(最新整理)柿竹园多金属矿选厂设计说明书

(最新整理)柿竹园多金属矿选厂设计说明书 目 录 第一章 概论 .......................................... 1 1.1矿山地理位置与交通 ............................... 1 1.2厂区气候 .......................................... 1 1.3厂区经济情况...................................... 1 1.4采矿方法 .......................................... 1 1.5厂址选择 .......................................... 2 第二章 矿石性质 ..................................... 3 2.1矿石类型 .......................................... 3 2.2 矿石工艺矿物学特性 ............................... 3 2.3设计原始指标...................................... 4 第三章 工艺流程的选择和计算 ........................ 5 3.1选矿厂工作和处理量的确定 ..................... 5 3.2破碎流程的选择和计算 ............................. 5 3.3磨矿流程的选择和计算 ............................. 7 3.4选别流程的选择和计算 ............................. 9 3.5矿浆流程的计算................................... 13 第四章 选矿设备的选择和计算 ....................... 19 4.1破碎设备的选择和计算 ............................ 19 4.2筛分设备的选择和计算 ............................ 21 4.3磨矿设备的选择和计算 ............................ 22 4.4分级设备的选择和计算 ............................ 25 4.5浮选设备的的选择和计算 .......................... 28 4.6脱水设备的选择和计算 ............................ 30 4.7主要辅助设备、矿仓的选择和计算 .................. 32 第五章 总体布置与设备配置 .......................... 37 5.1厂房的总体布置................................... 37 5.2厂内设备配置..................................... 37 第六章 药剂业务 .................................... 39 6.1药剂制度的论证................................... 39 6.2加药点的选择以及药剂用量 ........................ 39 第七章 检修工作制度 ................................ 41 7.1机修组织 ......................................... 41 7.2机修制度 ......................................... 41 7.3机修车间的主要设备 .............................. 41 7.4检修场地和平台................................... 41 第八章 生产过程的取样、检查及自动化 ............... 42 8.1称量 ............................................. 42 8.2取样方法及试样量 ................................ 42 8.3矿自动化 ......................................... 42 第九章 尾矿业务 .................................... 43 9.1尾矿堆置地点..................................... 43 9.2尾矿库容积计算................................... 43 9.3尾矿的运输与堆置 ................................ 43 第十章 安全及防火技术 .............................. 44 10.1安全技术措施:................................... 44 10.2防火措施:....................................... 44 第十一章 建筑情况 .................................. 45 11.1厂区自然条件.................................... 45 11.2选矿厂各车间生产特性对建筑物的要求 ............. 45 11.3建筑结构........................................ 45 第十二章 供电情况 .................................. 47 12.1电源及供电...................................... 47 12.2选矿厂设备的电机 ............................... 47 12.3主要电能指标.................................... 48 第十三章 供水情况 .................................. 50 13.1水源 ............................................ 50 13.2用水量和水池容量 ............................... 50 第十四章 经济评价 .................................. 52 14.1建厂投资....................................... 52 14.2辅助材料投资.................................... 55 14.3工人分配及工资.................................. 55 14.4精矿成本........................................ 56 14.5精矿销售额...................................... 56 14.6全年利润及偿还年限 ............................. 57 主要参考文献 ......................................... 58 外文资料 ............................................. 59 致 谢 ............................................... 64 小论文 ............................................... 65 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第一章 概论 1.1矿山地理位置与交通 柿竹园多金属矿位于湖南省郴州市苏仙区境内，西北距郴州市20公里。矿区拥有土地面积15平方公里，采矿面积35平方公里，拥有国家公路与郴州市相连，大宗货物可通过湄桥转运站转运，由京广铁路通往全国各地，对外交通十分便利。 1.2厂区气候 柿竹园矿区位于亚热带气候带中，厂区冬季长，而春、夏、秋季短。冬春两季盛行偏北的大陆季风，多冷空气活动;夏秋两季盛行偏南风的热带海洋性湿润季风，呈现出冬冷夏热，春秋雨水多，夏季暑热期长的气候特征。 春季气候最显著的特征是开春早，气温回升快，降水丰沛，多阴雨及冰雹大风，降水占全年降水的37.3%，日照时数220与290小时之间。夏季气候炎热，易发生干旱，也易出现暴雨洪涝，由于平均海拔高度在400米以上，透出凉爽的特点。秋季主要是秋高气爽天气为主，日照强，降水少，晴日多，易发生秋旱。少数年份秋雨绵绵，冬季气候的特征是少严寒，雨雪少。 1.3厂区经济情况 湖南柿竹园有色金属有限责任公司是湖南省国资委的监管企业，湖南有色金属控股集团的核心企业，湖南有色金属股份有限公司控股子公司，是一个集采矿、选矿、冶炼为一体的国有大型矿山企业。 公司十分重视发挥技术先导作用，通过国家“七五”、“八五”、“九五”连续十五年的技术攻关，取得采矿、选矿和冶炼科研技术成果，极大的提升了选矿回收率和资源综合利用率。与此同时，在新产品开发和研究也取得了不断的进步，产品由单一化向多元化发展，由初级产品向精深加工方向发展，公司以成为最大的钨精矿、铋精矿及铋锭的生产基地。长期以来，公司依托资源优势，认真落实科学发展观，以建立现代化企业制度为目标，不断完善战略运营管理模式，积极拓展国内、国外两个市场，加强对外贸易和经济技术合作，使企业走上了良性发展的轨道。产业基础日益完善，产品结构日趋合理，经济实力不断加强。形成了年采选生产能力150余万吨，年冶炼能力6000吨，拥有固定资产10亿元，净资产4亿元，年销售收入5亿元的规模效益生产企业。公司现有在册职工3100多人，其中技术管理人员311人，具有中高级技术职称人员217人。 1.4采矿方法 采用分段凿岩，阶段崩矿矿房采矿法，矿房采空后用碎石一次充填，为确保后期露天安全分期开采。 1 江西理工大学2011届本科生毕业设计 开拓方式采用平窿溜井——无轨斜基开拓，主平窿口标高380m,主溜井标高自380m至490m标高，井深110m,井径4m，副溜井标高自490m至550m标高，直径2m,无轨斜巷自490m标高至558m标高。 1.5厂址选择 本设计选厂厂址在柿竹园东坡区，地貌属丘陵地区，附近山峦叠嶂，相差高度较大，山坡在山顶部较陡，半山以下较缓，坡度适合选厂布置，地形坡度为18?左右，工程地质较好，建厂区植物层可种植植物外，其他各土层均可作为建筑物的天然地基，没有大的拆裂。 2 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第二章 矿石性质 2.1矿石类型 柿竹园多金属矿是以钨、铋为主，伴生有钼、萤石、石榴石、铁(磁铁矿、磁黄铁矿)的多金属矿床。钨矿物主要有白钨矿、黑钨矿、假象半假象白钨矿和钨华;铋矿物有辉铋矿、自然铋、铋华和斜方辉铅铋矿;钼有辉钼矿和钼华。其他金属矿物有黄铁矿、磁铁矿、磁黄铁矿、锡石、黄铜矿等。非金属矿物有萤石、石榴石、方解石、石英、角闪石、绿泥石和云母等。矿石中有用矿物种类多、嵌布粒度细、共生关系复杂。黑钨矿和白钨矿共生，白钨矿和含钙的萤石、方解石和石榴石共生，有用矿物需要细磨才能单体解离。 根据矿体的产状、矿石特点及岩石类型，矿体分为?、?、?和?四个矿带，各带之间没有明显的界限，多呈渐变过渡状态，其中?矿带是富矿带，是矿山前期生产和科研主要对象。 柿竹园多金属矿为特大型接触交代矽卡岩矿床，工业类型属云英岩——矽卡岩复合型钨钼铋多金属矿床。矿体赋存于花岗岩与中、上泥盆统灰岩接触带附近的矽卡岩、大理岩中。 本设计的对象即?矿带富矿段产于正接触带下部紧贴花岗岩一侧的云英岩网脉——矽卡岩中。 矿石结构有自形——半自形粒状、交代假象、交代残余、溶蚀、固液体分离、压碎等;矿石构造中主要有浸染状、网状、条带状、块状等。 2.2 矿石工艺矿物学特性 柿竹园多金属矿?矿带富矿段矿石中主要金属矿物为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿和辉铋矿，次为锡石、磁铁矿、黄铁矿和少量钽、铌、铍等，主要非金属矿物为萤石、石榴子石、透辉石、石英和云母等，其次为长石、绿泥石、方解石和电气石等。 石榴子石和透辉石为矽卡岩矿石的主要造岩矿物，石英和云母为云英岩石的主要造岩矿物。 ?矿带富矿段矿样多元素化学分析见表2-1，主要矿物组成分析结果见表2-2。 3 江西理工大学2011届本科生毕业设计 表2-1 矿样多元素化学分析 WO Mo Bi Sn Cu Pb Zn S 成 份 3 0.18 0.031 0.11 0.11 0.035 0.036 0.044 0.83 含量，, Fe Mn As P Ag* Au* 成 份 总炭 烧失量 8.24 0.70 0.0025 0.023 8.17 0.01 1.04 5.81 含量，, SiO AlO CaO MgO KO NaO CaF 成 份 223222 34.34 10.70 26.23 1.09 1.49 0.32 21.24 含量，, * Au、Ag为g/t。 表2-2 原矿中主要矿物组成分析 金属矿物 含量，% 脉石矿物 含量，% 0.06 15.0 黑钨矿 石英 0.15 3.5 白钨矿 钾长石 0.047 4.7 辉钼矿 斜长石 0.07 7.6 辉铋矿 白云母、绢云母 0.013 6.4 自然铋 绿泥石 0.05 5.4 辉铅铋矿* 绿帘石 0.02 5.6 方铅矿 铁铝榴石 0.10 4.2 黄铜矿 钙铁榴石 0.07 2.0 闪锌矿 黑云母 0.90 4.0 黄铁矿 黄玉 0.60 3.0 磁黄铁矿 闪石、辉石 3.20 21.24 磁铁矿 萤石 0.30 6.3 褐铁矿 方解石 0.10 3.2 锡石 白云石 0.32 1.86 独居石* 其它* 6.00 94.0 合计 * 注:?辉铅铋矿包括各种铅、铋的矿物;?独居石还包括褐帘石、氟碳酸铈镧矿、金红石、 铌板钛矿、锆石、黑稀金矿、硅酸钍矿、沥青铀矿等;?其它脉石矿物包括粘土矿物、矽灰 石、磷灰石等。 2.3设计原始指标 原矿品位: Mo:0.08% Bi:0.12% 精矿品位:Mo:43% Bi:20% Bi:25.34% 矿石真比重:δ=3.14t/m3 含水含泥:小于4% 矿石硬度:7~8,中硬矿石 原矿最大给矿粒度:D=550mm max 最终破碎产物粒度:d=10mm max 4 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第三章 工艺流程的选择和计算 3.1选矿厂工作制度和处理量的确定 3.1.1选矿厂工作制度的确定 破碎车间:一般应和采矿工作制度一致，有连续工作制度及间断工作制度之分，此次设计采用每天三班，每班六小时的工作制度。 磨矿与浮选车间:采用连续工作制度，即每天三班，每班八小时。 精矿脱水车间:一般和主厂房一致，若精矿量很少，可采用间断工作制度。此设计采用与主厂房一致的工作制度，即每天三班，每班八小时。 综上，选厂的工作制度如表3-1所示: 表3-1 选厂工作制度 车间: 工作制度: 破碎车间 每天3班，每班6小时 磨浮车间 每天3班，每班8小时 脱水车间 每天3班，每班8小时 3.1.2处理量的计算 已知此设计的选矿厂规模是3000t/d，即日处理量Q=3000t/d。 d小时处理量: 破碎车间:Q=Q/t=3000/(3×6)=166.7(t/h) h1d1 磨浮:Q=Q/t=3000/(3×8)=125(t/h) h2d2 脱水车间:Q=Q/t=3000/(3×8)=125(t/h) h3d3 3.2破碎流程的选择和计算 3.2.1破碎流程的选择 3.2.1.1破碎段数的确定 总破碎比:S=D/d=550mm/10mm=55 maxmax 采用两段破碎难以达到此破碎比，因此在此设计中采用三段破碎流程，参考《选矿厂设计》表4-3，定各段破碎比如下: 粗碎:S=3 中碎:S=3.5 细碎:S=5.24 123 3.2.1.2预先筛分的必要性 矿石硬度为7-8，中硬矿石，原矿中细粒物料含量较少，无需设置预先筛分。 3.2.1.3检查筛分的必要性 5 江西理工大学2011届本科生毕业设计 在破碎机的排矿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，因 此设置检查筛分是必要的。 另外，矿石含水含泥小于4%，无需洗矿，无需手选。综上，采用如图3-1所 示的破碎流程: 图3-1 破碎流程图 3.2.2破碎流程的计算 3.2.2.1破碎车间小时处理量。 Q=Q/t=3000/(3×6)=166.7(t/h) d 3.2.2.2总破碎比 S=D/d=550/10=55 3.2.2.3各段破碎比 粗碎:S=3 中碎:S=3.5 细碎:S=5.24 1233.2.2.4各段破碎产物最大粒度 d=D/S=550mm/3=183.3mm 2max1 d=d/S=183.3mm/3.5=52.4mm 322 d=d/S=52.4mm/5.24=10mm 533 3.2.2.5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 碎采用颚式破碎机，中碎采用型圆锥破碎机，细碎采用短头型圆锥破碎机， 各段排矿口宽度如下: e=d/Z=183.3/1.6=114.58(mm) 取e=115mm 221max2 e=d/Z=52.4/1.9=27.57(mm) 取e=26mm 332max3 e由筛分工作制度确定，此设计选择等值筛分工作制度， 7 e=0.8×d=8(mm) 取e=8mm 757 3.2.2.6确定筛子筛孔尺寸及筛分效率 6 江西理工大学2011届本科生毕业设计 采用等值筛分工作制度， 筛孔尺寸:a=1.3d=13mm e=0.8d=8mm 575 筛分效率:E=60% 3.2.2.7计算各产物的产率和重量 粗碎和中碎: Q=Q=Q=166.7t/h γ=γ=γ=100% 123123 细碎:Q=Q=166.7t/h γ=100% 515 根据物料平衡关系，可列出下关系式: ,13,13Q=(Q +Q)E ,,53737 ,13—产物3中小于13mm的粒级含量，筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度,3 ,13的比值Z=a/e=13/26=0.5，查图4-6，=32%。 ,333 ,13,—产物3中小于13mm的粒级含量，筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度7 ,13的比值Z=a/e=13/8=1.625，查图4-9，,=75%。 777 Q,13166.75,,166.7，0.32,Q330.6E ,,,299.32(t/h)Q7,13,0.757 γ=Q/Q=179.56% Q=Q=299.32t/h γ=γ=179.56% 7716767综上，计算结果如表3-2所示: 表3-2 破碎流程数据 产品 产率γ(%) 产量Q(t/h) 1 100 166.7 2 100 166.7 3 100 166.7 4 279.56 466.02 5 100 166.7 6 179.56 299.32 7 179.56 299.32 3.3磨矿流程的选择和计算 3.3.1磨矿流程的选择 磨矿段数的确定: 当磨矿细度不超过72%小于0.074mm时，采用一段磨矿;若磨矿细度要求 72—85%小于0.074mm，甚至更高时，采用两段磨矿，此设计磨矿细度为-200目 90%，采用两段磨矿。 预先分级的必要性 当给矿中合格粒级含量不小于14—15%时，需设置预先分级，此处原矿为中 7 江西理工大学2011届本科生毕业设计 硬矿石，破碎产品最终粒度为10mm，-200目占10%，无需预先分级 检查分级的必要性 为使磨矿最终产品符合选别要求，需要设置检查分级。对于初磨的产品，其 细度高于15%，同样设置检查分级。 综上，采用如图3-2所示的两段全闭路磨矿流程: 图3-2 磨矿流程图 图3-3 磨矿流程图展开形式 3.3.2磨矿流程的计算 计算原始资料: 磨矿车间处理量:Q=3000t/d=125t/h 1 磨矿产品细度:-200目(-0.074mm)占90% 最适合的循环负荷: 初磨:C=300% 细磨:C=300% 12 8 江西理工大学2011届本科生毕业设计 磨矿机给矿、分级机返砂、分级机溢流中计算级别(-200目)的含量: 最初给矿，中等可碎性矿石，给矿粒度10mm，查《选矿厂设计》表4-8有: β=10% 1 分级机溢流:β=90% 查《选矿厂设计》表4-10， 分级机返砂:β=13% 78 两段磨机的生产能力比值:k=q/q=0.8~0.85，取k=0.83 21 两段磨机的容积之比值m:这里为两段全闭路磨矿，m=1 计算: 将磨矿流程展开，如图3-3所示: 一段磨矿: Q=Q=Q=125(t/h) 741 Q=CQ=300%×125=375(t/h) 511 Q=Q=Q+Q=125+375=500(t/h) 2315 两段磨矿: Q=Q=Q=125(t/h) 741 β=β+(β-β)/(1+km)=10+(90-10)/(1+0.83×1)=53.72(%) 4171 查《选矿厂设计》表4-10有:β=6% 5 ,Q=Q(β-β)/(β-β)=125×(53.72-13)/(90-13)=66.10(t/h) 148787 ,,,QQQ==Q-=125-66.10=58.90(t/h) 1778 ,,QQ=C=300%×58.90=176.7(t/h) 288 ,,QQQ=Q=+=58.9+176.7=235.6(t/h) 8988 Q=Q+Q=125+235.6=360.6(t/h) 648 γ=γ=γ=100% γ=γ=400% γ=300% γ=289% 1473256γ=γ=189% 89 β=(γβ+γβ)/γ=39.64% 677886 β=(γβ-γβ)/γ=32.20% 966449 β=(γβ+γβ)/γ=17.93% 344553 β=(γβ+γβ)/γ=7% 211552 综上，最终计算结果见如表3-3所示。 3.4选别流程的选择和计算 3.4.1选别流程的选择 根据相关选矿试验及参观现场相关流程资料，确定对本设计的钼铋采用图 3-4所示的选别流程，图示选别作业均为浮选。 9 江西理工大学2011届本科生毕业设计 表3-3 磨矿流程数据 计算级别:-200目(-0.074mm) 产产量Q(t/h) 产率γ(%) 计算级别含量β(%) 品 1 125 100 10.00 2 500 400 7.00 3 500 400 17.93 4 125 100 53.72 5 375 300 6.00 6 360.6 289 39.64 7 125 100 90.00 8 235.6 189 13.00 9 235.6 189 32.20 图3-4 选别流程图 3.4.2选别流程的计算 3.4.2.1计算原始指标数的确定 10 江西理工大学2011届本科生毕业设计 表3-4 选别原始指标 铋品味β钼品位β'铋品味β钼品位β'产品: 产品: (%) (%) (%) (%) 1 0.12 0.08 35 3.96 3 5.28 3.43 36 0.2 43 4 0.05 37 2.21 7 10.36 7.68 38 2.26 0.011 8 1.26 39 0.018 9 0.46 0.09 42 6.35 0.012 10 0.04 43 0.86 11 15 11.35 44 0.68 0.010 12 1.53 45 0.015 13 0.18 0.05 46 12.48 0.012 14 0.03 47 1.28 17 8.28 16.64 48 0.28 0.012 18 16.85 49 0.012 21 5.36 21.26 51 16.52 0.011 22 12.65 52 2.46 23 3.25 3.51 55 20.32 0.012 24 18.23 56 8.29 26 3.28 28.48 57 6.25 0.011 27 9.53 58 0.85 28 6.74 1.29 59 25.34 0.011 29 20 60 10.86 31 1.27 33.27 61 2.37 0.012 32 7.88 62 0.032 34 0.56 37.02 铋品味β钼品位β'铋品味β钼品位β'产品: 产品: (%) (%) (%) (%) 注:中产品1的数据为已知的给矿指标，不计入原始指标的范畴。 N=C(n-a) ppp C—计算成分，C=1+e=1+2=3，e—参与流程计算的金属种类数，e=2; n—流程中的选别产物数，n=(5+8+5+5)×2=46; pp a—流程中的作业数，a=23; pp N=3×(46-23)=69。 p 3.4.2.2原始指标数的分配 N=N+N+N+N+Npγββ’εε’ N?n-a=23 N?2(n-a) γppβ pp N?23 N?23 N?46 N?46 εε’ββ’ N+N+N?46 N+N+N?46 γβε γβ'ε' 11 江西理工大学2011届本科生毕业设计 综上所述条件，及该设计具体情况，确定如表3-4所示的原始指标。 3.4.2.3计算过程 a.利用所定的原始指标，根据产率平衡及产品中的金属量的平衡，计算各产品的产率γ，并通过对产率进行校核求得各混合产物的产率; b.计算产品中混合产物的铋的品位β; c.计算产品中未知的钼的品位β'; ,,nn,,d.按公式计算各产物中钼和铋的回收率，并进行校核; n, e.按公式计算各产物的产品质量。 Q,Q，,n1n -5所示。 计算结果，如表3 表3-5 选别流程数据 产率γ铋品味β铋回收率ε钼品位β'钼回收率ε'产量Q产品: (%) (%) (%) (%) (%) (t/h) 1 100.000 0.12 100.00 0.08 100.000 125.00 2 106.302 0.15 133.85 0.081 108.261 132.88 3 2.055 5.28 90.41 3.43 88.102 2.57 4 104.248 0.05 43.44 0.015 20.159 130.31 5 2.371 4.78 94.44 3.066 90.850 2.96 6 111.347 0.06 54.09 0.018 24.597 139.18 7 0.917 10.36 79.18 7.68 88.044 1.15 8 1.454 1.26 15.26 0.154 2.806 1.82 9 4.849 0.46 18.59 0.09 5.455 6.06 10 106.499 0.04 35.50 0.014 19.142 133.12 11 0.601 15 75.15 11.35 85.296 0.75 12 0.316 1.53 4.03 0.696 2.748 0.39 13 7.100 0.18 10.65 0.05 4.437 8.87 14 99.399 0.03 24.85 0.012 14.704 124.25 15 0.986 13.09 107.56 7.970 98.225 1.23 16 101.346 0.04 37.45 0.012 14.959 126.68 17 0.433 8.28 29.84 16.64 89.966 0.54 18 0.553 16.85 77.72 1.194 8.260 0.69 19 0.620 8.66 44.76 12.719 98.633 0.78 20 0.623 15.73 81.60 1.205 9.376 0.78 21 0.340 5.36 15.17 21.26 90.270 0.42 22 0.281 12.65 29.59 2.383 8.363 0.35 23 0.104 3.25 2.82 3.51 4.567 0.13 24 0.519 18.23 78.79 0.742 4.809 0.65 25 0.441 5.94 21.85 17.928 98.903 0.55 26 0.253 3.28 6.93 28.48 90.236 0.32 27 0.188 9.53 14.92 3.691 8.668 0.23 28 0.069 6.74 3.89 1.29 1.116 0.09 12 江西理工大学2011届本科生毕业设计 29 0.449 20 74.90 0.657 3.693 0.56 30 0.314 3.41 8.92 24.695 96.885 0.39 31 0.212 1.27 2.25 33.27 88.252 0.27 32 0.102 7.88 6.68 6.794 8.633 0.13 33 0.245 1.40 2.86 30.076 92.232 0.31 34 0.185 0.56 0.86 37.02 85.582 0.23 35 0.060 3.96 1.99 8.809 6.649 0.08 36 0.152 0.2 0.25 43 81.603 0.19 37 0.033 2.21 0.61 9.612 3.980 0.04 38 1.191 2.26 22.43 0.011 0.164 1.49 39 100.155 0.018 15.02 0.012 14.795 125.19 40 1.365 2.14 24.28 0.011 0.190 1.71 41 101.279 0.02 17.65 0.012 14.964 126.60 42 0.317 6.35 16.77 0.012 0.048 0.40 43 1.048 0.86 7.51 0.011 0.142 1.31 44 0.900 0.68 5.10 0.010 0.112 1.12 45 100.379 0.015 12.55 0.012 14.851 125.47 46 0.144 12.48 14.92 0.012 0.022 0.18 47 0.174 1.28 1.85 0.012 0.026 0.22 48 1.124 0.28 2.62 0.012 0.169 1.40 49 99.255 0.012 9.93 0.012 14.683 124.07 50 0.266 10.19 22.58 0.012 0.038 0.33 51 0.146 16.52 20.13 0.011 0.020 0.18 52 0.120 2.46 2.45 0.012 0.018 0.15 53 0.184 15.37 23.52 0.012 0.027 0.23 54 0.159 2.44 3.23 0.012 0.024 0.20 55 0.108 20.32 18.29 0.012 0.016 0.14 56 0.076 8.29 5.23 0.011 0.010 0.09 57 0.047 6.25 2.43 0.011 0.006 0.06 58 0.112 0.85 0.79 0.013 0.018 0.14 59 0.071 25.34 14.90 0.011 0.010 0.09 60 0.037 10.86 3.39 0.014 0.007 0.05 61 0.039 2.37 0.78 0.012 0.006 0.05 62 0.073 0.032 0.02 0.013 0.012 0.09 产率γ铋品味β铋回收率ε钼品位β'钼回收率ε'产量Q产品: (%) (%) (%) (%) (%) (t/h) 3.5矿浆流程的计算 3.5.1磨矿矿浆流程的计算 3.5.1.1确定浓度Cn 必须保证的浓度: 一段磨矿作业浓度:C=70% m1 13 江西理工大学2011届本科生毕业设计 二段磨矿作业浓度:C=75% m2 分级溢流浓度:C=50% C=30% 47 不可调节的浓度: 原矿浓度:C=97% (原矿水分:3%) 1 分级返砂(沉砂)浓度:C=80% C=75% 58 3.5.1.2计算过程: 100,Cna.按公式计算液固比R; R,nnCn b.按公式计算各作业及产品的水量; W,QRnnn L,W-Wc.按公式计算补加水; ,nn作业 d.计算未知的作业浓度; e.按公式计算矿浆体积。 V,Q(R，1/,)nnn 计算结果如表3-6所示: 表3-6 磨矿矿浆流程数据 矿量Q浓度C补加水L矿浆量V液固比水量产品(作业) 33R W(t/h) (t/h) (%) (m/h) (m/h) 1 125 97 0.031 3.87 43.67 3 500 70 0.429 214.29 373.52 4 125 50 1.000 125.00 164.81 5 375 80 0.250 93.75 213.18 7 125 30 2.333 291.67 331.48 8 235.6 75 0.333 78.53 153.57 9 235.6 75 0.333 78.53 153.57 500 70 0.429 214.29 116.67 373.52 一段磨矿 235.6 75 0.333 78.53 0.00 153.57 二段磨矿 500 69.57 0.438 218.75 4.46 377.99 一次分级 360.6 49.34 1.027 370.20 166.67 485.04 二次分级 3.5.2选别矿浆流程的计算 3.5.2.1钼铋等浮矿浆流程的计算 3.5.2.1.1确定浓度Cn 必须保证的作业浓度: 粗选作业浓度:C=29% r 精选作业浓度:C=20% C=20% k1k2 不可调节的选别精矿浓度: 粗选精矿浓度:C=45% 3 14 江西理工大学2011届本科生毕业设计 精选精矿浓度:C=43% C=43% 711扫选精矿浓度:C=35% C=35% 9133.5.2.1.2计算过程: 100,Cna.按公式计算液固比R; R,nnCn b.按公式计算各作业及产品的水量; W,QRnnn c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量; Qnd.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓C,n(Q，W)nn 度; e.按公式R=W/Q计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比; nnn L,W-Wf.按公式计算补加水; ,nn作业 计算矿浆体积。 g. 按公式V,Q(R，1/,)nnn 3.5.2.2钼铋分离矿浆流程的计算 3.5.2.2.1确定浓度Cn 必须保证的作业浓度: 粗选作业浓度:C=28% r 精选作业浓度:C=25% C=25% C=25% C=25% C=25% k1k2k3k4k5 不可调节的选别精矿浓度: 粗选精矿浓度:C=45% 17 精选精矿浓度:C=40% C=40% C=40% C=40% C=40% 2126313436 扫选精矿浓度:C=32% C=32% 23283.5.2.2.2计算过程: 100,Cna.按公式计算液固比R; R,nnCn b.按公式计算各作业及产品的水量; W,QRnnn c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量; QnC,d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓n(Q，W)nn 度; e.按公式R=W/Q计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比; nnn L,W-Wf.按公式计算补加水; ,nn作业 g. 按公式计算矿浆体积。 V,Q(R，1/,)nnn 3.5.2.3铋硫混浮矿浆流程的计算 15 江西理工大学2011届本科生毕业设计 3.5.2.3.1确定浓度Cn 必须保证的作业浓度: 粗选作业浓度:C=28% r 精选作业浓度:C=23% C=23% k1k2不可调节的选别精矿浓度: 粗选精矿浓度:C=45% 38 精选精矿浓度:C=42% C=42% 4246扫选精矿浓度:C=33% C=33% 44483.5.2.3.2计算过程: 100,Cna.按公式计算液固比R; R,nnCn b.按公式计算各作业及产品的水量; W,QRnnn c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量; Qnd.按公式C,计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓n(Q，W)nn 度; e.