1、武汉工程大学课 程 设 计 说 明 书题 目 选矿厂基本流程及设备的选择计算 Q=60 万吨/a；D max=500mm 学 院 环境与城市建设学院 专业班级 2010 级矿物加工工程（01）班 学 号 1001030110 学 生 李春阳 指导教师 李冬莲 成 绩 2014 年 1 月 1 日目 录第 1 章 车间工作制度和生产能力 .11.1 车间工作制度 11.2 车间生产能力 1第 2 章 工艺流程和工艺设备 .22.1 破碎流程和破碎设备的选择与计算 22.1.1 破碎流程计算 .22.1.2 破碎、筛分设备选择和计算 .42.2 磨矿流程设备的选择和计算 92.3 浮选流程的计算
2、.122.4 矿浆流程计算 .162.5 脱水流程矿浆计算 .212.6 浮选流程设备的选择与计算 .222.6.1 浮选机选择与计算 222.6.2 搅拌槽的选择与计算 262.7 脱水设备的选择与计算 .272.7.1 浓缩机的选择与计算 272.7.2 过滤机的选择与计算 27参考文献 29附一：选矿厂设计附表 30第 1 章 车间工作制度和生产能力1.1 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 3
3、30 天，每天三班，每班 6 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 330 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 330 天，一天工作三班，每班 8 小时。 1.2 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由设计任务书给出为 60 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 60 万吨；精矿车间的年生产能力为主厂房年生产能力乘精矿产率，即 6024.68%=14.
4、81 万吨。各车间的工作制度和生产能力可用下表 1.1 所示：表 1.1 车间工作制度和生产能力生 产 能 力车间名称 年工作日 日工作班 班工作时万吨/年 吨/日 吨/时 备注破碎车间 330 3 6 60 1818.18 101.01磨浮车间 330 3 8 60 1818.18 75.76精矿车间 330 3 8 14.81 448.79 18.70第 2 章 工艺流程和工艺设备2.1 破碎流程及设备的选择和计算2.1.1 计算破碎车间处理量atQa万60dtd18.306htQh01.6302.1.2 计算总破碎比原矿最大粒度： ，确定破碎最终产物粒度：mD5ax md53.10max
5、dS总2.1.3 初步拟定破碎流程，可选两段闭路破碎流程。7.5.3总，可选三段开路破碎流程。23总S磷矿属于中等可碎性矿石，可以加预先筛分。两段破碎流程想要形成闭路流程，一定要加检查筛分：三段破碎流程是开路，不用加检查筛分。2.1.4 计算各段破碎流程2.1.4.1 两段闭路破碎流程的计算(1)两段闭路破碎流程图 （2）破碎比平均破碎比： 7.5aS取 ，则51S67.53.12S总（3）各段破碎产物的最大粒度粗碎： ，细碎：mSDd1051max4mSd9.1467.0248（4）各段破碎机排矿口宽度粗碎：粗碎选用颚式破碎机，查表得 。.1maxZ则 Zde63,5.26.10max4取细
6、碎：细碎采用常分工作制度，所以 de158（5）确定各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率粗筛： 即 ，取 ，414daema1063a01%601E细筛：细筛采用常规筛分工作制度，所以 ，mde582852（6）计算各产物的产量和产率粗碎作业：，htQ01.1%01，htE97.1628.82 0.0.19761，htQ4.8.243 %2361，ht0.5 105细碎作业：，85.0)4.73.()( 92159157 QEQ htQ01.17，htEQ02.485.04)6173(.1)1(2599 %.290.4%19，htQ2.9860.398，ht42.156 %60.39.210956 ，
7、t0.17 17（7）依据产物产量选择符合工艺要求的破碎和筛分设备的型号、规格、数量。方案一：粗碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定 型复摆式颚式破碎机进行计算。906PE该机经校正后的生产能力为： 403210321qeKQK粗其中，查教材 P68 表 5-6(矿石可碎性系数 值)得（中等可碎性矿石）0.1K05.17283.2式中 为设计矿石的密度 83.给矿最大粒度 与给矿口宽度 B 之比maxD83.065maxD查教材 P68 表 5-7，5-1 得0.13Khtqme64则 htQ15.630.15.01粗所需破碎机台数： ，取 2 台468粗Kn负荷率： %15.63015.62
