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铜矿4600吨日选矿厂课程设计

2021-10-20 7页 doc 2MB 2阅读

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铜矿4600吨日选矿厂课程设计铜矿4600吨日选矿厂课程设计PAGEPAGE1课程设计课程名称:选矿厂设计设计题目:XX铜矿4600吨/日选矿厂课程设计学院:国土资源工程学院专业:矿物加工工程学号:学生姓名:指导教师:日期:课程设计任务书课程设计题目:XX铜矿4600吨/天选矿厂设计设计条件:原矿品位:0.9%原矿最大块度:600mm精矿品位:20%铜回收率:82%主要内容:1,课程设计说明书部分(1)绪论(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)辅助设备的选择和计算(6)选矿厂(磨浮车间)设备配置(...
铜矿4600吨日选矿厂课程设计
铜矿4600吨日选矿厂课程设计PAGEPAGE1课程设计课程名称:选矿厂设计设计题目:XX铜矿4600吨/日选矿厂课程设计学院:国土资源工程学院专业:矿物加工工程学号:学生姓名:指导教师:日期:课程设计任务书课程设计题目:XX铜矿4600吨/天选矿厂设计设计条件:原矿品位:0.9%原矿最大块度:600mm精矿品位:20%铜回收率:82%主要内容:1,课程设计说明书部分(1)绪论(2)车间生产能力及工作(3)工艺流程的选择和计算(4)主要设备的选择和计算(5)辅助设备的选择和计算(6)选矿厂(磨浮车间)设备配置(7)选矿厂工艺生产过程描述2、图纸部分(1)破碎、磨浮数质量矿浆1张(2)破碎、磨浮车间的设备联系图(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张课程设计学生(签字):设计指导教师(签字):2011年12月TOC\o"1-3"\h\z\uHYPERLINK\l"_Toc312598255"绪论PAGEREF_Toc312598255\h4HYPERLINK\l"_Toc312598256"第一节选矿厂设计的重要性PAGEREF_Toc312598256\h4HYPERLINK\l"_Toc312598257"第二节建厂地区概况PAGEREF_Toc312598257\h4HYPERLINK\l"_Toc312598258"第三节矿床与原矿性质PAGEREF_Toc312598258\h5HYPERLINK\l"_Toc312598260"第一章车间生产能力及工作制度PAGEREF_Toc312598260\h5HYPERLINK\l"_Toc312598261"第二章工艺流程的选择与计算PAGEREF_Toc312598261\h6HYPERLINK\l"_Toc312598262"第一节破碎筛分流程的选择PAGEREF_Toc312598262\h6HYPERLINK\l"_Toc312598263"第二节破碎筛分流程的选取PAGEREF_Toc312598263\h6HYPERLINK\l"_Toc312598265"第三节磨浮车间的选择与计算PAGEREF_Toc312598265\h8HYPERLINK\l"_Toc312598268"第四节矿浆流程计算PAGEREF_Toc312598268\h14HYPERLINK\l"_Toc312598274"第三章主要设备的选择和计算PAGEREF_Toc312598274\h19HYPERLINK\l"_Toc312598275"第一节破碎机选择和计算PAGEREF_Toc312598275\h19HYPERLINK\l"_Toc312598276"第二节筛分设备的选择与计算PAGEREF_Toc312598276\h21HYPERLINK\l"_Toc312598286"第三节磨矿设备的选择和计算PAGEREF_Toc312598286\h23HYPERLINK\l"_Toc312598287"第四节分级设备的选择与计算PAGEREF_Toc312598287\h25HYPERLINK\l"_Toc312598292"第五节浮选设备的选择与计算PAGEREF_Toc312598292\h26HYPERLINK\l"_Toc312598293"第六节搅拌槽的选择和计算PAGEREF_Toc312598293\h29HYPERLINK\l"_Toc312598294"第四章辅助设备的选型和计算PAGEREF_Toc312598294\h30HYPERLINK\l"_Toc312598295"第一节给矿机的选择和计算PAGEREF_Toc312598295\h30HYPERLINK\l"_Toc312598296"第二节矿仓的选择与计算PAGEREF_Toc312598296\h31HYPERLINK\l"_Toc312598297"第三节磨浮车间检修起重设备的选择PAGEREF_Toc312598297\h35HYPERLINK\l"_Toc312598298"附图:磨浮流程图PAGEREF_Toc312598298\h36HYPERLINK\l"_Toc312598299"参考文献:PAGEREF_Toc312598299\h36绪论第一节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,伴生元素多,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用。第二节建厂地区概况XX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,南至雪冷,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7℃,最高23℃,最低-16℃,气候多变,动春风大,秋雨甚多,常年无夏季,地理气候较差。矿区主要靠公路运输,采厂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。外埠运输除有公路运输外,从塘子到浪田坝地区的小江有铁路贵昆线相接。落雪至昆明为293公里,距东川区政府有90公里,距汤丹镇有53公里。交通尚属方便。第三节矿床与原矿性质1,原矿性质原矿中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。氧化铜矿物多呈薄膜状,嵌布粒度为0.01—0.06mm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δ=2.77,假比重Δ=1.7,普氏硬度3—11,含水率2%。1.1原矿多元素分析元素CuFeSiO2Fe2O3Al2O3CaOMgOSPAg(g/t)含量%1.0—25.72.123.6119.7812.67——11.10第一章车间生产能力及工作制度表2.1车间生产能力及工作制度车间名称年工作日数日工作班数班工作时数生产能力设备作业率%吨/年吨/日吨/时破碎车间3303615180004600255.5667.81%磨浮车间3303815180004600191.9790.41%第二章工艺流程的选择与计算第一节:破碎筛分流程的选择1,原矿的最大粒度为500-600mm,碎矿产品粒度是10-12mm。其总破碎比为:=600/10=60;=500/12=41.67。2,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。(见选矿厂设计表5.2-6)第二节:破碎筛分流程的选取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。按设计任务书的要求,本设计原矿最大粒度为600mm。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。本设计拟定最终破碎产品的粒度为—10mm。则总破碎比i总=Dmax/dmax=600/10=60,根据矿石性质及参考《选矿厂设计》表5.2—5各种破碎机设备在不同破碎条件下破碎比的范围,选用3×4×5三段流程.