衡南县某重晶石矿年处理5万吨原矿浮选厂设计(含CAD图纸、说明书、答辩稿、开题及翻译等资料)
压缩包内含有CAD图纸和说明书,咨询Q 197216396 或 11970985衡南县某重晶石矿年处理5万吨原矿浮选厂设计摘要:按照毕业设计任务书的要求,进行了年处理5万吨重晶石原矿浮选厂设计,产品为重晶石精矿。通过查阅各种重晶石矿选矿厂设计资料,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,磨矿采用两段一闭路流程,浮选采用一粗二精二扫工艺流程,精矿采用先浓缩后过滤的两段脱水工艺流程。对设计的工艺流程进行了各项工艺指标的计算,通过多种方案的比较最终确定了各项工艺流程所需的工艺设备。依据计算所得的数据及所选工艺设备,进行厂房的总体布置,同时对厂房进行合理的设备配置,并完成了破碎、主厂房设备配置图,全厂设备联系图和数质量、矿浆、工艺流程图等的绘制。关键词:选矿厂设计 重晶石 浮选 工艺流程The Design of One Barite mine Flotation plant With the Capacity of 50,000 t/a in Hengnan CountyAbstract: According to the requirements of the design plan descriptions of the graduation, the annual output of 50,000 tons of barite ore flotation design, product for the barite concentrate. Access to all kinds of barite ore concentrator design material, to identify various workshop work system, the design process of the selection and argument, determine the design process, namely: the three sections of a broken closed-circuit process, grinding to use two a closed-circuit process, with a thick two fine flotation 2 and process flow, concentrate the first two sections of the concentrated filtration dehydration process flow. To design of process flow the technical index calculation, through the comparison of the variety of plan finally determined the process required process equipment. According to data from the calculation and the selected process equipment, the factory layout, and the building of the reasonable equipment configuration, and completed the crushing, main building equipment configuration diagram, the contact figure and quality, equipment, process flow diagram of the pulp and drawing. Keywords: concentrator design barite flotation process flow 目 录引 言11 设计内容12 原矿基本物理性质13 车间工作制度和生产能力23.1 车间工作制度23.2 车间生产能力24 破碎流程的选择和计算34.1 破碎作业(含筛分作业)的主要任务34.2 破碎流程类型34.3 破碎流程的计算34.3.1 计算破碎车间小时处理量44.3.2 计算总破碎比44.3.3 初步拟定破碎流程44.3.4 计算各段破碎比54.3.5 计算各段破碎产物的最大粒度54.3.6 计算各段破碎机排矿口宽度54.4.7 选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率64.4.8 计算各产物的产率和重量64.4.9 绘制破碎数质量流程图95 磨矿流程的选择和计算105.1 磨矿段数的确定105.2 磨矿流程的计算105.3 绘制磨矿数质量流程图126 浮选流程的选择和计算136.1 浮选流程的选择136.2 浮选流程的计算146.2.1计算原始指标数146.2.2原始指标数的分配156.2.3计算各产物的产率156.2.4计算各产物的重量166.2.5计算各产物的回收率176.2.6计算各产物未知的品位187 脱水流程的选择188 矿浆流程计算198.1 磨矿流程198.2选别流程198.3 脱水流程矿浆计算218.4 绘制矿浆数质量流程图219 