按公式R=W/Q计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比; nnn L,W-Wf.按公式计算补加水; ,nn作业 g. 按公式计算矿浆体积。 V,Q(R，1/,)nnn 3.5.2.4铋硫混浮矿浆流程的计算 3.5.2.4.1确定浓度C n 必须保证的作业浓度: 粗选作业浓度:C=25% r 精选作业浓度:C=22% C=22% k1k2不可调节的选别精矿浓度: 粗选精矿浓度:C=30% 51 精选精矿浓度:C=33% C=33% 5559扫选精矿浓度:C=30% C=30% 57613.5.2.4.2计算过程: 100,Cna.按公式计算液固比R; R,nnCn b.按公式计算各作业及产品的水量; W,QRnnn c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量; QnC,d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓n(Q，W)nn 16 江西理工大学2011届本科生毕业设计 度; e.按公式R=W/Q计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比; nnn L,W-Wf.按公式计算补加水; ,nn作业 g. 按公式计算矿浆体积。 V,Q(R，1/,)nnn 计算结果具体见表3-7: 表3-7 浮选矿浆流程数据 产率γ产量Q浓度C液固补加水L矿浆量V水量 产品: 33W(t/h) (%) (t/h) (%) 比R (m/h) (m/h) 1 100.000 125.00 30 2.33 291.67 331.48 3 2.055 2.57 45 1.22 3.14 3.96 4 104.248 130.31 28.80 2.47 322.18 363.68 7 0.917 1.15 43 1.33 1.52 1.88 8 1.454 1.82 14.95 5.69 10.33 10.91 9 4.849 6.06 35 1.86 11.26 13.19 10 106.499 133.12 28.91 2.46 327.41 369.80 钼11 0.601 0.75 43 1.33 1.00 1.24 铋12 0.316 0.39 9.91 9.09 3.59 3.72 等 浮13 7.100 8.87 35 1.86 16.48 19.31 14 99.399 124.25 28.55 2.50 310.93 350.50 106.302 132.88 29 2.45 325.32 12.07 367.64 粗选 2.371 2.96 20 4.00 11.85 5.13 12.80 精? 0.917 1.15 20 4.00 4.59 3.07 4.95 精? 111.347 139.18 29.13 2.43 338.66 382.99 扫? 106.499 133.12 28.91 2.46 327.41 369.80 扫? 17 0.433 0.54 45 1.22 0.66 0.83 18 0.553 0.69 21.62 3.63 2.51 2.73 21 0.340 0.42 40 1.50 0.64 0.77 22 0.281 0.35 17.20 4.82 1.69 1.80 23 0.104 0.13 32 2.13 0.28 0.32 24 0.519 0.65 21.16 3.73 2.42 2.62 26 0.253 0.32 40 1.50 0.48 0.58 27 0.188 0.23 16.60 5.02 1.18 1.25 钼 铋28 0.069 0.09 32 2.13 0.18 0.21 分29 0.449 0.56 20.11 3.97 2.23 2.41 离 31 0.212 0.27 40 1.50 0.40 0.48 32 0.102 0.13 14.02 6.13 0.78 0.82 34 0.185 0.23 40 1.50 0.35 0.42 35 0.060 0.08 11.64 7.59 0.57 0.60 36 0.152 0.19 40 1.50 0.28 0.35 37 0.033 0.04 9.20 9.88 0.41 0.42 0.986 1.23 28 2.57 3.17 0.21 3.56 粗选 17 江西理工大学2011届本科生毕业设计 0.620 0.78 25 3.00 2.33 0.49 2.57 精? 0.441 0.55 25 3.00 1.66 0.24 1.83 精? 0.314 0.39 25 3.00 1.18 0.13 1.30 精? 0.245 0.31 25 3.00 0.92 0.11 1.02 精? 0.185 0.23 25 3.00 0.69 0.35 0.77 精? 0.623 0.78 22.43 3.46 2.69 2.94 扫? 0.519 0.65 21.16 3.73 2.42 2.62 扫? 38 1.191 1.49 45 1.22 1.82 2.29 39 100.155 125.19 27.87 2.59 323.94 363.81 42 0.317 0.40 42 1.38 0.55 0.67 43 1.048 1.31 20.23 3.94 5.16 5.58 44 0.900 1.12 33 2.03 2.28 2.64 45 100.379 125.47 27.88 2.59 324.50 364.46 46 0.144 0.18 42 1.38 0.25 0.30 铋47 0.174 0.22 16.74 4.97 1.08 1.15 硫 混48 1.124 1.40 33 2.03 2.85 3.30 浮 49 99.255 124.07 27.84 2.59 321.65 361.16 101.346 126.68 28 2.57 325.75 7.38 366.10 粗选 1.365 1.71 23 3.35 5.71 2.81 6.25 精? 0.317 0.40 23 3.35 1.33 0.78 1.45 精? 101.279 126.60 27.92 2.58 326.79 367.10 扫? 100.379 125.47 27.88 2.59 324.50 364.46 扫? 51 0.146 0.18 30 2.33 0.43 0.48 52 0.120 0.15 20.77 3.81 0.57 0.62 55 0.108 0.14 33 2.03 0.27 0.32 56 0.076 0.09 14.90 5.71 0.54 0.57 57 0.047 0.06 30 2.33 0.14 0.15 58 0.112 0.14 20.35 3.91 0.55 0.59 59 0.071 0.09 33 2.03 0.18 0.21 铋60 0.037 0.05 13.51 6.40 0.30 0.31 硫 分61 0.039 0.05 30 2.33 0.11 0.13 离 62 0.073 0.09 17.35 4.76 0.43 0.46 0.266 0.33 25 3.00 1.00 0.07 1.10 粗选 0.184 0.23 22 3.55 0.81 0.09 0.89 精? 0.108 0.14 22 3.55 0.48 0.20 0.52 精? 0.159 0.20 22.48 3.45 0.68 0.75 扫? 0.112 0.14 20.35 3.91 0.55 0.59 扫? 产率γ产量Q浓度C液固补加水L矿浆量V水量 产品: 33(%) (t/h) (%) 比R W(t/h) (m/h) (m/h) 18 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第四章 选矿设备的选择和计算 4.1破碎设备的选择和计算 4.1.1粗碎设备的选择计算 粗碎设备主要有旋回破碎机、颚式破碎机，其选型主要考虑给矿最大粒度、 生产能力和矿石可碎性三种因素。大中型选矿厂即可用颚式破碎机，也可用旋回 破碎机;中小型选矿厂常用颚式破碎机。 本设计日处理量3000t，中等可碎性矿石，最大给矿粒度550mm，选用 PE900×1200型颚式破碎机作为粗碎设备。 4.1.1.1破碎机生产能力的计算: Q=KKKKQ12340 式中: Q——在设计条件下破碎机的生产能力(t/h); Q——在标准条件下开路破碎时的处理量(t/h); 0 Q=qe 00 q——破碎机在开路破碎排矿口为1mm时，破碎标准状态矿石的单位生0 产能力 (t/mm.h)，查《选矿厂设计》P67页表5-1鄂式破碎机q0 值, q=1.28t/mm.h; 0 e—破碎机排矿口宽度,e=115mm; KK—P685-6,=1.05 矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》页表取;11 K—K=δ/2.7=3.14/2.7=1.163 矿石密度修正系数，;22 K—P685-7 给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》页表，由于3 D550maxK,1.08,,0.61 ，查表可得;3B900 Q=KKKKQ=1.05×1.163×1.08×1.28×115=194.13(t/h) 12340 4.1.1.2需要的破碎机的台数: KQ1.1，166.70 n===0.94 n=1 取 Q194.13 n— 式中:设计需要的破碎机台数 Q— 需要破碎的矿量0 Q— 所选破碎机的生产能力 K—K=1.1 不均匀系数， 4.1.1.3负荷系数: η=Q/Q=166.7/194.13=85.9% 符合设计要求。 0 4.1.2中碎设备的选择和计算 19 江西理工大学2011届本科生毕业设计 大中型选矿厂破碎难碎性矿石和中等可碎性矿石时，中碎常选用标准型圆锥 PYB1650 破碎机或者中型圆锥破碎机，本设计采用型弹簧标准圆锥破碎机。 4.1.2.1破碎机生产能力的计算: Q=KKKKQ12340 式中: Q——在设计条件下破碎机的生产能力(t/h); Q——在标准条件下开路破碎时的处理量(t/h); 0 Q=qe 00 q——破碎机在开路破碎排矿口为1mm时，破碎标准状态矿石的单位生0 产能力 (t/mm.h)，查《选矿厂设计》P67页表5-3 q值, q=7t/mm.h; 00 e—破碎机排矿口宽度,e=26mm; K—P685-6,K=1.05 矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》页表取;11 K—K=1.163 矿石密度修正系数，;22 K—P685-8 给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》页表，由于3 e115,,0.46=0.93 K，查表可得;3B250 Q=KKKKQ=1.05×1.163×0.93×7×26=206.7(t/h) 12340 4.1.2.2需要的破碎机的台数: KQ1.1，166.70 n===0.89 n=1 取 Q206.7 n— 式中:设计需要的破碎机台数 Q— 需要破碎的矿量0 Q— 所选破碎机的生产能力 K—K=1.1 不均匀系数， 4.1.2.3负荷系数: η=Q/Q=166.7/206.7=80.65% 符合设计要求。 0 4.1.3细碎设备的选择和计算 选矿厂破碎难碎性矿石和中等可碎性矿石时，细碎常选用短头型圆锥破碎 PYD2200 机，本设计选用型弹簧标准圆锥破碎机。4.1.3.1破碎机生产能力的计算: Q=KKKKKQ12340 式中: Q——在设计条件下破碎机的生产能力(t/h); Q——在标准条件下开路破碎时的处理量(t/h); 0 Q=qe 00 q——破碎机在开路破碎排矿口为1mm时，破碎标准状态矿石的单位生0 产能力 (t/mm.h)，查《选矿厂设计》P67页表5-4 q值, q=24t/mm.h; 00 e—破碎机排矿口宽度,e=8mm; 20 江西理工大学2011届本科生毕业设计 K—K=1.15~1.4K1.25 闭路破碎系数，，取; K—P685-6,K=1.05 矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》页表取;11 K—K=1.163 矿石密度修正系数，;22 K—P685-8 给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》页表，由于3 e8,,0.06=1.16 K，查表可得;3B130 Q=KKKKQ=1.25×1.05×1.163×1.16×24×8=339.97(t/h) 12340 4.1.3.2需要的破碎机的台数: KQ1.1，299.320 n===0.97 n=1 取 Q339.97 n— 式中:设计需要的破碎机台数 Q— 需要破碎的矿量0 Q— 所选破碎机的生产能力 K—K=1.1 不均匀系数， 4.1.3.3负荷系数: η=Q/Q=299.32/339.97=88.04% 符合设计要求。 0 4-1 综上，所选破碎设备如表所示: 4-1 表破碎设备规格参数 进料口尺寸数排料口范外形尺寸 型号及规格 重量/t /mm /m×m×m 量 围/mm 900×1200 1 100~200 48 4.8×4.5×3.3 PE900×1200颚式破碎机 250 1 25~60 50 3.5×2.8×3.25 PYB1650弹簧标准圆锥破碎机 130 1 5~15 84 6.5×3.68×5.3 PYD220弹簧短头圆锥破碎机 4.2筛分设备的选择和计算 细碎前的预先筛分与检查筛分与细碎作业构成一闭路系统，为提高筛分设备 13mm负荷，减少筛分设备台数，本设计采用等值筛分制度，即筛孔尺寸为，选 用振动筛作为筛分设备。 4.2.1筛分设备生产能力的计算 Q,,KKKKKKF,q 123456 Q—Q=466.02t/h 筛分设备的生产能力，();,,—=0.8 筛分设备有效筛分面积系数，;K—24%细粒因素修正系数，给矿中小于筛孔之半的含量为，查《选矿厂设1 5—12K=0.6 计》表，;1 K—40%粗粒因素修正系数，给矿中大于筛孔尺寸的含量为，查《选矿厂设2 21 江西理工大学2011届本科生毕业设计 =1.09 5—12K计》表，;2 K—60%筛分效率修正系数，所采取的等值筛分的筛分效率为，查《选矿厂3 5—12K=1.9 设计》表，;3 K—5—12K=1.0 颗粒形状及矿石种类修正系数，查《选矿厂设计》表，;44K—5—12K=1.0 湿度修正系数，查《选矿厂设计》表，;55 K—5—12K=1.0 《选矿厂设计》表筛分方法修正系数，查，;66 2F—m 所需筛分设备的筛分面积，(); 3,,—=1.86t/m 筛分物料松散密度，(); qq—5—11=21振动筛单位面积的平均容积生产能力，查《选矿厂设计》表， 32m/m.h ()。 4.2.2所需振动筛筛分面积 Q/,KKKKKK,qF= 123456 =466.2/(0.8×0.6×1.09×1.9×1.0×1.0×1.86×21) 2 =12(m) 2-3-22YKR3045查《选矿设备手册》表，选择型圆振筛一台作为筛分设备，其参数见4-2 表。 4-2 表筛分设备规格参数 电动机2 /KG /m型号 筛面面积重量 /kw 型号功率 YKR3045 13.5 Y200L-4 30 8673 4.2.3负荷系数的计算 Q=466.2t/h 0 Q,,KKKKKKF,q 123456 =0.8×0.6×1.09×1.9×1.0×1.0×13.5×1.86×21 =524.19t/h η= Q/Q=466.02/524.19=88.9% 0 符合设计要求。 4.3磨矿设备的选择和计算 4磨矿机有种类型，棒磨机，球磨机，自磨机，和砺磨机。参观现场粗磨细 磨均采用的棒磨机，本次设计同样采用棒磨机，粗磨为格子型，细磨为溢流型。格子型球磨机的排矿段设有格子板，工作时，其矿浆液面低，能及时排出合格产品，减少了矿石的过粉碎，装球量大，磨矿效率高，用于第一段磨矿，常与螺旋 分级机构成闭路。 溢流型球磨机构造简单，易于维修，磨矿产品较细，适用于两段磨矿中的第 二段和中间产品的再磨。 22 江西理工大学2011届本科生毕业设计 4.3.1粗磨设备的选择和计算 1600tMQG2700×3600参观现场日处理量，粗磨选用的是型球磨机，本设计 3000tMQG3200×4500 日处理量，预选用型球磨机。 4.3.1.1q值得计算 ,,,Q(,,,)21 q,0,V q—-0.074mm式中:现厂生产磨机按新生成计算级别(粒级)计的单位容积0 3t/m.h 成产能力，(); ’’ Q—Q=1600/2×24=33.33t/h 现厂生产磨矿机生产能力，()(); ,,—=0.10 现厂生产磨矿机给矿中小于计算级别的含量，;,,11 ,,—=0.5372 现厂生产磨矿机产品中小于计算机别的含量，;,,22 3,,VV—=18.5m 现厂生产磨矿机的有效容积，(); ,,33.33，(0.5372,0.10),3Q(,,,)21,0.788(t/h.m)= q,018.5,V q=KKKKq12340 q—-0.074mm式中:设计磨机按新生成计算级别(粒级)计的单位容积成产能 3t/m.h 力，(); K—5-13K=1.0 被磨矿石的磨矿难易度系数，查《选矿厂设计》表，;11 K—5-15K=1.09 磨矿机直径校正系数，查《选矿厂设计》表，;22 K—5-16K=1.0 设计磨矿机的型式校正系数，查《选矿厂设计》表，;33 K—设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数，查《选矿4 5-17K=1.1 厂设计》表，4 3(t/h.m)q=KKKKq=1.0×1.09×1.0×1.1×0.788=0.945 12340 4.3.1.2磨矿机生产能力的计算 qvQ, ,,,21 Q—t/.h 式中:设计磨机的生产能力，(台); 3V—V=31m 设计磨机的有效容积，; β—β=0.10 设计磨矿机给矿中小于计算级别的含量，;11 β—β=0.5372 设计磨矿机产品中小于计算级别的含量，;22 qv0.945，31Q,==67t/.h (台),,,0.5372,0.1021 4.3.1.3磨矿机台数的计算 23 江西理工大学2011届本科生毕业设计 Q1250,1.86n== n=2 取Q67 n— 设计所需磨矿机台数，(台); Q—Q=125t/h 设计流程中需要磨矿的矿量，();00 Q—t/.h 设计磨矿机的生产能力，(台) 4.3.1.4磨矿机负荷系数的计算 η= Q/nQ=125/2×67=93.28% ()0 满足设计要求。 