做碎矿流程图如下图所示:2,各段破碎产物的最大粒度=/=600/3=200=/=600/3×4=50=/=600/3×4×5=103,计算各破碎机排矿口宽度排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产品粒度,查选矿厂设计5.2-6得,=1.6,=1.9=/=200/1.6=125mm=/=50/1.9=26.3mm取26mm=0.8=0.8×10=10mm4,各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率第一段预先筛分采用棒条筛,其中=150mm,其筛分效率=65%第一段预先筛分采用振动筛=50mm,筛分效率=80%第三段预先及检查筛分采用振动筛,=1.2=1.2×10=12mm5,计算各产物的矿量和产率====255.56t/h====100%==255.56×0.34×0.65=56.48t/h=/=22.10%==-=199.08t/h==-=100%-22.10%=77.89%==255.56×0.402×0.65=68.81t/h=/=26.93%==-=255.56-68.81=186.75t/h==-=100%-26.93%=73.07%C=(1-)/=(1-0.420358×0.80)/(0.67×0.80)=128.83=C=128.83%==128.83%==128.83%×255.56=329.24t/h==329.24t/h=+=(1+C)=255.56×(1+128.83%)=584.80t/h=+=228.83%第三节:磨浮车间的选择与计算1,磨矿流程的选择与计算⑴因矿石的入选粒度要求为-0.074mm段的含量为90%以上,故拟定两段全闭路流程,如下图所示:⑵设计规模为4600t/h的选厂分为处理量为2300t/h的两个序列,则=2300/24=95.83t/h,取96t/h对于全闭路流程:m=1,k=0.82取=200%,=300%,===96t/h=100%=/=100%==2×96=192t/h=/=200%=(1+)=96×(1+2)=288t/h=/=300%==288t/h=/=300%给矿粒度10mm,中等可碎性矿石,查课本p31表5.2-10得给矿中-0.074mm粒级的含量=10%二段给矿粒度0.2mm(55%-0.074mm),排矿中粒度0.1mm(相当于90%-0.074mm)故=55%=90%由课本p31表5.2-11,分级机返砂中取=12%,再由课本p31取=300%=(-)(1+)/(-)=96×(0.9-0.55)×(1+3)/(0.9-0.12)=172.31t/h==172.31t/h=+=96+172.31=268.31t/h2,浮选流程的选择与计算⑴磨浮流程图如下图所示:由于本试验是但金属矿石,故C=2,由图3.2-1可知,共有5个选别作业(=5),共有10个选别产物(=10),故=C(-)=2×(10-5)=10浮选流程的原始指标:如下表所示表:浮选流程的原始指标产物代码71116202313品位(%)0.92.3411200.72回收率(%)1009391.589826.3计算剩余产物的值=-=100%-82%=18%=+=72%+18%=90%=+=2.3%+90%=92.3%=-=89%-82%=7%=+=91.5%+7%=98.5%=-=98.5%-89%=9.5%=+=93%+9.5%=102.5%=-=102.5%-91.5%=11%=+=11%+6.3%=17.3%由公式=/,计算出各产物的值==0.9%=/=0.9×0.93/2.3=36.39%=/=0.9×6.3/0.42=7.88%=/=0.9×0.915/4=20.59%=/=0.9×0.89/11=7.28%=/=0.9×0.92/20=3.69%由平衡法计算:=-=100%-3.69%=96.31%=+=7.88%+96.31%=104.19%=+=36.39%+104.19%=140.58%=-=140.58%-100%=40.58%=-=40.58%-7.88%=32.7%=+=20.59%+32.7%=53.29%=-=53.29%-36.39%=16.9%=+=7.28%+16.9%=24.18%=-=7.28%-3.69%=3.59%⑹计算,=/==0.9%=/=0.9×0.243/1.0419=0.29%=/=0.9×0.11/0.327=0.30%=/=0.9×0.118/0.9631=0.17%=/=0.9×0.95/0.169=0.51%=/=0.9×0.07/0.0359=1.75%=/=0.9×1.025/0.5329=1.73%=/=0.9×0.173/0.4058=0.38%=