= D最大×1.2/S1=300×1.2/4=90mm查阅设备技术性能表，选择PYZ-1200、PYZ-1750二种型号的中型圆锥破碎机2、细碎机的计算查阅选矿厂设计表6.21及表6.22查得K1=1.10 k3=1.3 k4=1.0 K2=2.73/2.7=1.01PYZ-1200：qs1=4PYZ-1750: qs1=8处理量的计算方案一：PYZ-1200：Q1=1.35qs k1k2k3k4=1.35×4×12&

53、#215;1.4443=93.59所需台数N=92.938/93.59=0.99 (1台)方案二：PYZ-1750:Q2=1.35qs2 k1k2k3k4=187.18所需台数N=92.948/187.18=(1台)方案比较型号处理量负荷排矿口宽度调节台数PYZ-120093.5999.318251PYZ-1750187.1849.3110301考虑到与粗碎机的配置以及机械负荷问题，最终选用型号为PYZ-1750的破碎机作细碎机4.2磨矿设备的选择与计算1、一段磨机一段磨矿分两个系列，每个系列的处理量为750t/d，按单个系列计算，给矿量31.25t/h，给矿粒度-15mm，产品粒度为60%-

54、0.074mm。以向山硫铁矿为参照，向山硫铁矿现场选用MQG2721 磨机作为一段磨矿，给矿d=200mm，排料粒度为600.074，单位容积新生级别生产能力q0=1.18t/m3.h按新生成级别（-0.074mm）计算单位处理能力：Q1= K1K2K3K4q0Q1=1.0×1.0×1.04×0.93×1.18=1.14（t/m3h）V1=Q（21）/ Q1=31.25×（60%5%）/1.14=15.08（m3）查阅选矿厂设计附表7，选择型号MQG2700×3600湿式球磨机与螺旋分级机进行闭路磨矿，其有效容积V=18.5m3所需台

55、数：N=15.07/18.5=0.81(取1台)单系列选用MQG2700×3600 湿式格子型球磨机一台，合计两台2、二段磨机二段磨矿分两个系列，每个系列的处理量为750t/d，按单个系列计算，给矿量31.25t/h，给矿粒度60%-0.074mm，产品粒度为85%-0.074mm。 借助有关资料，第二段磨机单位容积处理能力为第一段磨机能力的0.8 倍左右，所选用磨机按新生成级别（-0.074mm）计算时单位处理能力：q=0.8×1.14=0.91（t/m3h）V2=Q（21）/q=31.25（85%-60%）/0.91=8.59（m3）查阅选矿厂设计附表7，选择型号MQY

56、2700×2100湿式溢流型球磨机与水力旋流器配置形成闭路磨矿，有效容积V=10.04m3所需台数N= V2/Va=8.59/10.4=0.86（取1台）单系列选用MQY2700×2100湿式溢流型球磨机一台，合计两台4.3分级设备的选择与计算1、螺旋分级机的选择与计算分两个系列，每个系列的处理量为750t/d，按单个系列计算，一段分离粒度为60%-0.074mm，选择高堰式螺旋分级机(第一段磨矿机选择1台，因此选择螺旋分级机1台磨机配置)。按溢流中固体量计算的处理量为31.25t/h，则分级机的螺旋直径为：D=-0.08+0.103×（24Q1/2.0 

57、5;K1×K2）1/2=-0.08+0.103×24×31.25/2.0×1.0×1.411/2=1.76（m）验算返砂中固体计的处理量Q2=135m K1nD3/24=135×2.0×1.0×4×23/24=360.00（t/h）返砂比S=360.00/31.25×100%=1152.00%单系列选用高堰式螺旋分级机2FG-20 一台，返砂处理量满足要求，合计两台。2、水力旋流器二段分离分两个系列，每个系列的处理量为750t/d，按单个系列计算。二段分离粒度为85%-0.074mm。旋流器处理

58、量：qv=3KKDdfdo 0 p式中 qv-按给矿体积计的处理量，m3/h;K-水力旋流器锥角修正系数K0.79 0.0440.0397tg/ 21.0KD-水力旋流器直径修正系数KD0.81.2/（1+0.1D）=0.81.2/（1+0.1×30）1.1df-给矿口当量直径，cmdf 4bh（4×6.4×7.5/3.14）0.5=7.82cmb、h分别为给矿口宽度和高度，cmdo-溢流管直径，8cm。po-旋流器给矿口压力，0.100.14MPa。由上，qv=65.2977.25m3/h溢流上限粒度d95=1.5Dd0Cf/duKD(-1) =1.530

59、15;8×46.16/5.0×1.1×0.10.5×（2.73-1）0.5 =91.00m0.01mm由上，旋流器满足溢流粒度85-0.074mm 的要求，磨矿循环负荷C=300%，给矿浓度46.16时，旋流器给矿为3500t/d。所以单系列二段分级选用FX-300-PU×4 旋流器组1 组，3 用1 备4.4选别设备的选择与计算1、粗选：浮选分两个系列，每个系列的处理量为750t/d，按单个系列计算，设计浮选时间为10min。矿浆流量：W=2.09 m3/min,查阅选矿厂设计初步选用机械搅拌式浮选机XJ-58、XJQ-40、JJF-4方案一

60、：XJ-58浮选机槽数为：nWt/vk=（2.09×10）/(5.85×0.85)=4.24(5槽)方案二：XJQ-40浮选机槽数为：nWt/vk=（2.09×10）/(4×0.85)=6.15（7槽）方案三：JJF-4浮选机槽数为:nWt/vk（2.09×10）/（4×0.85）6.15（7槽）方案比较：型号有效容积叶轮转速矿浆处理量台数XJ-585.82403-75XJQ-4042903152-57JJF-443052-67考虑到矿物颗粒的沉积，最终选用搅拌强度较强的XJQ-40浮选机，有效容积4m3。单个系列选用XJQ-40 浮选机7 槽，两个系列选用XJQ-40浮选机14 槽。2、扫选：浮选分两个系列，每个系列的处理量为750t/d，按单个系列计算，选用XJQ-40浮选机，有效容积4m3。设计浮选时间为8min，矿浆量矿浆流量：W=2.03 m3/min, K20.85，则浮选机槽数为：nWt/vk（2.03×8）/（4×0.85）4.78（5槽）单个系列选用XJQ-40浮选机5 槽，两个系列选用XJQ-40浮选机10 槽。3、扫选：选用XJQ-40浮选机，有效容积4m3，设计浮选时间为6min，矿浆流