1、1一.破碎预选系统数质量流程计算1.小时处理量 q 时 =q 年 /(t ） t-年日历小时数，t=8760;q 时 =2000000/330*2*8=378.78t/h2. 总破碎比 S=D/d=400/12=33.3各段破碎比 S 排矿最大粒度 dmax 排矿口宽度 d粗碎 2 200 d/Z=200/1.6=142.8 (取 143)中碎 3.33 60.0 d/Z=60/1.6=37.5 (取 37)细碎 5 12 d/Z=7.5(取 7)3.中碎后筛子采用振动筛，其筛孔 a=1.2d=1.2*12=14.4mm(取 15)，筛分效率 E=80%4.由破碎机产物粒度特性曲线图标可知，中
2、碎后，矿石粒度/排矿口=60/37=1.622.，由图表查之可得，筛上累计产率=5%，则中碎后小于筛孔级别的含量 3=100-5%=95%细碎后，矿石粒度/排矿口=12/7=1.714，由图表查之可得，筛上累计产率=8%，则细碎后小于筛孔级别的含量 9=100-8%=92%q1=q2=q3=378.78t/h 1= 2=100%q3=q4=q12 3=(-)/(-)=(27.62-9.29）/（29.42-9.29）=0.911q3=q1 3=345.07t/hq4=q1-q3=378.78-345.07=33.71t/h 4=1- 3=0.089q5=q3=345.07t/h 5=3 71=
3、( 1- 1)/(1- 1)=(29.42-5.77)/(30.37-5.77)=0.931q7=q3 7=321.27t/h 7=0.848q9=q3-q7=23.8t/h 9=0.074 10=0.948 91=1- 101=0.052q8=q9/ 91=457.07t/h 8=q8/q1=1.208q11=q10=q8-q9=433.89t/h 10=q10/q1=1.145q6=q5+q11=778.96t/h 6=2.06q12=q4+q9=57.51t/h 12=0.152筛子循环负荷 Cs=q11/q3=1.26二.对破碎预选设备进行选型1.粗碎选用颚式破碎机型号及规格 进料口（
4、长*宽） 最大给矿粒度 mm 排矿口调节范围 最重件质量/tPJ1200*1500 1500*1200 1000 15040 32破碎机处理量公式：q=k 1k1k1k4qsK1=1-0.05(10-14)=1.20K2=/2.7=3.43/2.7=1.27K3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-400/1000)=1.4K4=1.00qs=q0*bpq0=2.7 bp=143 qs=1.9*143=271.7t/hq=1.20*1.27*1.4*1.00*271.7=579.70t/h所需的破碎机台数 n=qd/q=378.78/579.70=0.65(取 1 台)单台负荷率=(3
5、78.78/579.70)*100%=65.34%2.中碎选用标准圆锥破碎机型号及规格 进料口宽度/mm 最大给矿粒度 mm 排矿口调节范围 最重件质量/tPYY1650/285 285 240 2550 9.25破碎机处理量公式：q=k 1k1k1k4qsK1=1-0.05(10-14)=1.20K2=/2.7=3.43/2.7=1.27K3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-200/285)=1.10K4=1.00qs=q0*bpq0=8 bp=37 qs=8*37.0=296.0q=1.20*1.27*1.10*1.00*296.0=496.21t/h所需的破碎机台数 n=qd
6、/q=345.06/496.21=0.70（取 1 台）单台负荷率=(345.06/496.21)*100%=69.54%3.细碎选用短头圆锥破碎机3型号及规格 进料口宽度/mm 最大给矿粒度 mm 排矿口调节范围 最重件质量/tPYD2200 130 100 515 18.512破碎机处理量公式：q c=kc*qs*k1*k2*k3*k4Kc=1.3K1=1-0.05(10-14)=1.20K2=/2.7=3.43/2.7=1.27K3=1.2K4=1.00qs=q0*bpq0=24.00 bp=7 qs=24*7=168qc=1.3*168*1.2*1.27*1.2*1.00=399.41