选矿设备的选择和计算219.1 破碎设备的选择和计算229.2 筛分设备的选择和计算279.3 磨矿设备的选择和计算299.3.1磨矿设备的选择299.3.2磨矿设备生产能力的计算309.4 分级设备的选择和计算349.4.1螺旋分级机生产能力的计算349.4.2水力旋流器生产能力的计算369.5 浮选设备的选择和计算389.5.1 浮选矿浆体积计算389.5.2 浮选机槽数计算399.5.3 搅拌槽的选择和计算409.6 脱水设备的选择和计算419.6.1浓缩机的选择和计算419.6.2过滤机的选择和计算419.7 辅助设备的计算429.7.1 矿仓429.7.2 胶带机的选择与计算449.7.3 其他辅助设备的选择与计算4810 总体布置与设备配置5110.1 厂房的总体布置5110.2 厂内设备布置5210.2.1 破碎厂房的设备配置5210.2.2 磨浮车间设备配置5310.2.3 脱水车间设备配置5310.3 设计图纸5411 结论55附录:设备选择附表56参考文献59谢 辞61x 引 言我国重晶石矿床可分为四种类型,即沉积型矿床、火山沉积型矿床、热液型矿床和残坡积型矿床。全世界重晶石资源比较丰富,主要分布在美国、俄罗斯、中国等国,世界重晶石储量为20亿吨。我国重晶石资源丰富,全国26个省,市自治区均有分布,主要集中在南方,贵州省占全国总储量三分之一,湖南、广西分别居全国第二、第三位,我国重晶石不但储量大,而且品位高。富矿储量占全国富矿总量的99.4%,大中型矿储量占全国总量88.4%,截止95年底,我国已探明重晶石储量4.6亿吨。湖南衡南重晶石矿床赋存于上白垩统红色陆相沉积中,矿床规模大型。重晶石选矿方法的选择受矿石类型、原矿性质、矿山规模,以及用途等的影响。目前采用的主要选矿方法有手选、重选、磁选、浮选等。一般残积型矿石容易选,因此,优先选用重选方法;沉积型矿石以及与硫化矿、萤石等伴生的热液型矿石,除重选外,还要采用浮选方法;重晶石浮选一般采用的阴离子捕收剂:脂肪酸盐、石油磺酸盐或硫酸盐等;磁选主要用于除掉氧化铁类矿物杂质。在此情况下,采用浮选的方法,进行了年处理5万吨重晶石原矿选矿厂的设计。本设计中重晶石矿矿样来自任务书,通过对其矿石特性、选矿试验结果和产品要求的研究,确定了工艺流程、设备,进行了厂房、设备配置,配备了必要的劳动定员,并且保证了选厂的综合回收、环境良好,获得较高的技术经济指标。1 设计内容本设计为重晶石选矿厂工艺设计,按照设计任务书的要求,毕业设计题目是:衡南县某重晶石矿年处理5万吨原矿浮选厂设计,属于工程设计,根据矿石平均品位为35.6%,则选矿产品重晶石精矿为1.78万吨。2 原矿基本物理性质原矿基本物理性质:矿石松散密度3.0t/,平均品位为35.6%,中等硬度,原矿最大粒度为350mm,含水3%。3 车间工作制度和生产能力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,每天两班,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300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300天,一天工作三班,每班8小时。3.2 车间生产能力选矿厂的日生产能力,是指进入磨矿选别车间(即主厂房)的合格矿石的日处理能力。主厂房的年生产能力为5万吨;因为破碎车间没有手选、洗矿(脱泥)作业,所以破碎车间的年生产能力与主厂房的年生产能力相同,均为5万吨每年;精矿车间的年生产能力根据任务书所给条件可知为1.78吨。根据各车间的工作制度可计算各车间的生产能力,各车间的工作制度和生产能力可用下表3.1所示。表3.1 车间的工作制度和生产能力车间名称年工作日日工作班班工作时生 产 能 力备注吨/年吨/日吨/时破碎车间磨浮车间 精矿车间33030030023 368 8500005000017800151.5 166.6759.3312.6 6.92.474 破碎流程的选择和计算4.1 破碎作业(含筛分作业)的主要任务1、为磨矿作业准备最适宜的给矿粒度;2、为粗粒矿物的选别作业准备最佳的入选粒度;3、为生产出合格产品。4.2 破碎流程类型 破碎流程的基本作业是破碎和筛分两个作业。筛分作业有预先筛分和检查筛分。破碎流程中,有时有洗矿作业。组成破碎流程的可能单元流程如图4.1。以此单元流程可组合成各种破碎流程类型。图4.1 破碎单元流程图4.3 破碎流程的计算选矿厂规模为5万吨/年,无手选和洗矿作业,矿石为露天开采,采矿每年工作330天,用自卸汽车每日一班向选厂供矿,每班6小时,原矿最大粒度为350 mm,破碎最终产物的粒度为10mm,含水3%,矿石硬度中等。4.3.1 计算破碎车间小时处理量 Qd=Qa / T = 50000/330=151.5t/d, Qh =Qd / T= 151.5/(62)=12.6t/h,式中,Qa破碎车间年处理量(t/a);Qd破碎车间日处理量(t/d);Qh破碎车间小时处理量(t/h);T 破碎车间工作时间。4.3.2 计算总破碎比破碎比:被粉碎物料粉碎前的粒度与粉碎后的粒度的比值。已知原矿最大粒度为350mm,破碎最终产物粒度为10mm。则总破碎比S= =350/10=35。4.3.3 初步拟定破碎流程1、破碎段数的确定。