四川省泸沽铁锡矿600吨天选矿厂初步设计

四川省泸沽铁锡矿600吨天选矿厂初步设计 四川省泸沽铁锡矿600t/d选矿厂初步设计 第一章 绪论 该设计为四川省泸沽铁锡矿600t/d选矿厂初步设计，四川省泸沽铁矿始建于1965年，是一个主要从事铁矿石采选的老企业，铁资源面临枯竭，结构单一的磁选产品铁精矿以及选矿厂生产能力不足难以适应市场变化的要求。 1966年109地质队通过详勘，大顶山矿区已圈出二个含锡高的锡磁铁矿地段，由于109地质队当年仅以找铁矿为主，对外围矽卡岩中锡矿未作深入细致的研究和储量计算，预计这部分锡矿石储量可达200万吨。2008年通过危机矿山项目找矿工作，在大顶山5—7.5线深部钻探，再次发现铁锡矿石，平均地质品位为0.54%，预计新增铁锡矿石资源量为100—150万吨，上述铁锡资源中金属锡合计达1.75万金属吨以上。 四川省泸沽铁矿矿部位于四川省冕宁县泸沽镇。国道108线高速公路（雅安—攀枝花段）与成昆铁路均从泸沽镇上通过。矿部距雅—攀高速公路泸沽出入口约2公里，距成昆铁路冕宁火车站仅2.5公里。泸沽镇公路北距冕宁县城30公里，至成都461Km，南距西昌48Km；铁路北至成都509Km，距重庆1013Km，南距西昌48Km，攀枝花264Km。 四川省泸沽铁矿矿区位于泸沽镇南东东方向。分大顶山和铁矿山两个矿区。其中，大顶山矿区位于泸沽镇南东东，平距6公里，距泸沽镇公路里程15.6公里，距冕宁火车站公路里程16公里，采矿权区域中心地理坐标：东经 102°15′03″，北纬28°16′41″。铁矿山矿区位于大顶山矿区之南西西方向，平距2.4公里，泸沽镇南东40°，平距4.5公里，距泸沽镇公路里程10公里，与成昆铁路冕宁火车站平距4公里，公路里程10公里，采矿权区域中心地理座标东经 102°13′，北纬28°16′。泸沽镇至两个矿区均有矿山公路相通，交通较方便（见下图）。 建设理由及条件：1.锡是人类最早发现和使用的金属之一。由于锡质软有延展性、化学性质稳定，抗腐蚀、易熔，摩擦系数小，锡盐无毒，因此锡和锡合金在现代国防、现代工业、尖端科学技术和人类生活中得到了广泛的应用。锡金属是国民经济建设中不可缺少的重要物质、也是出口创汇较高的有色金属之一。 2.泸沽铁矿始建于1965年，是一个老企业主要从事铁矿石的采选，铁资源面临枯竭，结构单一的磁选产品以及选矿厂生产能力不足将难以适应市场变化； 3.资源保障：1966年109地质队通过详勘，大顶山矿区已圈出二个含锡高的锡磁铁矿地段，5—7.5线的深部为主要地段，次为7线浅部（属Ⅰ号主矿体范围）。由于109地质队当年仅以找铁矿为主，对9—11线、13.5—16线，23—25线矽卡岩中锡矿未作深入细致的研究和储量计算。但从地表槽探、浅井揭示，预计这部分锡矿石储量可达200万吨。2008年通过危机矿山项目找矿工作，在大顶山5—7.5线深部钻探，再次发现铁锡矿石，平均地质品位为0.54%，预计新增铁锡矿石资源量为100—150万吨。上述铁锡资源合计达1.75万金属吨。此外，其它中低品位的矽卡岩资源也为锡资源的开发提供了有力的资源保障。 4.泸沽铁矿属国有危机矿山，拥有黑林子探矿区面积17.67km2，目前外围找矿以及深部找矿发现的铁资源性质已发生改变，同时伴生锡、铜等有色金属和稀有金属，不适宜采用现有单一的磁选流程处理； 5.对已发现的锡铁氧化矿或矽卡岩锡矿资源，当务之急就是通过流程改造引入重选工艺，回收铁和锡，以便实现资源的综合利用。此项目的实施对繁荣凉山州地方经济、增加新的经济增长点，改善和丰富山区少数民族的物质文化生活、都有着重大的意义。 厂址选择：根据交通、水、电、尾矿、地形等有关条件综合比较权衡,并考虑到周围已有选厂的客观实际，通过现场踏勘，与泸沽铁矿有关工程技术人员共同商定，选矿厂址选定在黄泥湾工业厂区所在地，其优点有： （1）紧靠厂区主要公路，交通运输方便、水电易于解决。 （2）根据自然地形坡度进行阶梯布置，保证矿浆自流，减少能源消耗，降低选矿成本；此外可以充分利用现有的废渣厂作为将来扩建的预留地，减少土石方量和建、构筑物工程量。 （3）厂址位于山窝地，属于背风方向，在此建厂以人文本，避免了冬季风大天寒对工人的影响。 （4）选厂尾矿排出点距新建的尾矿库有足够的高差，尾矿可以自流至尾矿库、经营费用低。 （5）该厂址位于铁锡矿、矽卡岩锡矿倒运的中心地带，可以充分发挥该选厂的优势，以处理铁锡矿为主，将来兼顾处理锡卡岩锡矿，此外还可以收购矿石进行加工，更好地提高本选矿厂的综合效益。 （6）本项目拟建厂址在现有选厂黄泥湾一侧，利用当初建设时预留下的发展空间（已有征地）进行建设。采用这一，可以与原选矿厂形成良好的互补关系，便于资源如矿石倒运、供电系统、供水系统、尾矿系统、精矿运输系统的共享，最大限度地节约投资，利用原有征地，节约宝贵的土地资源。 该厂址的主要缺点是：距二次倒运的堆场较远。 综上所述，利用原厂区的空间进行本项目的建设，可以大大的节省投资，有利于生产调度上的综合管理，共用一些资源设施，在满足生产建设需求的前提下，这样的厂址选择是最优的。 原矿光谱分析结果 元素 Ag Al As B Ba Be Bi 含量/% 0.0004 2 0.05 >0.1 <0.03 <0.0001 0.001 元素 Ca Cd Co Cr Cu Fe 含量/% 0.1 0.001 0.002 0.02 0.08 8 元素 Ga Ge Mg Mn Mo Ni 含量/% 0.003 <0.001 0.2 0.08 0.02 0.006 元素 P Pb Sb Sn Ti V 含量/% <0.1 0.03 <0.01 0.3 0.5 0.01 元素 W Zn In Ta Nb Si 含量/% 0.01 0.03 <0.01 <0.005 <0.01 >>10 光谱定性分析结果表明，试料中主要有价金属元素为锡，非金属元素主要为硅，其它元素铁含量较低。 原矿化学成分分析结果 元素 Sn Fe Cu Pb Zn As 含量/% 0.44 6.38 0.046 0.04 0.046 0.18 元素 S P CaO SiO2 MgO Al2O3 含量/% 0.045 0.041 0.20 60.98 0.50 14.52 矿石锡物相分析结果 相态 锡石锡 酸溶锡 合计 含量/% 0.36 0.08 0.44 分布率/% 96.84 3.16 100 以上的分析结果表明，矿样中的有价成分为锡，锡品位为0.44%，进一步的锡化学物相分析表明，矿样中的锡主要是以锡石锡的形式赋存的，其分布率96.84%，这是选矿中分选锡石的最大可能理论回收率，酸溶锡含量低，分布率只有3.16%。 矿石铁物相分析结果 相态 磁铁矿 赤、褐铁矿 磁黄铁矿 黄铁矿 合计 含量/% 3.94 2.36 0.04 0.04 6.38 分布率/% 61.76 37.00 0.62 0.62 100 铁物相分析结果表明，矿样中的铁主要是磁铁矿形式赋存的，其分布率占61.76%。由于铁矿物比重与锡石比重相近，选矿中应注意锡精矿中含铁矿物的去除。磁选作业可以用于所得锡精矿除铁，以便提高锡精矿品位获得合格的锡精矿。 第2章 车间生产能力及工作 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 330 2 8 198000 600 37.5 45.2% 磨浮车间 330 3 8 198000 600 25 90.41% 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 1、根据破碎车间的小时生产能力为37.5吨，原矿粒度组成特性，原矿最大块尺寸为300mm，最终产品粒度为10—12mm，因此选择两段破碎，其破碎比分别为：S1=3.50, S2=7.14 2、初选粗碎机为鄂式破碎机，细碎为中型圆锥破碎机，破碎筛分流程图如下： SHAPE \* MERGEFORMAT 第二节 破碎筛分流程的计算 1、各段破碎比分别为：S1=3.5, S2=7.14原矿最大块尺寸为300mm 2、各段破碎产品中最大矿块粒度： 第一段：D1=300÷3.5=85.7mm 第二段：D2=85.7÷7.14=12mm 3、各段破碎机排矿口大小计算： 排矿口：e1= =85.7÷1.6=53.6mm e2=0.8×12=9.6mm（取9mm） 4、确定筛孔大小及筛分效率: 由于在矿石进入原矿仓时加有人工隔筛，所以在破碎筛分车间只在细碎时有筛分设备。