8、384%10粗nQ细碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定细碎选用 单缸液压中型型圆锥破碎机。29/PY该机校正后的生产能力为： 803210321eqKQK细其中，查教材 P68表 5-6(矿石可碎性系数 值)得（中等可碎性矿石）0.1K05.17283.2式中 为设计矿石的密度 38.mt粗碎破碎机排矿口 与给矿口 B 之比4e 2.0964e查教材 P68表 5-8，5-5 得25.13Khmtq0e8则 htQ31.29515.0.1细在闭路破碎时按通过量计算的生产能力为：K 取 1.3细细 闭则 ht90.381.25.细所需破碎机台数： ，取 1 台6240细Qn负荷率： %04.3
9、19.38%10 细方案二：粗碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定 型外动式颚式破碎机进行计算。10675PD该机经校正后的生产能力为： 40321032qeKQK粗其中，查教材 P68 表 5-6(矿石可碎性系数 值)得1K（中等可碎性矿石）0.1K05.17283.2式中 为设计矿石的密度 38.mt给矿最大粒度 与给矿口宽度 B 之比 查maxD67.05axD教材 P68 表 5-7，5-1 得06.13Khtqme4则 htQ13.760.15.01粗所需破碎机台数： ，取 2 台.3.784粗Kn负荷率： %47.510.2%10粗Q细碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定细碎选用
10、型弹簧型中型型圆锥破碎2/PYZ机。 该机校正后的生产能力为： 803210321eqKQK细其中，查教材 P68表 5-6(矿石可碎性系数 值)得（中等可碎性矿石）0.1K05.17283.2式中 为设计矿石的密度 38.mt粗碎破碎机排矿口 与给矿口 B 之比4e 23.07564e查教材 P68表 5-8，5-5 得16.3Khmtq0.15e8则 htQ05.2741.56.01. 细在闭路破碎时按通过量计算的生产能力为：K 取 1.3细细 闭则 ht39.560.2743.1细所需破碎机台数： ，取 1 台7.0.2细Qn负荷率： %9.6139.564%10细表 2.1 两段流程破
11、碎设备选择方案比较综上比较各方案破碎机的负荷率、设备总重、设备功率及外形尺寸可得，方案一比方案二更为合理，因此应选方案一。方案编号 作业名称 设备名称及规格 台数 负荷率 %设备总重（吨） 设备功 率（kw) 设备外形尺寸： 长宽高粗碎 PE600900 复摆式颚式破碎机 2 63.15 88.26 75 500044713280方案一细碎PYY-2200290单缸液压型中型圆锥破碎机1 63.04 78.94 280 650036805300粗碎 PD7501060 外动式颚式破碎机 2 54.47 56.00 90 320027002125方案二细碎PYZ-2200270弹簧式中型圆锥破碎
12、机1 67.911 85 260 12800470041002.1.4.2 三段开路破碎流程的计算（1）三段开路破碎流程图 （2）破碎比平均破碎比： 2.3aS取 ，则21 71.3.213总（3）各段破碎产物的最大粒度粗碎： ，中碎：mSDd67.13501max4 mSd56.37.1248细碎： 98.4.3812（4）各段破碎机排矿口宽度粗碎：粗碎选用颚式破碎机，查表得 。6.1maxZ则 ，取Zde17.046.1max405中碎：中碎选用标准圆锥破碎机，查表得 9.1max2Z则 ，取Zde24.9.15max2830细碎：细碎采用常规筛分工作制度，所以 de15012（5）确定各
13、段筛子的筛孔尺寸和筛分效率粗筛： 即 ，取 ，414daema67.051ma1%601E中筛： 即 ，取 ，828 53240282细筛：细筛采用常规筛分工作制度，所以 ，de513 53（6）计算各产物的产量和产率粗碎作业：，htQ01.1%01htE0.26.3.22 8.190.11，htQ02243 %891，htQ01.15%105中碎作业： htE.248.3.240516 0.1.%16 Q ht1.7.2406587 %0683.，htQ1159 159细碎作业： htE40.785.201.315910 %.69.47%910Q ht1.30.01112 769.09，ht