根据总破碎比为35,初步拟定破碎流程为三段一闭路流程。2、检查筛分的必要性。检查筛分的目的是控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力。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,如选矿厂设计表4-4(破碎机排矿产物中过大颗粒含量与最大相对粒度Zmax)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%。检查筛分可确保破碎产物粒度的均衡。因此,检查筛分是必要的。3、洗矿的必要性。原矿含水2%,含泥1%,均较小,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4.2所示。 图4.2 破碎流程图4.3.4 计算各段破碎比平均破碎比Sa=3.271,所以取S1=S2=3,略小于Sa。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= S/S1S2= 35/(33)=3.889 4.3.5 计算各段破碎产物的最大粒度一段破碎粒度d4=D/S1=350/3=116.67(mm)二段破碎粒度d8=d4/S2=116.67/3=38.89(mm) 三段破碎粒度d11=d8/S3=38.89/3.889=10(mm) 4.3.6 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: e4= d4/Z1max = 116.67/1.6=72.9(mm),取75mm e8= d8/Z2max = 38.89/1.9=20.5(mm),取21mme13根据筛分工作制度确定,本设计方案中采用等值筛分工作制度,e13=0.8 d11=0.810=8(mm).4.4.7 选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率粗筛:筛孔尺寸在e4 a1d4选取。亦即在75a1116.67之间,取a1=100mm,E1=60中筛:筛孔尺寸在e8a2d8选取。亦即在21a238.89之间,取a2 =30mm,E2=80细筛:取 a1=10(mm),e13=10(mm),E3=85。4.4.8 计算各产物的产率和重量(1)粗碎作业Q=12.6(t/h),=100%Q=Q=12.60.40.6=3(t/h)=100%=24%Q= Q= QQ=9.6(t/h)= =76(%)Q5 = Q1 = 12.6(t/h),=100%式中 1-100原矿中小于100mm的粒级含量;粗筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1= 100/350 =0.286,从图43中 ,查中等可碎性矿石,得1-100 = 0.40=40。 (2)中碎作业 Q6=Q15-30E2=3.67 (t/h)6=Q6/Q1100%=29.1%Q7= Q8= Q5 - Q6=8.93(t/h)7=8=5-6=70.9(%) Q9= Q5= Q1=12.6(t/h)9=5=1=100%式中5-30产物5中小于30mm粒级含量:其数值等于原矿中小于30mm粒级含量与产物4中小于30mm粒级含量之和,即: 5-30=1-30E1+44-30 中筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比Z1=30/350=0.086。从图43中,查中等可碎性矿石得1-30=0.15=15。 中筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度的比值Z2=30/73=0.411。从图45中,查中等可碎性矿石,得4-30=0.36= 36,故:5-30=5-30E1+44-30=0.150.6+0.760.36=0.3636=36.36(3)细碎作业根据平衡关系,细碎作业可以列出以下平衡方程式:Q11=(Q99-12+Q1313-12)E3 即Q1=(Q19-12+Q1313-12)E3所以 Q13=Q1(1-9-12 E3)/(13-12E3)=12.6(1-0.40360.65)/(0.680.65)=21.03(t/h) 13=21.03/12.6100%=166.89(%) Q12=Q13=21.03(t/h) 12=13=166.89(%) Q10= Q9+Q13=12.6+21.03=33.63(t/h) 10=9+13=100+166.89=266.89(%) Q11 =Q1=12.6(t/h) 11=1=100%式中 13-12-产物13中小于12mm的粒级含量。细筛的筛孔尺寸与细碎机排矿口宽度的比值Z3=12/8=1.5。从图4-9中,查中等可碎性矿石,得13-12=0.68=68。 9-产物9中小于12mm的粒级含量,其数值等于原矿中小于12mm粒级含量、粗碎机排矿产物中小于12mm粒级含量和中碎机排矿产物中小于12mm粒级含量的三者之和。即: 9-12=1-12E1E244-12E288-12 细筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1= 12/350=0.0343。从图4-3中,查中等可碎性矿石,得1-12=0.06=6。细筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度的比值Z2= 12/73=0.164。从图45中查中等可碎性矿石得4-12=0.15=15。 细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z3=12/21=0.571。从图4-6中,查中等可碎性矿石,得8-12=0.40=40。故: 9-12=1-12E1E244-12E288-12 =60.60.8十0.76150.8+0.70940=40.36()4.4.9 绘制破碎数质量流程图根据计算结果,绘出破碎筛分数质量流程图,如图4.3。 图4.3 破碎筛分数质量流程图5 磨矿流程的选择和计算5.1 磨矿段数的确定磨矿是选矿厂的关键生产过程之一它不仅直接影响选别效果而且还影响基建投资和电能消耗。所以,在设计之前,必须由研究单位进行磨矿细度与选别指标(主要指精矿品位和回收率)的关系实验,一次作为磨矿段数的设计依据,也就是说,磨矿细度是其额定磨矿段数的主要依据。根据技术经济比较和生产实践,磨矿细度不超过72%小于0.074mm(相当于0.15mm),宜采用一段磨矿。而设计要求200目80%以上,故采用两段一闭路磨矿流程。5.2 磨矿流程的计算磨矿流程计算与破碎流程计算一样,仍然根据各作业物料平衡关系,计算出各产物的重量Q(t/h)和产率(%),以供磨矿和分级设备进行选择与计算。同时为矿浆流程计算提供基础资料。磨矿流程计算时,须有下列原始资料:磨矿车间的处理量。磁选厂的磨矿车间的处理量,一般为原矿处理量,即选矿厂规模(t/d或t/h)。(1)要求的磨矿细度。磨矿细度为试验单位推荐的最佳磨矿细度。(2)最合适的循环负荷。最合适的循环负荷能是磨矿获得最佳效果,由工业性实验确定,或采用类似矿石选矿厂的实际资料。或按表2所示情况选取。表2.1 不同磨矿条件下最合适的循环负荷磨矿条件C合适值(%)磨矿机和分级机自留配置(第一段):粗磨至0.50.3mm 细磨至0.30.1mm(第二段):由0.3mm至0.1mm 磨矿机和水力旋流器配置(第一段):磨至0.40.2mm磨至0.20.1mm(第二段):由0.2mm至0.1mm 150350250600200400200350300500150350应当指出,最适合的循环负荷选定之后,还必须用磨矿机允许的最大通过量进行校核,即磨矿机单位容积的小时通过量(新给矿+返砂)不得大于12t/(m3h)。否则,磨矿机会被矿浆过分阻塞,而导致不能正常工作,此时应减少所选的循环负荷。(3)磨矿机给矿、分级溢流和分级返砂中计算级别的含量。所谓计算级别,就是参与磨矿流程计算的某一粒级,设计中,通常以小于0.074mm粒级作为计算级别,但细磨作业一般以小于0.043mm作为计算级别。但要注意,计算时,磨矿机给矿、分级溢流和分级返砂的计算级别,应是同一计算级别。 磨矿机给矿中计算级别的含量。给矿中计算机别的含量,一般通过筛析测得,或采用类似矿石选矿厂的实际资料,或按表2.2所示资料选取。表2.2 磨矿机给矿中小于0.074mm粒级含量(%)给矿粒度(mm)40201053中等可碎性矿石36101523 分级溢流中计算级别的含量。溢流中计算级别的含量,即要求的磨矿细度。由选矿试验单位做磨矿细度试验确定。如用其他计算级别计算磨矿流程,可参考表2.3资料。该表说明溢流中小于0.074mm粒级的含量与其他计算级别的含量的大致对应关系。表2.3 溢流产物中不同级别含量之间的对应关系溢流产物中最大粒度(mm)溢流产物中不同级别的对应含量(%)0.430.320.240.180.140.0940.0740.074mm102030405060708090950.04mm5.011.317.324.031.539.548.058.071.580.50.02mm9131722263546550.2mm464662758592960.02mm9131722263546550.2mm46466275859296(4)两段磨矿机单位生产能力之比值k。在两段磨矿流程中,第1段磨矿机按新生成计算级别计的单位生产能力(q1)与第2段同一计算级别计的单位生产能力(q2)有差别。一般说,给矿中一切最易磨碎的矿石,在第1段磨矿机中首先被磨碎,而较难磨碎的矿石进入第2段磨矿机。因此,第2段磨矿机生产能力小。故它们之间的关系为: k=0.80.85(5)两段磨矿机容积之比值m。如上所述,在两段磨矿流程中,两段磨矿机的生产能力不同,也必然影响两段磨矿机的容积(即v1和v2)有差别,特别是两段一闭赔流程中, 其两段磨矿机容积差别更大。它们之间的关系为: m= 两段一闭路:m=2,或m=3 两段全闭路:m=1。设计中要求磨矿细度为80%-200目,磨矿给矿粒度为10mm,采用两段一闭路即能满足要求,磨矿流程图如图2.2,预先分级溢流粒度,检查分级粒度和最终溢流粒度均为0.1mm,即查表2.2得3=7 =9=85%,4=12%,小于0.074mm;据此查下表得查表2.3得C=300%;k=0.82;m=2(因第一段为开路) Q9= Q2 =Q1=6.9(t/h)2=1+(9-1)/(1+km)=38.41(%)Q3= Q1(2-4)/(3-4)=2.5(t/h)Q7= Q4= Q1- Q3=4.4(t/h)Q8=CQ4=13.2(t/h)Q5=Q6=Q4+Q8=4.4+13.2=17.6(t/h)5.3 绘制磨矿数质量流程图根据计算结果,绘出磨矿数质量流程图,如图5.2。 