矿物加工选矿厂课程设计说明书

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1、 课程设计说明书 设计题目： 日处理2500吨的铜矿石浮选厂班 级： 矿加2010学生姓名： 谷保明指导教师： 赵通林 2013年 12月 13日 目录1.绪论21.1课程设计目的及要求21.2设计题目21.3矿石性质21.4选矿厂概况21.5选矿厂经济技术指标22.选矿工艺流程22.1破碎流程的计算与论证32.1.1破碎段数的确定32.2磨矿流程的计算与论证62.2.1磨矿分级作业的必要性62.2.2磨矿段数的确定62.3浮选流程的计算92.4矿浆流程的计算123.主要工艺设备的选择和计算163.1破碎设备的选择和计算163.1.1粗碎设备的选择和计算163.1.2中碎设备的选择和计算173

2、.1.3细碎设备的选择和计算193.2筛分设备的选择和计算203.3磨机的选择和计算213.4分级设备的选择和计算233.4.1一段分级设备的选择和计算233.4.2二次分级设备的选择和计算243.5浮选设备的选择和计算243.5.1粗选设备的选择和计算243.5.2一次精选设备的选择和计算253.5.3二次精选设备的选择和计算253.5.4扫选设备的选择和计算261. 绪论1.1 课程设计目的及要求 根据教学大纲要求，选矿厂设计授课结束后，于毕业设计前，学生要用两周时间进行课程设计。 目的：本课程设计是矿物加工工程专业教学内容的环节之一，使学生在设计中学习，巩固和提高工程设计理论与解决实际问

3、题的内力，综合运用所学的有关工程知识。并为毕业设计打下良好的基础。要求：设计任务书下达后，设计者必须独立认真分析与计算，按期完成设计中所规定的具体任务。1.2 设计题目设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂1.3 矿石性质 该矿石其主要金属黄铜矿、辉铜矿极少量孔雀石，脉石矿物以角闪石、绿泥石为主，并含有少量云母等，矿石密度3000Kg/m3,，松散密度为1800Kg/m3，原矿含水4%，铜矿石品位为1.48%。硬度中等，在黄铁矿含量较大的矿石中，磨矿矿石会过粉碎。黄铜矿很容易浮选，用少量硫化矿物阴离子捕收剂，就能很好的浮选。1.4 选矿厂概况所设计选矿厂处理量2500吨/日，工艺流程为三段一闭路、

4、阶段磨矿、粗细分级、浮选工艺流程，日产精矿量134.64吨。主要车间有破碎车间、筛分车间、浮选车间。1.5 选矿厂经济技术指标原矿处理量：2500吨/天；日产精矿量：134.64吨/天：原矿品味：1.48%；精矿品味：24.25%；尾矿品味：0.12%。2. 选矿工艺流程破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，采用三段一闭路破碎流程。磨矿部分：该矿石呈细粒均匀嵌布，试验表明，当磨至-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程，给矿中-200目含量为10%，磨矿产品中-200目含量为85%。浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，2次精选，一次扫选，中矿采用循

5、序返回。 2.1 破碎流程的计算与论证2.1.1破碎段数的确定本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度500mm，要求最终产品粒度12mm，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。总破碎比 若采用二段破碎则平均破碎比为 查中表5.2-5 一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。破碎比范围在3-5，二段破碎机的最大破碎比范围为4-8.取两段最大破碎比 所以不合理，所以根据矿石性质和使用破碎机的性能将总破碎比分成三段来实现。1 确定工作制度，计算小时处理量Q=138.89（t/h）2 计算总破碎比S总=41.673 计算各段破碎比平均破碎比S0=3.47取S1=3.2 S

6、2=3.2 根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第三段破碎比S3为 S3=4.074 计算各段产物最大粒度d2=156.25 mm d5=48.83mm d10=12.00 mm5 计算各段破碎机排矿口宽度 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，初步确定粗碎用颚式破碎机、中碎用标准型圆锥破碎机、细碎用短头型圆锥破碎机，排矿口宽度为：Z1max=1.6 Z2max=1.9b1=97.66mm 取98mmb2=25.7mm 取26mm b3= 0.8d8 = 0.812=9.6mm 取9mm6 确定各段筛子筛孔尺寸a和筛分效率E第一段采用棒条筛，第二段采用振动筛。 一段：a1=5

7、0 mm E1=60% 二段：a2= 1.2d11 = 14.4mm 取a2=15 E2=80% 7 计算各产物的矿量和产率粗/中碎作业：Q1=Q2=Q6=Q8=138.89 t/h =100% Q3=Q1E1=1330.480.6=40.00 t/h =100%=100%=28.80% Q4=Q5=Q2-Q3=138.89-40.00=98.89 t/h =1-=1-28.80=71.20% Q6=Q3+Q5=Q1=Q2=133 t/h =100%C=(1-E2)/ E2 = (1-0.430.8)/0.750.8=109.33%Q9=Q10=Q1=151.85 t/h =C=109.33%