/=0.9×0.985/0.2418=3.67%⑺按公式=求出各作业的精矿值,再由平衡法算出各产品的值==96t/h==96×36.39%=34.93t/h==96×20.59%=19.77t/h==96×7.88%=7.56t/h==96×7.28%=6.99t/h==96×3.69%=3.54t/h由平衡法;=-=96-3.54=92.46t/h=+=7.56+92.46=100.02t/h=+=34.93+100.02=134.95t/h=-=134.95-96=38.95t/h=-=38.95-7.56=31.39t/h=+=19.77+31.39=51.16t/h=-=51.16-34.93=16.23t/h=+=6.99+16.23=23.22t/h=-=23.22-19.77=3.45t/h=+=3.45+3.55=6.99t/h⑻磨浮数质量平衡表产品编号产率γ/%品位β/%回收率ε/%11000.910023003300410052006279.4871000.91008179.489179.4810140.580.5992.31136.392.39312104.580.2990137.880.726.31496.310.17181553.291.73102.51620.59491.51732.70.3111840.580.3817.31924.183.6798.5207.2811892116.90.519.5223.591.757233.692082241.189第四节矿浆流程计算磨浮流程各产物质量表2,原始指标⑴原矿含水量按2%(即=98%)计,即=0.02⑵据课本表5.2-12得①分级Ⅰ采用螺旋分级机:(溢流)=66%=0.52(沉砂)=85%=0.18②分级Ⅱ采用水力旋流器:(给矿)=33.37%=2(沉砂)=70%=0.43③一段磨:(作业浓度)=85.38%=0.17二段磨:(作业浓度)=70%=0.43(矿浆浓度)=65%=0.54④粗选:(给矿)=32%=2.13(精矿)=50%=1⑤扫选:(给矿)=28.43%=2.52(精矿)=36%=1.78⑥精选Ⅰ:(给矿)=30.22%=2.31(精矿)=40%=1.5精选Ⅱ:(精矿)=30.08%=2.32(给矿)=16.32%=5.13精选Ⅲ:(精矿)=32%=2.13各产物计算①磨矿阶段==96×0.02=1.96t/h==288×0.17=49.31t/h==192×0.52=98.91t/h==268.31×0.18=47.35t/h=--=49.31-1.96-47.35=0t/h=+=98.91+47.35=146.26t/h=-=75.43-49.31=26.12t/h==96×2.00=192t/h=--=192-98.91-92.78=0.31t/h==172.31×1.03=176.76t/h==172.31×0.43=73.85t/h==172.31×0.54=92.78t/h=-=92.78-73.85=18.93t/h浮选阶段==134.95×2.13=286.77t/h==34.93×1.00=34.93t/h==100.02×2.52=251.84t/h==4.56×1.78=8.11t/h=-=258.14-8.11=250.03t/h==51.16×2.31=118.16t/h==19.77×1.50=29.66t/h==31.39×3.25=101.90t/h=+=8.11+101.90=110.01t/h==23.22×2.32=53.98t/h==16.23×5.13=83.23t/h==6.99×1.38=9.65t/h=--=118.16-34.93-9.65=73.58t/h==3.54×2.13=7.52t/h==3.45×7.05=24.32t/h=--=53.98-29.66-24.32=0t/h按公式=(+1/)计算各产物的矿浆体积已知:=2.77m³则1/=1/2.77=0.361=(+0.361)=96×(0.02+0.361)=36.61622t/m³=(+0.361)=288×(0.17+0.361)=153.2791t/m³=(+0.361)=96×(0.79+0.361)=110.0856t/m³=(+0.361)=192.0×(0.52+0.361)=168.2232t/m