其筛孔尺寸为：1.2 D3=14.4mm，（取14mm）筛分效率为80%。 5、各产物的矿量（吨/时）和产率（γ）： 第一段破碎作业的计算： Q1= Q2=37.5t/h γ1=100%=γ2 第二段破碎作业的计算； Q1= Q5=37.5 t/h γ1=100%=γ5 Q4= Q1/β1E(β1查《选矿厂设计》图5.2－4曲线2，得到β1=68%) Q4= Q1/β1E=37.5/0.68×0.8=69.4 t/h Q6= Q1(1—β1E)/β1E=37.5(1—0.68×0.8)/0.68×0.8=31.9 t/h Q3= Q4=69.4 t/h C%=(1—β1E) /β1E=(1—0.68×0.8)/0.68×0.8=85% γ1=γ2=γ5=100% γ3=γ4= Q3/ Q1=69.4/37.5=185% γ6= Q6/ Q1=31.9/37.5=85.1% 第3节 选别流程的选择 根据矿石的硬度，有用矿物的嵌布特性，采用阶段磨矿阶段选别的工艺流程，磁选选铁，重选选锡，由于锡精矿中的含硫高，所以采用浮选，锡硫分离，以提高锡精矿的品位。一段磨矿细度为55%左右，二段磨矿细度为90%。一段采用螺旋分级机分级，二段采用水力旋流器分级，脱水。选别流程图如下： SHAPE \* MERGEFORMAT 第4节 选别流程的计算 1. 磨矿流程的计算： 取磨矿机的循环负荷率：C=250% Q1= Q4 Q5=C Q4 Q2= Q1（1+C） Q3= Q2 Q1= Q4=25t/h Q5=250%×25=62.5t/h Q2=25(1+250%)=87.5t/h= Q3 γ1=γ4=100% γ2=γ3= Q2/ Q1=87.5/25=350% γ5= Q5/ Q1=62.5/25=250% 第5节 矿浆流程的计算 铁的原矿品位βFe=26.8% 锡的原矿品位βSn=0.44% 根据选矿试验确定原始指标： 注:由于试验的原矿是铁锡矿，所以在矿浆流程的计算中，磁选部分只计算了铁的产率，品位，回收率，矿量，在重选作业中，只计算了锡的 产率，品位，回收率，矿量。 磁选部分： β19=62.1 ε19=74.6 β6=β10=54.2 ε6​=ε10​=75.6 β9=β11=43.1 ε9=ε11=46.6 1、 用平衡方程式求出其余产物的 值： ε8=ε9+ε6​=75.6+46.6=122.2 ε20=ε10—ε19=75.6-74.6=1 2、 各作业的精矿γn值 ： γ6=βFeε6/β6=75.6×26.8/54.2=37.38=γ10 γ9=γ11=βFeε9/β9=46.6×26.8/43.1=28.98 γ8=γ6+γ9=37.38+28.98=66.36 γ19=βFeε19/β19=74.6×26.8/62.1=32.19 γ20=γ10－γ19=37.38－32.19=5.19 3、 按公式,求出其余产物的βn值: β6=β10=54.2 β9=β11=43.1 β19=62.1 β8=βFeε8/γ8=122.2×26.8/66.36=49.35 β20=βFeε20/γ20=1×26.8/5.19=5.16 4、 按公式Qn=Q1γn求出各作业精矿的Q值，再用平衡法求其余产品之Qn值。