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类型黄沙坪铅锌选矿厂165万吨年选矿厂设计设计 采矿工程专业毕业设计 毕业论文.doc

  • 上传人:hskm5268
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  • 上传时间:2019-05-10
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    黄沙坪铅锌选矿厂165万吨年选矿厂设计设计 采矿工程专业毕业设计 毕业论文.doc
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    1、内蒙古科技大学毕业设计说明书- 1 -目录摘要 . 3Abstract . 4第 1 章 绪论 . 51.1 矿山概况 51.2 选厂厂址基本特点 61.3 矿床和原矿性质 71.4 采矿基本情况 101.5 产品方案和销售 10第 2 章 设计流程选择与论证 . 112.1 破碎流程的论证及选择 112.2 磨矿流程的论证及选择 122.3 选别流程的论证及选择 122.4 脱水流程的论证及选择 152.5 选厂工作制度及车间生产能力 . 17第 3 章 破碎流程计算与设备选择 183.1 破碎流程计算 183.1.1 原始指标 . 183.1.2 计算 . 183.2 破碎设备的选择 20

    2、3.2.1 粗碎设备的选择和计算 . 203.2.2 中碎设备的选择和计算 . 213.2.3 细碎设备的选择和计算 . 213.3 筛分设备的选择和计算 223.3.1 第一段破碎的预先筛分 223.3.2 第二段破碎的预先筛分 . 223.3.3 第三段破碎的预先及检查筛分 . 233.3.4 筛分设备选择结果 . 243.4 破碎设备方案比较 243.4.1 破碎设备选择结果 . 25第 4 章 磨矿流程计算与设备选择 . 264.1 磨矿流程的计算 264.1.1 原始指标 . 264.1.2 流程计算 . 264.2 磨矿设备的选择和计算 264.3 分级设备的选择与计算 29第 5

    3、 章 选别流程计算 . 30内蒙古科技大学毕业设计说明书- 2 -5.1 选别流程的计算 30第 6 章 矿浆流程计算 . 416.1 磨矿矿浆流程计算 416.2 选别矿浆流程计算 . 426.3 脱水矿浆流程计算 . 48第 7 章 选别及脱水设备的选择与计算 . 507.1 选别设备的选择与计算 . 507.1.1 计算进入各作业的矿浆体积 . 507.1.2. 浮选机的选择与计算 517.2 脱水设备的选择与计算 527.3 过滤机的选择与计算 52第 8 章 辅助设备、设施的选择与计算 . 548.1 胶带运输机的选择与计算 548.2 矿仓的选择与计算 . 558.2.1. 原矿仓

    4、的选择与计算 558.2.2.粉矿仓的确定 558.2.3.精矿仓的计算 568.3 搅拌槽的选择与计算 . 568.4 给矿机的选择 . 578.5 设备检修用起重机的选择 . 57第 9 章 厂房配置 . 599.1 破碎车间设备配置 599.2 磨浮车间设备配置 609.3 脱水车间设备配置 60第 10 章 结语 . 61参考文献 . 61附录 相关文献原文及译文 . 62内蒙古科技大学毕业设计说明书- 3 -摘要根据任务书要求,本次设计任务为日处理量为 165t/a 的黄沙坪铅锌选矿厂,产品为铅精矿、锌精矿。设计首先进行了选址工作黄沙坪铅锌矿厂,详细介绍了黄沙坪选矿厂的基本情况和矿石

    5、的性质,确定了车间工作制度,进行了流程选择计与论证。最终确定采用三段一闭路破碎流程,磨矿采用一段闭路流程,选别采用部分等可浮浮选流程,精矿采用二段脱水流程。接着对破碎、筛分、磨矿、分级、选别、浓缩和过滤等作业进行流程计算和设备选择与计算,并对其设备选择进行方案比较。根据选矿厂的地形条件,厂房总体布置采用阶梯式配置,粗碎和中细碎厂房分厂房配置,检查筛分厂房独立配置,磨矿与浮选车间共厂房配置,浓缩与过滤车间分开配置,浓缩采用露天配置。本设计绘制了破碎、筛分、磨浮、脱水车间平断面图;设备联系图;数质量矿浆流程图共 9 张。皆由计算机 AutoCAD 绘制的。关键词:选矿厂设计,铅锌矿,部分等可浮流程

    6、 内蒙古科技大学毕业设计说明书- 4 -AbstractAccording to the task requirements, the design tasks for the daily processing capacity of 165t/a in Huangshaping Lead-Zinc concentrator, products for lead ore, zinc ore.Design of the first location to work - the Huangshaping Lead Zinc Mine.Details of the Huangshaping ore