14、Q1513 015913（7）依据产物产量选择符合工艺要求的破碎和筛分设备的型号、规格、数量。方案一：粗碎设备选择和计算根据流程计算初步拟定 型复摆式颚式破碎机进行计算。1209PE该机经校正后的生产能力为： 40321032qeKQK粗其中，查教材 P68 表 5-6(矿石可碎性系数 值)得（中等可碎性矿石）0.1K05.17283.2式中 为设计矿石的密度38.2mt给矿最大粒度 与给矿口宽度 B 之比maxD83.065axD查教材 P68 表 5-7，5-1 得09.13Khtqme54则 htQ2.15603.9105. 粗所需破碎机台数： ，取 1 台7.2.68粗Kn负荷率： %
15、85.10.5%10粗Q细碎设备选择和计算因为 ， 处理量过小，无法选到适合的标准圆锥破碎ht.7me38机，所以三段开路破碎流程的设备选择无法继续进行下去，因此将三段破碎流程方案取消。综上两种破碎流程的比较，多种破碎设备的比较，比较各方案破碎机的负荷率、设备总重、设备功率及外形尺寸可得，两段闭路破碎流程方案一比方案二更为合理，因此应选方案一。而三段破碎流程无法选到合适的设备。最终确定的破碎流程为两段闭路破碎流程，设备方案选择方案一。2.1.4.3 筛分设备的选择和计算第一段破碎的检查筛分选用固定筛固定筛的筛分面积，可按一下经验公式计算： qaQF， ，htQ01.mhtq247.a80169
16、2847.F定宽： DB25.).35(max定长： mL010第二段破碎的检查筛分选用振动筛已知给矿量 ,筛孔尺寸 , 查教材 P72 表 5-11（振htQ03.46ma152动筛单位面积的平均容积生产能力 q 值）得 h234.确定产物 6 中细粒级及粗粒级含量细粒级含量 695.75.7. 式中： 粗碎产品中小于筛孔尺寸之半的粒级含量。5.7细碎产品中小于筛孔尺寸之半的粒级含量。.9查教材 P21 的图 4-3（原矿粒度特性曲线） ，4-5（二式破碎机产物粒度特性曲线）得 %4.65.7查教材 P22 的图 4-6（标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线）得15.79则 %63.1260.
17、39.154.695.75.7.6 粗粒级含量 6159156式中： 粗碎产品中大于筛孔尺寸的粒级含量。15细碎产品中大于筛孔尺寸的粒级含量。9查教材 P21 的图 4-3（原矿粒度特性曲线） ，4-5（二式破碎机产物粒度特性曲线）得 %30.175查教材 P22 的图 4-6（标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线）得0.4159则则 %14.3660.39.241.76915156 筛分效率采用 %82E根据筛子的工作条件，查教材 P72 表 5-12（修正系数 , , , ,1K2345值）得6K, , , , , ， ,92.01K4.15.3K0.4.15K0.685.，6q所需筛子的几
18、何面积q654321KQF2m89.34.26.10.1.09.83选择方案有：方案一 双层重型振动筛624-H，其几何面积为 .1m所需振动筛机台数： ，取 2 台.1489.3n负荷率： %502.14方案二 DYS3373 单层大型源振动筛其几何面积为 25.m所需振动筛机台数： ，取 1 台98.04.3n负荷率： %5715.289表 2.2 筛分设备选择计算表对比可以看出方案二更符合实际生 产，因此选用方案二所选用的筛分设备。2.2 磨矿流程及设备的选择和计算2.2.1 计算磨矿车间处理量方案编号 设备名称及规格 台数 负荷率 %几何面积（m2）设备功 率（kw)设备外形尺寸：长宽
19、高方案一 2H-2460 双层中型振动筛 2 82.95 14.4 37 600047003800方案二 DYS3373 单层大型源振动筛 1 97.51 24.5 60 729050184664年处理量： htQa万60日处理量： d/t18.3d时处理量： h7650h2.2.2 依据设计条件拟定磨矿流程磨矿细度为-200 目 70%，所以采用一段闭路磨矿。磷矿为中锋可碎性矿石，入磨粒度为 1215，不需要预先分级。由于要构成闭路分级作业，所以检查分级是必要的。磨矿分级流程为：2.2.3 设定循环负荷查教材 P34 表 4-7（不同磨矿条件下最合适的循环负荷）得循环负荷C=300%。2.2
20、.4 计算各产物产量和产率，h/t76.5Q14%104，h/t28.7.03C5 %30.115Ct4.3512 0.32.2.5 依据产物产量选择合乎工艺要求的设备型号、规格、数量、负荷率，并以最大允许通过量进行磨机校核，以返砂量校核分级机2.2.5.1 磨矿设备的选择和计算 由已知条件可知，入磨粒度为-200 目 8%，出磨机的粒度为-200 目 70%，所以 ， 。又由已知可知%81702 35.1mhtqQVqQ)(1212ht76.5则 312 1.5.)087(6)( mqV选取有效容积为 的 MQY32004500 湿式溢流型球磨机。选取台数为38.m一台。实际处理量： hVQ