单位：吨/时 Q6= Q10= Q1×γ6=25×37.38%=9.35 Q9= Q11= Q1×γ9=25×28.98%=7.25 Q8= Q1×γ8=25×66.36%=16.59 Q19= Q1×γ19=25×32.19%=8.05 Q20= Q1×γ20=25×5.19%=1.3 磁选各产物重量表 单位（吨/时） 产物号码 6 8 9 10 11 19 20 Q 9.35 16.59 7.25 9.35 7.25 8.05 1.3 重选部分： 根据选矿试验确定原始指标： β29=28.21 ε29=55.87 β28=14.08 ε28=57.69 β25=14.03 ε25=16.11 β26=0.12 ε26=2.97 β27=0.37 ε27=18.87 β20=0.52 ε20=8.67 β21=β17=0.37 ε21=ε17=36.79 β15=0.39 ε15=42.13 β12=0.75 ε12=85.41 β7=0.53 ε7=90.64 5、 用平衡方程式求出其余产物的 值： ε30=ε28－ε29=57.69－55.87=1.82 ε14=ε28－ε25=57.69－16.11=41.58 ε23=ε25+ε26+ε27=16.11+2.97+18.87=37.95 ε22=ε21+ε20=36.79+8.67=45.46 ε18=ε15－ε17=42.13－36.79=5.34 ε16=ε12－ε15－ε14=84.51－42.31－41.58=1.7 ε13=ε7－ε12=90.64－85.41=10.13 ε31=ε13+ε16+ε18+ε26+ε27+ε24 =10.13+1.7+5.34+2.97+18.87+7.51=46.52 ε24=ε22－ε23=45.46－37.95=7.51 6、 各作业的精矿γn值 ： γ29=βSnε29/β29=55.87×0.44/28.21=0.87 γ28=βSnε28/β28=57.69×0.44/14.08=1.8 γ30=γ28－γ29=1.8－0.87=0.93 γ25=βSnε25/β25=16.11×0.44/14.03=0.51 γ26=βSnε26/β26=2.97×0.44/0.12=10.92 γ27=βSnε27/β27=18.87×0.44/0.37=22.43 γ23=γ25+γ26+γ27=0.51+10.92+22.43=33.86 γ22=γ21+γ20=43.76+7.33=51.09 γ24=γ22－γ23=51.09－33.86=17.23 γ17=γ21=43.76 γ18=γ15－γ17=47.54－43.76=3.78 γ15=βSnε15/β15=42.13×0.44/0.39=47.54 γ14=γ28－γ25=1.8－0.51=1.29 γ12=βSnε12/β12=85.41×0.44/0.75=50.11 γ16=γ12－γ14－γ15=50.11－1.29－47.54=1.28 γ7=βSnε7/β7=90.64×0.44/0.53=75.26 γ13=γ7－γ12=75.26－50.11=25.15 γ31=γ13+γ16+γ18+γ24+γ26+γ27 =25.15+1.28+3.78+17.23+10.92+22.43=80.79 7、 按公式,求出其余产物的βn值: β29=28.21 β28=14.08 β25=14.03 β26=0.12 β27=0.37 β20=0.52 β21=β17=0.37 β15=0.39 β12=0.75 β7=0.53 β30 =βSnε30/γ30=1.82×0.44/0.93=0.86 β23 =βSnε23/γ23=37.95×0.44/33.86=0.49 β14 =βSnε14/γ14=41.58×0.44/1.29=14.18 β24 =βSnε24/γ24=7.51×0.44/17.23=0.19 β22 =βSnε22/γ22=45.46×0.44/51.09=0.39 β18 =βSnε18/γ18=5.34×0.44/3.78=0.62 β16=βSnε16/γ16=1.77×0.44/1.28=0.59 β13=βSnε13/γ13=10.13×0.44/25.15=0.18 β31=βSnε31/γ31=46.52×0.44/80.79=0.25 8、 按公式Qn=Q1γn求出各作业精矿的Q值，再用平衡法求其余产品之Qn值。