    7、dressing plant and the basic situation of the ore properties, determine the workshop system, the process plan and demonstration.So, the process of crushing is three sections with one closed circuit;the grinding take the one section closed process.Ore dressing takes process of partly selective flotat

    8、ion in the lead-zinc separation.Dewatering takes two sections circuit with concentrate and filter.The crushing,screening,grinding,classification,oredressing,concentration and filter are calculated.Comparing to several different programs,the minneral processing equipments are confirmed lastly.Accordi

    9、ng to the topography of Huang Sha Ping,workshops are arranged step by step.Rough crushing is arranged in a unique workshop separated form the mid and fine crushing.Checking screening workshop is unique too.Grinding and separation are arranged in the same workshop.Concentration and filter are separat

    10、ed in different workshop and the concentration workshop is arranged in out the door. There are nine design drawings contained in my work include the tabulate and sectional drawings of crushing,grinding,dewatering;the connection of equipment etc.There are drawed by computer with AutoCAD. Keywords: mi

    11、neral processing plant design; lead and zinc ores;partly selective flotation内蒙古科技大学毕业设计说明书- 5 -第 1 章 绪论按设计任务书要求,本人所设计的选矿厂生产能力为 165t/a,选矿厂厂址建立在黄沙坪铅锌矿选矿厂原地点,选别流程采用等可浮浮选流程,产品为铅精矿、锌精矿。1.1 矿山概况 黄沙坪铅锌矿位于湖南省桂阳县西南九公里处,行政区划,辖属桂阳县黄沙坪镇。地理坐标东经 1124042,北纬 253931。矿区东北至桂阳县城 9 公里,至郴州市 45 公里,矿区以西至嘉禾县城 37 公里,至兰山县78 公

    12、里,至香花岭锡矿 40 公里。与郴嘉、郴兰、郴香公路相通。到郴州市后有京广铁路相连,往北 290 公里至株州冶炼厂,交通比较方便。矿区地势平坦、开阔,属丘陵地带。山脉走向近于北东,地形属于构造剥蚀地带,山列之间形成大沟谷,山峰高度大都在海拔 300 米左右。矿区主峰宝岭,海拔标高 505.83米。山坡一般平缓,地势南高于北。水系沿山谷而入溪间,向北东汇入菱河(春水),注入湘江。矿区气候近南温地带,春夏多雨,秋冬干燥。据桂阳县气象站建国以来所掌握的气象资料知:历年日照平均 1757.9 小时,最高 2263.7 小时,最低 1459.7 小时;历年太阳辐射度平均 114.9 千卡/cm,最多 1

    13、32.3 千卡/cm,最少 104.9 千卡/cm。历年平均气温 17.3C,最高平均 18.1C,最低年平均 16.8C;历年日平均温度340C10 天,最多日平均温度30C29 天。每年七、八月份最热,一般在 37C-38C 之间,最高气温 41C,一、二月份最冷,一般在 5C-6C,历史上最冷为-9C,每年在 0C 以下约 20 天。历年雨水总蒸发量平均 2013mm,蒸发式,水田为 1277.64mm,植被为943.67mm。历年总云量 75%,最高总云量 80%,最低总云量 69%。历年平均湿度 1.68%,历年平均相对湿度 79%,最高相对湿度 83%,最小相对湿度 9%,历年平均

    14、绝对湿度 17.5 毫巴,最大绝对湿度 34.3 毫巴(1967 年),最小绝对湿度 1.6 毫巴(1963 年)。历年平均雨日 180 天,最多雨日 224 天,最少雨日 142 天;连续最多降雨日 20 天,连续无雨日 33 天。历年平均暴雨日 3 天,最多暴雨日 7 天。历年平均雨季天数 80 天/年。历年平均降雨量 1437.3mm,最多年份降雨量 1992.7mm,最少年份降雨量 1075.7mm,一日最大降雨量 179.7mm。历年平均降雪量 6.1 天,最多降雪 16 天;历年平均积雪 5.9 天,最多积雪17 天,最大积雪深度 22cm。历年平均冰冻天数 9 天,最长冰冻天数

    15、32 天,连内蒙古科技大学毕业设计说明书- 6 -续冰冻天数 14 天。冰雹次数平均 4 年出现一次,每年霜日 14 天左右,阴雾天45 天左右。矿区以南风、北风为最多。最多风向北东 24%,风速一般在 0.7-2.9 米/秒,历年平均风速 2.7 米/秒。最大年份 2.9 米/秒,最小年份 2.4 米/秒。历年平均大风(6 级以上 7 米/秒)日数 7.6 天,8 级以上大风,历年平均为 6 天左右,最多大风日数 16 天,最大风数(10 分钟平均值)20 米/秒。矿区至今未发现自然地震源。矿区水文,地表水不发育,仅有东、西两条溪流,西溪距工业矿体 450 米以上,东西距南部铁矿较近。195