8、Q7=Q6+Q10 = 151.85+138.89=290.74 t/h2.2 磨矿流程的计算与论证2.2.1磨矿分级作业的必要性 预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于6-8mm，其中合格粒度大于15%时才考虑。原矿为10%时采用。故一段前不加入预先分级。 检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间内的矿石通过量，从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。因此，本选矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。2.2.2磨矿段数的确定本矿石矿物呈细粒均匀嵌布，试验表明，当磨至-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上。 矿石

9、的入选粒度为12mm，含量为85%且矿石嵌布粒度均匀。满足入选粒度小于0.15mm磨矿细度为-0.074含量大于70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程，并在一段加入预先分级。 规定工作效率=90% 因为两段皆为全闭路连续磨矿。所以m=1 K=0.81. 确定主厂房的工作制，计算磨矿车间的小时处理量拟定工作制为：330天，3班，8小时Q=100（t/h)2. 计算磨矿流程已知：Q1=100 t/h =10% m=1 k=0.8 取 C1=350% C2=300%计算各产物的矿量和产率Q1=Q4= Q7=100 t/h Q5=Q1C1=100350%=350 t/h Q3=Q2=Q1+Q5=100

10、+300=400t/h Q9=Q8=217.16 t/h Q6=Q7+Q8=100+217.16=317.16 t/h计算各产物产率 2.3 浮选流程的计算原始数据如下：Q=100（t/h） =1.48% =24.25% =12.26% =8.45% =4.24% =92.00% E16=95.00% E14=90.00% E11=85.00%浮选时间：粗选6分钟，一次精选6分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟。流程如图31. 计算必要而充分的原始指标数NP=C（np-ap）=2（8-4）=82. 列平衡方程计算各产物产率、各产物的回收率和未知产物的品位=-=10.76% Q=Q7 t/h t/h

11、 t/h t/h t/h t/h t/h t/h t/h t/hQ20=Q15+Q18=12.39+3.54=15.93 t/h校核：Q10=Q11+Q12=18+97.93=115.93 Q10=Q20+Q1=15.93+100=115.93平衡 Q13=Q17+Q11=6.08+18=24.08 Q13=Q14+Q15=11.67+12.39=24.08平衡 2.4 矿浆流程的计算原始指标：必须保证的适宜浓度：一段磨矿浓度KI=78.00% 两段磨矿浓度KIV=75.00%粗选作业浓度KV=22.08% 一次精选作业浓度 KVI=20.81%扫选作业作业KVII=21.62% 二次精选作业

12、浓度KVIII=20.00%一次分级溢流K4=28.00% 二次分级溢流浓度K7=23.20%补课调节浓度：磨机给矿浓度K1=96.00% 一次分级返砂浓度K5=80.00%二次分级返砂K8=78.00% 粗选精矿浓度K11=25.00%扫选精矿浓度K18=24.00% 一次精选精矿浓度K14=32.00%二次精选精矿浓度K16=38%1. 按公式计算固液比Rn值2 2. 按公式Wn=QnRn和平衡方程计算各作业、各产物水量Wn值 3. 按Ln=W作业-Wn计算补加水L、L、L、L3. 按公式计算各矿浆体积 =300kg/m3=3t/m3数质量流程图：3. 主要工艺设备的选择和计算3.1 破碎

13、设备的选择和计算3.1.1 粗碎设备的选择和计算 粗碎设备主要有颚式破碎机、旋回破碎机，它的选型主要考虑给矿最大粒度，生产能力和矿石可碎性3种因素，大、中型选矿厂既可用颚式破碎机，也可选用旋回破碎机，中小型选厂常用颚式破碎机。 该设计是日处理量2500吨的铜矿石选场，属于中小型选矿厂，所以既可选用颚式破碎机也可采用旋回破碎机，有如下两种方案：方案：粗碎采用颚式破碎机查附表1 选用破碎机为PE600900，最大给矿粒度750mm 生产能力180m3/h 排矿口宽度75-200mm，生产能力56-192t/h。 查表6.2-2 得q0=1.00t/mmh e排矿口宽度计算破碎机台数： 取n=2 k