图5.2 磨矿数质量流程图6 浮选流程的选择和计算6.1 浮选流程的选择本设计的选矿厂采用了以下的工艺流程。破碎采用三段一闭路流程,原矿最大粒度为350mm,最终破碎粒度为10mm。磨矿采用两段一闭路流程,磨矿细度为-0.074mm的粒度含量为80%。浮选采用一粗二精二扫浮选工艺,如图6.1。已知条件: 设备处理量:6.9t/h,原矿品位:35.6%,精矿品位:90.12%。 图6.1 选别工艺流程图6.2 浮选流程的计算6.2.1计算原始指标数原始指标数可按下式确定:,式中,原始指标数(不包括已知的给矿指标);计算成分(参与流程计算的项,若流程中只计算产物重量,如破碎,磨矿流程,则=1;若流程既要计算产物的重量,又要计算产物中各种金属的含量,则=1+); 参与流程计算的金属种类数;如单金属矿=1,两种金属矿=2,以此类推;流程中的选别产物数;流程中的选别作业数。从已知条件得:=2,=10,=5。Np=C(np-ap)=2(10-5)=106.2.2原始指标数的分配Np= N+N+NNnp-ap10-55Nnp-ap10-55Nnp-ap10-55N2(np-ap)2(10-5)10本设计中所采用的分配方案为:3,4,7,8,9,10,12,13,14,15根据选矿试验结果,确定原始指标值如下:3=45.3%, 4=5.1%,7=73.1%,8=14.4%,9=56.8%,10=2.8%,12=90.12%,13=29.8%,14=35.9%,15=0.8%6.2.3计算各产物的产率计算产物12、15的产率12=1(1-15)/(12-15)=30.94(%)15=1-12=70.06(%)计算产物7、13的产率7=12(12-13) /(7-13)=43.02(%)13=7-12=12.08(%)计算产物3、8、5的产率3=(7(7-8)-13(13-8)/(3-8)=81.66(%)8=3+13-7=50.72(%) 5=3+13=93.74(%)校核5=7+8=93.74(%)计算产物10、14的产率14=15(10-15)/(14-10)=4.23(%)10=14+15=74.29(%)计算产物4、9的产率9=(10(4-10)+14(14-4)/(9-10)=5.58(%)4=9+10-14=75.64(%)计算产物2、6、11的产率6=4+14=79.87(%)校核6=9+10=79.87(%)11=8+9=56.3(%)2=1+11=156.3(%)校核2=3+4=156.3(%)6.2.4计算各产物的重量计算产物12、15的重量Q12=Q112=6.930.94%=2.13(t/h)Q15=Q1-Q12=6.9-2.13=4.77(t/h)计算产物7、13的重量Q7=Q17=6.943.02%=2.97(t/h)Q13=Q7-Q12=2.97-2.13=0.84(t/h)计算产物3、8、5的重量Q3=Q13=6.981.66%=5.63(t/h)Q8=Q3+Q13-Q7=5.63+0.84-2.97=3.5(t/h)Q5=Q3+Q13=5.63+0.84=6.47(t/h)校核Q5=Q7+Q8=2.97+3.5=6.47(t/h)计算产物10、14的重量Q14=Q114=6.94.23%=0.29(t/h)Q10=Q14+Q15=0.29+4.77=5.06(t/h)计算产物4、9的重量Q9=Q19=6.95.58%=0.39(t/h)Q4=Q9+Q10-Q14=0.39+5.06-0.29=5.16(t/h)计算产物2、6、11的重量Q6=Q4+Q14=5.16+0.29=5.45(t/h)校核Q6=Q9+Q10=0.39+5.06=5.45(t/h)Q11=Q8+Q9=3.5+0.39=3.89(t/h)Q2=Q1+Q11=6.9+3.89=10.79(t/h)校核Q2=Q3+Q4=5.63+5.16=10.79(t/h)6.2.5计算各产物的回收率计算产物12、15的回收率12=1212/1=78.22%15=1-12=21.78%计算产物7、13的回收率7=77/1=88.34%13=7-12=10.12%计算产物3、8、5的回收率3=33/1=103.91%8=3+13-7=25.69%5=3+13=114.03%校核5=7+8=114.03%计算产物10、14的回收率14=1414/1=4.27%10=14+15=26.05%计算产物4、9的回收率9=99/1=89.03%4=9+10-14=110.81%计算产物2、6、11的回收率6=9+10=115.08%校核6=4+14=115.08%11=8+9=114.72%2=1+11=214.72%校核2=3+4=214.72%6.2.6计算各产物未知的品位2=21/2=48.91%5=51/5=43.31%6=61/6=51.29%11=111/11=72.54%7 脱水流程的选择当要求浮选精矿含水量为10%15%时,采用浓缩和过滤两段脱水流程就能达到要求,根据该选矿厂的矿石性质,用户对产品的要求及国家对产品含水量的有关规定,本设计确定重晶石精矿产品含水量不大于10%。因此,本设计脱水流程选用两段脱水流程,如图7.1所示。 