21、t35.7908.251q2有 效实负荷率： ，满足%4.3.796时n %15校核： ht/04.2最 大，满足hm/t73.58.21603Vn-Qq有 效最 大核 ）（ 312mhtq2.2.5.2 分机设备的选择和计算溢流粒度为 0.074mm 根据溢流粒度、分离粒度和处理量拟定选用螺旋分级机作为分机设备。螺旋分级机有高堰式和沉没式两种。沉没式双螺旋分级机适用于细度分级小于0.15mm。所以选用沉没式螺旋分级机沉没式双螺旋分级机直径： 215.07KmQDdhtQd18.因为选用双螺旋分级机，m=2 48.2)783.(50)(5.0121 K查表 5-18 得 .则 mKmQDd 2
22、9.30.148215.0715.0721 选取型号为 2FC-30 沉没式双螺旋分级机。表 2.3 磨矿流程设备选择计算表2.3 选别流程的计算设计已知条件：选厂规模为 1818.18t/d；原矿品味 %80.91粗选精矿品位 ；粗选尾矿品位 ；623 %57.34精选精矿品位 ；精选尾矿品位 ；.5 206扫选精矿品位 ；扫选尾矿品位 ；017.8浮选时间：粗选/精选/扫选=7 分/12 分/5 分；必须保证的，最合适的液固比（浓度 不能调节的液固比（浓度 C）方案编号 设备名称及规格 台数 负荷率 %机械总重（t)设备外形尺寸：长宽高(mm)磨矿流程 MQY32004500 1 95.4
23、8 136.0 1276771905653分级流程 2FC-30 1 03.14 84.87 9556802299C）R 磨 = (C 磨 =75%) R 溢 = (C 溢 =40%) R 粗 = (C 粗 =35.0%) R 精 = (C 精 =32.0%) R 扫 = (C 扫 =30.0%) R 磨矿返砂 = (C 磨矿返砂 =80%)R 粗精 = (C 粗精 =41.0%)R 精精 = (C 精精 =38.6%)R 扫精 = (C 扫精 =33.3%)R 浓缩底 = (C 浓缩底 =55.0%)R 滤饼 = (C 滤饼 =88.0%)2.3.1 原始指标数的确定由已知确定 C=2 =6
24、 =3pnpa则 63-2)-(N）（Cp6-2N3anpp）（2.3.2 分配方案可确定两个分配方案 方案 1： 876543，方案 2： ，2.3.3 已知指标已知指标 %80.9160.283%57.345601720.82.3.4 计算各产物产率计算 85，1851将 代入方程%0.3520.8%10.9解方程得 3.75648计算 63，6536将 代入方程%68.2450.5%0.2820.解方程得 93.167计算 74，8748将 代入方程%57.31630.17%20.832.75解方程得 .56974计算 2128.6%3.59.12%07612 校核 60343计算 9
25、2.8.15.27692.3.5 计算个产物产量 h/t76.5Q1t/h49.82%61.3.359041/77.Q5 th832661/t61.%70575Q81h/t4.2.6.9198721校核t/h76.50Q851 19427692/t.692.3.6 计算各产物回收率%10%76.109.8276313 .3.950141.8.6215%65.2.09316%1.6.809315721876.4165769 %2.0.12校核 76.0.-1292.3.7 计算未知品位29，%15.018.26%.3502.93176 %91.0%26.1857.3907.6322423 2.4
26、 矿浆流程计算2.4.1 磨矿流程计算 流程如磨矿流程图（1）确定浓度必须保证浓度：磨矿浓度 分级机溢流浓度 %75C磨 %40C1不能调节浓度：原矿含水 6% 即 磨矿返砂浓度 940 85(2)按 计算液固比 nn-10R磨， R5413.05.%7-10C-10R2580.1.4-10C- 649%R554401 磨 磨磨（3）按 计算水量nnQW磨， W541h/m0.13.04R)Q( /8256.275h/03515 3441 磨磨（4）按 计算作业补加水nnW-L作 业 分磨 ， Lh/46.70.1-82.564.133- 3541 磨分 磨磨（5）按 计算矿浆体积 分级机给矿
27、体积)(nnRQV 分V/m8.3.2.0. 32）（）（ 磨磨h/547687分磨分 L2.4.2 选别流程计算 选别流程如选别流程图图（1）确定浓度必须保证浓度 粗选作业浓度 ，精选作业浓度%0.35C粗 %0.32C精扫选作业浓度 0.3C扫不可调浓度 粗选精矿浓度 ，精选精矿浓度 .413 6.85扫选精矿浓度 .7（2）按 计算液固比 nnC-%10R 753RR， 扫精粗3.2%0.3-1C-10R186.0.35-1C-10扫 扫扫 精 精精 粗 粗粗0.2%3.-10C-R59.16.844-775533 （3）按 计算水量 nnQWn753WW， 扫精粗h/m74.1806.