4.3.2细磨设备的选择和计算 1600tMQY2700×3600参观现场日处理量，粗磨选用的是型球磨机，本设计 3000tMQY3200×4500 日处理量，预选用型球磨机。4.3.2.1q值得计算 ,,,Q(,),,21q, 0,V q—-0.074mm现厂生产磨机按新生成计算级别(粒级)计的单位容积成产能0 3t/m.h 力，(); ’’ Q—Q=63t/h 现厂生产磨矿机生产能力，();,,—=0.13 现厂生产磨矿机给矿中小于计算级别的含量，;,,11,,—=0.322 现厂生产磨矿机产品中小于计算机别的含量，;,,22 3,,VV—=18.5m 现厂生产磨矿机的有效容积，(); ,,63，(0.322,0.13),3Q(,,,)21,0.756(t/h.m)= q,018.5,V q=KKKKq12340 q—-0.074mm设计磨机按新生成计算级别(粒级)计的单位容积成产能力， 3t/m.h (); K—5-13K=1.0 被磨矿石的磨矿难易度系数，查《选矿厂设计》表，;11K—5-15K=1.09 磨矿机直径校正系数，查《选矿厂设计》表，;22K—5-16K=0.85 设计磨矿机的型式校正系数，查《选矿厂设计》表，;33K—设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数，查《选矿厂设计》4 5-17K=1.0 表，;4 3(t/h.m)q=KKKKq=1.0×1.09×0.85×1.0×0.756=0.70 12340 4.3.2.2 磨矿机生产能力的计算 qvQ, β,β21 Q—t/.h 设计磨机的生产能力，(台); 24 江西理工大学2011届本科生毕业设计 3V—V=32.8m 设计磨机的有效容积，; β—β=0.13 设计磨矿机给矿中小于计算级别的含量，;11 β—β=0.322 设计磨矿机产品中小于计算级别的含量，;22 qv0.7，32.8Q,==119.58t/.h (台),,,0.322,0.1321 4.3.2.3磨矿机台数的计算 Q235.60,1.97n== n=2 取Q119.58 n— 设计所需磨矿机台数，(台); Q—Q=235.6t/h 设计流程中需要磨矿的矿量，();00 Q—t/.h 设计磨矿机的生产能力，(台) 4.3.2.4磨矿机负荷系数的计算 η= Q/nQ=235.6/2×119.58=98.5% ()0 满足设计要求。 4-3磨机相关参数如表所示。 4.4分级设备的选择和计算 本设计先后包括两次分级作业，一是第一段磨矿后的分级作业，考虑到对本次分级溢流细度的要求，选择螺旋分级机作为分级设备，二是同时起预先分级和检查分级作用的第二次分级作业，考虑到后面的浮选作业对磨矿最终产品细度的要求，选择水力旋流器作为二次分级的分级设备。 4-3 表磨矿设备规格参数 电动机有效容积最重部件重量重量 型号台数功率电压3m t t ()()()kw v ()() MQG3200×4500 31 800 6000 52.44 136 2 MQY3200×4500 32.8 630 6000 39.5 115 2 4.4.1螺旋分级机的选择和计算 用于分级的螺旋分级机主要有高堰式和沉没式两种，每类又有单螺旋与双螺旋之分。高堰式螺旋分级机的溢流粒度较大，而沉没式较小。在之前的计算中， -0.074mm53.72%4-9一次分级的溢流细度为占，查《选矿厂设计》表，溢流粒 0.32mm 度为，选择高堰式双螺旋分级机作为一次分级的分级设备。4.4.1.1计算螺旋分级机螺旋直径 QD,,0.08，0.103 mkk12 Q—Q=3000/2=1500t/d 溢流中固体重量计的处理量，(); 25 江西理工大学2011届本科生毕业设计 m—m=2 分级机螺旋个数，; k— 矿石密度校正系数，1 k=1+0.5δ-δ=1+0.53.14-2.7=1.22 ()()121 3 δ—δ=3.14t/m 设计矿石的密度，;22 3δ—δ=2.7 t/m 标准矿石的密度，;11 k—5-18k=1.7 分级粒度校正系数，查《选矿厂设计》表，;22 Q1500D,,0.08，0.103==1.88m ,0.08，0.103mkk2，1.22，1.712 查《选矿厂设计》附表2-6，选择2FG-20《2000型螺旋分级机2台，其设 备参数如表4-4所示。 4.4.1.2校核返砂能力 33Q=135mknD=135×2×1.22×5×2=13176t/d ()11 Q—t/d 按返砂中固体重量计的螺旋分级机处理量();1 n—n=5r/min 螺旋转速，()。 Q4500t大于前面流程计算中的一次分级的返砂量，即所选分级机能完成返1 砂的任务，满足设计要求。 4-4 表螺旋分级机规格参数 mm 螺旋规格()螺电动机×型号及规螺旋转速外形尺寸(长宽旋重量功率 r/min ×mm t 格() 高)()重()直径长度导程kw ()t () 2FG-2010995×4595×4498.9735.343.5~6.5 2000 8105 1250 22 《2000 0 5 1 《 4.4.2水力旋流器的选择和计算 4.4.2.1初步确定水力旋流器直径D -0.074mm90%4-90.094mm 溢流细度占，查表，溢流粒度为。 3485.04m/h本段分级作业处理的矿浆量为，综合考虑溢流粒度及处理量，查表 5-19D360mm ，初步确定水力旋流器直径为。4.4.2.2根据D，确定给矿口直径dn，溢流口直径dc和沉沙口直径d h d=0.15~0.25D=0.2D=0.2×360mm=72mm=7.2cm ()n d=0.2~0.3D=0.2D=0.2×360mm=72mm=7.2cm ()c d=0.07~0.10D=0.1D=0.1×360mm=36mm=3.6cm ()h 4.4.2.3确定给矿压力P 水力旋流器的分离粒度: d=d/1.5~2.0=0.094/1.9=0.049mm=49μm max 26 江西理工大学2011届本科生毕业设计 5-20P=0.16MPa 查表《选矿厂设计》表，确定给矿压力4.4.2.4验证溢流粒度 1.2K,0.8， D1，0.1D K— 水力旋流器直径修正系数;D D—cm 水力旋流器直径，(); 1.21.2K,0.8，0.8，==1.06 D1，0.1D1，0.1，36 ,Ddcd,1.5 max0.5dKP(,,,)hD0d—μm 溢流粒度，();max d—cm 水力旋流器溢流口直径，();c β—β=49.34% 给矿中固体含量，之前计算出，(); d—cm 水力旋流器沉砂口直径，();h P—MPa 水力旋流器进口压力，(); 3δ—t/m 矿石密度，(); 3δ—t/m 水的密度，();0 ,Dd36，7.2，49.34cd,1.5==93.8μm ()1.5max0.50.5dKP(,,,)3.6，1.06，0.16(3.14,1.0)hD0 dmax0.094mm小于，即所选水力旋流器的溢流粒度略小于设计要求的溢流粒 度满足设计的要求。 4.4.2.5计算水力旋流器处理量 0.0440.799K,，,, 0.0397tan，2K— 锥角修正系数;α α—? 水力旋流器锥角，(); 0.0440.044K,0.799，0.799，==1.003 ,0.0397，tan(/2)0.397，tan(20/2), 3V,3KKddP==66.14m/h. (台)3，1.003，1.06，7.2，7.20.16,Dnc 3V—m/h. 按矿浆体积计的处理量(台);4.4.2.6计算水力旋流器需要的台数 n=V/V=485.04/66.14=7.33 n=8 取0 3V—m/h 按矿浆体积计的设计处理量，()0 4-5 综上，所选旋流器的参数如表所示: 27 江西理工大学2011届本科生毕业设计 4-5 表水力旋流器规格参数 水力旋沉砂口台3αV(m/h.) μm 流器直锥角处理量台溢流粒度()给矿管直径溢流管直径 直径数3D? P=0.16MPa δ=3.14t/m dcm dcm 径()()()()()ncdcm n ()hmm () 360 20 66.14 93.8 7.2 7.2 3.6 8 4.5浮选设备的的选择和计算 4.5.1浮选机的选择和计算 4.5.1.1浮选时间的确定 4-6 各作业的浮选浮选时间如表所示 4-6 表作业浮选时间 浮选时间 浮选时间 作业: t(min) 作业: t(min) 粗选 8 粗选 8 精? 10 精? 10 钼铋 铋硫精? 10 精? 10 等混 浮浮扫? 6 扫? 6 扫? 6 扫? 6 粗选 12 粗选 12 精? 15 精? 14 铋 硫精? 15 精? 14 分钼离精? 15 扫? 10 铋 分精? 15 扫? 10 离 精? 15 扫? 9 扫? 9 4.5.1.2浮选机槽数的确定 浮选矿浆体积的计算: V,KQ(R，1/,)/60 1 3V—m/min 浮选矿浆体积，(); Q—t/h 进入作业的矿石量，(); R— 矿浆液固比; 3δ—t/m 矿石密度，(); K—K=1.0 给矿不均匀系数，由于本设计的磨矿作业均为球磨，。11 浮选机槽数的计算: 28 江西理工大学2011届本科生毕业设计 Vtn, V0 3V—m 所选浮选机的单槽有效容积，();0 n—n 作业所选浮选机槽数，计算过程中取大于所得结果的整数; t—min 浮选作业时间，()。 实际浮选时间的计算: nV0t', V t’—min 实际浮选时间，()。 4-7综上，计算结果以及所选浮选机的型号、单槽有效容积如表所示。 4-7 表浮选机的选择 单槽有浮选矿浆体实际浮选浮选机型浮选时间槽数 作业: 效容积积V时间t'n 号 t(min) 33V(m) (m/min) (min) 0 SF8+JJF8 8 8 6.127 7 9.14 粗选 XJ-11 1.1 10 0.213 2 10.31 精? 钼 铋XJ-11 1.1 10 0.083 1 13.33 精? 等JJF-8 8 6 6.383 5 6.27 扫? 浮 JJF-8 8 6 6.163 5 6.49 扫? XJ-2 0.23 12 0.059 4 15.50 粗选 XJ-2 0.23 15 0.043 3 16.09 精? XJ-2 0.23 15 0.031 3 22.61 精? 钼XJ-2 0.23 15 0.022 2 21.20 精? 铋 分XJ-2 0.23 15 0.017 2 27.12 精? 离 XJ-2 0.23 15 0.013 1 17.99 精? XJ-2 0.23 9 0.049 2 9.39 扫? XJ-2 0.23 9 0.044 2 10.53 扫? SF8+JJF8 8 8 6.102 7 9.18 粗选 XJ-3 0.35 10 0.104 3 10.07 精? 铋 硫XJ-3 0.35 10 0.024 1 14.45 精? 混JJF-8 8 6 6.118 5 6.54 扫? 浮 JJF-8 8 6 6.074 5 6.59 扫? XJ-1 0.13 12 0.018 2 14.15 粗选 XJ-1 0.13 14 0.015 2 17.58 精? 铋 硫XJ-1 0.13 14 0.009 1 14.95 精? 分XJ-1 0.13 10 0.012 1 10.43 扫? 离 XJ-1 0.13 10 0.010 1 13.15 扫? 29 江西理工大学2011届本科生毕业设计 4.5.2搅拌槽的选择和计算 4.5.2.1搅拌时间的确定 4-8 参考现场实际情况，搅拌时间具体数据见表: 4-8 表搅拌时间 搅拌时间作业: (min) 5 钼铋等浮 8 钼铋分离 5 铋硫混浮 5 铋硫分离 4.5.2.2所需搅拌槽容积的计算 V,KQ(R，1/,)t/601 V—m3 所需搅拌槽的容积，(); K—K=1.0 给矿不均匀系数，由于本设计的磨矿作业均为球磨，;11 Q—t/h 进入搅拌槽的矿石量，(); R— 矿浆液固比; 3δ—t/m 矿石密度，(); t—min 搅拌时间，()。 4-9 所选搅拌槽型号及以上计算结果如表所示: 4-9 表搅拌设备的选择 搅拌时间所需搅拌 实际搅拌 搅拌槽容积作业: 搅拌槽型号 台数 33(m) V(min) 槽容积(m) 时间t’(min) 0 5 30.637 XB-3550 31.5 1 5.14 钼铋等浮 8 0.475 XB-1000 0.58 1 9.77 钼铋分离 5 30.508 XB-3550 31.5 1 5.16 铋硫混浮 5 0.092 XB-500 0.124 1 6.75 铋硫分离 4.6脱水设备的选择和计算 钼精矿及铋精矿质量标准规定，两者浮选所得的精矿产品，其水分含量不得 4%高于。根据现场脱水作业车间的实际情况，及钼和铋精矿质量标准的要求， 本设计分别对钼精矿和铋精矿进行浓缩、过滤以及干燥三段脱水作业。 4.6.1浓缩机的选择和计算 浓缩机有中心传动式和周边传动式两种，本设计的需要处理的精矿量不是很 高，对于钼精矿和铋精矿，均采用中心传动式浓缩机。 F=Q/q 30 江西理工大学2011届本科生毕业设计 2F—m 所需的浓缩面积，(); Q—t/d 给入浓缩机的固体量，(); 2q—t/d.m 单位面积的生产能力，()。 钼精矿所需浓缩面积: 2F=0.19×24/0.5=9.12m () NZS-3 查《选矿设备手册》，选择型中心传动式浓缩机。 铋精矿所需浓缩面积: 2F=0.56+0.09×24/0.7=22.29m ()() NZS-6 查《选矿设备手册》，选择型中心传动式浓缩机。 4-10 所选浓缩设备参数如表所示: 4-10 表浓缩机规格参数 /m 浓缩池2 /m/kw /t 型号沉淀面积电动机功率质量 直径深度 NZS-3 3.6 1.8 10.2 1.1 3.194 NZS-6 6 3 28.3 1.1 8.751 4.6.2过滤机的选择 过滤机有真空过滤机和压滤机两大类。其中真空过滤机是常用过滤设备，又分为筒形过滤机、圆盘过滤机和平面过滤机三类。筒形过滤机又分为外滤式和内滤使两种，外滤式筒形过滤机适于过滤要求水分低，密度小的细粒有色金属和非金属产品。本设计对钼精矿和铋镜框的过滤均采用外滤式筒形过滤机，其它过滤 机优缺点不再介绍。 F=Q/q 2F—m 所需过滤面积，(); Q—t/h 需过滤的固体精矿量，(); 2q—t/m.h 过滤机的单位面积生产能力，()。 钼精矿所需过滤面积: 2F=0.19/0.1=1.9m () GW-3 查《选矿设备手册》，选择型外滤式转筒真空过滤机。 铋精矿所需过滤面积: 2F=0.65/0.17=3.8m () GW-3 查《选矿设备手册》，选择型外滤式转筒真空过滤机。 4-11 所选过滤机参数如表所示: 31 江西理工大学2011届本科生毕业设计 4-11 表过滤机规格参数 /mm 筒体尺寸2 /m /t 型号:过滤面积重量 直径长度 GW-3 3 1600 710 2.36 GW-5 5 1600 1120 3.76 4.6.3干燥机的选择和计算 所需干燥机的总容积: V=W-W/A ()12 3V—m 所需干燥机总容积，(); W—kg/h 给入干燥机前精矿的含水量，();1 W—kg/h 干燥精矿的含水量，()。2 3%12%破碎前的原矿含水量，过滤产品的含水量，干燥后的精矿产品的含水 4% 量要低于。 钼精矿所需干燥容积: W=0.19/0.88×0.12×1000=25.9kg/h ()()1 W=0.19/0.96×0.4×1000=7.9kg/h ()()2 3A=25kg/mh 3V=25.9-7.9/25=0.72m ()() Φ1.0×5 选择型转筒式干燥机。 铋精矿所需干燥容积: W=0.65/0.88×0.12×1000=88.64kg/h ()()1 W=0.65/0.96×0.4×1000=27.08kg/h ()()2 3A=36kg/mh 3V=88.64-27.08/36=1.71m ()() Φ1.0×5 选择型转筒式干燥机。 4.7主要辅助设备、矿仓的选择和计算 4.7.1给矿设备的选择和计算 4.7.1.1粗碎给矿机的选择 所需给矿能力的计算: 3V=Q/γ=166.7/1.86=89.6m/h () 3V—m/h 给矿能力，(); Q—t/h 粗碎生产能力，(); 3γ—γ=1.86t/m 矿石松散密度，() 550mmGBZ150-6粗碎给矿的最大粒度为，查《选矿设备手册》，选择重型板 式给矿机。 32 江西理工大学2011届本科生毕业设计 4.7.1.2磨矿前矿仓排矿给矿机的选择 所需给矿能力的计算: 3V=Q/γ=62.5/1.86=33.6m/h () 3V—m/h 给矿能力，(); Q—t/h 单台磨机生产能力，(); 3γ—γ=1.86t/m 矿石松散密度，() DK16 查《选矿设备手册》，选择型圆盘给矿机。 4-12 给矿机相关参数如表所示: 4-12 表给矿机规格参数 3 /mm / m/h /kg 型号:最大给料粒度给料能力重量 GBZ150-6 600 150 39757 DK16 60 48.6 2025 4.7.2起重设备的选择 5-304-13 参照《选矿厂设计》表，本设计所选其中设备如表所示: 4-13 表起重机的选择车间名称 设备名称 起重量(T) 台数 15/3 1 粗碎车间 电动桥式 20/5 1 中细碎车间 电动桥式 5 1 筛分车间 电动葫芦 30/5 1 磨矿车间 电动桥式 5 1 浮选车间 电动单梁 5 1 脱水车间 电动单梁 4.7.3胶带运输机的选择与计算 胶带宽度的计算: QB, k,vc, B—m 带宽，(); Q—t/h 运输量，(); 3γ—t=1.86t/m 矿石松散密度，(); v—m/v 带速，(); k—5-34 断面系数，见《选矿厂设计》表;c—5-35 倾角系数，见《选矿厂设计》表;,—5-36. 