图7.1 脱水流程图8 矿浆流程计算8.1 磨矿流程流程如图5.2所示,其中,Q1=6.9(t/h)1、确定浓度Cn(1)必须保证的浓度。 磨矿作业浓度Cm=75%,分级溢流浓度Cc=45%。(2)不可调节的浓度。原矿水分3%(即原矿浓度C0=97%),分级返砂浓度Cs=80%。2、按Rn=(100-Cn)/Cn计算液固比R1、R3、R4、R7、R8、Rn1和Rn2,可得分别为R1=0.031,R3=1.222,R4=0.25,R7=1.222,R8=0.25,Rm1=0.333,Rm2=0.3333、按Wn=QnRn计算水量W1 、W3 、W4 、Wm1、Wm2、W7 、W8和 W9,可得分别为W1=0.21(t/h),W3= 6.88(t/h),W4= 1.29(t/h),Wm1= 2.3(t/h),Wm2=2.89(t/h),W7=3.63(t/h),W8=0.88(t/h),W9= 0.48(t/h)注:W9为最后给入选别的矿浆水量 R3=(100-Cs)/Cs=(100-45)/45=1.2224、按Ln=W作业-Wn计算补加水量Lm和Lc,可得分别为Lm1=2.09(t/h),Lm2=0.72(t/h),Lc1=5.87(t/h),Lc2=1.62(t/h)8.2选别流程1、确定浓度Cn.必须保证的作业浓度。 粗选作业浓度Cr=38% 精选作业浓度Ck1=25%;精选作业浓度Ck2=20%.不可调节的选别精矿浓度。粗选精矿浓度C7=48%精选精矿浓度C11=45%;精选精矿浓度C16=45%扫选精矿浓度C13=35%;扫选精矿浓度C18=30%2、按计算液固比Rr 、R7 、Rk1、Rk2 、R11 、R16 、R13 和R18,可得分别为Rr=1.63,R3=1.08,Rk1=3,Rk2=4,R7=1.222,R12=1.222,R9=1.86,R14=2.3333、按计算水量Wr Wk1 Wk2 W3 W7 W12 W9和 W14由数质量流程图知:Qr= Q2=10.79,Qk1= Q5=6.47,Qk2= Q7=2.97,Q3=5.63,Q12=2.13,Q9=0.39,Q14=0.29,从而得:Wr=17.59(m3/h),W3= 6.08(m3/h),W4= 11.51(m3/h),W7=3.63(m3/h),Wk1= 16.35(m3/h),W8= 12.72(m3/h),W12=2.6(m3/h),Wk2= 11.88(m3/h),W13=9.28(m3/h)W9= 0.73(m3/h),W14= 0.68(m3/h),W6=12.19(m3/h),W10=11.46(m3/h),W15= 10.78(m3/h)4、按计算补加水量Lk1,Lk2和Lr,可得分别为Lr= 3.66(t/h),Lk1=0.99(t/h),Lk2=8.25(t/h)5、按计算矿浆体积Vr,Vk1,Vk2和Vn根据选矿试验测得矿石的密度为3.0,可得分别为Vr=21.15(m3/h),Vk1=21.55(m3/h),Vk2=12.86(m3/h),V3=7.94(m3/h),V4=13.21(m3/h)V14=0.77(m3/h),V6=129.95(m3/h),V9=0.85(m3/h),V10=13.13(m3/h),V15=12.36(m3/h)6、按计算某些作业和产物中的未知浓度Cn,可得分别为C8=17.75(%),C13=8.3(%),C6=30.9(%),C10=30.63(%),C15=30.68(%),C4=30.95(%)7、按下式计算选矿厂总耗水量LL=Wk-W0=W12+W15-W1=2.6+10.78-0.48=12.9(m3/h)校核:L=Lr+Lk1+Lk2=3.66+0.99+8.25=12.9(m3/h)8、按下式计算选矿厂总耗水量L0=(1.11.15) L=1.1312.9=14.58(m3/h)9、按下式计算选别流程单位耗水量Wg=L0/Q=14.58/6.9=2.11 m3/(th)8.3 脱水流程矿浆计算原矿指标:重晶石精矿进浓密机的矿浆浓度为45%;出浓密机的矿浆浓度为60%;最终重晶石精矿矿浆浓度为92%。1、按计算液固比R1、R3、R5,从而计算得R1=1.222,R3=0.667,R5=0.0872、按Wn=QnRn计算水量W1、W2、W3、W4、W5,从而可分别得:W1=2.6(t/h),W3=1.42(t/h),W5=0.19(t/h),W2=1.18(t/h),W4=1.23(t/h)8.4 绘制矿浆数质量流程图根据计算结果,绘出矿浆数质量流程图,如图8.2。图8.2 矿浆数质量流程图按Wn=QnRn经过设计计算,精矿品位90.12%,大于设计中要求的品位90%;回收率78.22%,大于等于设计中要求的回收率70%,所以综上,设计方案合理。9 选矿设备的选择和计算 设备选择和计算时选矿厂设计的一项重要任务。在选择和计算设备时必须遵循以下原则:(1) 设备生产能力必须满足选矿厂规模要求;(2) 设备必须便于操作,工作可靠;(3) 尽量采用国产定型化先进设备。 选矿设备分为两大类,即主要设备和辅助设备。其主要设备包括:破碎机、筛分机、磨矿机、分级机、浮选机、跳汰机、摇床、磁选机、浓缩机、过滤机和干燥机等。辅助设备包括:胶带运输机、砂泵、给矿机、吊车等。9.1 破碎设备的选择和计算根据破碎设备方案的比较选择,从而得出最优方案。