矿物加工毕业设计说明书文档格式.docx

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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132.3千卡/cm，最少104.9千卡/cm。

历年平均气温17.3ｏC，最高平均18.1ｏC，最低年平均16.8ｏC；

历年日平均温度>

340ｏC10天，最多日平均温度>

30ｏC29天。

每年七、八月份最热，一般在37ｏC-38ｏC之间，最高气温41ｏC，一、二月份最冷，一般在5ｏC-6ｏC，历史上最冷为-9ｏC，每年在0ｏC以下约20天。

历年雨水总蒸发量平均2013mm，蒸发势，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32天，连续冰冻天数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。

1957年测定最大流量达4455公升/秒。

矿区农民以种稻谷为主，薯类、小麦、大豆等杂粮次之。

1.2选厂厂址基本特点

1.2.1厂址选择

黄沙坪铅锌矿属有色金属矿山，选厂原矿运输量大，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，既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，选厂安全条件非常好。

1.2.2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Φ300毫米管道两段扬送至选厂；

由于选矿厂每日处理矿石3200吨/日，耗水量比较大，又从距选厂20.18公里的春菱江引水，用Φ800mm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。

1.2.3尾矿输送与处理

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。

1.2.4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。

1.3选矿设计指标和产品

根据设计任务书、矿石性质及现场生产情况，选矿产品有铅精矿和锌精矿，其选矿产品设计指标如表1.1所示。

表1.1选矿产品设计指标

产品

名称

水份

%

品位%

回收率%

pb

Zn

铅精矿

10

70

2.4

91

1.68

锌精矿

0.7

45

2.66

92

原矿

3

3.5

6.5

100

表1.1中各精矿的主金属品位及其回收率和精矿水份是根据设计要求及黄沙坪铅锌矿的生产实践而定的，达到了设计指标，其它数据是根据现场生产情况和流程查定数质量流程图选取和计算出来的。

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。

1.4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、二、三、四、五村，分别距生产地为1公里左右。

第2章设计流程论述

2.1矿床性质

黄沙坪铅锌矿属中深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章。

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。

2.2原矿基本性质

2.2.1岩矿鉴定

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物为方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿和锡石等。

脉石依次为石英、方解石、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%。

主要有用矿物的嵌布特性与共生关系如下：

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。

关于砷氟矿物主要是斜方砷铁矿、毒砂和萤石。

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。

2.2.2原矿化学分析和物相分析

原矿化学分析见表2.1，1965年湖南冶金研究所试验所得；

原矿物相分析见表2.2。

表2.1原矿化学分析

元素成份

Cu

Rb

Zn

S

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

Al2O3

F

As

Sb

Sn

Bi

Mo

Ag（g/T）

Ti

4.65

0.54

0.96

0.025

0.13

0.005

99

0.096

表2.2原矿物相分析

分析元素

铅

锌

铜

氧化铅

铅钒

白铅钒

硫化铅

共计

原生硫化

次生硫化

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）

6.22

93.78

80

20

2.2.3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ρ=38°

，陷落角ρ=48°

，最大块度为400mm。

随着矿石的开采，原矿品位也在变化，变化趋势见表2.3。

表2.3近几年原矿品位

时间

Pb

1996.1-1996.12

4.4

6.16

16.45

1997.1-1998.12

3.97

6.21

17.94

1999.1-2000.6

3.78

6.98

18.98

2000.9-2003.1

3.63

7.29

19.50

由上表可知，随着矿层下采，Pb的品位不断降低，而Zn、S品位不断升高，这对选矿工艺来说是非常有利。

2.3流程论述

2.3.1破碎流程论述

（1）破碎段数的确定

已知原矿最大粒度为400mm，破碎最终产物粒度为10mm。

则总破碎比S=400/10=40.