    16、7 年测定最大流量达 4455 公升/秒。1.2 选厂厂址基本特点(1)厂址选择黄沙坪铅锌矿属有色金属矿山,选厂员原矿运输量大,精矿运输量小,故因地制宜,就矿建厂,厂址选择在周台下村后面山坡上,有如下优点:1)选厂不在矿体上,塌落界限和爆破危险区内2)工程地质较好3)场址大,总面积布置条件好4)距尾砂池近,生产前期的尾砂可以自流5)充分利用山地、荒地,占田少,不妨碍农田水利建设6)供水管路较短7)厂址位于生活区下风向,离生活区近,即有利于生产又方便生活8)有公路同郴嘉公路相通,交通条件好,选矿厂距出矿窿口 2.6 公里,厂址最高点为海拔 335 米,最低点为 300 米,选场安全条件非常好。(

    17、2)供电和供水电源来自鲤鱼江火力发电厂,以 3.5 万伏线路送至黄沙坪变电站,该站安有 5600KW 变电器一台,直接向选厂送电,另外,矿内有 2 台 1560KW 柴油机发电机,准备筹建火力发电厂,作补充或备用电源。水源取自选厂以东 3.3 公里的官溪河,采用 300 毫米管道两段扬送至选厂;由于选矿厂每日处理矿石 5000 吨/日,耗水量特别大,又从距选厂 20.18公里的春菱江引水,用 800mm 管道,经三段加压送往选矿厂。由于矿区地表水不发育,现有水源不能满足生产要求,利用了回水,主要是浓密机溢流水和尾矿库澄清水,用固定水泵站加压返回,这样既保护了环境,又节约了工业用水。(3)尾矿输

    18、送与处理内蒙古科技大学毕业设计说明书- 7 -尾矿池位于东北向的山谷,三面环山,自然条件好,占地少(共约 17 亩)基本坝工程最小,尾矿容积大,累积容积为 2814600 米 3,有效容积为 2000000米 3,生产前期尾砂直接用 200 毫米管道架空自流输出,管道起端坡度在 5%以上,后经架空道(坡度不大),并加适量高压水冲流后输入尾砂地,管路全长941 米,粒度过小的尾砂经矿泵扬送入尾砂池,输送管道长 900-1200 米;后期尾矿需砂泵扬送,扬程 47 米,电机配备 55 千瓦,尾矿水所需澄清距离为 108米,实际达到 128 米澄清水从溢流井通过溢流洪道流出,通过砂泵返回利用。(4)

    19、原矿和精矿产品运输原矿经主平窿(标高 346 米)运至选厂,盲坚井至选厂粗矿仓运距为 3.15公里,矿石运输用 2K-10 型架线式电机车与 1.2 米 3固定式矿车一次牵引 20 辆,线路坡度 9%0 ,轨距 600 毫米,电机车三台,其中备用一台。精矿用汽车运往郴州,再经火车运往株洲冶炼厂(部分用汽车运往水口山冶炼厂)和化工厂。(5)其它情况矿区总面积 4.5 平方公里,平面布置,有采掘,选矿工业场地,炸药库,机械汽车修理场地及工人村等,采矿工业场地设在宝岭、观音打座山脉,炸药设在距平窿 1350 米的高地冲山谷中(工人五村),机械、汽车修理场地分布设在周台下村前面的公路两旁,工人村分一、

    20、二、三、四、五村,分别距生产地为 1 公里左右。1.3 矿床和原矿性质1.矿床类型及性质黄沙坪铅锌矿属终身条件下的高温热液矿床。矿床工业类型属碳酸盐岩石中的裂隙,充填和交代矿床。矿体多产在火成岩和石灰岩、接触带附近或破碎带中,在火成岩、灰岩和砂页岩中均有存在,但主要富集在灰岩中,矿石结构以致密块状为主,其次为浸染状、角砾状、细脉状和条带状等,有 95%以上矿石为原生矿。全矿区结构裂隙发育,主矿体一般为不断层所控,围岩蚀变现象繁多,其中与选矿关系最大的是高岭土化和碳酸盐化两种,由于酸性矿化水,特别是硫酸水作用,使用岩泥化现象迅速成长。因此,在矿区的裂隙发育地区形成一部分对浮选不利的原生矿泥。其次