³=(+0.361)=268.31×(0.18+0.361)=144.2116t/m³=(+0.361)=96×(2.00+0.361)=226.3834t/m³=(+0.361)=172.31×(1.03+0.361)=236.9686t/m³=(+0.361)=172.31×(0.43+0.361)=135.0529t/m³=(+0.361)=172.31×(0.54+0.361)=154.9881t/m³=(+0.361)=134.95×(2.13+0.361)=335.4872t/m³=(+0.361)=34.93×(1.00+0.361)=47.54011t/m³=(+0.361)=100.02×(2.52+0.361)=287.9471t/m³=(+0.361)=4.56×(1.78+0.361)=9.752876t/m³=(+0.361)=92.46×(2.64+0.361)=277.111t/m³=(+0.361)=51.16×(2.31+0.361)=136.6265t/m³=(+0.361)=19.77×(1.50+0.361)=36.79218t/m³=(+0.361)=31.39×(3.25+0.361)=113.2324t/m³=(+0.361)=38.95×(2.82+0.361)=124.0673t/m³=(+0.361)=23.22×(2.32+0.361)=62.3585t/m³=(+0.361)=6.99×(1.38+0.361)=12.17632t/m³=(+0.361)=16.23×(5.13+0.361)=89.08635t/m³=(+0.361)=3.45×(7.05+0.361)=25.56632t/m³=(+0.361)=3.54×(2.13+0.361)=8.800478t/m³表1:矿浆流程计算指标工艺生产用水量及指标ⅰ全厂总补加水=-=+-=7.52+243.73-1.96=249.29t/h所以=249.29t/h=5982.96t/dⅱ=1.14=1.14×249.29=284.19t/h=6820.56t/dⅲ=/=6820.56/2300=2.60t/d第三章主要设备的选择和计算第一节破碎机选择和计算粗碎机的选择与计算⑴粗碎机的选择=1.2=1.2×600=720mm则选型号为PJ1200×1500的颚式破碎机(处理量为310m³/h)粗碎机的计算①生产能力:=查课本p63表6.2-1得:=1.05=1.0/b=600/1200=0.5,故取=1.3查课本表6.2-2得:=1.90t/mm.h=125mm,得到==1.90×125=237.5t/h矿石密度ρ=2.77t/m³得=ρ/2.7=1.026所以==1.05×1.026×1.3×1.0×237.5=332.62t/h所需破碎机的台数及负荷率ⅰ待破碎的矿石量为=199.08t/h<332.62t/h,故只需一台颚式破碎机,型号为PJ1200×1500ⅱ负荷率η=199.08/332.62×100%=59.85%2,中碎机的选择与计算⑴中碎机的选择:=×1.2/=600×1.2/3=240mm则选择型号为PYY1650×285的标准圆锥破碎机⑵中碎机的计算①生产能力:=查课本p63表6.2-1得:=1.05=1.0查课本p63表6.2-1得:/285=200/285=0.70得=1.1查课本表6.2-2得:=8.15t/mm.h=26mm得==211.9t/h矿石密度ρ=2.77t/h得出=ρ/2.7=1.026所以==1.05×1.026×0.96×1.0×208=251.11t/h②所需破碎机的台数及负荷率ⅰ待处理的矿石量=186.75t/h<251.11t/h,故只需一台标准圆锥破碎机,型号为PYY1680×285ⅱ负荷率η=186.75/251.11=73.20%2,细碎机的选择和计算⑴细碎机的计算①生产能力:= (=1.4)查课本表6.2-1得:=1.05  =1.0/130=50/130=0.38  得=1.17查课本表6.2-2得:=25.0t/mm.h=8mm ,得==25×8=200t/h矿石密度 ρ=2.77t/ 得到=ρ/2.7=1.026所以==1.4×1.05×1.026×1.17×1.0×200=352.92t/h②所需破碎机台数及破碎率ⅰ 待破碎的矿石量为=329.24t/h<352.92t/hⅱ 