速度系数，见《选矿厂设计》表 传动滚筒轴功率简易计算 33 江西理工大学2011届本科生毕业设计 ,N,(KLv，KLQ,0.00273QH)KK，N ,01h2h34 N—kw 传动滚筒轴功率，();0 L—m 运输机水平投影长度，();h H—m 运输机垂直提升高度，();Q—t/h 运输量，(); v—m/s 带速(); K—5-395-40 空载运行系数，见《选矿厂设计》表和表;1 K—5-395-41 物料水平运行功率系数，见《选矿厂设计》表和表;2 K—5-42 附加功率系数，见《选矿厂设计》表;3 K—K=1.03~1.15 运输带改向功率系数，;44 N’—4m犁式卸料器和导料拦板上长度超过时的附加功率，见《选矿厂设计》 5-43 表; 电动机功率计算: N0N,K , N—kw 电动机功率，(); N—kw 传动滚筒轴功率，();0 K—K=1.2 功率备用系数，; ,,—=0.94 传动效率，。 输送带最大张力简易计算: 水平输送: N0SK, maxv Smax—N 最大张力，(); ,,102eK— 传动摩擦系数，K,,,e,1 u— 输送带与传动滚筒的接触摩擦系数; ,,α—5-44 输送带在传动滚筒上的包角(弧度)，值见《选矿厂设计》表eN—kw 传动滚筒轴功率，();0 v—m/s 带速(); 倾斜输送时: S,K,,KH，KN max1230 H—m 运输机垂直提升高度，();KKK—5-455-46 修正系数，见《选矿厂设计》表;。123 4-14 具体计算结果见表: 34 江西理工大学2011届本科生毕业设计 4-14 表胶带运输机的选择 电动机数倾角带宽带长轴功率名称 型号 最大张力/N 功率/? /mm /m N/KW 量 0N(KW) #1 0 500 6.80 0.29 0.37 70.22 (1)拣选皮带 TD75槽型 #1 15 800 47.19 1.27 1.62 2024.01 (2)粗碎到中碎 TD75槽型 #1 15 1000 62.56 3.60 4.60 3234.02 (3)中细碎到筛分 TD75槽型 #1 15 800 51.20 1.87 2.39 2098.03 (4)筛分到细碎 TD75槽型 #1 15 800 45.13 1.21 1.54 2036.61 (5)筛分到粉矿仓前 TD75槽型 #(6)粉矿仓前到粉矿1 0 800 10.45 0.65 0.83 1855.74 TD75槽型 仓 #1 0 800 38.84 1.54 1.97 274.25 (7)粉矿仓之间 TD75槽型 #2 0 500 13.00 0.35 0.45 86.19 (8)粉矿仓到磨矿机 TD75槽型 4.7.4矿仓的选择和计算 4.7.4.1原矿受矿仓的选择和计算 为了使原矿运输与粗碎之间更为衔接，原矿受矿仓采用三面倾斜的矩形漏斗 4-1 矿仓，形状如图所示: 4-1 图原矿受矿仓尺寸 5-523查《选矿厂设计》表，确定该矿仓的贮矿时间为小时，矿仓需要的有 效容积为: 3,V,Q/,,166.7，3/1.86,268.8(m) Q—t 需要的贮矿量，(); 3γ—t/m 矿石的松散密度，(); 3V’—m 所需矿仓的有效容积，()。 所需矿仓的几何容积: 3V=V’/k=268.8/0.9=298.7m () 35 江西理工大学2011届本科生毕业设计 现设计矿仓的数据如下: H=7m L=6m B=6m h=4m l=2m b=1m ;;;;; 3 V,HLB,7，6，6,252(m)则:1 h43,,,,V,BL，(B，b)(L，l)，bl,6，6，(6，1)(6，2)，2，1,63(m) 266 3V=V+V=315(m) 12 满足设计要求。 4.7.4.2粉矿仓的选择和计算 30根据实习现厂情况，本设计磨矿前粉矿仓采用圆形矿仓，贮矿时间定为 小时。 需要的矿仓有效容积: 3V’=Q/γ=125×30/1.86×2=1008m ()() D=10mH=15m 现定圆矿仓直径，矿仓高度，则矿仓容积为: 3V=πD/2^2=1178m )()( 30.9V=0.9×1178=1060m () 大于需要的矿仓有效容积，满足设计要求。 4.7.4.3精矿矿仓的选择和计算 10对于钼精矿以及铋精矿，均选择矩形矿仓作为精矿矿仓。贮矿时间定为 天。需要的矿仓有效容积分别为: ,Q3 ,,0.19，240/3.14,14.5(m)V钼, ,Q3 ,,0.65，240/3.14,49.7(m)V铋, H=2mB=3mL=3mL=10m现设计矿仓高度，宽度，矿仓长度;。则设计钼铋 矿仓的几何容积: 33V=HLB=3×3×2=18m=16.2m 0.9 V ()()钼钼钼 33V=HLB=10×3×2=60m=54m 0.9 V ()()铋铋铋 满足设计要求。 36 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第五章 总体布置与设备配置 5.1厂房的总体布置 总体布置是选矿厂设计中的重要组成部分。一个建设项目没有总体设计，就会使总体布置分散、紊乱、不合理，造成无计划的盲目建设，既影响生产和生活的合理组织，又影响建设的经济效果和建设速度，也破坏了建筑群体的统一和完 成。所以，新建选厂必须在已确定厂址的范围内合理经济的进行总体布置选厂的厂房配置主要根据地形条件确定，尽量保证物料的自流。根据选厂地形条件，各工艺厂房按地形坡度沿山坡布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，破碎设备采用混合配置，即横向配置与纵向配置并用。磨矿与浮选共厂房布置，其中磨矿设备采用纵向配置，浮选设备采用横向配置。浓缩机露天布置， 过滤机、干燥机及精矿仓共厂房配置。 5.2厂内设备配置 选矿厂车间配置的任务是:用图表示设备之间、厂房之间、设备与厂房之间的关系，用图表示设备型式、型号，数量、检修操作关系;用图表示土建情况、柱子、墙、壁、门窗、屋架、屋面、楼板、平台、梯子、栏杆，水池、泵池，安 装孔，检修孔和操作孔等。 选矿厂内设备配置，是按机组进行的。主要任务是按工艺流程的要求，确定设备在厂房内平面与剖面的合理位置;保证流程的畅通和设备的正常运转;具有操作方便、安全、卫生的工作环境。其主要原则是:设备配置必须满足选矿工艺流程要求;确保工艺流程基本自流;注意流程具有灵活性;力求配置紧凑，生产 安全，操作、管理、检修方便;易实现控制。 5.2.1破碎厂房的设备配置 根据原矿最大粒度、破碎最终产物粒度及原矿性质，选用了三段一闭路破碎流程。根据场地、设备类型、规格和数量，给、排矿方式，矿仓位置、形式以及 筛分与破碎的配置形势，粗碎、中细碎及筛分车间采用混合配置方案。 PE900×1200粗碎采用的是颚式破碎机，单独设一个厂房。中细碎共厂房，可节省辅助设备和设施，根据破碎流程，矿石由粗碎厂房直接用胶带运输机运至PYB-1650弹簧标准圆锥破碎机进行中碎，中碎后产物与细碎产物一起运至筛分 PYD-2200车间进行筛分，筛上产物通过胶带机运至弹簧短头圆锥破碎机进行细 碎，筛下产物由胶带运输机运至粉矿仓。 5.2.2磨浮车间设备配置 1 ()粉矿仓的设置 11本设计分两个系列，建两个粉矿仓，以对的形式对两台磨机进行给矿。 37 江西理工大学2011届本科生毕业设计 粉矿仓横向配置，破碎产物经胶带机运至粉矿仓顶部，卸至各粉矿仓。矿仓底部 DK-16 采用型圆盘给矿机给矿。 2 ()磨矿车间设备配置 磨矿车间分为两个系列，设备为纵向配置，磨矿机和分级机配置在同一个台 阶上，两机组自流联接。 3 ()浮选车间设备配置 浮选车间一个系列横向配置，所有浮选作业在一个跨中进行，整个作业基本 能保证自流。 浮选车间的给药系统配置在浮选车间的楼上，集中给药，各类药剂通过药机 管向给药点加药。 5.2.3脱水车间设备配置 设计时，脱水采用的是三段脱水，即先浓缩后过滤再干燥。浓缩机、过滤机以及 2干燥机分别选了台，浓缩机设置在露天，过滤机、干燥机与精矿仓按单层阶梯式配置在厂房内。浓缩机底流可自流到厂房内泵池，过滤机滤饼可直接干燥机， 干燥产物进入精矿仓。 38 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第六章 药剂业务 6.1药剂制度的论证 根据柿竹园多金属矿提供的依据和原矿矿石的性质及矿石嵌布特性的分析， ,本次设计，对Mo-Bi分离作业，选用硫化钠作Bi的抑制剂，2油做起泡剂，用 ,煤油做Mo的捕收剂;对Bi,S分离作业，选用硫氮9做捕收剂，硫化钠、碳酸钠做活化剂。 其理论依据如下: a) 煤油是硫化矿的有效捕收剂，由于本设计采用高PH值选Mo、Bi， 煤油作为捕收剂比较合适，同时具有一定的消泡作用。b) 水玻璃是非硫化矿石浮选最常用的一种抑制剂，在本设计中用在 Mo-Bi等浮的粗选，对脉石矿物进行抑制，从而将Mo-Bi等浮出来。 c) 硫化钠在本设计中作Mo-Bi分离的活化剂，它能活化很多有色金属氧 化矿的浮选，能抑制各种硫化矿物，能解吸硫化矿表面上的捕收剂， 因而在硫化矿浮选适用于混合精矿的脱药，还能调整矿浆PH值，并 能使煤油充分发挥浮选作用。 ,d) 硫氮9在本设计中作Bi-S混浮的捕收剂，它比煤油的捕收性能更强， 对Bi有很好的捕收性能。 e) 碳酸钠为强碱弱酸盐，作为PH调整剂调节矿浆的PH。 6.2加药点的选择以及药剂用量 具体加药地点及药剂用量如表6-1所示。 药剂主要在磨浮流程中添加，为方便供应药剂，需将药剂仓库和制备车间分 配在主厂房的上侧，药剂仓库距制备车间很近，并要有公路相通。 39 江西理工大学2011届本科生毕业设计 表6-1 加药点及药剂用量 加药地点 药剂名称 药剂用量g/t 560 水玻璃 #18 钼铋等浮粗选 2油 11 煤油 #6 钼铋等浮扫I 2油 #1 钼铋等浮扫II 2油 40 煤油 747 钼铋分离粗选 水玻璃 53 硫化钠 67 钼铋分离精II 硫化钠 92 煤油 67 钼铋分离精III 硫化钠 747 水玻璃 67 钼铋分离精IV 硫化钠 580 碳酸钠 #32 铋硫混浮粗选 硫氮9 #2 2油 70 活性炭 182 铋硫分离粗选 石灰 #5 硫氮9 40 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第七章 检修工作制度 7.1机修组织 矿部设有机修总厂，负责全矿的机修制造。选矿厂设计修车间专检修选矿设备，与一般设备和非标准设备制造。选厂各车间设计修班组，专门负责选厂的日 常机器检修，为维护正常生产。 7.2机修制度 选厂每季度小修三天，对主要设备进行重点检修维护，每年大修七天，对所有各设备进行全面检查，对某些需要拆换的设备和非标准的设备，如机架、、溜槽、漏斗及各种管道在统一计划下，预先做好检修前的一切准备，以便如期完成 检修工作。日常性检修工作原则上不停产和短时间停产。 7.3机修车间的主要设备 根据机修车间性质应有必要的设备，如必需的车、钳、钻、焊等机器，机修 班组只设钳工设备，检修时为减轻工人的劳动强度，需设施起重设备。7.4检修场地和平台 根据设备的规格和台数以及需检修的频繁程度，在各车间设置了其他点、面 积大小符合设备检修要求的检修场地，其具体配置地点和面积见各车间配置图。 在破碎车间对破碎机的检修还专设有检修孔，以便于破碎机动锥的检修。 41 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第八章 生产过程的取样、检查及自动化 8.1称量 1.DCB?磨机给矿(破碎产品)选用,电子皮带称计量，从磨矿机生产能力 可推算选矿厂的生产能力。 2. 精矿给矿，由于精矿采用汽车运输，要有公路相通。 8.2取样方法及试样量 pH先期采用人工取样，以便今后逐步过渡到自动取样，在矿浆浓度细度、值、化学分析处采用仪表自动测定，即可不必取矿浆量。其各试样量的选值见下8-1 表。 表8-1 取样量 名称 试样量 原矿取样 为给矿量的0.002, 精矿取样 为精矿量的0.008, 尾矿取样 为尾矿量的0.0008, 8.3矿自动化 根据生产实践和结合现有的技术水平，本着提高劳动效率，减轻工人劳动强度，保证安全生产，提高经济效益，尽量回收有用矿物，充分应用日益贫乏的资源，本设计在使选矿过程自动化，现代化方面采用了如下措施: 系统采用集中连锁控制，在控制站内集中连锁控制台和破碎系统模拟盘，从而提高了机械进行系统数和生产率，避免了事故发生。 磨机恒定给矿自动调节，使操作稳定，为实现磨矿分级的自动创造了条件。 粉矿仓至磨机的运输皮带上安装了皮带电子秤，以方便地估算实际处理量。 分级机的溢流自动调节浓度，保证了浮选作业所需的浓度，从而使浮选工艺条件稳定。 浓缩机、过滤机、自动化作业线，控制过滤机中矿浆槽中矿浆液面下降的极限位置。 pH值自动调节，使矿浆pH值保持稳定。 在水池上部装水位检测仪。 在分级溢流处、总尾矿总精矿出口处安装自动取样机。 42 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第九章 尾矿业务 9.1尾矿堆置地点 尾矿坝设在选厂西北100m的狭长山谷中，山坡上长满树木，通过对几种不同地点的比较，本厂尾矿设在三面环山的峡谷中，一面筑坝，尾矿坝的最大长度为104m，池底比选长第一尾矿泵站高30m，排水管沿沟底铺射至主坝外排放。池中沿排放管每5m设一溢流井。 9.2尾矿库容积计算 原始数据:选厂每年排放尾矿干矿量Q(330天计) Q=3000×330×99.328%=983347吨 设计尾矿库服务年限为20年，尾矿堆比重为1.86，尾矿充满系数η,0.6 计算公式: V=Qn/δη V,尾矿库容积 Q,选矿厂每年排放的干矿量 n,选矿厂的服务年限 δ,尾矿的堆比重 η, 尾矿充满系数 73计算的V=1.76×10 (m) 9.3尾矿的运输与堆置 由于受地形和距离的限制，故采用压力运输，沿途每提高10m，设一个尾矿泵站。选厂排出的尾矿首先集中于尾矿泵站泵池中，然后用砂泵扬送到尾矿库，采用移动管架由外向里排放。 43 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第十章 安全及防火技术 10.1安全技术措施: 1.所有运转设备均设安全罩或维护栏杆。 2.凡高于0.5米以上而没有围墙的平台，均设一米高的栏杆和适度的楼梯。 3.对由粉尘的给矿处、破碎机、筛分机均设密封罩防尘。 4 .对楼板上的孔洞，均设盖板和栏杆。 5.对有害物质专设保管间，对有害气体如药剂室设专门橱窗与厂外相通。. 6.各电器设备均设有安全开关。. 7.各生产车间均设适宜的照明.。 8.各班组均设兼职的安全检察员,时时进行安全检查和监督。 10.2防火措施: 1.建立严格防火制度，重点地方立牌表明。 2.各车间厂房结构即平面布置均符合防火标准。 3.设专用消防水池。 选厂各车间设兼职防火检察员，定期与矿消防联系。 44 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第十一章 建筑情况 11.1厂区自然条件 11.1.1 厂区气候条件 柿竹园矿区属于北温带潮湿气候,受海洋性气候的影响,春夏多雨,秋冬干燥,年平均降雨量为1789.6mm,平均气温17.17度,最高气温为38.4度,最底气温-7.4度,每年主要风向为东北风,它的最大风速为18.9m/s,平均风速为13m/s。 11.1.2厂区地质概况 本设计选厂厂址在柿竹园东坡区,场地地貌属丘陵地区,附近山峦叠嶂,相差高度较大,山坡在山顶部较陡,半山以下较缓,坡度适合于选厂布置,地形坡度为18度左右,尾矿2充分利用了自然地形,三面环山,场地上方工程小,并且坝上能层层加固,种植草皮防止水土流失。 工程地质较好,建厂区植物层可种植植物外,其他个土层均可作为建筑物的天然地基,没有大的拆裂。 全区土层或植被层为-0.5m,冲击区粘土,坡积区粘土为0.3米左右,该层可作为天然地基,底层为角砾岩,地质坚硬,中等分化,沟谷地段发现有地表滞水,稳定水位标高为46,58米。 地震烈度为小于,级的非地震区。 11.2选矿厂各车间生产特性对建筑物的要求 1.选厂厂址:工程，水文地质一般，为保证选厂各建筑物和构筑物达到20年 的服务年限( 2.为此各建筑及构筑物的基础作特殊要求( 3.各车间均有其重吊车及电葫芦，故车间的梁，柱，屋架均应满足其要求( 4.各生产车间均满足白天自然采光的要求，通风要求，故门窗应有足够的采 光通风面积( 5.破碎，筛分车间设有除尘装备，建筑物已满足除尘设备的管道孔，洞的要 求( 6.对破碎机、筛分机、磨矿机、真空泵、鼓风机等重量大，且振动大的设备， 起基础应于厂房的墙柱分开。 7.对于所有的车间都应满足防火要求，防火等级为二级。 11.3建筑结构 1.选厂各生产车间均采用钢筋混凝土柱，钢筋混凝土屋面砖墙。 2.破碎车间、筛分车间、精矿车间宽度较小，采用钢筋混凝土屋架，磨浮 45 江西理工大学2011届本科生毕业设计 车间同样，故也采用钢筋混凝土屋架。 3.原矿仓、中间矿仓、粉矿仓和精矿仓采用钢筋混凝土结构，砂泵池采用钢筋混凝土结构。 4.生产水池、生活水池、消防水池采用钢筋混凝土结构。 5.磨浮车间、砂泵间的底面水沟，均采用钢筋混凝土明沟。 6.化验室、天平台、光谱间的工作台采用水磨石，地面采用瓷砖铺设。 7.浴室、厕所均用瓷砖装饰。 8.药剂保管储存间建筑物应密闭，采用屋顶通风系统。 9.各主要建筑物除保证承受设备重量振动外，还应适当考虑风荷。 46 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第十二章 供电情况 12.1电源及供电 矿山生产用电，由湖南电业局鲤鱼江发电厂(全长44.5公里)，113杆位“T”接至东坡站以35kv高电压送至东坡电站，变电站至鲤鱼江电厂距离为20公里，线路断面为LG,120mm钢芯。鲤鱼江电厂以35kv电压送至矿主变电站，通过主变电器降至6000v，从主变电器向各生产区、选厂供电。 选厂附近配有高压配电室及变压电站，将3种电压6000v直接送入球磨机，用200kv的变压器变至380v电压送至厂房。 12.2选矿厂设备的电机 主要设备的电动机如表12-1、表12-2所示。 