    21、在破碎的角砾岩地带,碳质富集现象较严重,且这一带是主要矿体富集地区,开采过程中,原矿难免不混入碳质岩石,这些对选矿操作带来了困难。矿石贮量:B+C1 贮量 428 万吨,C2 贮量 430 万吨。2.原矿基本性质内蒙古科技大学毕业设计说明书- 8 -1) 矿物组成及有价成分矿石中的金属组成,按其含量依次为:黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、纤维锌矿、黄铜矿、白铁矿、斜方砷铁矿、毒砂、磁黄铁矿、白铅矿、铅矾、孔雀石、锡石和黝锡矿等。此外,尚伴有少量的辉铋、辉钼、贿银、镉、金及稀有元素镓、铟、锗、铊、硒、碲等,其中有回收价值的主要有用矿则为方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿和锡石等。脉石依次为石英、方解石、

    22、萤石、绢云母和绿泥石等,其中主要为石英、方解石。脉石矿与金属矿物总量各占 50%。2) 主要有用矿物的嵌布特性与共生关系方铅矿:多呈不规则粒状集合体,充填在黄铁矿、闪锌矿的裂隙或间隙中,同时交代溶蚀黄铁矿和铁闪锌矿,粒径 0.043 毫米以上者占 91%。铁闪锌矿:多呈不规则粒状集合体,嵌布于黄铁矿的裂隙或间隙中,常常溶蚀交代黄铁矿大部分铁闪锌矿中嵌有乳浊状黄铜矿和磁黄铁矿,粒径 0.043毫米以上者占 86.3%,镜下挑选纯度 95 左右的铁闪锌矿,其中锌 46.01%、铁14.37%、锡 0.025%。其次,除铁闪锌矿外,尚有少量普通闪锌矿和极少量的纤维锌矿。黄铜矿:一般呈不规则粒状嵌布于

    23、黄铁矿间隙中,溶蚀和交代黄铁矿,并有部分黄铜矿呈乳状嵌布于铁闪锌矿中,粒径在 0.043 毫米以上者占 54.5%。黄铁矿:一般呈粒状集合体,其粒径在 0.043 毫米以上者占 80.7%,黄铁矿生成较早,其颗粒或间隙之间,常为较晚的铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿所充填和溶蚀交代,因而形成有用矿物紧密共生,构成致密状矿石。锡石:多呈半自形晶体,部分呈他形晶状产生,其粒度一般在 0.02-0.03毫米之间,部分较大的再 0.09-0.12 毫米之间,小的也有 0.002 毫米左右,他形精装的颗粒一般都较小;在 0.01-0.02 毫米之间,显微镜的所见锡石多为板状,其长度一般在 0.15-0.02 毫

    24、米之间,个别长的为 0.3-0.4 毫米之间,短的也有 0.03 毫米左右,嵌布情况与黄铁矿、铁闪锌矿较密切,并有部分小于0.01 毫米锡石分散在石类晶体中。斜方铅矿:呈他形半自形晶粒产出,常嵌布于黄铁矿间隙或脉石中,被铁闪锌矿、方铅矿交代溶蚀形成残余状或骸晶状结构,粒度一般在 0.05-0.08 毫米之间,个别大者达 3 毫米以上。毒砂:量少,一般呈自形晶粒状,被晚期铁闪锌矿交代溶蚀成交代残余结构和骸晶结构,粒度一般在 0.05-0.08 毫米之间。萤石:多呈细脉(脉宽一般为 0.01-0.03 毫米)状充填在石英的间隙和其他矿物间隙中与金属矿物的关系密切。内蒙古科技大学毕业设计说明书- 9

    25、 -关于砷氟(硫精矿的有害杂质)矿物主要是斜方砷铁矿(FeAs 2)毒砂 ( FeAs3)和萤石。根据上述的矿物组成和主要有用矿物的嵌布特性,矿 石书中细粒不均匀嵌布的多金属硫化矿,有用矿物之间共生密切,尤以铜 的嵌布粒度较细,并有一部分呈乳浊状微粒与锌密切共生。 3.原矿化学分析和物相分析原矿化学分析见表 1-1,原矿五项分析见表 1-2:表 1-1 原矿化学分析表 1-2 原矿物相分析4.原矿基本物理性质矿石真密度 3.45,假密度 2.16,硬度 f=4-6,围岩 f=4-12,含水 3%,含泥量小,堆积角 =38,陷落角 =48,最大块度为 600mm。元素成份 Cu Rb Zn S

    26、Fe Mn SiO2 CaO MgO含量(%) 0.21 3.89 6.50 16.73 15.97 2.30 23.09 4.49 (Mg)1.40元素成份 Al2O3 F As Sb Sn Bi Mo Ag(g/T) Ti含量(%) 4.65 0.54 0.96 0.025 0.13 0.025 0.005 99 0.096铅 锌 铜分析元 素氧化铅 铅钒白铅钒硫化铅 共计 氧化 铅 硫化 铅 共计 原生硫化 次生硫化 共计品位%0.59 / / 3.50 4.09 0.45 6.14 6.59 0.16 0.04 0.20占有率%14.42 / /85.58(95.86)100 6.22