14、不均匀系数，k=1.01.2 计算破碎机负荷率：对于此方案，颚式破碎机结构简单，重量轻，价格低，便于维修，外形高度小，调节排矿口方便，破碎湿度较大和含粘土较多的矿石不易堵塞，工作可靠，负荷符合工作要求，故可以选用此设备。3.1.2 中碎设备的选择和计算 中碎设备的选用除了需要考虑确定粗碎设备选型的因素外，还要考虑上段破碎产品的最大粒度和该段破碎要求的产品粒度。中碎设备常选用标准型圆锥破碎机或中型圆锥破碎机。现拟定两种方案：方案一：查附表3 选用单缸液压标准型PYY1200/190 进料口宽度190mm 最大给矿粒度160mm 排矿口调节范围2045 查表6.2-2 q0=4.6t/mmh 计算

15、破碎机台数： 取n=1计算破碎机负荷率：方案二：查附表3 选用单缸液压标准型PYY1650/285 进料口宽度285mm 最大给矿粒度240mm 排矿口调节范围25-50查表6.2-2 q0=4.6t/mmh 计算破碎机台数： 取n=1计算破碎机负荷率：方案二的负荷率较低，设备资源利用率较低，选方案一较合适。3.1.3 细碎设备的选择和计算细碎设备常用短头型圆锥破碎机.上段给矿粒度48.83mm 本段产品粒度9mm初步拟定两个方案：方案一:PYY1650单杠液压短头圆锥破碎机 进料口宽度100mm 最大给矿粒度85mm 排矿口调节范围7-14mm查表 查表6.2-2 q0=14t/mmh K闭

16、路破碎系数 K=1.151.4计算破碎机台数： 取n=1计算破碎机负荷率：方案二：PYY2200 弹簧短头圆锥破碎机 进料口宽度130mm 最大给矿粒度100mm 排矿口调节范围5-15mm查表 查表6.2-2 q0=16t/mmh K闭路破碎系数 K=1.151.4计算破碎机台数： 取n=1计算破碎机负荷率：根据以上条件，方案一较方案二的负荷率更为标准，故选择方案一更为合理。3.2 筛分设备的选择和计算筛分设备的选择，应考虑的主要因素有：（1） 被筛物料的特性，如筛分物料的粒度，筛下粒级的含量，物料的形状、密度、物料含水量和粘土含量等。（2） 筛分机的结构参数，如筛分机运动形式，振幅、振频、

17、筛分机筛面倾角、筛网面积、筛网层数、筛孔形状和尺寸、筛孔面积率等。（3） 筛分的工艺要求，如生产能力、筛分效率、筛分方法等。一段筛分设备，选用棒条筛d2=156.25mm 根据棒条筛选择的规律确定棒条筛的长和宽： b=（2.5 3）156.25=390.625468.75mm 取b=450mm L=(23)450=9001350mm 取L=1200mm一段筛分设备应选择4501200型号的棒条筛二段筛分设备，选用振动筛 初步拟定YA1536圆振筛取=0.8 Q7=290.74 t/h =1.8 t/m3查表6.3-2 q=22.4 m3/（m2h）根据图5.2-3 图5.2-4取K1=0.8取

18、K2=1.09Q=Aq0K1K2K3K4K5K6K7K8=0.8522.41.80.81.092.51.001.001.000.80.85=239.08 t/h确定所需筛分机台数：n=1.21 取n=2 需要两台设备3.3 磨机的选择和计算磨矿机有4种类型：棒磨机、球磨机、自磨机和砾磨机。球磨机有格子型球磨机和溢流型球磨机，格子型球磨机的排矿端设有格子衬板，它的矿浆液面低，能及时排出合格产品减少了矿石过粉碎，装球量大，且适于合理装球，磨矿效率高，单位生产能力比溢流型球磨机高15%左右。缺点是构造复杂，格子板易磨损，重量大，价格较高。溢流型球磨机构造简单，易于维修，磨矿产品较细，但是它的排矿液面

19、高，矿浆在球磨机中停留时间长，单位容积生产能力低，排矿粒度不均匀，易产生过粉碎，适用于两段磨矿流程中的第2段磨矿和中间产品的再磨。因为该产品是细粒均匀分布且为两段全闭路磨矿流程，要求的产品粒度较细，综合考虑，两段均采用溢流型球磨机且相同。设计中可参照的类似选厂实际资料如下：采用一段闭路磨矿流程，给矿粒度为200mm，其中-200目含量为6%，磨矿细度为-200目含量为60%（0.2mm），用的是21003000mm溢流型球磨机，台时处理能力是16.5吨/时。作业率90.41%。采用容积计算法：确定q0值：q0现场生产磨矿机按新生成计算级别（-0.074mm）计的单位容积处理量，t/（m3h）Q