表12-1 破碎、筛分电动机一览表 序设备名称 台数 电机型号 单台容量 总容量 号 1 1 22 22 板式给矿机 2 1 JR-117-8 110 110 鄂式破碎机 3 1 JS-128-8 155 155 中碎破碎机 4 1 JS-1510-12 280 280 细碎破碎机 5 1 Y200L-4 30 30 筛分YKR3045 合计:597 表12-2 磨矿、精矿、尾矿电动机一览表 6 2 Y132M1-6 4 8 DK16圆盘给矿机 7 2 TDMK800-36 800 1600 MQG3200×4500球磨机 8 2 TDMK800-36 800 1600 MQY3200×4500球磨机 高堰螺旋分级机9 2 Y160L-6 13.2 26.4 12FG-2000 10 XB-3550 2 Y250M-8 30 60 11 XB-500 1 Y90L-4 1.5 1.5 12 XB-1000 2 Y100L-6 1.5 1.5 13 2 Y250M-8 30 60 SF-8型浮选机 14 7 2.75 19.25 XJ-1机械浮选机 15 4 2.75 11 XJ-3机械浮选机 16 32 Y200L-6 23.5 752 JJF-8机械浮选机 2 17 19 3.55 67.45 XJ-2机械浮选机 18 20 JO-31-4 0.6 12 500×700给药机 47 江西理工大学2011届本科生毕业设计 -52-6 7.5 2 JO219 21 Ф1000药剂搅拌桶 2 JO-22-4 2×1.5 2 20 1 1.1 1.1 中心传动NZS-6 21 1 1.1 1.1 中心传动NZS-3 22 1 2.2 2.2 GW-5过滤机 23 1 2.2 2.2 GW-3过滤机 24 2 JO-62-8 4.5 9 Ф1000×5000干燥机 共计:4247.80 厂内照明设备用电情况如表12-3所示。 表12-3 照明设备一览表 序号 名称 面积 比容量 总容量 每日使用 耗电量 1 破碎车间 468 0.7 0.33 10 3.28 2 筛分车间 144 0.7 0.10 10 1.01 3 磨浮车间 2160 0.7 1.51 12 18.14 4 精矿车间 324 0.7 0.23 12 2.72 5 泵房 108 0.7 0.08 12 0.91 6 药剂室 324 0.7 0.23 12 2.72 7 试验化验室 1000 0.7 0.70 10 7.00 8 机修车间 450 0.7 0.32 12 3.78 9 各通廊 750 0.7 0.53 10 5.25 10 办公室 500 0.7 0.35 12 4.20 11 仓库，油库 500 0.7 0.35 15 5.25 12 食堂，浴室 500 0.7 0.35 5 1.75 13 其他 800 0.7 0.56 6 3.36 共计:59.37 12.3主要电能指标 12.3.1处理一吨矿石的耗电量 全年耗电量,总安装功率×需求因数×年工作时数 处理一吨矿石耗电量,全年耗电量,年处理矿石量 破碎段: 每日三班 每班6小时 全年330天 需求因数,0.6 全年耗电量,709236 KW 磨浮、精脱、尾矿 每日三班 每班8小时 全年330天 需求因数,0.6 全年耗电量,20185545 KW 照明 48 江西理工大学2011届本科生毕业设计 全年365天 需求因数,0.6 全年耗电量,179513.424 KW 全厂全年耗电量,21074294.42 KW 处理一吨矿石耗电量,21074294.42/3000×330=21.29度/吨原矿 12.3.2 劳动电气化程度 劳动电气化程度,全年耗电量,全年生产工人共时数 全年生产工人共时数,在册生产人数×年工作日数×8,448800工时 劳动电气化程度,52.557度/吨原矿 49 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第十三章 供水情况 13.1水源 选厂用水取自矿区自流水，由管道送至400吨池后输送至各供水点，枯水季节也可利用回水。 选厂生活用水，消防用水分开水池扬送，生活用水采用过滤净化和药剂净化度的方法，以确保用水的卫生。 13.2用水量和水池容量 13.2.1生产用水量 33全厂耗水量353.02 M，考虑到湿式除尘等，生产用水量为500 M，生产储 3水时间为2小时，则选厂生产用水的储水池容积V=1000M，设计的水池一个Ф12M，高为8.864M的水池。 13.2.2生活用水 按工业、企业卫生标准规定，生活用水每人每班20升，淋浴用水每人每班40升。每日全厂生活用水量=在册人数×60/1000=18，同时考虑储水时间为4小时，设Ф为20M的水池一个，其高度为12M。 13.2.3回水池 选用Ф10M，高度为8M的水池隔成两个分别作为钼铋精矿溢流澄清水的回水池。 13.2.4消防用水 一次火灾室外消防用水量Q=3V×3600×n×q 111 式中:n-计算火灾次数 取1 1 3-工业可能连续3小时 q-工业企业室外消防用水量 查得q=15升/秒 11 故计算得Q=162000升 1 一次火灾室内消防用水量Q=3×3600×n×n×q 2232 式中:n-同时发生火灾的厂房数 取1 2 n-水股柱数 取2 3 q-每股水量 q=2.5升/秒 22 故计算得Q=54000升 2 3 消防水库的容积Q=1.15(Q+ Q)/1000=248.4 m12 设计Ф=8M 高度为5米 13.2.5水池的建筑高度及地点 50 江西理工大学2011届本科生毕业设计 水池建筑高度原则上为高出最高建筑物的10M以上，同时为了管理方便，将生产水池、生活水池、回水池、消防用水池建立在选厂背后的高坡上。 13.2.6 供水系统 供水系统如图13-1所示。 生产用水 生活 消 防 粗碎 中细碎 筛分 主厂房 药剂室 钼铋浓缩 钼铋过滤 脱水车间 图13-1 供水系统图 51 江西理工大学2011届本科生毕业设计 第十四章 经济评价 14.1建厂投资 14.1.1 设备投资 选矿厂主要设备价格及安装费用如表14-1所示。 表14-1 设备投资情况表 单位价格(元) 编数总价格设备名称及规格 号 量 (元) 价目 运输费 安装费 合计 1 1 91000 5520 2760 99280 99280 GBZ150-6板式给矿机 ##2 47192 1032 1132 49356 1、2皮带运输机 ####2 561558 4 78841 2065 2065 82971 3、4、5、6皮带运输机 ##3 41636 1032 986 43654 7、8皮带运输机 3 1 80000 240 120 80360 80360 YKR3045振动筛 4 1 650000 9900 4950 664850 664850 PE900×1200鄂式破碎机 5 1 705000 6300 3150 714450 714450 PYB1650弹簧标准圆锥破碎机 6 1 960000 12400 6000 978400 978400 PYD2200弹簧短头圆锥破碎机 7 1 155000 2100 1050 158150 158150 15/3T电动桥式起重机 8 1 200500 2970 1485 204955 204955 20/5T电动桥式起重机 9 1 24000 144 72 24216 24216 5T电动葫芦 10 2 6800 108 54 6962 13924 DK16圆盘给矿机 11 2 1260000 15000 7000 1282000 2564000 MQG3200×4500球磨机 12 2 1380000 24000 11000 1415000 2830000 MQY3200×4500球磨机 13 2 155000 3600 1950 160550 321100 2FG-2000高堰式双螺旋分级机 14 2 9000 400 300 9700 19400 XB-3550搅拌槽 15 1 3000 120 60 3180 3180 XB-1000搅拌槽 16 1 2000 120 60 2180 2180 XB-500搅拌槽 17 2 15000 900 450 16350 32700 SF-8浮选机 18 32 15000 900 450 16350 523200 JJF-8浮选机 19 4 5000 380 110 5490 21960 XJ-3浮选机 20 19 3700 150 80 3930 74670 XJ-2浮选机 21 7 2000 130 70 2200 15400 XJ-1浮选机 22 1 300000 4200 2210 306410 72410 30/5T电动桥式起重机 23 1 100000 1180 1090 102270 25270 5T电动单梁起重机 24 1 90000 600 260 90860 9860 中心传动式NZS-3 25 1 160000 960 480 161440 34880 中心传动式NZS-6 26 1 96000 620 330 96950 10550 筒型外滤式GW-3 27 1 155000 900 550 156450 13625 筒型外滤式GW-5 52 江西理工大学2011届本科生毕业设计 28 7 6000 90 65.5 6155.5 22088.5 Ø1200药剂搅拌桶 29 20 2500 15 7.5 2522.5 5450 虹吸式给药机 30 7 4450 267 133.5 4850.5 33953.5 真空泵、压风机 31 1 80000 1180 1090 82270 25270 5T电动单梁起重机 32 1 10200 612 306 11118 11118 垂吊磁铁 33 2 3000 180 90 3270 6540 金属探测仪 34 2 40000 240 120 40360 8720 滤液缸 35 3 25000 15 7.5 25022.5 817.5 气水分离器 36 2 98600 900 600 100100 40200 干燥机 37 200000 200000 试化室设备 38 60000 60000 检修车间设备 39 500000 500000 其他设备 12165721 总计 表14-2 各车间造价情况表 32房屋和建筑物单位m或m造编号 容积或面积 总价格(元) 名称 价 1 180 900 162000 粗碎车间 2 288 900 259200 中细碎车间 3 144 720 103680 筛分车间 4 1080 900 972000 磨矿车间 5 1080 792 855360 浮选车间 6 324 792 256608 脱水车间 7 100 648 64800 浓缩池 8 324 432 139968 药剂制备车间 9 225 432 97200 石灰乳化车间 10 1000 720 720000 实验化验室 11 450 360 162000 机修车间 12 1200 360 432000 钢球、沉淀等池 13 200 1440 288000 原矿仓 14 1000 1440 1440000 精矿仓 15 1000 1440 1440000 粉矿仓 16 2625 270 708750 总通道走廊 17 500 1440 720000 药剂机械仓库 318 1800 m 144 259200 生产水池 319 3768 m 144 542592 生活水池 20 900000 其他建筑 10523358 总计 53 江西理工大学2011届本科生毕业设计 14.1.2 厂房建筑投资 选矿厂房屋建筑造价如表14-2所示。 14.1.3 建厂固定资产投资统计 基本建设(固定资产)投资综合情况如表14-3。 表14-3 固定资产综合情况表 编号 项目 投资总额 1 12165721 各种工艺设备费 2 10523358 厂房建筑费 3 4537816 非生产性建筑(占前两项之和的20,) 4 3043362 其他费用(占前两项之和的15,) 38343185 合计 (固定资产投资总额) 14.1.4 固定资产折旧、维修费统计 厂内设备折旧及维修费用情况如表14-4所示。 表14-4 折旧及维修费用表 编号 项目 平均年折旧率 折旧费 平均年维修率 维修费 1 486630 486630 工艺设备 占设备投资4% 占设备投资4% 2 608286 364971 厂房建筑 占厂房投资5% 占厂房投资3% 3 35880 23920 非生产性建筑 占其投资3% 占其投资2% 1130796 875521 合计 表14-5 辅助材料投资表 消耗量 名称 单位 单价 总价 编号 定额 年消耗量 1 Kg 0.85 2.29 1889250 1605862.5 钢球 2 Kg 1.4 0.56 462000 646800 衬板 3 Kg 0.8 0.121 99825 79860 盖板 4 Kg 0.8 0.044 36300 29040 滤布 5 Kg 1.2 0.33 272250 326700 润滑油 6 Kg 6.8 0.00235 1938.75 13183.5 药剂、水玻璃 7 Kg 0.1 2.88 2376000 237600 石灰乳 8 Kg 1 2.45 2021250 2021250 煤油 #9 SN-9 Kg 2.7 0.4 330000 891000 10 NaCO Kg 0.7 5.61 4628250 3239775 3 #11 Kg 2.2 0.18 148500 326700 2油 12 NaS Kg 1.2 0.16 132000 158400 2 9576171 合计 54 江西理工大学2011届本科生毕业设计 表14-6 工人职位安排 实际工作人员 在册 在册 编系统 人数 工作岗位 一班 二班 三班 合计 号 破碎工段 ##1 6 6 6 18 1~6皮带工 2 3 3 3 9 粗中细碎操作工 3 2 2 2 6 修理工 4 2 2 2 6 板式给矿机操作工 5 2 2 2 6 筛分操作工 6 2 2 2 6 卸矿工人 51 1.25 64 合计 磨浮工段 7 3 3 3 9 磨浮检修工 8 2 2 2 6 磨矿操作工 9 4 4 4 12 浮选工 10 2 2 2 6 药剂台操作工 11 2 2 2 6 取样工 39 1.25 49 合计 精矿脱水工段 12 1 1 1 3 浓缩机管理工 13 2 2 2 6 过滤机管理工 14 2 2 2 6 检修工 15 2 2 2 6 砂泵工 21 1.25 27 合计 尾矿管理 17 2 2 2 6 砂泵工 18 1 1 1 3 尾矿坝管理员 9 1.25 12 合计 19 3 3 3 9 实验化验室工作者 20 3 3 3 9 机修车间工人 21 2 2 2 6 药剂车间工人 24 1.25 30 合计 144 生产工人总数 16 工程技术员总数 10 勤杂工人总数 170 选厂总人数 14.2辅助材料投资 厂内辅助材料投资情况如表14-5所示。 55 江西理工大学2011届本科生毕业设计 14.3工人分配及工资 14.3.1工人分配: 厂内工人职位安排情况如表14-6所示。 14.3.2 工人工资: 工人工资情况如表14-7所示。 表14-7 工人工资情况表 编基本工资 附加额(总职称 人数 总工资 月合计 年合计 号 元/月) 工资15%) 1 144 1600 230400 34560 264960 3179520 生产工人 2 16 2800 44800 6720 51520 618240 工程技术员 3 10 1200 12000 1800 13800 165600 勤杂工人 3963360 330280总额 14.4精矿成本 精矿成本组成情况如表14-8所示。 表14-8 精矿成本组成 编号 成本项目 年消耗 成本 合计(元年) 49500000 原矿石 990000吨 50元/吨 1 396000 运矿费 0.4元/吨 2 9576171 辅助材料 3 21074294kw 4214859 工艺用电 0.2元/度 334 1980000m 198000 工艺用水 0.10元/ m 5 3963360 全厂职工每年总工资 6 1130796 固定资产折旧费 7 500000 企业管理 875521 固定资产维修 全厂8 237802 劳动保护费 占全厂工资6% 经费 396336 办公费 占全厂工资10% 9 600000 其他费用 71588845 合计 14.5精矿销售额 原矿、尾矿和精矿的技术指标及销售情况如表14-9所示。 56 江西理工大学2011届本科生毕业设计 表14-9 原矿、尾矿和精矿的技术经济指标表 编号 名称 钼 铋 合计 1 年处理原矿量 990000吨/年 2 日处理原矿量 3000吨/日 3 年废弃尾矿量 983347吨/年 4 年产精矿量 1504.8吨/年 5148吨/年 6652.8吨/年 5 0.08 0.12 原矿品位(%) 6 43 精矿品位(%) 20(25.34) 7 81.6 89.8 精矿回收率(%) 8 0.012 0.012 尾矿品位(%) 9 精矿销售(元/年) 85000元/吨 12000元/吨 189684000元/年 14.6全年利润及偿还年限 税金(占精矿销售总额的20%)=269659200×2%=3793.68万元 总投资=固定资产投资+精矿成本=38343185+71588845=10993.2万元 年利润=全年精矿销售总额-全年精矿成本-税金 =189684000-71588845-5393200 =8015.84万元 偿还年限=总投资/年利润 =10993.2/8015.84 =1.37(年) 57 江西理工大学2011届本科生毕业设计 主要参考文献: [1] 《碎矿与磨矿》 李启衡. 北京:冶金工业出版社，1987. [2] 《选矿厂设计参考资料》 冶金工业出版社，1972 [3] 《建筑概论》 周源主编 南方冶金学院，1995 [4] 王常任. 磁电选矿 北京:冶金工业出版社，1989. [5] 《选矿设计手册》 编委会. 北京:冶金工业出版社，1988. [6] 庞学诗. 选矿厂辅助设备 北京:冶金工业出版社，1989 [7] 《浮选》 胡为柏主编 冶金工业出版社，1983 [8] 《选矿设计手册》 冶金工业出版社 [9] 孙玉波. 