    27、 93.78 100 80 20 100内蒙古科技大学毕业设计说明书- 10 -1.4 采矿基本情况推荐的采矿方法:空场法和崩落法占 12.3%,主要应用在倾角小于 30矿体的回采及顶底柱回采;浅孔留矿法占 5.4%,主要应用于急倾斜和矿体产状稳定的矿体的矿体回采上;其他主要用于干式充填法采矿,因为黄沙坪矿石品位高,矿体形状复杂的三、四类型的矿床,矿石围岩中等稳固到不太稳固的条件下,采用干式充填法是比较适宜的,其优点如下:矿石回采率高,平均在 95%以上;适用于薄厚不匀,分支复合,中间夹废石的矿体,除损失率较低外,贫化率也较低;木材消耗量小;采空区已充填,可以防止以后岩石移动,避免资源损失;安

    28、全通风条件好;可在几个中段同时作业,适用条件较宽。当然,该法也有缺点,比如工艺复杂,循环时间长,生产能力低;充填工作复杂;成本比较高,每采一吨矿石约 8-9 元。随着矿石的开采,原矿品位也在变化,变化趋势见表 1-3。表 1-3 近几年原矿品位上表可知,随着矿层下采,Pb 的品位不断降低,而 Zn、S 品味不断升高,这对选矿工艺来说是非常有利的。1.5 产品方案和销售产品方案:产品方案为铅精矿、锌精矿、硫精矿,银主要富集到铅精矿中,送冶炼厂回收。其中,铅精矿达到一级品;锌精矿为七级品;硫精矿为二级二类。销售方案:铅精矿主要送至株洲冶炼厂,少量送往水口山,河南济源等冶炼厂。锌精矿售给株洲冶炼厂。

    29、硫精矿销往郴州化工厂、株洲化工厂、武汉化工厂。时间 Pb Zn Cu1996.1-1996.12 4.4 6.16 16.451997.1-1998.12 3.97 6.21 17.941999.1-2000.6 3.78 6.98 18.982000.9-2003.1 3.63 7.29 19.50内蒙古科技大学毕业设计说明书- 11 -第 2 章 设计流程选择与论证2.1 破碎流程的论证及选择破碎作业的主要任务是为磨矿作业准备经济合理的给矿粒度。制定破碎流程的主要依据是原矿的最大块度与最终产品粒度,原矿和各段破碎产物的粒度特性,原矿的物理性质,含泥量等。原矿最大块度:根据黄沙坪铅锌矿的实际

    30、情况和所采用的采矿方法,本设计原矿最大块度为 600mm。最终产品粒度:由于磨矿作业的电耗占选矿厂总电耗的 5060%,而破碎作业仅占 1015%,因此尽可能减小破碎最终产物粒度,经综合研究考察表明,球磨机最适宜的给矿粒度范围为 1020mm,由于该矿含水较少,所以给矿粒度尽量小点,根据本选厂的设计规模,并参照其他矿山的实际情况,拟订以180mm 为最终破碎产品粒度。总破碎比:S=Dmax/d=600/15=40由前面计算出的总破碎比 S=40,取平均破碎比(如果假定用三段破碎)Sa=40/3=3.42,根据现场生产实际及参考类似选厂,为了达到所要求的最终破碎产品粒度,采用三段一闭路破碎流程较

    31、为合适。本设计采用的三段一闭路破碎筛分流程如图 2-1 所示。内蒙古科技大学毕业设计说明书- 12 -2.2 磨矿流程的论证及选择 磨矿是实现有用矿物单体解离和提供适宜入选粒度的重要手段,是选矿厂关键性作业,它直接影响选别效果,同时涉及基建投资及生产电耗。磨矿流程包括磨矿与分级。分级作业又分为预先分级,检查分级与控制分级。所以磨矿流程便是磨矿作业与分级作业的组合。(1) 预先筛分的必要性 根据黄沙坪现场的原矿与粗碎产物粒度分析表可以看出原矿中细粒级含量较多,因此,在粗碎前应设置预先筛分,可用固定筛。粗碎产物中-12mm 的产物的产率较高,表明其细粒级含量较多,因此,应考虑在中碎前设预先筛分,且

