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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