重力选矿 北京:冶金工业出版社，1989. [10] 《选矿厂设计》 周商忠主编 冶金工业出版社， 1983 [11] 《选矿厂设计》 周龙廷主编 中南大学工业出版社，1999 [12] 《选矿厂设计指导书》 谢家钊主编 南方冶金学院，1990 [13] 《矿石可选性研究》 许时主编 冶金工业出版社，1981 [14] 《选矿设备手册》 北京有色冶金设计院 [15] 选厂有关资料从湖南柿竹园搜集 58 江西理工大学2011届本科生毕业设计 外文资料: Principles of flotation Flotation is a physicochemical separation process that utilises the difference in surface properties of the valuable minerals and the unwanted gangue minerals. The theory of froth flotation is complex, involving three phases (solids, water, and froth) with many subprocesses and interactions, and is not completely understood. The subject has been reviewed comprehensively by a number of authors (Sutherland and Wark, 1955; Glembotskii et al., 1972; King, 1982; Leja, 1982; Ives, 1984; Jones and Woodcock, 1984; Schulze, 1984; Fuerstenau et al., 1985; Crozier, 1992; Laskowski and Poling, 1995; Harris et al., 2002; Johnson and Munro, 2002; Rao, 2004), and will only be dealt with briefly here. The process of material being recovered by flotation from the pulp comprises three mechanisms: (1)Selective attachment to air bubbles (or "true flotation"). (2)Entrainment in the water which passes through the froth. (3) Physical entrapment between particles in the froth attached to air bubbles (often referred to as "aggregation"). The attachment of valuable minerals to air bubbles is the most important mechanism and represents the majority of particles that are recovered to the concentrate. Although true flotation is the dominant mechanism for the recovery of valuable mineral, the separation efficiency between the valuable mineral and gangue is also dependent on the degree of entrainment and physical entrapment. Unlike true flotation, which is chemically selective to the mineral surface properties, both gangue and valuable minerals alike can be recovered by entrainment and entrapment. Drainage of these minerals occurs in the froth phase and controlling the stability of this phase is important to achieve an adequate separation. In industrial flotation plant practice, entrainment of unwanted gangue can be common and hence a single flotation stage is uncommon. Often several stages of flotation (called "circuits") are required to reach an economically acceptable quality of valuable mineral in the final product. Figure 1 Principle of froth flotation 59 江西理工大学2011届本科生毕业设计 True flotation utilises the differences in physicochemical surface properties of particles of various minerals. After treatment with reagents, such differences in surface properties between the minerals within the flotation pulp become apparent and, for flotation to take place, an air bubble must be able to attach itself to a particle, and lift it to the water surface. Figure 1 illustrates the principles of flotation in a mechanical flotation cell. The agitator provides enough turbulence in the pulp phase to promote collision of particles and bubbles which results in the attachment of valuable particles to bubbles and their transport into the froth phase for recovery. The process can only be applied to relatively fine particles, because if they are too large the adhesion between the particle and the bubble will be less than the particle weight and the bubble will therefore drop its load. There is an optimum size range for successful flotation (Trahar and Warren, 1976; Crawford and Ralston, 1988; Finch and Dobby, 1990). In flotation concentration, the mineral is usually transferred to the froth, or float fraction, leaving the gangue in the pulp or tailing. This is direct flotation and the opposite is reverse flotation, in which the gangue is separated into the float fraction. The function of the froth phase is to enhance the overall selectivity of the flotation process. The froth achieves this by reducing the recovery of entrained material to the concentrate stream, while preferentially retaining the attached material. This increases the concentrate grade whilst limiting as far as possible the reduction in recovery of valuables. The relationship between recovery and grade is a trade-off that needs to be managed according to operational constraints and is incorporated in the management of an optimum froth stability. As the final separation phase in a flotation cell, the froth phase is a crucial determinant of the grade and recovery of the flotation process. The mineral particles can only attach to the air bubbles if they are to some extent water-repellent, or hydrophobic. Having reached the surface, the air bubbles can only continue to support the mineral particles if they can form a stable froth, otherwise they will burst and drop the mineral particles. To achieve these conditions it is necessary to use the numerous chemical compounds known as flotation reagents, (Ranney,1980; Crozier,1984; Suttill,1991; Nagaraj,1994; Fuerstenau and Somasundaran, 2003). Figure 2 Contact angle between bubble and particle in an aqueous medium The activity of a mineral surface in relation to flotation reagents in water depends 60 江西理工大学2011届本科生毕业设计 on the forces which operate on that surface. The forces tending to separate a particle and a bubble are shown in Figure 2. The tensile forces lead to the development of an angle between the mineral surface and the bubble surface. At equilibrium， (1) ,,,，,cos,s/as/ww/a Where γ, γ and γ are the surface energies between solid and air, solid and s/as/ww/a water and water and air, respectively, and θ is the contact angle between the mineral surface and the bubble. The force required to break the particle-bubble interface is called the work of adhesion, W, and is equal to the work required to separate the solid-air interface s/a and produce separate air-water and solid-water interfaces, i.e. (2) w,,，,,,s/aw/as/ws/a Combining with Equation 1 gives (3) w,,(1,cos,)s/aw/a It can be seen that the greater the contact angle the greater is the work of adhesion between particle and bubble and the more resilient the system is to disruptive forces. The hydrophobicity of a mineral therefore increases with the contact angle; minerals with a high contact angle are said to be aerophilic, i.e. they have a higher affinity for air than for water. The terms hydrophobicity and floatability are often used interchangeably. Hydrophobicity, however, refers to a thermodynamic characteristic, whereas floatability is a kinetic characteristic and incorporates other particle properties affecting amenability to flotation (Leja, 1982; Laskowski, 1986; Woods, 1994). Most minerals are not water-repellent in their natural state and flotation reagents must be added to the pulp. The most important reagents are the collectors, which adsorb on mineral surfaces, endering them hydrophobic (or aerophilic) and facilitating bubble attachment. The frothers help maintain a reasonably stable froth. Regulators reused to control the flotation process; these either activate or depress mineral attachment to air bubbles and are also used to control the pH of the system. Useful reviews of flotation reagents and their behaviour include those of Crozier (1984); Somasundaran and Sivakumar (1988), Ahmed and Jameson (1989), Adkins and Pearse (1992), Nagaraj (1994), Buckley and Woods (1997), and Ralston et al. (2001). 浮选原理 浮选是利用有用矿物及脉石矿物表面性质的差异而进行化学分离的一种分 离方法。泡沫浮选的原理是复杂的，它涉及了三相(固体，水，泡沫)物质间的 61 江西理工大学2011届本科生毕业设计 很多小过程及交互作用，而且直到现在并不能被完全理解。这一科学主题已经被大量学者研究讨论(比如萨瑟兰和华克，1955;Glembotskii等，1972;金恩，1982;Leja， 1982;艾维斯, 1984;琼斯和丘鹬， 1984;Schulze, 1984; Fuerstenau 等1985; Crozier，1992; Laskowski 和 Poling， 1995; 哈里斯等2002; 约翰逊和 Munro， 2002;Rao，2004)，并将在本章进行简略的介绍。 通过浮选从矿浆里面提取目的矿物的过程包括三种机理 (1)选择性的附着于气泡之上(真浮选)。 (2)穿过气泡在水中被带走。 (3)附着于气泡上泡沫微粒之间的物理的诱捕(经常被称为“聚合体”)。 这些附着与泡沫上的有价值的矿物是最重要的机理，并代表了大多数微粒被提取到了精矿中。尽管真浮选是提取回收目的矿物的主要机理，不过目的矿物与脉石矿物的分离效果同时取决于他们的解离度和物理诱捕。真浮选是依赖矿物表面性质不同的化学选择，与其不同的是，脉石矿物和目的矿物的相似矿物均能够被通过夹带和诱捕所提取。这些矿物的排水在泡沫相中进行，控制泡沫相的稳定对于获得充足的分离提取效果是十分重要的。在工业浮选车间实践中，由于不需要得脉石的夹杂很平常，因此，单一的浮选作业很少见。通常情况下，为了达到所需的精矿产品的经济技术指标，采用几步浮选作业(被称为闭路)。 真浮选利用不同矿物颗粒表面物理化学性质的差异达到选别的目的。经药剂处理后，矿浆中的矿物表面的性质差异会变的更加明显，为了使浮选能够顺利进行，气泡必须能够与矿物颗粒附着在一起，并且能够将矿物颗粒提升至矿浆表面。