    32、用双层筛作预先筛分,把符合最终破碎产物粒度的矿石筛出来,这样可以减少进入破碎机的矿量,提高破碎机的处理量,也可避免矿石的过粉碎。(2) 采用检查分级检查分级的目的是为了保证溢流粒度合格,同时及时将粗粒返回磨矿机,形成合适的循环量,从而提高磨矿效率,减少矿石过粉碎现象。在本设计中采用检查分级来保证合格粒度产品。不采用控制分级控制分级是为了获得更细的溢流细度或是配合在一段磨矿中实现阶段选别。一段磨矿细度要求达到 70%-0.074mm 时才考虑采用。本设计要求的溢流细度不大,也没有阶段选别的要求,故不设。采用一段磨矿磨矿段数主要由磨矿细度与给矿粒度,矿石性质决定,还跟有用矿物的嵌布特性,泥化程度,

    33、磨矿的必要性以及选厂规模有关。本次设计磨矿的给矿粒度为 15mm(-0.074mm 含量为 10%),矿石属中硬矿石,易解离,易泥化,无阶段选别。考虑以上情况,采用一段磨矿比较,合理。磨矿流程采用磨矿与检查分级构成的一段闭路磨矿流程见图 2-2。2.3 选别流程的论证及选择选别流程设计,是整个选矿厂设计的关键部分,设计的成功与否,关系到能否选出合格的精矿产品,能否给企业带来最大的经济效益。黄沙坪铅锌选矿厂于 1966 年下半年内蒙古科技大学毕业设计说明书- 13 -进行试生产,1967 年正式投入生产,三十多年来选矿工艺流程进行六次变革,即 1966 年下半年使用过短时间的两段磨全浮选,196

    34、7 年到 1968 年为部分混合浮选,1969 年到 1971 年一季度为一段磨矿全浮选,1971 年二季度到 1998 年采用一段磨矿等可浮,1999 年元月到 2000 年 6 月为一段磨矿部分优先浮选,2000 年 7 月至今为全优先浮选。各种选矿工艺流程特点对比如下: (1) 两段磨矿全浮选(1966.101966.12)优点:1) 铅锌硫三种有用矿物不受抑制剂影响,有充分上浮机会;2) 浮选机使用容积比等可浮少。缺点:1) 抑制剂用量较多,其用量随全浮选阶段的药剂,尤其是硫酸铜用量多而随之增高;2) 铅锌分离过程极难稳定,极易造成铅锌精矿质量低,同时减低铅的作业效果。(2) 一段磨矿

    35、铅锌混浮(19671968.12)优点:1) 铅回收率高,生产指标铅回收率 89.40%,锌回收率 91.57;2) 使用浮选机容积比等可浮少;3) 选矿药剂费用比一段磨矿全浮低。缺点:1) 铅锌浮选过程中的精矿质量控制要求较严,它可左右分离过程中的铅锌精矿质量;2) 硫不容易上浮,主要是在铅锌混浮选中受石灰的抑制,选硫是极难活化,造成硫回收率仅 19.78%;3) 铅锌分离的抑制剂用量高于等可浮。(3) 一段磨矿全浮选一段磨矿全浮其优缺点与两段磨矿全浮选相同,仅浮选流程较为简单,无需再磨,而指标却优于两段磨矿全浮,不过它的选矿油药消耗,尤其是黄药、氰化物消耗较高。(4) 等可浮流程优点:1)

    36、 保持了全浮选流程优点,有用矿物上浮不受抑制剂影响,有充分上浮机会,克服了全优浮因混选中 CuSO4的添加而使铅分离困难等缺点。2) 铅锌分离抑制剂用量可大幅度下降,硫氮使用成功,取消氰化物,SN-9内蒙古科技大学毕业设计说明书- 14 -对铅捕收性好;3) 硫回收率最高,达到 50%;4) 选矿药剂成本低于前三个流程,平均仅 3.82 元/t;5) 流程稳定,操作简单。缺点;1) 设备装机容量大,浮选机机容积高于前三种流程,达 161.7m3 (两段磨矿浮选的浮选机容积 113.4m3,部分混合浮选机容积 134m3,一段磨矿全浮浮选机容积 134m3);2) 浮选时间长,铅损失于铅混选尾矿

    37、和铅分离尾矿两处,操作较难控制;3) 硫精矿质量差,品位只有 32%;4) 锌精矿质量较差,品位只有 44%左右。(5) 部分优先浮选流程(1999.12000.6)优点:1) 保留了原等可浮的优点; 2) 硫精矿品位达 40%,锌精矿品位达 45%;3) 减少装机容量 180 千瓦。缺点:1) 丢掉了 22%左右的硫回收率。(6) 全优浮选流程随着井下开采的向下延伸,储藏于深部矿体矿石性质发生了很大变化,严重影响了选矿工艺技术经济指标,生产上一度走向低谷,在严重的情况下选矿厂于 2000 年 3 月对深部矿体主要采场矿物进行了可选性研究,黄沙坪深部矿体内约占 50%以上的采场为带弱酸性矿物,

