完美升级版东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂毕业论文.docx

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课程设计说明书

设计题目：

东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂

班级：

矿物111

指导教师：

章晓林

学生姓名：

王鹏完成日期：

2014年12月5号

课程设计任务书

国土资源工程学院矿物加工过程专业11级

学生姓名：

王鹏

课程设计题目：

东川落雪铜矿500吨天选矿厂设计课程设计

课程设计内容：

1.设计条件：

原矿品位：

0.93%原矿最大粒度：

360mm

精矿品位：

21%铜回收率：

80%

2•设计要求：

1设计说明书30—40页，包括下列部分：

（1）结论

（2）车间生产能力及工作制度

（3）工艺流程的选择和计算

（4）主要设备的选择和计算

（5）总结与体会

2、图纸部分

（1）数质量矿浆流程图1张。

（2）设备联系图（又称设备形象图）1张

（3）磨浮车间设备平面配置图1张。

（4）磨浮车间设备断面配置图1张。

（二）要求

（1）图纸尺寸为N01、2号图纸。

（2）图纸必须严格按照制图规定的要求进行绘制。

（3）配置方案必须慎重考虑，先订出草图，经反复比较，最后进行绘制。

（4）图纸的绘制应该先用2H或HB铅笔描出轮廓，经检查无误后，方可用HB或2B铅笔加粗。

（5）绘制图纸时，可参考标准设计的图纸样本。

（6）说明书力求文字简洁、语句通顺，抄写要清楚、工整。

（7）说明书中的文字应用国务院颁发的简化字。

（8）说明书按照统一的格式和纸张，一律用钢笔抄写。

（9）说明书应有目录、页码，最后应列出参考文献，说明书中的插图和附表应统一编号。

（10）说明书要装订成册，与折叠的图纸一并装入纸袋内（文件袋班级统一购买）

（11）图纸和说明书应按规定期限交指导教师、拖交者扣分，不交者以零分计。

第一章绪论

第二章车间生产能力及工作制度

第三章工艺流程的选择与计算

第一节破碎筛分流程的选择

第二节破碎筛分流程的计算

第三节磨浮流程的选择

第四节磨浮流程的计算

第五节矿浆流程的计算

第四章主要设备的选择与计算

第一节破碎设备的选择与计算

第二节筛分设备的选择与计算

第三节磨矿设备的选择与计算

第四节分级设备的选择与计算

第五节浮选设备的选择与计算

第一章绪论

一、云南省东川矿务局落雪矿区地理及交通概况

东川矿务局落雪铜矿位于云南省东北部，地处东经103°，北纬26

14/，主矿区东至小江，西至普渡河，南至雪岭，北至金沙江。

矿区南北

约5公里，东西宽约8公里，海拔3200米。

矿区属寒温带气候，全年平

均气温7C,最高23E，最低-16C,气候多变，冬春风大，秋雨甚多，常年无夏季，地理气候较差，东川落雪1952年进行勘探，1960年因民、

烂泥坪采选厂开始投产，1973年浪田坝选厂开始投产

矿区主要靠公路运输，采场与选厂之间用电机车运输，原矿经竖井提升至选厂粗碎矿仓。

外部运输除有公路外，从塘子到浪田坝地区的小江有

铁路与贵昆线相接。

落雪至昆明为293公里距东川市有90公里，距矿务局

所在地汤丹有53公里。

交通尚属方便。

、原矿性质

1多元素分析

—\元糸

Cu

Fe

SiO

2

Fe2

03

Al2

03

Ca

0

Mg

0

S

P

Ag（克

吨）

含

0.9

——

25.7

2.12

3.61

19.7

12.6

——

——

11.10

量%

8

7

1.物相分析

物相

氧化铜

硫化铜

合计

游离

结合

原生

次生

含量

27.75

15.03

1.73

55.49

100.00

东川落雪矿区出露的地层为元古代昆阳群，属地槽型沉积矿床，厚度

大，变质轻微，褶皱强烈，断裂发育

落雪铜矿床包括两种不同的工业类型，即：

白云岩层状铜矿和扁豆状

铁铜矿床，矿石中含铜品位为0.93%，含铁铜矿石平均含铁20%，本设计原矿为白云岩层状铜矿。

铜矿石中铜矿物以斑铜矿、辉铜矿、孔雀石为主，黄铜矿、铜兰、硅孔雀石次之。

硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿其次是铜兰和黄铜矿。

其构造为浸染状、星点状、散点状为主，网脉状较少，部分沿围岩层及裂隙浸染层呈马尾丝状，嵌布粒度为0.0015~0.1mm之间。

氧化铜矿物为多层薄膜状，嵌布粒度为0.01~0.6mm之间，脉石矿物

以白云石、石英为主，长石、方解石次之。

原矿品位0.8~0.9%左右，平均氧化率18~40%，结合率为7~14%。

真比重St=2.77，假比重△=1.7,普氏硬度3~11，含水2%。

三、

（一）、计算碎矿流程的原始指标

1、碎矿车间年工作制度约330天，每天3班，每班6小时，

2、原矿属中等可碎性矿石；原矿最大块粒度为200~600毫米，碎矿

最终产品粒度为10〜12毫米。

3、原矿及粗、中细碎机产品粒度曲线见《选矿设计参考资料》

（二）、计算磨矿流程的原始指标

1磨矿车间的工作制度为330天，每天3班，每班8小时。

2、一段磨的给矿粒度10〜12mm，其中-0.074mm级别含量见《选矿

厂设计》，排矿粒度为0.2mm（相当于55%-0.074）

3、二段磨的给矿粒度为0..2mm（55%-0.074），排矿0.1mm（相当于

90%-0.074）。

4、第一段磨矿的循环负荷Ci=200%~300%，第二段磨矿的循环负荷

为250%~350%。

（三）、计算浮选流程的原始指标

1、各作业铜精矿的回收率和品位见下表表6

产品号码

3

6

8

10

12

15

品位%

0.8

5.3

9.2

1.1

15.7

21.0

回收率%

100

88.2

85.4

6.0

83.0

80.0

2、建议的浮选时间见下表

作业名称

粗选

扫选

精选1

精选II

精选III

浮选时间（分）

8~15

8~15

8~15

8~15

8~15

3、建议的搅拌时间：

粗选前矿浆搅拌时间为3~5分钟；

四、计算矿浆流程的原始指标

建议各作业和产品的必须保证的液固比（Rn值），不可调节的液固比

（Rn值）

必须保证的Rn值

不可调节的Rn值

磨矿浓度：

矿：

含水量为2~8%

一段70%~75%

分级返砂浓度：

65%~80%

二段65%~70%

浮选泡沫浓度：

分级溢流浓度：

粗选精矿15%~35%

一段40%~60%

扫选精矿10%~20%

二段25%~40%

精选精矿15%~25%

浮选作业浓度：

粗选25%~40%

扫选28%~45%

精选10%~20%

四、

（一）选矿厂设计的重要性

随着矿产资源开发利用的不断深化，矿产资源的特性逐渐向贫、细、

杂的方向发展。

所谓“贫”即原矿的品位日益降低；所谓“细”即原矿的堪布粒度越来越细，需要磨得很细才能进行分选；所谓“杂”即矿床组成复杂，多金属复合矿难选矿越来越多，要求回收的元素也越来越多。

虽然我国是矿产大国，但是贫矿多，富矿少，嵌布粒度细，伴生兀素多，矿床类型复杂。

由于这些原因，对矿产资源的开发难度越来越大。

这就促进了选矿技术的迅速发展，有可能实现经济的处理低品位的矿石。

选矿厂设计是把先进的科学技术应用到选得经济效益都起着决定性的作用，对提高选矿科学技术水平也起着非常重要的作矿生产中，尽可能得回收各种有用元素，降低成本和能耗，减少污染，以实现最大的经济效益的途径。

做好选矿厂设计，对节约投资，建成后迅速达到设计规模和取用。

（二）厂址

厂址选择直接影响基建投资、建设进度、投产后生产和经济效果以及地区环境和农业生产，因此它是设计前期一项政策性很强的工作。

厂址选择必须贯彻我国的各项方针政策，满足工艺要求，体现生产与生活的长期

合理性。

厂址选择应遵循以下原则：

1、选厂厂址应尽量靠近矿山。

2、厂址地形要满足选厂工艺流程的需要。

3、要贯彻节约用地原则。

4、尾矿库容积应与选厂规模及服务年限相适应。

5、选厂厂址要尽量靠近水源，减少输水管线长度和能耗；在确定水源时要特别注意不得与农业争水。

6选厂要有可靠的电源。

第二章车间生产能力及工作制度

车间生产能力及工作制度

破碎车间工作制度为330天，每天3班，每班工作6小时；磨浮车间的工作制度为330天,每天3班,每班8小时；脱水车间的工作制度为330天，每天3班，每班4小时车间生产能力及工作制度见表。