单位：吨/时 Q29= Q1×γ29=25×0.87%=0.22 Q30= Q1×γ30=25×0.93%=0.23 Q28= Q1×γ28=25×1.8%=0.45 Q25= Q1×γ25=25×0.51%=0.13 Q26= Q1×γ26=25×10.92%=2.73 Q27= Q1×γ27=25×22.43%=5.61 Q23= Q25+ Q26+ Q27=0.13+2.73+5.61=8.47 Q22= Q21+ Q20=10.94+1.83=12.77 Q21= Q1×γ21=25×43.76%=10.94= Q17 Q20= Q1×γ20=25×7.33%=1.83 Q24= Q22－Q23=12.77－8.47=4.3 Q15= Q1×γ15=25×47.54%=11.89 Q12= Q1×γ12=25×50.11%=12.53 Q16= Q12－Q14－Q15=12.53－0.32－11.89=0.32 Q14= Q28－Q25=0.45－0.13=0.32 Q7= Q1×γ7=25×75.26%=18.82 Q13= Q7－Q12=18.82－12.53=6.29 Q31= Q13+ Q16+ Q18+ Q24+ Q26+ Q27 =6.29+0.32+0.95+4.3+2.73+5.61=20.2 Q18= Q15－Q17=11.89－10.94=0.95 各产物的重量 各产物重量表 单位（吨/时） 产物号码 7 12 13 14 15 16 17 18 20 21 22 Q 18.82 12.53 6.29 0.32 11.89 0.32 10.94 0.95 1.83 10.94 12.77 23 24 25 26 27 28 29 30 31 8.47 4.3 0.13 2.73 5.61 0.45 0.22 0.23 20.2 确定各作业和产品的固液比Rn： 一段磨矿：0.25 二段磨矿（磁选）：0.67 二段磨矿（重选）：0.67 分级机作业：1.78 分级机溢流：5.67 磁选粗选作业：5.67 磁选粗选精矿：1.86 旋流器作业：4 磁选精选精矿：4 一次摇床前分泥斗分级箱溢流：19 一次摇床作业：2.33 摇床精矿：1 摇床中矿：1.5 二次摇床前分泥斗分级箱沉沙：1 二次摇床作业：2.33 二次摇床精矿：1 二次摇床中矿：1.5 浮选作业：2.33 浮选精矿：4 9、 根据公式Rn=1—Cn/ Cn 求出其他Rn： RⅠ= R3= 1—C3/ C3=1—80%/80%=0.25 R5= R2= 1—C5/ C5=1—85%/85%=0.18 R4= RⅢ= 1—C4/ C4=1—15%/15%=5.67 RⅡ= 1—CⅡ/ CⅡ=1—36%/36%=1.78 R6= 1—C6/ C6=1—35%/35%=1.86 R9= R11= RⅤ=1—C9/ C9=1—60%/60%=0.67 RⅣ= 1—CⅣ/ CⅣ=1—20%/20%=4 R8= 1—C8/ C8=1—43%/43%=1.33 R10= RⅦ= 1—C10/ C10=1—13%/13%=6.69 R19= 1—C19/ C19=1—20%/20%=4 R20= 1—C20/ C20=1—4%/4%=24 R7= RⅥ= 1—C7/ C7=1—13%/13%=6.69 R12= 1—C12/ C12=1—50%/50%=1 R13= 1—C13/ C13=1—5%/5%=19 RⅧ= 1—CⅧ/ CⅧ=1—30%/30%=2.33 R14= 1—C14/ C14=1—50%/50%=1 R15= 1—C15/ C15=1—40%/40%=1.5 R16= 1—C16/ C16=1—3%/3%=32.33 RⅨ= 1—CⅨ/ CⅨ=1—20%/20%=4 R17= R21= RⅩ=1—C17/ C17=1—60%/60%=0.67 