28、9314粗粗2.8R3精精/.3Q34扫扫h041.9W33/m2.61377 79-.8-34粗h/6.304056精81.2-.16W- 378 扫（4）按 计算补加水量 nnL作 业 扫精粗 ， Lh/m31.209.71-0.6LW/7.94.-. h216-.84 3374扫 扫扫 精精粗 磨粗粗（5）按 计算矿浆体积 ）（ RQVnnV， 扫精粗h/m07.21583.617.9RQV32 ）（）（ 粗粗 42483 ）（）（ 精精/9. 34 ）（）（ 扫扫h05191RQV33 ）（）（ /m34.6.708175 ）（）（278.26.7 ）（）（h/9153-94V- 37
29、8 扫.4056精（6）计算工艺过程补加水量 hm68.15.4801367.29W-L 31750 磨产校核）（分磨扫精粗 h/m68.146.703.81.20379LL(7)按 计算未知产物浓度nQW0Cn 8642C，%71.31.972-804L-1%22 粗粗6.8.3QW0C44%2.40.9671%66%43.2906.5781QW%0C88 （8）计算选厂流程总耗水量 h/m70.1826.3.1L.1L30 ）（9）计算选别流程单位耗水量h/m4.276.508QW310磨2.5 脱水流程矿浆计算脱水流程（1）浓度确定 浓缩过滤流程图如图不能调节浓度 浓缩底流浓度 ，过滤滤
30、饼浓度%0.5C4%0.8C5（2）按 计算液固比 nn-%10R5R，82.0.5-C-44 14.%.8-10-R45（3）按 计算水量 nnQW54W，由已知确定 h/t70.154则 /m3.82.R4h/t62.14.078RQW55 2.6 浮选流程设备的选择与计算2.6.1 浮选机选择与计算为了浮选流程顺利进行，浮选流程可以分为一个系列进行，则有：（1）粗选浮选机计算 浮选矿将体积计算根据教材 P85 式 5-47 得矿浆体积601RQKV1）（粗 式中 V-进入作业（如粗选）的矿浆体积（m/min） ；Q-进入作业的矿石量（t/h）R-矿浆液固比-矿石密度（t/m）K1-给矿不
31、均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0；当浮选前为湿式自磨 时，K1=1.3则 Q=Q2=97.17t/h, R=1.86, =2.78t/m,K1=1.0 hm321 58.60.218.79.160RQKV）（）（粗 选 由于选别工艺中各个工艺均为正浮选,因此，初步拟定选 XIQ-40 型机械搅拌式浮选机。浮选机槽数计算 根据教材 P85 式 5-48 得浮选机槽数0vVKtn式中 V0-所选浮选机的几何容积（m）n-作业所选浮选机槽数Kv-浮选机有效容积与几何容积之比，机械搅拌式浮选机 Kv=0.75-0.85t-作业浮选时间（min）则V0=4m3,Kv=0.65, t=7min，取
32、 10 台1064.95.0783VKtnv由于浮选机数量过多，淫才选用同型号较大的 XJQ-80 型机械搅拌式浮选机V0=8m3，取 5 台82.465.073tnv校核 min26.758.30VnKvt粗 选粗（2）精选浮选机计算浮选矿将体积计算根据教材 P85 式 5-47 得矿浆体积601RQKV21）（精 选 式中 V-进入作业（如粗选）的矿浆体积（m/min） ；Q-进入作业的矿石量（t/h）R-矿浆液固比-矿石密度（t/m）K1-给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0；当浮选前为湿式 自磨时，K1=1.3则 Q=Q3=28.49t/h,R 精=2.12, =2.83t/m, K1=1.0h/m17.6083.21.49.8160RQKV 331 ）（）（ 精精 选 因此，初步拟定选 XJQ-20 型机械搅拌式浮选机浮选机槽数计算 根据教材 P85 式 5-48 得浮选机槽数0vVKtn式中 V0-所选浮选机的几何容积（m）n-作业所选浮选机槽数Kv-浮选机有效容积与几何容积之比，机械搅拌式浮选机 Kv=0.75-0.85t-作业浮选时间（min）则V0=1.17m, Kv=0.65, t=12min