负荷率:η=329.24/352.92=93.29%ⅲ故只需一台短头型圆锥破碎机,型号为PYY2200×130第二节筛分设备的选择与计算1,粗碎前筛子的选择与计算⑴粗碎前筛子的选择粗碎前筛子选用棒条筛,型号为B×L=1.5×1.8粗碎前筛子的计算:①固定棒条筛的筛分面积:A=q/d查课本表6.3-5得:=0.74t/(.h.mm)所以A=q/d=255.56/0.74×125=2.76取A=3②根据最大力度确定筛子宽度:B=2.5=2.5×600=1500mm=1.5m③L=A/B=3/1.5=22,中、细碎前筛子的选择与计算⑴中碎前筛子的选择:自定义振动筛,型号为SZZ1800×3600⑵细碎前筛子的选择:自定义振动筛SZZ1500×4000⑶中碎前筛子的计算:=ψA查课本p67表=1.2;=1.18;=2.5=1.0;=1.0;=1.0;=0.65;=0.9;ψ=0.8;A=3;=37.6t/mm.h=1.7t/=ψA=0.8×3×37.6×1.7×1.2×1.18×2.5×1.0×1.0×1.0×0.65×0.9=317.69t/h查课本p271附表7选用SZZ1800×3600n=255.56/317.69=0.80,取一台⑷细碎前筛子的计算=ψAψ=0.8;A=6;=20.1t/mm.h;=1.7t/;=0.8;=1.09;=2.5;=1.0;=1.0;=1.0;=0.67;=1.2;=ψA=0.8×6×20.1×1.7×0.8×1.09×2.5×1.0×1.0×1.0×0.67×1.2=287.47t/h=8;=810;=255.56t/hn=/=255.56/287.47=0.85查附表7取用SZZ1500×4000一台3,需要振动筛的总面积=/ψ由课本p67得⑴中粒筛分(a筛隙4-40mm)=37.6m³/(.h)细粒筛分(筛隙<3mm)=22.0m³/(.h)所以对于中粒=/ψ=255.56/0.8×37.6×1.7×1.2×1.18×2.5×1.0×1.0×1.0×0.67×1.20=4.38㎡对于细粒=/ψ=584.80/0.80×22.0×1.7×0.60×0.97×2.5×1.0×1.0×1.0×0.90×1.20=12.43㎡4,确定筛子类型⑴由于=4.38㎡<6.48㎡,故确定二段中碎前自定振动筛,筛子型号为SZZ1800×3600的,取一台。⑵由于=12.43㎡<13㎡,故确定二段细碎前取自定振动筛,筛子型号为SZZ1500×4000,取一台。第三节磨矿设备的选择和计算1,磨矿设备的选择⑴一段磨采用了格子型球磨机与螺旋分级机形成闭路,因为格子型球磨机的处理量较大,给矿和产品粒度较粗⑵二段磨采用溢流型球磨机与水利旋流器形成闭路,能较好的达到矿粒的入选级别。⑶磨机计算①一段磨:拟定磨机型号为MQG3200×4500格子型球磨机,容积为31.0m³=  (=1.40;=1.0)查课本p73表6.4-1得 =1.0查课本p73表6.4-2得 =1.0查课本p73表6.4-2 =1.06==1.0×1.0×1.0×1.06×1.40=1.48t/m³.h=()/(-)=(31×1.48)/(55%-10%)=101.96t/hn=96/101.96=0.9415,取一台所以,一段磨选用一台磨机型号为MQG3200×4500的格子型球磨机。②二段磨:拟定球磨机型号为MQY3200×4500溢流型球磨机,容积为32.08m³= (=1.40 =1.0)查课本表6.4-1得=1.0查课本表6.4-2得=1.15查课本表6.4-2得=1.35==1.0×1.0×1.15×1.35×1.40=2.17t/m³.h得到=()/(-)=(32.8×2.17)/(90%-55%)=203.36t/hn=96/203.36=0.47,取一台所以二段磨选用MQY3200×4500溢流型球磨机一台。第四节分级设备的选择与计算1,螺旋分级机⑴螺旋分级机选择:因为一段磨采用了一台球磨机,故拟定选用一台2FG-30φ3000高堰式双螺旋分级机已知溢流中固体的重量为=(94+16D)/24=2×1.035×1.4×(94×+16×3)/24=108.72t/m³,=1+0.5(ρ-2.7)=1.305,课本表6.5-1得=1.41所以D=-0.08+0.103=2.9997㎡=3㎡⑶则选择型号为2FG-30φ3000螺旋分级机,取一台。