    38、这部分矿物可浮性差,上浮速度慢,粗选作业回收率低,然而,等可浮流程又限制了铅区回收率,它是在自然 pH 值条件下无调整剂的浮选工艺,在生产实践中铅等可浮区 pH 值有时仅为 56,铅达不到适宜的浮选条件而造成技术经济指标严重滑坡的现象,在这种情况下要随着矿石性质的变化而变化,并提出了随着矿石性质的变化如何稳定提高选矿技术指标降低选矿成本的全优专项研究课题。1)经过科学、充分的全优小型浮选试验后,得出以下结果:a:解决了因受矿石性质的自身限制及工艺流程的客观影响,可以在浮选作业之前添加介质 pH 调整剂及抑制剂,有效的实现了铅锌、锌硫的分离。b:用全优浮选工艺流程适合于黄沙坪矿石性质的变化带来的

    39、影响,铅区采用乙硫氮和乙丁黄药作为组合捕收剂,实现了对较难选矿物的有效捕收,获得了高质量的产品,特别是锌精矿的品位可稳定在 45%以上。内蒙古科技大学毕业设计说明书- 15 -c:适应现有磨矿细度,简化了工艺流程,降低了能耗、药耗等成本,操作简便,中矿循环量少,少跑槽,对矿物适应性强。d:寻找出了理想的浮选条件,pH 值在 1011 范围内为最佳状态。e:减少了石灰用量,减低了 PH 值,总尾矿水可直接外排具有良好的社会及环保效益。f:提高了产品质量及回收率,包括银回收率,总体经济效益显著。2) 工业试验评述a:铅精矿品位的提高由于石灰和硫酸锌等抑制剂都被提前加在球磨机内,铁闪锌矿和黄铁矿都与

    40、抑制剂和调整剂充分接触,且作用时间长,相对等可浮流程抑制更加稳定,故铅精矿中的闪锌矿和黄铁矿含量下降,主品位得到稳定提高。b:铅回收率的提高首先在铅区采用乙硫氮和丁黄药作组合捕收剂剂,选择性好,选择能力强,其次等可浮流程中,铅等可浮混选和铅锌分离两个作业都会损失铅,相当于两个缺口跑铅,操作控制较难,而全优浮选只有铅优先扫选一个缺口损失铅,易控制,所以铅回收率较等可浮流程时有明显提高。c:锌精矿品位提高一方面是使磨矿细度-74um 由 6570%提高到 7075%,铁闪锌矿单体解离更加充分。另一方面抑制黄铁矿的石灰乳由锌粗选前添加改为在球磨机内添加。使石灰乳与黄铁矿及其他杂质的作用时间延长了一倍

    41、以上,抑制剂效果更加理想,所以锌质量稳定突破 45%以上。 d:锌回收率的提高由于石灰提前加载球磨机内,且属于一次性添加,用量减少一半,使得锌优先区的 pH 值由原来的 12 以上控制到 10 左右,为轻拉轻压创造了条件,在保证黄铁矿不被活化的前提下,铁闪锌矿都充分上浮,锌尾损失率由原来的 6.32%减为 5.39%。缺点:使硫回收困难。经过以上对比分析,在本设计中采用等可浮浮选流程见图 2-3。2.4 脱水流程的论证及选择一般地,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满足要求,根据黄沙坪的矿石性质,用户对产品的要求以及国家对产品含水的有关规定,本设计确定各精矿

    42、产品含水量为:铅精矿 10%,锌精矿 9.8%。因此,脱水流程可选择两段脱水流程见图 2-4。内蒙古科技大学毕业设计说明书- 16 -图 2-3 等可浮浮选流程图 5浓 缩 脱 水 31浮 选精 矿图 24脱 水 流 程 图过 滤 脱 水过 滤 精 矿 水内蒙古科技大学毕业设计说明书- 17 -2.5 选厂工作制度及车间生产能力(1) 车间工作制度参照我国矿山生产实际,选矿厂各车间的工作制度设定如下:1) 破碎车间:设备年运转天数 330 天,3 班/天,6 小时/班;2) 磨浮车间:设备年运转天数 330 天,3 班/天,8 小时/班;3) 脱水车间:设备年运转天数 330 天,3 班/天,