车间

年工作

日工作

班工作

生产能力

设备作业率

名称

日数

班数

时数

吨年

吨日

吨时

（%

破碎

车间

330

3

6

16500

0

500

27.8

67.81

磨浮

车间

330

3

8

16500

0

500

20.8

90.41

第三章工艺筛程的选择与计算

第一节破碎筛分流程的选择和计算

3.1.1破碎筛分流程的选择

因原矿属于中等可碎性矿石，矿石中细粒的含量较高，故采用预先筛分；各种各碎矿机排矿产物中存在有大于排矿口的过大颗粒，如鄂式破碎机中含有25%标准破碎机中含有35%短头破碎机中含有60%故应有设检查筛分。

1、破碎段数取决于选厂原矿最大粒度与最终破碎产品的粒度，取决

于总破碎比。

由于磨矿作业电耗占整个选厂电耗的50%-60%而破碎

作业仅占10%-15%所以尽量减少产品粒度，多碎少磨，以减少能耗。

破碎车间的小时处理量为44.44t=£nP1Bn计算精矿产率：

Y7=100%

Y11=£11B7Bn=0.8%X88.2%5.3%=13.31%

Y16=£16B7B16=0.8%X85.4%9.2%=7.43%

Y20=£20B7B20=0.8%X83.0%15.7%=4.23%

Y23=£23B7B23=0.8%X80.0%21.0%=3.05%

Y13=£13B7B13=0.8%x6.0%1.1%=4.36%

Y14=y7-y23=100%-3.05%=96.95%

Y17=y11-y23=13.31%-3.05%=10.26%

Y22=Y20-Y23=4.23%-3.05%=1.18%

Y21=y16-y23=7.43%-3.05%=4.38%

Y19=y16+y22=7.43%+1.18%=8.61%

Y15=y11+Y21=13.31%+4.38%=17.69%

Y18=y17+y13=10.26%+4.36%=14.62%

Y10=y7+y18=100%+14.62%=114.62%

Y12=y13+y14=4.36%+96.95%=101.31%

2、其余产物品位Bn的计算由公式Bn=B7£n丫n计算：

B12=B7£12y12=0.8%X26%101.31%=0.21%

B17=B7£17y17=0.8%X8.2%10.26%=0.64%

B20=B7£20y20=0.8%X5.4%4.38%=0.99%

B22=B7£22Y22=0.8%X3.0%1.18%=2.03%

B14=B7£14y14=0.8%X20%96.95%=0.17%

B10=B7£10y10=0.8%X114.2%114.62%=0.80%

B15=B7£15y15=0.8%X93.6%17.69%=4.23%

B18=B7£18y18=0.8%X14.2%14.62%=0.78%

B19=B7£19y19=0.8%X88.4%8.61%=8.21%

3、各产品矿量Q的计算由公式Q=Q1yn计算各精矿矿量：

其中

Q=Q4=Q1=20.80t=Q-R1计算已知R值的作业和产物的

W:

式中：

R——各产物与产品之液固比；

Q各作业与产品的矿石干重量t各作业与产品的水量mi=WQ计

式中：

R——各产物与产品之液固比；

Q――各作业与产品的矿石干重量t――各作业与产品的水量m二Q（Rn+

1ST）计算:

式中：

R——各产物与产品之液固比；

Q――各作业与产品的矿石干重量t――各作业与产品的矿浆体积m3――为螺旋转速rmin,易知返砂量满足设计要求。

水力旋流器的选择与计算

设计的给矿量Q=33.33t。

（1）

水力旋流器的选择

根据《矿物加工工程设计》表5-23，选择型号FX-200的水力旋

流器。

（2）水力旋流器生产能力及台数的计算

v—按给矿矿浆体积计的处理量m（；

—溢流管直径cm；P—水力旋流器入口处矿浆的工作压力MPa

0.0440.44

其中k.=0.7990.7991.0,（a是

〜£20

0.0397tan—0.0397tan

22

1212

水力旋流器圆锥角）,kD=0.8120.8120.86

1+0.1D1+0十200

V=3kkDdndc「p=31.00.86485.0,0.15=23.98m3

b计算水力旋流器所需台数

，取4台（备用2台）

浮选设备的选择与计算

作业名称

粗选I

扫选

精选

I

精选U

精选川

浮选时间（min）

10

12

12

10

8

试验的浮选时间比工业生产浮选时间要短些，因此设计中应考虑修正系数

Kt

t=Ktx10

式中，t设计浮选时间，min;to―-试验浮选时间，min;

Kt---浮选时间修正系数，K=1.5~2.0

国外通常乘以2的浮选时间修正系数国内则乘以1.5.

则粗选：

t=Ktx10=1.5x10=15min

扫选：

t=Ktx10=1.5x12=18min

精选I:

t=Ktx10=1.5x12=18min

精选U:

t=Ktx10=1.5x10=15min

精选川：

t=Ktxto=1.5x8=12min

（2）浮选机台数的计算

a浮选矿浆体积的计算

式中V进入作业的矿浆体积（）;Q――进入作业的矿石量（）;

R――矿浆液固比；一一矿石密度，=2.87（）;

K1――给矿不均匀系数，浮选前为球磨时，取K=1.0。

b浮选机槽数计算

式中V0所选浮选机的几何容积（）；n作业所选浮选机槽

数；

匕一一浮选机有效容积与几何容积之比，机械搅拌式浮选机选别有色金属

矿物时，Kz=0.60-0.85,Kv与浮选泡沫层厚度有关，泡沫厚时取小值，反之取大值；

t——作业浮选时间（）。

粗选作业

浮选矿浆体积：

11kQ^R10、）1.038.20（2.45）

1277

V2.77=1.79

6060

选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80,V°=8m

浮选机槽数：

取K/=0.60，t=15min

，取6槽。

扫选作业

浮选矿浆体积：

11kiQi2（Ri2）1.033.77（2.12）

V远=1.40

6060

选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80,Vo=8m3

浮选机槽数：

取K=0.70,t=18min

取6槽。

精选I作业

11k1Q15（R1^-）1.0汇5.90汉（5.0+——）

浮选矿浆体积：

VZZZ=0.53

6060

选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80,V°=8m

槽数：

取Kz=0.60,t=15min

，取3槽。

精选U作业

浮选矿浆体积：

11k1Q19（R19）1.02.87（4.49）

P277

V=0.23

6060

选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80,Vo=8m

浮选机槽数：

取Kz=0.70,t=15min

取1槽。

精选川作业

11

k1Q20（R20）1.01.45（5.0）

浮选矿浆体积：

V2.770.13

6060

选择机械搅拌吸气式浮选机XJQ-80,Vo=8m3

浮选机槽数：

取K=0.60,t=12min

，取1槽。

搅拌槽的选择与计算

矿浆搅拌槽用于浮选作业前的矿浆搅拌，使矿浆和药剂充分混合，为选别作业创造条件。

本设计在粗选前设搅拌槽。

1、确定搅拌时间

搅拌时间取4min。

2、所需容积计算

搅拌槽容积：

式中V――所需搅拌槽容积（m3）；Q进入搅拌槽的设计矿石量（含返回），t）,由试验确定。

本设计中，在粗选前加搅拌槽

粗选作业：

Qo=38.2Ot,

贝叽k1Q10（R10丄）t1.038.20（2.451）4

H977

V277——=7.16

6060

3、搅拌槽规格的选择以及台数的计算

粗选作业前的搅拌槽选择XB-2500;

n=7.16-11.2=0.64（取1台）。

总结和体会

这次矿物加工工程设计从车间生产能力及工作制度的选择开始一直到各种选矿设备的选择和计算，让我对选矿厂的整个生产流程的运作、设计等有了很深的了解和体会，在流程的设计中不断地查阅各种参考资料和相关书籍，让我对本来掌握不是很熟练的矿物加工工程的相关知识进行一遍又一遍的加深巩固，从而有了更深一层的理解。

这次课程设计也让我对之后的实习有了一定的信心。