图1阐述了浮选机中浮选过程的原理。搅拌器在矿浆中提供足够的湍流来促进矿物颗粒与气泡之间的碰撞接触，如此便可以使目的矿物的微粒与气泡之间的接触，并通过泡沫的运输作用进入泡沫从而被提取回收。 这一过程仅仅能应用于相对较细的矿物颗粒，因为如果颗粒粒度太大，颗粒与气泡之间的粘附力会低于颗粒的重力，从而导致气泡放弃其负载的颗粒。对于成功的浮选，存在一个最佳粒度范围(Trahar和沃伦，1976;克劳福德和Ralston，1988;Finch和Dobby， 1990)。 在浮选富集过程中，矿浆或者尾矿中的矿物颗粒总是被转移进泡沫中，或者部分漂浮，离开脉石。这是正浮选，相反的是反浮选，脉石矿物被分离出来进入泡沫。 在浮选过程中，泡沫相的作用是增强矿物的可分离性。泡沫通过减少脉石矿物的提取，增加目的矿物的保留，达到这一目的。这样提升了精矿的品位，同时尽可能的限制了目的矿物回收率的下降。回收率与品位之间的关系是一种权衡关系，需要根据操作条件的限制处理确定，同时协调与最佳的泡沫稳定性。在浮选过程中，泡沫相作为浮选机中最终的分离相，是确定回收率与品位的决定性因素。 矿物颗粒如果在一定程度上疏水，就仅仅能够附着于气泡上。气泡在到达矿 62 江西理工大学2011届本科生毕业设计 浆表面之后，如果能够形成稳定的泡沫便能够继续支持矿物颗粒，否则它们将会破裂，丢下所附着的矿物颗粒。为了达到这些条件，有必要利用许多被称作浮选药剂的化合物(Ranney，1980;Crozier，1984;Suttill，1991;Nagaraj，1994;Fuerstenau 和 Somasundaran， 2003)。 在水中矿物表面对于浮选药剂的活性取决于矿物表面的作用力。倾向于分离矿物颗粒与气泡的作用力如图2所示。这些拉力沿着矿物表面与气泡表面之间的夹角方向扩展。在均衡的条件下， γ,γ，γcosθ (1) s/as/ww/a 式中:γ, γ 和γ 分别表示固体和空气、固体和水、水和空气之间的表s/as/ww/a 面能，θ是矿物表面与气泡之间的接触角。 打破固气界面之间平衡的力被称为附着功，W，是分开固气界面的功，也s/a 就是分开气液界面和固液界面所做的功之和。 w,,，,,, (2) s/aw/as/ws/a 与所给公式1相比较 w,,(1,cos,) (3) s/aw/a 从上面公式可以看书，固气界面之间，接触角越大则附着功越大，这一平衡体系更有弹力不至于被破坏。因此矿物的疏水性伴随着接触角的增大而增加，具有大接触角的矿物属于亲气性矿物，也就是他们更加亲近与空气相对于水来说。这种疏水性与浮游性的关系经常被交换。然而，疏水性涉及到热力学特性，而浮游性却是动力学特性，并包括影响浮选顺利进行的质点特性(Leja， 1982;Laskowski，1986;Woods， 1994)。 在自然情况下，大多数矿物是亲水的，因此，浮选时需要在矿浆中添加浮选药剂，最重要的药剂是捕收剂，它可以吸附在矿物表面，增加它们的疏水性(或亲气性)，促进气泡的附着。起泡剂帮助维持合理稳定的泡沫。调整剂被重复利用于控制浮选过程;它们活化或者抑制矿物对气泡的附着，也可以被用来控制矿浆体系的ph值。有关浮选药剂以及其特性的有用探讨，包括Crozier (1984);Somasundaran和Sivakumar (1988);艾哈迈德和詹姆士 (1989);金斯and 皮尔斯 (1992);Nagaraj (1994);巴克利和Woods(1997);以及Ralston 等 (2001).这些人。 63 江西理工大学2011届本科生毕业设计 致 谢 本设计是根据国家在工业建设方面的方针和政策规定进行的，经过对柿竹园多金属矿选厂的实地考察与研究，经过对该选厂原矿性质的复杂多样性，矿山地质条件，供水供电，运输情况的分析，确定设计产品各项指标如下:磨矿产品粒度-0.074mm(-200目)含量90%。钼铋矿精矿品位分别为43%和20%、25.34%;回收率分别为81.6%和74.9%、14.9%，精矿产品满足冶炼要求。 本设计在艾光华等老师的指导下进行的。为使设计顺利进行，本人查阅了大量的资料。如《选矿厂设计手册》、《矿山机械手册》、《选矿厂设计概算与财务评价》等各种工具书，严格按要求进行设计。在具体设计过程中，本人遇到了许多难题，在各位老师的精心辅导与帮助下，迎刃而解，圆满完成了设计任务。在此我真诚感谢老师们给我的关心和帮助。通过设计，我不仅学到了课本上没有的知识，也掌握了一些经验，同时也开拓了自己的知识面。相信这将对我今后的学习与工作都会有很大的帮助，这也达到了设计的目的。 由于本人知识水平有限，经验不足，在设计当中难免出现错误与遗漏。在此，敬请各位老师提出批评与指正，非常感谢～ 64 江西理工大学2011届本科生毕业设计 小论文 柿竹园多金属矿3000T/D钼铋选厂初步设计 李永峰 (江西理工大学 江西赣州 341000) 摘 要:按照毕业设计任务书的要求，进行了柿竹园多金属矿3000吨/日钼铋选矿厂设计，产品为钼精矿 和铋精矿。收集相关设计资料的基础上，确定了各车间的工作制度，对设计工艺流程进行了选择 和论证，确定了设计的工艺流程。对设计工艺流程进行了工艺指标计算，确定了所需的工艺设备。 进行了厂房总体布置及厂房内的设备配置。 钼铋矿 ; 浮选 ; 柿竹园 关键词:选矿厂设计 ; Design of Shizhuyuan Polymetallic Mine Mo-Bi Cncentrator with the Capacity of 3000T/D Yongfeng Li (Jiangxi University of Science and Technology,Ganzhou, Jiangxi 341000, China) :According to the request of the instruction of Graduation design specification, the Abstract design of shizhuyuan polymetallic Mine Mo-Bi concentrator with the capacity of 3000T/D, and the products are molybdenum concntrate and bismuth concentrate. On the basis of collection of data,the work institutions of each workshop were determined, and the technological process was also chosed ,reasoned and ascertained. The technological parameters were computed and the optimal equipments were determined. The general arrangement of concentrator plant and the allocation of equipments in different workshop were presented. ;;; concentrator designmolybdenum and bismuth mineralflotation Shizhuyuan Keywords: 1 概论 柿竹园多金属矿位于湖南省郴州市苏仙区境内，该矿主要产品有钼精矿、铋精矿、白钨 精矿、黑钨精矿等多种产品。公司通过国家“七五”、“八五”、“九五”连续十五年的技术攻关， 取得采矿、选矿和冶炼科研技术成果，极大的提升了选矿回收率和资源综合利用率。与此同 时，在新产品开发和研究也取得了不断的进步，产品由单一化向多元化发展，由初级产品向 精深加工方向发展，公司以成为最大的钨精矿、铋精矿及铋锭的生产基地 公司采用分段凿岩，阶段崩矿矿房采矿法，矿房采空后用碎石一次充填，为确保后期露 天安全分期开采。 2 矿石性质 柿竹园多金属矿是以钨、铋为主，伴生有钼、萤石、石榴石、铁(磁铁矿、磁黄铁矿) 的多金属矿床。钨矿物主要有白钨矿、黑钨矿、假象半假象白钨矿和钨华;铋矿物有辉铋矿、 自然铋、铋华和斜方辉铅铋矿;钼有辉钼矿和钼华。其他金属矿物有黄铁矿、磁铁矿、磁黄 铁矿、锡石、黄铜矿等。非金属矿物有萤石、石榴石、方解石、石英、角闪石、绿泥石和云 母等。矿石中有用矿物种类多、嵌布粒度细、共生关系复杂。黑钨矿和白钨矿共生，白钨矿 和含钙的萤石、方解石和石榴石共生，有用矿物需要细磨才能单体解离。 本设计的对象主要金属矿物为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿和辉铋矿，次为锡石、磁铁矿、 黄铁矿和少量钽、铌、铍等，主要非金属矿物为萤石、石榴子石、透辉石、石英和云母等， 其次为长石、绿泥石、方解石和电气石等。 65 江西理工大学2011届本科生毕业设计 矿样多元素化学分析及主要矿物组成分析结果详见设计说明书正文。 设计原始指标: 原矿品位: Mo:0.08% Bi:0.12% 精矿品位:Mo:43% Bi:20% Bi:25.34% 矿石真比重:δ=3.14t/m3 含水含泥:小于4% 矿石硬度:7~8,中硬矿石 原矿最大给矿粒度:Dmax=550mm 最终破碎产物粒度:dmax=10mm 3 工艺流程的选择和计算 根据现场实际情况，本设计破碎车间采用每天三班，每班八小时的工作制度，磨浮及精矿脱水车间均采用每天三班，每班八小时的工作制度。如此，破碎车间每小时处理量166.7t，磨浮车间每小时处理量125t。原矿最大给矿粒度550mm，最终破碎产物粒度10mm，总破碎比为55，确定采用三段一闭路的破碎流程，每段破碎比分别为3、3.5、5.24，可以计算出，每段破碎后的产品粒度分别为183.3mm、52.4mm、10mm。查找相关资料，确定所选破碎机的最大相对粒度，并确定筛分作业的工作制度，由此确定各段破碎机的排矿口尺寸分别为115mm、26mm、8mm，筛筛孔尺寸为13mm，筛分效率为60%。根据物料守恒的原则对破碎流程进行具体的计算，确定破碎流程中各产物的产量及产率。 考虑到后面浮选作业对磨矿产品细度的要求，磨矿采用两段全闭路流程，一段磨矿采用格子型球磨机，二段磨矿采用溢流型球磨机，一段分级采用螺旋分级机，二段分级采用水力旋流器。磨矿流程图见设计说明书。磨矿车间处理量125t/h，确定两段磨矿的循环负荷均为300%，最终磨矿细度90%，，根据物料守恒的原理，计算出各作业产品的产量产率以及产品细度。 参考实习现厂的选别流程，确定本设计的选别流程为钼铋等浮为一粗选两精选两扫选，钼铋分离为一粗选五精选两扫选，铋硫混浮和铋硫分离均为一粗选两精选两扫选，流程图详见说明书正文。该流程共23个选别作业，46个选别产品，确定69个选别原始指标，其中铋的品位为46个，另外加23个钼精矿的品位。通过原始指标，先后计算出各产品(包括混合产品)的产率、品位及其中钼铋的回收率，并对其分别进行校核。 流程的选择计算结束后，确定磨矿作业及选别作业的矿浆浓度，及其产品的浓度，并根据物料守恒及水量守恒，计算各产品的矿浆体积，为后续的设备选择提供数据材料。 以上计算的具体数据详见设计说明书正文。 4 选矿设备的选择和计算 本设计粗碎处理量166.7t/h，最大给矿粒度550mm，选择PE900×1200型复摆式颚式破碎机，经计算该破碎机每小时的处理能力为194.13t，负荷率为85.9%。中碎处理量为166.7t/h，给矿粒度为183.3mm，选择PYB1650型弹簧标准圆锥破碎机，经计算，生产能力为206.7t/h，负荷率为80.65%。细碎的给矿粒度为52.4mm，处理量为179.56t/h，选择PYD2200型弹簧式短头圆锥破碎机，经计算，该设备的生产能力为339.97t/h，负荷率为88.04%。 筛分作业的处理量为466.02t/h，选择YKR3045型圆振筛，筛子晒面面积为13.5m2，经计算，其负荷率为88.9%。 粗磨作业的处理量为62.5t/h，选用MQG3200×4500格子型球磨机，该球磨机经计算其生产能力为67t/h，负荷率为93.28%。细磨作业的处理量为117.8t/h，选择MQY3200×4500溢流 66 江西理工大学2011届本科生毕业设计 型球磨机，生产能力为119.58t/h，负荷率为98.5%。 一段分级的溢流产品中的固体含量为62.5t/h，参考实习现厂的设备选用情况及计算结 3果，选用2FG-2000型螺旋分级机。二段分级的处理量485.04m/h，选择直径为360 mm的水力 3旋流器，每台旋流器处理能力为66.14m/h。 根据矿浆流程的计算结果，设定浮选作业的浮选时间，确定各浮选作业的浮选设备。钼铋等浮及铋硫混浮粗选均采用SF-8配合JJF-8型浮选机使用，扫选均采用JJF-8型浮选机，钼铋等浮的精选选择XJ-11型浮选机，铋硫混浮精选采用XJ-3型浮选机。钼铋分离的粗选精选扫选作业均采用XJ-2型浮选机，铋硫分离的粗选精选扫选作业均采用XJ-1型浮选机。钼铋等浮及铋硫混浮前均采用XB-3550型搅拌槽，钼铋分离前采用XB-1000型搅拌槽，铋硫分离前采用XB-500型搅拌槽。 对于钼精矿，采用NZS-3型浓缩机浓缩，采用GW-3型过滤机过滤，采用;对于铋精矿采用NZS-6型浓缩机浓缩，采用GW-5型过滤机过滤。钼精矿和铋精矿均采用Φ1.0×5型转筒式干燥机进行干燥。 原矿受矿仓采用三面倾斜的矩形仓，磨矿前矿仓采用平地圆柱型矿仓，精矿厂采用矩形矿场。 对于起重设备，粗碎车间选择15/3t电动桥式起重机，中细碎车间采用20/5t电动桥式起重机，筛分车间采用5t电动葫芦，磨矿车间采用30/5t电动桥式起重机，浮选车间及脱水车间采用5t电动单梁起重机。 针对胶带运输机，粗碎车间的拣选皮带选择宽500mm，粗碎产品到中碎选择800mm宽，中细碎到筛分1000mm宽，筛分到细碎800mm宽，筛分到粉矿仓800mm宽，粉矿仓到磨矿机500mm宽。以上胶带运输机均为TD75型槽式。 粗碎给矿选择GBZ150-6重型板式给矿机，下设拣选胶带运输机，磨矿给矿选择DK16型圆盘给矿机，由胶带运输机运至磨矿机。 5 总体布置与设备配置 本设计根据选厂地形条件，各工艺厂房按地形坡度沿山坡布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，破碎设备采用混合配置方案，即横向配置与纵向配置并用。磨矿与浮选共厂房布置，其中磨矿设备采用纵向配置，浮选设备采用横向配置。浓缩机露天布置，过滤机、干燥机及精矿仓共厂房配置。 6 药剂业务 根据柿竹园多金属矿提供的依据和原矿矿石的性质及矿石嵌布特性的分析，本次设计，对Mo-Bi分离作业，选用硫化钠作Bi的抑制剂，2,油做起泡剂，用煤油做Mo的捕收剂;对Bi,S分离作业，选用硫氮9,做捕收剂，硫化钠、碳酸钠做活化剂。药剂主要在磨浮流程中添加，为方便供应药剂，需将药剂仓库和制备车间分配在主厂房的上侧，药剂仓库距制备车间很近，并要有公路相通 7 检修工作制度 矿部设有机修总厂，负责全矿的机修制造。选矿厂设计修车间专检修选矿设备，与一般设备和非标准设备制造。选厂各车间设计修班组，专门负责选厂的日常机器检修，为维护正常生产。选厂每季度小修三天，对主要设备进行重点检修维护，每年大修七天，对所有各设备进行全面检查，对某些需要拆换的设备和非标准的设备，如机架、、溜槽、漏斗及各种管道在统一计划下，预先做好检修前的一切准备，以便如期完成检修工作。日常性检修工作原则上不停产和短时间停产。根据设备的规格和台数以及需检修的频繁程度，在各车间设置了 67 江西理工大学2011届本科生毕业设计 其他点、面积大小符合设备检修要求的检修场地，其具体配置地点和面积见各车间配置图。在破碎车间对破碎机的检修还专设有检修孔，以便于破碎机动锥的检修 8 生产过程的取样、检查及自动化 磨机给矿(破碎产品)选用DCB,?电子皮带称计量，从磨矿机生产能力可推算选矿厂的生产能力。.精矿给矿，由于精矿采用汽车运输，要有公路相通。先期采用人工取样，以便今后逐步过渡到自动取样，在矿浆浓度细度、pH值、化学分析处采用仪表自动测定，即可不必取矿浆量。 9 安全及防火技术 所有运转设备均设安全罩或维护栏杆。凡高于0.5米以上而没有围墙的平台，均设一米高的栏杆和适度的楼梯。对由粉尘的给矿处、破碎机、筛分机均设密封罩防尘。对楼板上的孔洞，均设盖板和栏杆。对有害物质专设保管间，对有害气体如药剂室设专门橱窗与厂外相通。各电器设备均设有安全开关。各生产车间均设适宜的照明。各班组均设兼职的安全检察员,时时进行安全检查和监督。立严格防火制度，重点地方立牌表明。各车间厂房结构即平面布置均符合防火标准。.设专用消防水池。选厂各车间设兼职防火检察员，定期与矿消防联系。 10 建筑情况 选厂各生产车间均采用钢筋混凝土柱，钢筋混凝土屋面砖墙。破碎车间、筛分车间、精矿车间宽度较小，采用钢筋混凝土屋架，磨浮车间同样，故也采用钢筋混凝土屋架。原矿仓、中间矿仓、粉矿仓和精矿仓采用钢筋混凝土结构，砂泵池采用钢筋混凝土结构。生产水池、生活水池、消防水池采用钢筋混凝土结构。磨浮车间、砂泵间的底面水沟，均采用钢筋混凝土明沟。化验室、天平台、光谱间的工作台采用水磨石，地面采用瓷砖铺设。浴室、厕所均用瓷砖装饰。药剂保管储存间建筑物应密闭，采用屋顶通风系统。各主要建筑物除保证承受设备重量振动外，还应适当考虑风荷。 11 经济分析 设备投资资金总计1216.57万元，厂房建筑投资总计1052.33万元，固定资产为3834.31万元，每年折旧费为113.07万元，每年维修费为87.55万元，辅助材料投资957.61万元，每年工人工资为396.33万元，精矿成本为7158.88万元，精矿销售额为18968.40万元，每年纳税3793.68万元，总投资为10993.2万元，年利润为8015.84万元，偿还年限为1.37年。 参考文献: [1] 《碎矿与磨矿》 李启衡. 北京:冶金工业出版社，1987. [2] 《选矿厂设计参考资料》 冶金工业出版社，1972 [3] 《建筑概论》 周源主编 南方冶金学院，1995 [4] 《选矿设计手册》 编委会. 北京:冶金工业出版社，1988. [5] 《浮选》 胡为柏主编 冶金工业出版社，1983 [6] 《选矿设计手册》 冶金工业出版社 [7] 《选矿厂设计》 周龙廷主编 中南大学工业出版社，1999 [8] 《选矿设备手册》 北京有色冶金设计院 [9] 选厂有关资料从湖南柿竹园搜集 68 江西理工大学2011届本科生毕业设计 69