R18= 1—C18/ C18=1—2%/2%=49 R22= RⅪ= 1—C22/ C22=1—26%/26%=2.85 R23= 1—C23/ C23=1—50%/50%=1 R24= 1—C24/ C24=1—13%/13%=6.69 R25= 1—C25/ C25=1—50%/50%=1 R26= 1—C26/ C26=1—40%/40%=1.5 R27= 1—C27/ C27=1—27%/27%=2.7 RⅫ= 1—CⅫ/ CⅫ=1—30%/30%=2.33 R28= 1—C28/ C28=1—50%/50%=1 RⅫⅠ= 1—CⅫⅠ/ CⅫⅠ=1—30%/30%=2.33 R29= 1—C29/ C29=1—20%/20%=4 R30= 1—C30/ C30=1—58%/58%=0.72 R31= 1—C31/ C31=1—9%/9%=10.11 10、 根据公式Wn=QnRn ,求出其余的Wn WⅠ=Q3R3=87.5×0.25=21.88= W3 W5=Q5R5=62.5×0.18=11.03= W2 W4=Q4R4=25×5.67=141.67 WⅡ= W4+ W5=141.67+11.03=152.7 W6=Q6R6=9.35×1.86=17.36 W7= W4—W6=141.67—17.36=124.31= WⅥ W9= W11= WⅤ= Q9R9=7.25×0.67=4.83 W8= W6+ W11=17.36+4.83=22.19 WⅣ=QⅣRⅣ=16.59×4=66.36 WⅦ= W10= WⅣ—W9=66.36—4.83=61.53 W19=Q19R19=8.05×4=32.2 W20= WⅦ—W19=61.53—32.2=29.33 W12=Q12R12=12.53×1=12.53 W13= WⅥ—W12=124.31—12.53=111.78 WⅧ=QⅧRⅧ=12.53×2.33=29.24 W14=Q14R14=0.32×1=0.32 W15=Q15R15=11.89×1.5=17.84 W16= WⅧ—W14—W15=22.94—17.84—0.32=11.08 WⅨ=QⅨRⅨ=11.89×4=47.56 W17= W21= WⅩ= Q17R17=10.94×0.67=7.29 W18= WⅨ—W17=47.56—7.29=40.27 WⅪ= W22= W21+ W20=7.29+29.33=36.62 W23=Q23R23=8.47×1=8.47 W24= WⅪ—W23=36.62—8.47=28.15 WⅫ=QⅫRⅫ=8.47×2.33=19.76 W25=Q25R25=0.13×1=0.13 W26=Q26R26=2.73×1.5=4.1 W27= WⅫ—W25—W26=19.76—0.13—4.1=15.53 W28= W25+ W14=0.13+0.32=0.45 WⅫ=QⅫⅠRⅫⅠ=0.45×2.33=1.05 W29=Q29R29=0.22×4=0.88 W30= WⅫⅠ—W29=1.05—0.88=0.17 W31= W13+ W16+ W18+ W24+ W26+ W27 =111.78+11.08+40.27+28.15+4.1+15.53 =210.91 11、按公式Vn=Qn(Rn+1/δr) 计算各作业及产物的Vn单位（米3/时）式中1/δr=0.28 VⅠ=V3=Q3(R3+0.28)=87.5（0.25+0.28）=46.36 V5=Q5(R5+0.28)=62.5（0.18+0.28）=28.75 V2=Q2(R2+0.28)=87.5（0.18+0.28）=40.25 V4=VⅢ=Q4(R4+0.28)=25（5.67+0.28）=148.75 VⅡ=Q3(RⅡ+0.28)=87.5（1.78+0.28）=180.25 V6=Q6(R6+0.28)=9.35（1.86+0.28）=20 V9=V11=VⅤ=Q11(R11+0.28)=7.25（6.67+0.28）=50.39 