假如选用三段破碎，则平均破碎比Sa=S1/3=401/3=3.42

选三段则只要保证每一段的破碎比满足教材P20的表4-3（各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围表）的要求时就可以采用，Sa=3.42可以保证每一段的破碎比满足要求。

因此，选三段符合要求。

（2）检查筛分的必要性

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，如教材P23表4-4（破碎机排矿产物中过大颗粒含量β与最大相对粒度Zmax表）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%。

检查筛分可以控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力，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3%，含泥量小，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2.1所示：

图2.1破碎流程图及编号

2.3.2磨矿流程论述

（1）磨矿段数的确定

磨矿细度是确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0.074mm（相当于<

0.15mm）粒级含量大于70%，宜采用一段磨矿。

根据黄沙坪铅锌矿现场生产实践，确定设计的磨矿细度为72%（67-72%）小于-0.074mm，因此，应采用一段磨矿。

（2）检查分级的必要性

检查分级能保证合格的磨矿细度，同时将粗粒返回磨矿机，形成合适的返砂量（即循环负荷），从而提高磨矿效率，减少矿石的过粉碎。

因此，在磨矿时应采用检查分级。

综上可得，磨矿流程应采用一段闭路流程，如下图2.2所示：

图2.2磨矿流程图

第3章工艺流程和工艺设备

3.1破碎流程和破碎设备的选择与计算

3.1.1破碎流程计算

图3.1破碎流程图及编号

设计已知条件：

选厂规模为3200t/d，原矿最大粒度为400mm，破碎最终产物粒度为10mm。

矿石假密度为2.16t/m3,硬度f=4-6,中等可碎性矿石，破碎车间工作制度为全年工作330天，每天3班，每班6小时。

（1）计算破碎车间小时处理量

Q=3200/（6×

3）=177.8t./h

（2）计算总破碎比

S=400/10=40

（3）计算各段破碎比

拟定采用三段半开路破碎流程

平均破碎比Sa=S1/3=401/3=3.42

取S1=3.2S2=3.2S3=3.9

（4）破碎产物的最大粒度

d4=400/3.2=125

d8=125/3.2=39.1

d12=39.1/3.9=10

（5）各段破碎机排矿口宽度

e4=d4/1.6=125/1.6=78.1mm取79mm

e8=d8/1.9=39.1/3.9=20.6mm取21mm

e12的筛分工作制度采用常规筛分工作制度

e12=d12=10mm

（6）择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率

粗筛：

筛孔尺寸在e4<

a1<

d4选取

即在79<

125之间，取100mm,E1=60%

中筛：

上层筛筛孔尺寸在e8<

d8选取

即在21<

a2<

39.1之间，取35mm,E2=80%

下层筛筛孔尺寸与检查筛分筛孔尺寸相同

细筛：

检查筛子筛孔尺寸和筛分效率按等值筛分工作制度确定。

a3=d12=10mmE3=85%

（7）计算各产物的产率和重量

①粗碎作业

Q1=177.8t/hr1=100%

Q2=Q1β1-100E1=177.8×

0.35×

60%=37.34t/h

r2=Q2/Q1=21%

Q3=Q1-Q2=177.8-37.34=140.46t/hr3=Q3/Q1=79%

Q4=Q3=140.46t/hr4=r3=79%

Q5=Q1=177.8t/hr5=r1=100%

式中β1-100---原矿中小于100mm的粒级含量。

筛孔尺寸与最大粒度之比为100/400=0.25

查教材P21的图4-3（原矿粒度特性曲线）得β1-100=0.35

②中碎作业

Q6=Q1×

β5-10×

E2×

E2=177.8×

0.11×

80%×

80%=12.56t/h

r6=Q6/Q1=12.56/177.8=7.1%

Q7=Q5-Q6=177.8-12.56=165.24t/h

r7=r5-r6=100%-7.1%=92.9%

Q8=Q7=165.24t/h

r8=r7=92.9%

式中β5-10---产品5中小于10mm的粒级含量。

筛孔尺寸与排矿口之比为10/79=0.13

查教材P21的图4-5（标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线）得

β4-10=β5-10=0.11

③细碎作业

Q11=Q7=165.24t/h

r11=r7=92.9%

C=（1-β8-10×

E3）/β12-10E3=（1-0.32×

85%）/0.4×