20、现场生产磨矿机生产能力，t/h1现场生产磨矿机给矿中小于计算级别的含量2现场生产磨矿机产品小于计算级别的含量V现场生产磨矿机的有效容积（m3)1. 计算q V1=V2=V总/2=30.22m3方案一：选用湿式溢流型球磨机MQY27002100 有效容积10.4 m3 磨矿机台数的计算 取n=34. 磨矿机负荷率的计算方案二：选用湿式溢流型磨矿机MQY27003600 有效容积18.5m3磨矿机台数的计算 取n=2磨矿机负荷率的计算方案比较：方案一相对于方案一负荷率高，处理效率高所以选用湿式溢流型磨矿机MQY27002100。3.4 分级设备的选择和计算 分级机分为螺旋分级机和水力旋流器。 螺旋

21、分级机设备结构简单，工作可靠，操作方便，能与大型球磨机自流联结构成闭路。但分级效率低，在细粒分级时，溢流浓度太低，不利于后续的选别作业。 水力旋流器在分级细粒物料时，分级效率比螺旋分级机高，它的结构简单、造价低、占地面积小，设备本身无运动部件，容易维护。 在磨矿流程中，一次磨矿分级溢流粒度控制为0.3mm，所以分级设备选用高堰式螺旋分级机，与磨机一对一配置。3.4.1 一段分级设备的选择和计算高堰式螺旋分级机取m=2 K2=1.7查附表8 选2FG-202000型高堰式双螺旋分级机 n=3.65.5 r/min验算： Q1为按沉砂中固体重量计的螺旋分级机处理量 Q1=300t/d=7200/h

22、 螺旋转速为4.53r/min因此，一段分级与磨机一对一配置，选用2台2FG-202000型高堰式双螺旋分级机。3.4.2 二次分级设备的选择和计算采用沉没式双螺旋螺旋分级机m=2 K1=1.15 K2=1.61Q1 = Q/2 = 50 t/h=1200 t/d查附表8 选2FG-202000型沉没式双螺旋分级机 Q=240.1 t/h = 5776.8 t/d r/min3.5 浮选设备的选择和计算 浮选流程采用一段粗选，二段精选和一段扫选流程，所以需要分别计算各段流程的浮选槽数。浮选时间：精选6分钟，一次精选6分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟3.5.1 粗选设备的选择和计算查选矿厂设计附

23、表24初步拟定选用XJQ-80,粗选时间6分钟。 =3 t/m3 q=Q10=155.93 R=Rv=3.53t= t0+k0t0 (取k=1) 则 t=26=12min取V=8 取n=14台3.5.2 一次精选设备的选择和计算查选矿厂设计附表24初步拟定选用XJQ-40,一次精选时间6分钟。 =3 t/m3 q=24.07 R=3.81t=t0+k0t0 ( 取k=0.8) 则 t= t0+k0t0=10.8min取V=8 取n=12台3.5.3 二次精选设备的选择和计算查选矿厂设计附表24初步拟定选用XJQ-40,二次精选时间8分钟。 =3 t/m3 q=11.68 R=4 t=t0+k0

24、t0 ( 取k=0.8 ) 则 t= t0+k0t0=14.4min取V=1.1 取n=14台3.5.4 扫选设备的选择和计算查选矿厂设计附表24初步拟定选用XJQ-40,扫选精选时间7分钟。 =3 t/m3 q=97.93 R=3.63 t=t0+k0t0 ( 取k=0.8 ) 则 t= t0+k0t0=12.6min取V=8 取n=13台附：设备参数破碎设备型号进矿口mm最大给矿粒度mm生产能力t/h排矿口调节范围mm粗碎PE60090090060050056-19275-200中碎PYY1200/19019016090-20020-45细碎PYY1650/10010085100-2007

25、-14筛分设备型号面积筛网层数最大给矿粒度生产能力一段棒条45012001二段圆振YA153651200100-350磨矿设备类型型号容积m3筒体转速r/min最大装球量t一段湿式溢流型2700210010.421.824二段湿式溢流型2700210010.421.824分级设备类型型号螺旋转速r/min生产能力t/h溢流粒度mm一段高堰式双螺旋2FG2020003.6-5.58000.15二段低堰式双螺旋2FC2020003.6-5.56400.074浮选设备类型型号单槽有效容积m3叶轮泡沫刮板转速r/min处理矿浆量m3/min直径mm转速r/min粗选机械搅拌式浮选机XJQ-808570205;220164-10一精同上XJQ-404400290;315162-5二精同上XJQ-404400290;315162-5扫选同上XJQ-404400290;315162-5参考文献：选矿厂设计冯守本主编.冶金工业出版社，2009 中国选矿设备手册编委会编.科学出版社，2006.8 28