VⅣ=Q8(RⅣ+0.28)=16.59（4+0.28）=71 V8=Q8(R8+0.28)=16.59（1.33+0.28）=26.71 V10=VⅦ=Q10(R10+0.28)=9.35（6.69+0.28）=65.17 V19=Q19(R19+0.28)=8.05（4+0.28）=34.45 V20=Q20(R20+0.28)=1.3（24+0.28）=31.56 V7=VⅥ=Q7(R7+0.28)=18.82（6.69+0.28）=131.18 V12=Q12(R12+0.28)=12.53（1+0.28）=16.04 V13=Q13(R13+0.28)=6.29（19+0.28）=121.27 VⅧ=Q12(RⅧ+0.28)=12.53（2.33+0.28）=32.7 V14=Q14(R14+0.28)=0.32（1+0.28）=0.41 V15=Q15(R15+0.28)=11.89（1.5+0.28）=21.16 V16=Q16(R16+0.28)=0.32（32.33+0.28）=10.44 VⅨ=Q15(RⅨ+0.28)=11.89（4+0.28）=50.89 V17=VⅩ=Q17(R17+0.28)=0.94（0.67+0.28）=0.89 V18=Q18(R18+0.28)=0.95（49+0.28）=46.82 V22=VⅪ=Q22(R22+0.28)=12.77（2.85+0.28）=39.97 V23=Q23(R23+0.28)=8.47（1+0.28）=10.84 V24=Q24(R24+0.28)=4.3（6.69+0.28）=29.97 V25=Q25(R25+0.28)=0.13（1+0.28）=0.17 V26=Q26(R26+0.28)=2.73（1.5+0.28）=4.86 V27=Q27(R27+0.28)=5.61（2.7+0.28）=16.72 VⅫ=Q23(RⅫ+0.28)=8.47（2.33+0.28）=22.11 V28=Q28(R28+0.28)=0.45（1+0.28）=0.58 VⅫⅠ=Q28(RⅫⅠ+0.28)=0.45（2.33+0.28）=1.17 V29=Q29(R29+0.28)=0.87（4+0.28）=3.72 V30=Q30(R30+0.28)=0.23（0.72+0.28）=0.23 V31=Q31(R31+0.28)=20.2（10.11+0.28）=209.88 12、按平衡方程式求出其余产物的Wn值及补加水Ln。在选别中一般情况下不允许Ln<0. 各作业的补加水量如下：单位 （吨/时） LI=WI－W5=21.88—11.03=10.85 LII= WII－W3=152.7—21.88=130.82 LⅣ= WⅣ－W8=66.36—22.19=44.17 LⅧ= WⅧ－W12=29.24—12.53=16.71 LⅨ= WⅨ－W15=47.56—17.84=29.72 LⅫ= WⅫ－W23=19.76—8.47=11.29 LⅫⅠ= WⅫⅠ－W29=1.05—0.45=0.6 7、全厂总补加水量 单位 吨/时 ∑L= LI +LII+ LⅣ+ LⅧ+ LⅨ+ LⅫ+ LⅫⅠ =10.85+130.82+44.17+16.71+29.72+11.29+0.6 = 244.16 第4章 主要设备的选择与计算 第一节 破碎设备的选择与计算 1、 粗碎机的选择 按下式确定必须保证的破碎机的给矿口宽度 B1=(1.15~1.2)D最大 式中 B1：破碎机给矿口宽度（毫米） D最大：原矿中最大块直径 （毫米） B1=1.2×300=360 选鄂式破碎机 型号为 PE400×600 2、细碎机的选择 按下式确定必须保证的破碎机的给矿口宽度 B3= D最大×1.2/（i1× i2） B3=300×1.2/12=90 初定为：φ1200中型 φ900 二、破碎机的计算 1、粗碎机的计算 （1）粗碎机的生产能力计算 q=K1K2K3K4qs 