方案一:1、 粗碎设备的选择根据流程计算时初步拟定的PE600900,进料口:600900,最大给矿粒度500mm,生产能力为56192t/h,排矿口调节范围75200mm,电功率75kw,电压380V最重件重量20.86t,外形尺寸500044713280 mm3,重量44.13t。该机在标准条件下的生产能力为:,式中,Q0单位排矿口宽度的生产能力,查选矿厂设计表5-1(颚式破碎机值)得:=0.96 t/mmh; 排矿口宽度。若定为75mm时,则,=0.9675=72t/h。经过可碎性、密度,粒度校正后的生产能力为:,其中,矿石可碎性系数,见选矿厂设计表5-6(矿石可碎性系数K1值),中等可碎性矿石,则K1=1.0;矿石密度修正系数,按下式计算K2=/1.6=3/1.6=1.875,为设计矿石的松散密度();给矿粒度修正系数。给矿最大粒度与给矿口宽度B的比值D/B=0.85,查选矿厂设计表5-7,粗碎设备的给矿粒度修正系数K3=1.0。则Q=K1K2K3Q0=1.01.8751.0072=135t/h,所需破碎机台数为:,式中,为设计流程中通过粗碎机的矿量,即=100t/h。则=9.6/135=0.07,取1台,负荷率 =7%。2.中碎设备的选择中碎采用PYB-1200弹簧型标准圆锥破碎机,查选矿厂设计表5-3(开路破碎时标准型、中型圆锥破碎机值)得:=4.1 t/mmh,e=21mm,则,=4.121=86.1t/h,=1.0,上段排矿口宽度e与本段给矿口宽度之比e/B=75/170=0.44,查选矿厂设计表5-8(中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3值),K3=1.04。则, Q=K1K2K3Q0=1.01.8751.0486.1=167.90t/h,所需破碎机台数为:,式中,为设计流程中通过中碎机的矿量,即=8.93t/h。则,=8.93/167.90=0.053,取1台,负荷率 =5.3%。3.细碎设备的选择细碎选择单缸液压短头圆锥破碎机,参数如下:型号及规格PYY1650/100,进料口宽度100mm,最大给矿粒度85mm,排矿口调节范围714mm,生产能力100200t/h,传动机型号JS137-10,功率155kw,电压380V,最重件重量9.25t,外形尺寸476526003990mm3,重量35.6t。该机在开路破碎标准条件下的生产能力为:,式中,单位排矿口宽度的生产能力,查选矿厂设计表5-4(开路破碎时短头型圆锥破碎机值)得:=12 t/mmh; 排矿口宽度。若定为10mm时,则,=1210=120t/h。经过可碎性、密度,粒度校正后的生产能力为:,式中,矿石可碎性系数,见选矿厂设计表5-6(矿石可碎性系数K1值),中等可碎性矿石,则K1=1.0; 矿石密度修正系数,按下式计算K2=/1.6=3/1.6=1.875,为设计矿石的松散密度();给矿粒度修正系数。该段破碎机排矿口宽度e与给矿口宽度之比/B=10/100=0.10,查选矿厂设计表5-8(中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3值),K3=1.10。则, Q=K1K2K3Q0=1.01.8751.10120=247.5t/h。在闭路破碎时,按通过量计算的生产能力为:,K为闭路破碎系数,根据矿石性质,中等可碎性,取=1.2,则,=1.2247.5=297t/h,所需破碎机台数为: ,式中,为设计流程中通过细碎机的矿量,即=21.03t/h。则,=21.03/297=0.071,取1台,负荷率 =7.1%。方案二: 1.粗碎设备的选择粗碎选用PE400600颚式破碎机, ,查选矿厂设计表5-2(旋回破碎机值)得:=0.65 t/mmh,=40mm,则=0.6540=26t/h,=1.0,给矿最大粒度与给矿口宽度B的比值D/B=350/400=0.875。查选矿厂设计表5-7(粗碎设备的给矿粒度修正系数K3值),=1.0。则, t/h所需破碎机台数为:,式中,为设计流程中通过粗碎机的矿量,即=9.6t/h。则,=9.6/48.75=0.2,取1台,负荷率=20%。2.中碎设备的选择中碎选择单缸液压标准圆锥破碎机,参数如下:型号及规格PYY1200/190,进料口宽度190mm,最大给矿粒度160mm,排矿口调节范围2045mm,生产能力90200t/h,传动机型号JS125-8,功率95kw,电压380V,最重件重量5.08t,外形尺寸395019003140mm3,重量19.33t。该机在标准条件下的生产能力为:,式中,Q0单位排矿口宽度的生产能力,查选矿厂设计表5-5(开路破碎时单缸液压圆锥破碎机值)得:=4.6 t/mmh; 排矿口宽度。若定e为20mm时,则,=4.620=92t/h。经过可碎性、密度,粒度校正后的生产能力为:,式中,矿石可碎性系数,见选矿厂设计表5-6(矿石可碎性系数K1值),中等可碎性矿石,则K1=1.0; 矿石密度修正系数,按下式计算K2=/1.6=3/1.6=1.875,为设计矿石的松散密度();给矿粒度修正系数。上段排矿口宽度e与本段给矿口宽度之比e/B=75/190=0.39,查选矿厂设计表5-8(中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3值),K3=1.05。