7、t/h所需的破碎机台数 n=qd/qc=433.89/399.41=1.08(取 2 台)单台负荷率=33.89/(399.41*2)*100%=54.31%三.振动筛选型选用圆振动筛 YA2460型号及规格 工作面积/m 2 筛孔尺寸/mm 双振幅/mm 振次 质量/tYA2460 14 650 9.5 748 12.240振动筛处理量公式：q=*A*q 0* s*k1*k2*k3*k4*k5*k6*k7*k8=0.9A=14q0=22.4 s=2.03K1=0.97K2=1.10K3=(100-E)/8=(100-80)/8=2.50K4=1.00K5=1.00K6=1.002rn=2*9
8、.5/2*748=7106,k7=0.73K8=1.00q=0.9*14*22.4*2.03*0.97*1.10*2.50*1*1*1*0.73*1.00=1115.69t/hAt=qt/(*q*k 1*k2*k3*k4*k5*k6*k7*k8)=778.96/(0.9*22.4*2.03*0.97*1.10*2.50*1*1*1*0.73*1.00)=9.77m2所需筛子的数量 n=9.77/14=0.69(取 1 台)单台负荷率=778.96/1115.69=69.82%水力旋流器处理量计算：水力旋流器直径 D 确定:查询中国选矿设备手册表 4-2-2（P452） ，根据处理量和溢流最大粒
9、度，选用4D=660mm，锥角 =20o 的 FX660 克雷布斯型衬胶水力旋流器，其给矿口面积为：dn=225115 ，溢流管直径 dc=254mm，沉砂管直径 dh=152mm。2m给矿压力 P 的确定：根据选矿厂设计表 4-9 溢流产物中不同级别的含量之间的对应关系，-200 目占 40%溢流产物最大粒度为 0.43mm，即dmax=（1.52.0 ）d=430um d=215um查询选矿厂设计表 5-20 进口计示压力与分离粒度一般关系，可以确定给矿压力为P=0.05Mpa。验证溢流粒度：max0.501.()chDddkp式中： 溢流最大粒度，um；maxd给矿中固体含量 （%） ，
10、 =65.45%；dc水力旋流器溢流口直径（ cm） ， dc=25.4cm；dh水力旋流器沉砂口直径（cm ） ， dh=15.2cm；D水力旋流器直径（cm ） ， D=66cm；P水力旋流器进口压力 （MPa）,P=0.05MPa；矿石密度， =3.5 t/m3；水的密度（t/m 3）, =1.0 t/m3；0 01.21.2.8.8.96DK将上述数据代入公式： dmax 比设计要max 0.5246.5173.9.(3.)d求溢流粒度 430un 小，符合要求。水力旋流器处理量计算：3DncVKdp式中：V按给矿矿浆体积计的处理量 （m 3/h台）dn水力旋流器给矿口直径（cm ）
11、，给矿口当量直径： dn=5cm42.518.634bh锥角修正系数， K0. 0.4.79.79.983tg3tg22（m 3/h台）.861.5.0.21.DncVdp4.2.2 一段分级1. 现采用波瓦罗夫法进行计算：初步确定选用 FX-711 分级旋流器，D=71.1cm、锥角 =20 的水力旋流器，溢流口直径30.5cm，沉砂口直径 12.7cm，给矿口当量直径 df=14.33 cm。2. 处理量计算：其中：K =1（选矿厂设计，P86,6.5-10）;KD=0.8+1.2/(1+0.1D)=0.95;df=14.33cm;do=30.5cm;含-200 目 58%，由选矿厂设计第
12、 86 页表 6.5-7 得 d95=256m,由表 6.5-6 得 po=0.06MPaq v=310.9530.514.33 =305.12m3/h3. 旋流器台数：n=455.88305.12=1.49(2 台) 备用 1 台根据计算结果选用两台 FX-711 分级旋流器，另外备用两台。沉砂口直径 12.7cm,截面积 126.68cm2,沉砂口单位截面积固体负荷为279.872126.68=1.10t/(hcm2)，在 0.5-2.5 t/(hcm2)范围内。4. 计算实际给矿压力：6. 旋流器溢流上限粒度：此上限粒度可满足-74um 大于 60%的要求。因次最终选用 FX-711 分
13、级旋流器 4 台，其中 2 台备用。4.2.3 二段球磨已知 129.37t/h，q =0.7t/(m3h),所用磨机类型是溢流型球磨机 MQY32004500，故有效容积 V 有效=32.8m3。磨机给矿-200 目含量 1=70%,根据流程考察资料，一段分级溢流细度-200 目占 85%。采用容积法进行计算: Qd=Vdq0/( 2- 1)=32.80.7/(0.85-0.7)=153.07t/h台数 n=129.37/153.07=0.856单台负荷率 =85%4.2.4 二段分级1. 现采用波瓦罗夫法进行计算：初步确定选用 FX-508 分级旋流器，D=50.8cm、锥角 =20 的水