水力旋流器的选择与计算⑴水力旋流器的选型拟定水利旋流器为φ300型,给矿口尺寸为φ75×75mm,溢流口尺寸为=100mm,沉砂口直径=50mm,锥角α=,入口压力为=150k=0.15M体积处理量的计算:=3锥角α=得到=1.0;=0.8+1.2/(1+0.1D)=1.1==8.46;=12.5cm=3=3×1.0×1.1×8.46×12.5×=110.36t/h所以,n=268.31/110.36=2.43,取三台,备用两台。⑶沉砂口单位面积负荷沉砂口直径=5cm,截面积A=3.14×=19.625沉砂口单位面积负荷为/A=/A=172.31/(4×19.625)=2.182t/.h在0.5-2.5t/.h内,符合要求。⑷计算实际给矿压力由=3得==0.100150M=100k=1.5=87.78μm所以查课本表6.5-7得:-0.074mm的含量﹥90%,满足要求。⑸确定水力旋流器型号确定水力旋流器型号为φ300第五节浮选设备的选择与计算浮选机的选择:(参考课本和大洪山铜矿资料)该矿石属于较易选矿石,充气量要求不是太大,故选择机械搅拌式浮选机。综合考虑机械搅拌式浮选机,JJF型在槽的下部有固定的线路循环,气泡能得到充分扩散,矿浆面平稳,但该型机无矿浆自吸能力,需设置泡沫泵返砂,所以决定在JJF型的基础上加一台SF型的浮选机作为首台使用。该SF-JJF配置为粗、扫选用。而精选全部选用SF型。浮选机的计算⑴各作业的浮选时间各作业的浮选时间作业名称粗选扫选Ⅰ精选Ⅰ精选Ⅱ精选Ⅲ时间(min)10121088⑵浮选机台数的计算:①粗选:=(wt)/v(拟用SF-8JJF-8机型)矿浆量=q(R+1/ρ)/60(=1.0;q=134.95t/h;R=1.94;ρ=2.77t/m³)所以=q(R+1/ρ)/60=1×134.95×(1.94+1/2.77)=5.18m³/min确定=10minV=8m³所以,=(wt)/v=5.18×10/8=6.745,取7台。根据大洪山资料,选用一台SF-8和六台JJF-8机型。浮选时间校正:=v/=8×7/5.18=10.8min②扫选:(拟用SF-8JJF-8机型)矿浆量(=1.0;q=100.02t/h;R=2.05;ρ=2.77t/m³)所以,=1×100.02×(2.05+1/2.77)=4.019m³/min确定扫选时间为=12min,有效容积为v=8m³所以,=4.019×12/8=6.029,取七台。根据大洪山资料,选用一台SF-8和六台JJF-8机型。浮选时间校正:=8×9/6.029=11.94min精选:(拟用SF-8机型)矿浆量=1.0;  =51.16t/h;  =23.2t/h;=6.99t/h; ρ=2.77t/m³ ; =2.74; =2.32;=1.38所以,=1×51.16×(2.74+1/2.77)/60=2.644m³/min=1×23.22×(2.32+1/2.77)/60=1.038m³/min=1.0×6.99×(1.38+1/2.77)/60=0.203m³/min确定 =10min=8min=8min,有效容积v=8m³所以,=(wt)/v=2.044×10/8=2.55(取3台)=(wt)/v=1.038×8/8=1.038(取2台)=(wt)/v=0.203×8/8=0.203(取1台)确定精选用Ⅰ采用5台SF-8充气式浮选机确定精选用Ⅱ采用2台SF-8充气式浮选机确定精选Ⅲ采用1台SF-8充气式浮选机浮选时间校正:=8×3/2.644=9.07min=8×2/1.038=10.79min=8×1/0.203=39.40min第六节搅拌槽的选择和计算搅拌槽的选择为了防止矿浆自流中高差不足或相差较小,选择提升式搅拌槽2,搅拌槽容积的计算(=1.0;q=134.95;R=1.94;ρ=2.77t/m³;t=2.5min)所以,=1×134.95×(1.94+1/2.77)=5.18m³选择搅拌槽型号为BCFφ3000×3000,有效容积为5.5m³,取一台。