则, Q=K1K2K3Q0=1.01.8751.0592=181.125t/h,所需破碎机台数为:,式中,为设计流程中通过中碎机的矿量,即=8.93t/h。则=8.93/190.19=0.05,取1台,负荷率 =5%。3.细碎设备的选择细碎采用PYY1200/80单缸液压短头圆锥破碎机,查选矿厂设计表5-4(开路破碎时短头圆锥破碎机值)得:=6.5 t/mmh,e=5mm,则,=6.55=32.5t/h,=1.0,该段破碎机排矿口宽度e与给矿口宽度之比e/B=5/80=0.125,查选矿厂设计表5-8(中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3值),=1.15。则, Q=K1K2K3Q0=1.01.8751.1532.5=69.97,在闭路破碎时,按通过量计算的生产能力为:,为闭路破碎系数,根据矿石性质,中等可碎性,取=1.2,则,=t/h,所需破碎机台数为:,式中,为设计流程中通过细碎机的矿量,即=21.03t/h。则,=21.03/83.96=0.251,取1台,负荷率 =25.1%。两种方案的比较如表9.1 所示。表9.1 破碎机流程方案对比方案编号作业名称设备名称及规格台数负荷率(%)设 备总 重(t)设 备功 率(kW)设备外形尺寸:长宽高(mm)方案一粗碎PE600900复摆颚式破碎机1744.1375500044713280中碎PYB-1200弹簧型标准圆锥破碎机15.325110510053002300细碎PYY1650/100弹簧短头圆锥破碎机17.135.6155476526003990方案二粗碎PE400600复摆颚式破碎机22016.0830257537232375中碎PYY1200/190液压型标准圆锥破碎机1519.395395019003140细碎PYY1200/80液压短头圆锥破碎机125.117.695395019003060由表9.1,确定如下最佳方案: 粗碎:PE400600复摆颚式破碎机; 中碎:PYY1200/190液压型标准圆锥破碎机;细碎:YY1200/80液压短头圆锥破碎机。9.2 筛分设备的选择和计算1、第二段破碎的预先筛分。采用单层振动筛,筛分面积计算公式为:F=Q/(V),其中,Q给与筛子矿量,Q=Q1=12.6t/h; 设计矿石的松散密度,=3;V振动筛单位面积的平均容积生产能力,筛孔尺寸a=30mm,查选矿厂设计表5-11(振动筛单位面积的平均容积生产能力q值)取。则,F1=Q/(V)=12.6/(329.6)=0.14 。筛子的几何面积,其中为振动筛的有效筛分面积系数,取=0.85。则,=0.14/0.85=0.16。由最大给矿粒度及有效面积选用SZZ12502500自定中心振动筛,筛子的几何面积为3.13,取一台,则筛子的负荷率为:。2、第三段破碎的预先及检查筛分。选用振动筛(1)已知给矿量Q=Q10=7.12t/h,筛孔尺寸a=10mm,查选矿厂设计表5-11取,V为振动筛单位面积的平均容积生产能力,松散密度=3。(2)细粒级含量: ,式中,筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比为5/20=0.24,查选矿厂设计图4-6得 =0.18;筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比为5/10=0.5,查选矿厂设计图4-9得 =0.16。则,=0.17。粗粒级含量:,式中,筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为10/21=0.48,查选矿厂设计图4-6得 =0.67;筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为10/10=1,查选矿厂设计图4-9得 =0.61。则=0.63。(3)筛分效率采用E=85%。(4)根据筛子的工作条件,查选矿厂设计表5-12,确定校正系数为:K1=0.54,K2=1.39,K3=1.15,K4=1.0,K5=1.0,K6=1.3。(5)所需筛子的有效筛分面积:按经验公式计算: = 0.12 筛子的几何面积:,其中为振动筛的有效筛分面积系数,取=0.85则,=0.12/0.85=0.14。根据计算结果选用YA1836圆振动筛,单台筛子的几何面积为7m2,则筛子的负荷率为:。9.3 磨矿设备的选择和计算9.3.1磨矿设备的选择设计条件:给矿量6.9t/h,给矿粒度100mm,磨矿细度-0.074mm粒级占80%,给矿中-0.074mm粒级占10%,中等可碎性矿石。现场条件:两段一闭路磨矿,给矿粒度180mm,其中-0.074mm粒级含量为6%,磨矿细度为-0.074mm粒级含量为85%。 磨矿机有四种类型:棒磨机、球磨机、自磨机和砾磨机。以钢棒为磨矿介质的叫棒磨机,以钢球为磨矿介质的叫球磨机,以矿石自身为磨矿介质的叫自磨机,以砾石为磨矿介质的叫砾磨机,球磨机是磨矿作业中应用最广泛的磨矿机。9.3.2磨矿设备生产能力的计算方案一第一段磨矿选用MQG27003600格子型球磨机,第二
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