矿物加工选矿厂课程方案说明书.docx
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矿物加工选矿厂课程方案说明书
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课程设计说明书
设计题目:
日处理2500吨的铜矿石浮选厂
班级:
矿加2018
学生姓名:
谷保明
指导教师:
赵通林
2018年12月13日
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1.绪论2
1.1
课程设计目的及要求
2
1.2
设计题目2
1.3
矿石性质2
1.4
选矿厂简况2
1.5
选矿厂经济技术指标
2
2.选矿工艺流程2
2.1
破碎流程的计算与论证
3
2.1.1破碎段数的确定3
2.2磨矿流程的计算与论证6
2.2.1磨矿分级作业的必要性6
2.2.2磨矿段数的确定6
2.3浮选流程的计算9
2.4矿浆流程的计算12
3.主要工艺设备的选择和计算
16
3.1破碎设备的选择和计算
16
3.1.1
粗碎设备的选择和计算
16
3.1.2
中碎设备的选择和计算
17
3.1.3
细碎设备的选择和计算
19
3.2筛分设备的选择和计算20
3.3磨机的选择和计算21
3.4分级设备的选择和计算23
3.4.1一段分级设备的选择和计算23
3.4.2二次分级设备的选择和计算24
3.5浮选设备的选择和计算24
3.5.1粗选设备的选择和计算24
3.5.2一次精选设备的选择和计算25
3.5.3二次精选设备的选择和计算25
3.5.4扫选设备的选择和计算26
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1.绪论
1.1课程设计目的及要求
根据教案大纲要求,《选矿厂设计》授课结束后,于毕业设计前,学生要用两周时间进行课程设计。
目的:
本课程设计是矿物加工工程专业教案内容的环节之一,使学生在设计中学习,巩固和提高工程设计理论与解决实际问题的内力,综合运用所学的有关工程知识。
并为毕业设计打下良好的基础。
要求:
设计任务书下达后,设计者必须独立认真分析与计算,按期完成设计中所规定的具体任务。
1.2设计题目
《设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂》
1.3矿石性质
该矿石其主要金属黄铜矿、辉铜矿极少量孔雀石,脉石矿物以角闪石、绿泥石为主,并含
有少量云母等,矿石密度3000Kg/m3,,松散密度为1800Kg/m3,原矿含水4%,铜矿石品位为1.48%。
硬度中等,在黄铁矿含量较大的矿石中,磨矿矿石会过粉碎。
黄铜矿很容易浮选,用少量硫化矿物阴离子捕收剂,就能很好的浮选。
1.4选矿厂简况
所设计选矿厂处理量2500吨/日,工艺流程为三段一闭路、阶段磨矿、粗细分级、浮选工艺流程,日产精矿量134.64吨。
主要车间有破碎车间、筛分车间、浮选车间。
1.5选矿厂经济技术指标
原矿处理量:
2500吨/天;日产精矿量:
134.64吨/天:
原矿品味:
1.48%;精矿品味:
24.25%;尾矿品味:
0.12%。
2.选矿工艺流程
破碎部分:
本矿石属于中硬度矿石,采用三段一闭路破碎流程。
磨矿部分:
该矿石呈细粒均匀嵌布,实验表明,当磨至-200
目含量为
85%时,其单体解离度可
达95%以上,故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程,给矿中
-200
目含量为
10%,磨矿产品中
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-200目含量为85%。
浮选部分:
单一硫化矿浮选,选用一次粗选,2次精选,一次扫选,中矿采用循序返回。
2.1破碎流程的计算与论证
2.1.1破碎段数的确定
本矿石属于中硬度矿石,普氏硬度f=8-12,原矿中最大粒度
12mm,为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程,如图
500mm,要求最终产品粒度
1。
总破碎比
若采用二段破碎则平均破碎比为
查①中表5.2-5一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。
破碎比范围在3-5,二段破碎机的最大破碎比范围为4-8.取两段最大破碎比所以不合理,所以根据矿石性质
和使用破碎机的性能将总破碎比分成三段来实现。
1.确定工作制度,计算小时处理量
Q==138.89 2.计算总破碎比 S总===41.67 个人资料整理仅限学习使用 3.计算各段破碎比 平均破碎比S= =3.47 0 取S1=3.2S2=3.2 根据总破碎比等于各段破碎比的乘积,则第三段破碎比S3为 S3===4.07 4.计算各段产物最大粒度 d2= = =156.25mm d5= = =48.83mm d10== =12.00mm 5.计算各段破碎机排矿口宽度 破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关,即与最大相对粒度有关,初步确定粗碎用颚式破碎 机、中碎用标准型圆锥破碎机、细碎用短头型圆锥破碎机,排矿口宽度为: Z1max=1.6Z2max=1.9 b1===97.66mm取98mm 个人资料整理仅限学习使用 b2= =25.7mm取26mm b=0.8d 8 =0.8×12=9.6mm取9mm 3 6.确定各段筛子筛孔尺寸a和筛分效率E 第一段采用棒条筛,第二段采用振动筛。 一段: a1=50mmE1=60% 二段: a=1.2d =14.4mm 取a2=15E2=80% 2 11 7.计算各产物的矿量和产率 粗/中碎作业: Q1=Q2=Q6=Q8=138.89t/h = == =100% Q3=Q1 E1=133×0.48×0.6=40.00 t/h = ×100%= × 100%=28.80%Q4=Q5=Q2-Q3=138.89-40.00=98.89 t/h = =1- =1- 28.80=71.20%Q6=Q3+Q5=Q1=Q2=133t/h =100% C=(1- E>/ E=(1-0.43×0.8>/0.75 ×0.8=109.33% 2 2 Q9=Q10= ×Q1=151.85t/h = =C=109.33% Q=Q+Q=151.85+138.89=290.74t/h 7 6 10 个人资料整理仅限学习使用 2.2磨矿流程的计算与论证 2.2.1磨矿分级作业的必要性 预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。 一般第一段前很少用预先分级,只是给矿 粒度小于6-8mm,其中合格粒度大于15%时才考虑。 原矿为10%时采用。 故一段前不加入预先 分级。 检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格,将粗粒级返回磨机,增加磨机单位时间内的矿石通过量,从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。 因此,本选矿厂的磨矿流程每段都采用检查分 级。 2.2.2磨矿段数的确定 本矿石矿物呈细粒均匀嵌布,实验表明,当磨至 -200 目含量为 85%时,其单体解离度可达 95%以上。 矿石的入选粒度为 矿细度为-0.074含量大于 12mm,含量为85%且矿石嵌布粒度均匀。 满足入选粒度小于 70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程,并在一段加入预先分级。 0.15mm磨 个人资料整理仅限学习使用 规定工作效率=90%因为两段皆为全闭路连续磨矿。 所以m==1K=0.8 1.确定主厂房的工作制,计算磨矿车间的小时处理量拟定工作制为: 330天,3班,8小时 Q==100 2.计算磨矿流程 已知: Q1=100t/h=10%m=1k=0.8 取C1=350%C2=300% 计算各产物的矿量和产率 Q1=Q4=Q7=100t/hQ5=Q1C1=100×350%=350t/h Q3=Q2=Q1+Q5=100+300=400t/h Q9=Q8=217.16t/hQ6=Q7+Q8=100+217.16=317.16t/h 计算各产物产率 个人资料整理仅限学习使用 2.3浮选流程的计算 原始数据如下: Q=100 =1.48% =24.25% =12.26% =8.45% =4.24% =92.00%E 16=95.00%E14 =90.00%E 11 =85.00% 浮选时间: 粗选 6分钟,一次精选 6分钟,二次精选 8分钟,扫选 7分钟。 流程如图3 个人资料整理仅限学习使用 2.4计算必要而充分的原始指标数 NP=C 2.5列平衡方程计算各产物产率、各产物的回收率和未知产物的品位 个人资料整理仅限学习使用 =-=10.76% Q=Q7 t/h t/h t/h 个人资料整理仅限学习使用 t/h t/h t/h t/h t/h t/h t/h Q20=Q15+Q18=12.39+3.54=15.93t/h 校核: Q10=Q11+Q12=18+97.93=115.93 Q10=Q20+Q1=15.93+100=115.93 平衡 Q13=Q17+Q11=6.08+18=24.08 Q13=Q14+Q15=11.67+12.39=24.08 平衡 个人资料整理仅限学习使用 2.6矿浆流程的计算 原始指标: 必须保证的适宜浓度: 一段磨矿浓度 KI=78.00% 两段磨矿浓度KIV=75.00% 粗选作业浓度 K=22.08% 一次精选作业浓度 K VI =20.81% V 扫选作业作业 KVII=21.62% 二次精选作业浓度 KVIII =20.00% 一次分级溢流 K=28.00% 二次分级溢流浓度 K=23.20% 4 7 补课调节浓度: 磨机给矿浓度 K1=96.00% 一次分级返砂浓度 K5=80.00% 二次分级返砂 K8=78.00% 粗选精矿浓度K11=25.00% 扫选精矿浓度 K=24.00% 一次精选精矿浓度 K=32.00% 18 14 二次精选精矿浓度K16=38% ` 个人资料整理仅限学习使用 1.按公式 计算固液比 Rn值 2 个人资料整理仅限学习使用
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