    43、8 小时/班。(2) 车间生产能力根据各车间的工作制度可计算各车间的生产能力,根据设计生产规模165t/a,计算结果如下:破碎车间:年处理量 1650000 吨,日处理量 5000 吨,小时处理量 277.8 吨;磨浮车间:年处理量 1650000 吨,日处理量 5000 吨,小时处理量 208.3 吨。内蒙古科技大学毕业设计说明书- 18 -第 3 章 破碎流程计算与设备选择3.1 破碎流程计算 预 先 筛 分原 矿图 3-1 破 碎 流 程 图 及 编 号进 入 磨 矿进 入 磨 矿进 入 磨 矿进 入 磨 矿8预 检 筛 分 2-1返矿90567+43.1.1 原始指标(1) 按原矿计的

    44、生产能力为 1650000t/a;(2) 破碎车间为间断工作制度,年工作 330 天,每天 3 班,每班 6 小时;(3) 矿石属中等可碎性矿石,矿石密度 =3.45t/m 3,=2.16t/m 3;(4) 原矿最大粒度 Dmax=600mm,最终破碎粒度为 15mm;3.1.2 计算(1) 破碎车间小时处理量 Q=5000/(63)=277.8 (t/h)(2) 破碎比:S=D max/d=600/15=40(3)根据总破碎比,选用三段一闭路破碎流程见图 3-1。(4) 平均破碎比: S a=401/3=3.42,初定 S1=3.2,S 2=3.5则 S3=3.57(5) 计算各段破碎产品的

    45、最大粒度d4=Dmax/s1=600/3.2=187.5(mm)d8=d2/s2=187.5/3.5=53.6(mm)d11=d5/s3=53.6/3.57=15.0(mm)(6) 各段破碎机排矿口宽度初步确定粗碎用旋回破碎机,中碎用标准圆锥破碎机,细碎用短头圆锥破内蒙古科技大学毕业设计说明书- 19 -碎机,排矿口宽度为:e4=d2/Z1max=187.5/1.6=117.2(mm),取 e4=118 (mm) e8=d5/Z2max=53.6/1.9=28.2(mm),取 e8=29 (mm)采用第二种等值筛分工作制度,e 13=0.8d11=0.815=12 (mm)取 e13=12 (

    46、mm)(7) 各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率预先筛分的筛孔尺寸 a 的取值范围 ea d max,闭路筛子的筛孔按等值筛分的筛孔尺寸大小确定。粗筛: e 4a 1d 4 即 118a 1188,取 a1=130 (mm),E 1=50%中筛: e 8a 2d 8 即 29a 154,取 a2=50 (mm),E 2=80%细筛: 采用等值筛分工作制度a3=1.2d11=1.215=18,取 a 3=18mm E3=65%(8) 计算各产物的产率和产量1) 粗碎作业:Q1=5000/(36)=277.8 (t/h); 1=100 (%)Q2=Q1 E1=277.80.320.5=44.4t/h 3

    47、0 2Q 2/Q1100%=44.4/277.8=16%Q3Q 4Q 1-Q2277.8-44.4233.4 t/h 3 4 1 284Q5Q 1277.8 (t/h); r 5r 1100 (%)式中 原矿中小于 130mm 的粒级含量0粗筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度比值130/6000.22,在选矿厂设计图 43 中,查中等可碎性矿石得 0.3232。1302)中碎作业:Q6=Q1 E2=277.80.4650.8=103.3 t/h50 6Q 6/Q1100%=103.3/277.8=37%Q7=Q8=Q5-Q6=174.5 t/h 7 8 5 663 Q9Q 5Q 1277.8t/h 9

    48、 5 1100式中 产物 5 中小于 50mm 粒级含量。其数值等于原矿中小于 50mm0粒级含量与产物 4 中小于 50mm 粒级含量之和,即: = E1+ 4500中筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度比值50/6000.083,从选矿厂设计内蒙古科技大学毕业设计说明书- 20 -图 4-3 查中等可碎性矿石得 19,中筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度501比值50/1180.42,从图 4-5 中查中等可碎性矿石得 0.4444504则 = E1+ 40.190.50.840.440.464646.550503) 细碎作业:Q11=(Q9 Q 13 )E3881即 Q1=(Q1 Q 13 )E3故

    49、Q13= Q1(1- E3)/ E38918=277.8(1-0.53960.65)/0.680.65408.1 t/h 13408.1/277.8146.9Q12Q 13408.1t/h 12 13146.9Q10=Q9+Q13=277.8+408.1=685.9 t/h 10 9 13100146.9246.9Q11=Q1=277.8 t/h, 11 1100式中 产物 13 中小于 18mm 的粒级含量,细筛的筛孔尺寸与细碎机83排矿口宽度比值18/151.5,从选矿厂设计图 4-9 中查中等可碎性矿石得 68 183式中 产物 9 中小于 18mm 的粒级含量,其数值等于原矿中小于18918mm 粒级含量,粗碎机排矿口产物中小于 18mm

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