第四章辅助设备的选型和计算第一节给矿机的选择和计算1,原矿仓下的给矿机的选择和计算⑴原矿仓下的给矿机选择重型板式给料机⑵计算:=255.56t/h式中:V=0.05m/s;ρ=1.7t/m³;δ=1.0mm链板宽度=2.5=2.5×600=1500mm故给矿口宽度b=0.9=0.9×1500=1350mm所以,=3600×0.8×1.35×1.0×1.7×0.05=330.48t/h所以=330.48t/h>=255.56t/h故选择板式给料机型号为GBZ150-4,尺寸为1500×4000,倾角为2,细碎粉矿仓下给矿机的选择与计算⑴细碎粉矿仓下给矿机选择电磁振动给料机⑵计算(=96t/h)K=0.8;ρ=2.77t/m³;η=0.8;g=9.81m/;=1.0;β=;f=3000HZ;因为所以参考课本表8.6-1姑铁山铁矿选矿厂近似计算得=5.8因为>,所以取值=5.0所以=1800×0.8×9.81×0.5×0.8×ctg×5.0/1.0×3000=25.9t/h结合8个磨矿仓=25.9×8=207.2t/h>96t/h则选择电磁振动给料机的型号为,槽子尺寸长×宽×高=1100×500×200第二节矿仓的选择与计算1,原矿仓的选择与计算⑴原矿仓的类型的选择:参考课本表7.4-1,再结合选厂地形,选择斜坡式矿仓。⑵原矿仓计算①原矿仓的储矿时间:结合课本表7.4-2,拟定储矿时间为t=1h②储矿量:=255.56×1=255.5t/h③所需矿仓体积:(γ=0.8;ψ=1.7)=255.56/(0.8×1.7)=187.91⑶原矿仓的几何尺寸①结合板式给料机的链板宽度,确定矿仓的排矿口宽度B=1350mm长边宽度L=1500mm②排矿口选择方形,B×L=1350×1500③仓底倾斜角β=⑷拟定原矿仓如下图所示:原矿自然安息角α=;=4.5m;A=5.0m则参考《选矿设计手册》p487表10.4-1,矿仓装卸方式为一点正载装卸,得:=0.707×5.0×tg=3.0m=0.2357××tg=24.72=((5.0-1.35)×tg)/2=2.17m=((5-1.35)(2×+5.0×1.35+1.35×1.5))/2=24.02=4.5m=4.5×=112.5=3.0+2.17+4.5=9.67m,(取9.7m)=24.72+24.02+112.5=161.24故需原矿仓一个,长×宽×高=5×5×9.7(m)2,分配矿仓的选择与计算:中细碎皆只采用一台破碎机,中碎机负荷率为73.20%,细碎机的负荷率为93.29%,而中细碎前皆采用了较大尺寸的筛子,所以破碎车间不设分配矿仓。式结构矿仓。3,磨矿仓的计算:磨矿仓贮矿时间:参考《选矿厂设计》拟定贮矿时间为24h贮矿量:Q储=Q时·t=96×24=2304t/h所需矿仓的容积:V=Q储/(ψ·γ)=1694.11m3((Ψ=0.8γ=1.7))磨矿仓的几何尺寸:排矿口宽B=500mm矿仓边长A=5.0m仓底倾斜角拟定为β=50°拟定磨矿仓库如图:原矿的自然安息角α=40°,H2=6m,A=5m,B=0.5m参考《选矿厂设计手册》,矿仓装卸方式为一点正载装卸。得:=0.707×5×tg=3m=0.2357×53×tg=24.7=((5-0.5)×tg)/2=2.68m=((A-B)·(A2+AB+B2)·tgβ)/2=((5-0.5)×(5.02+5.0×0.5+0.52))/2=24.80=6m=6×52=150=3.0+6.9+2.68=11.68m,(取12m)=24.72+150+24.80=199.52n=1694.11/199.52=8.49(取9个)故一系列的磨矿仓需要9个,长×宽×高=5×5×12(m)第三节磨浮车间检修起重设备的选择1,磨浮车间最重的设备为球磨机,根据磨机型号得知:最重部件为52.44t,根据《选矿设计手册》p456表8.10-3得1,选择起重机型式为电动式桥式起重机,吨位为:20/52,根据设计的厂房宽度确定起重机的跨度为21m3,起吊高度-球磨机自身高度-球磨机离地高度附图:磨浮流程图注:课本指《选矿厂设计》参考文献:1,《选矿厂设计》东北大学冯守本1994年12月冶金工业出版社2,《选矿设计手册》1987年5月冶金工业出版社3,冶金矿山选矿工艺制图规定《试行》图号:资选1124,《机械制图》昆明理工大学吴艳萍2007年4月中国铁道出版社5,大红山铜矿生产实习资料6《选矿厂设计》课程设计指导书昆明理工大学矿物加工工程工程系2005年2月7,2007级XX铜矿4100t/d课程设计
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