14、力旋流器，溢流口直径21.6cm，沉砂口直径 8.3cm，给矿口当量直径 df=10.38 cm。2. 处理量计算：其中：K =1（选矿厂设计，P86,6.5-10）;KD=0.8+1.2/(1+0.1D)=0.997;df=10.38cm;do=21.6cm;含-200 目 85%，由选矿厂设计第 87 页表 6.5-7 得 d95=117m,由表 6.5-6 得 po=0.06MPaq v=310.99710.3821.6 =164.26m3/h4. 旋流器台数：n=219.12164.26=1.33（2 台）根据计算结果选用两台 FX-711 分级旋流器，另外备用两台。沉砂口直径 8.3
15、cm,截面积 54.11cm2,沉砂口单位截面积固体负荷为129.37254.11=1.20t/(hcm2)，在 0.5-2.5 t/(hcm2)范围内。5. 计算实际给矿压力：6. 旋流器溢流上限粒度：此上限粒度可满足-74um 大于 60%的要求。因次最终选用 FX-508 分级旋流器 2 台，其中 1 台备用。一、砂泵出口管径（临界管径）的计算以一段旋流器配用泵池计算砂泵出口管径的计算按下式计算(34)LvLVqD785.0式中 输送的矿浆量，m 3/s； vqDL 临界管径， m； 矿浆临界流速，m/s； V331.98m 3/h0.09m 3/s、查选矿厂设计表 5-47，取 1.4
16、s；vq LV将上述数据代入公式得：7DL=（q v/0.785VL)=（0.09/0.785*1.4)=0.286=286mm二、砂泵扬送矿浆需要的总扬程计算(35)hLiHWPj )(式中 砂泵扬送矿浆折合为清水后所需的总扬程，m ；jHH 需要的几何高差，m；h 剩余压头，一般为 2m 左右；矿浆的密度，t/m 3；P水的密度，t/m 3； 1.0 t/m 3；WWL 包括直径、弯管、闸门、三通等阻力失折合为直管的总长度，m； 管道清水水阻力损失，按下式计算i2vAqiA 比阻系数，查选矿厂设计表 5-50，得 A1.02意义同上vq查选矿厂设计表 5-49，得 p=1.59t/m3；L
17、=11+5.5+12+12.5+1.8=42.8 m；A=33.15；q v=0.09 3m/s；i=A 2vq=33.150.092=0.26；H=9.80m（参考主厂房断面图） ； W=1.0 t/ 3；h=2m将上述数据代入公式得：则 pj wHLih=（9.80+42.8 0.26） +2=35.84 m0.159三、砂泵扬送矿浆的总扬程折算成清水扬程PKwhmWH式中 砂泵由扬送矿浆折算清水扬程，m；KH由砂泵性能曲线或性能表查得的清水扬程，m ， 30m ； w WH8矿浆浓度（质量计） ，% ，C w=51.49%；WC矿浆浓度影响的扬程降低率，按下式计算 ， =0.87 hK
18、WhCK25.01hK叶轮磨损后扬程折减系数，一般取 0.80.95， =0.9；m m其他符号同前将上述数据代入公得：HK=HWKhKm p/ w=30*0.87*0.9*1.59/1.0=37.35m ，所选择砂泵合理。KHj m319.05178.025. LvLVqD四、砂泵所需功率计算1)泵的轴功率的计算(37)102SPvHq式中 泵的轴功率，kW；0P泵的效率； 1意义公式（37） ；SH意义公式（37） ；P矿浆输送的矿浆量 L/S； vq叶轮磨损后扬程折减系数，一般取 0.80.95；WK、 意义公式（37） 。P查选矿设计手册图 8.9-4，得 58%、 、1L/S170/
19、sm.03vq8.0WK将上述数据代入公式得：Po=qv pHS/102 1=90*1.59*30/102/0.58=72.57kW2）电动机功率9(38)20pKP式中 P 所需电动机功率，kW；泵的轴功率，kW；0传动效率，皮带传动 ，直接传动 ；295.020.12K 安全系数，当 40 kW 时，K1.20；当 40 kW 时，K 1.10。0PPP0=72.57kw、 、K1.10.12将上述数据代入公式得：P=KPo/ 2=1.10*72.57/1.0=79.82kW查选矿设计手册表 16.13-88,选 1 台 250PN（1）型砂泵，另外，备用 1 台，配用电动机型号 JSQ157-10，电动机功率 79.82 kW，转速 590r/min