式中 K1=1.1 K2=1.33 K3=1 K4=1 qs=q0bp=0.65×53.6=34.8 q=1.1×1.33×1×34.8×1=50.9 （2）所需破碎机台数及负荷率的计算 N=37.5/50.9=0.74 取（1台） η=37.5/50.9=74% 2、细碎机的计算 φ1200中型： （1）细碎机的生产能力计算 q=KcK1K2K3K4qs 式中 K1=1.1 K2=1.3 3 K3=1 K4=1.0 Kc=1.3 qs= q0bp=4.5×9.6 q=1.3×1.11×1.33×4.5×9.6=82.16 （2）所需破碎机台数及负荷率的计算 n=69.4/82.16=0.84 取（1台） η=69.4/82.16=84% φ900标准： （1）细碎机的生产能力计算 q=KcK1K2K3K4qs 式中 K1=1.1 K2=1.33 K3=1 K4=1 Kc=1.3 qs= q0bp=2.5×9.6 q=1.3×1.11×1.33×2.5×9.6=46.06 （2）所需破碎机台数及负荷率的计算 n=69.4/46.06=1.5 取（2台） η=69.4/46.06×2=75% 粗碎机的技术性能表 类型 型号及规格 进料口 长×宽/mm 最大给矿粒度/mm 处理量 t/h 排矿口调节范围 主轴转速r/min 粗碎机 鄂式破碎机 PE400×600 600×400 320 25~64 40~100 260 传动电动机 最重件质量/t 外形尺寸（长×宽×高）/mm 质量/t 型号 功率/KW 电压/V 粗碎机 30 380 2.97 1700×1742×1530 6.30 细碎机的技术性能表 类型 型号及规格 进料口宽度/mm 最大给矿粒度/mm 处理量 t/h 排矿口调节范围 动锥直径/mm 细碎机 单缸液压破碎机 PYY1200/150 150 130 45～120 9～25 1200 传动电动机 动锥旋摆转数（转分） 最重件质量/t 外形尺寸（长×宽×高）/mm 质量/t 型号 功率/KW 电压/V 细碎机 JS125－8 95 380 5.08 3950×1900×3100 19 细碎机的技术性能表 类型 型号及规格 进料口宽度/mm 最大给矿粒度/mm 处理量 t/h 排矿口调节范围 动锥直径/mm 细碎机 单缸液压破碎机 PYY900/135 135 115 40～100 15～40 900 传动电动机 动锥旋摆转数（转分） 最重件质量/t 外形尺寸（长×宽×高）/mm 质量/t 型号 功率/KW 电压/V 细碎机 JS125－8 55 380 2.2 2960×1550×2392 9.34 经比较细碎选择PYY1200/150 第2节 筛分设备的选择与计算 （1）筛分设备的选择： 由于是两段一闭路破碎，所以只有在细碎的时候加有筛子，根据处理的矿量初定筛子为SZZ1250×2500单层自定中心振动筛。 （2） 筛分设备的计算： Q=ΨK1K2K3K4K5K6Frq Q=69.4 Ψ=0.8 K1=0.8 K2=0.97 K3=1.3 K4=1 K5=1 K6=1 r=2.13 q=21.7 F=Q/ΨK1K2K3K4K5K6rq=69.4/37.3=1.86m2 所以选择SZZ1250×2500单层自定中心振动筛。 单层自定中心振动筛技术性能表 类型 型号及规格 工作面积/m2 筛网层数/层 最大给料粒度/mm 处理量/ t*h-1 筛孔尺寸/mm 自定义中心振动筛 SZZ1200×2500 3.13 1 100 150 6~40 双振幅/mm 振次/次/min-1 筛面倾角（°） 电动机 外形尺寸（长×宽×高）/mm 重量/t 型号 功率/KW 1~3.5 850 15~20 Y132S-4 5.5 2762×1714×680 1.021 第3节 磨矿设备的选择与计算 1． 磨机生产能力的计算 根据需要一段磨矿选择格子型球磨机，二段选择溢流型球磨机 一段单位磨机容积处理量的计算： 一段磨矿初定为：φ2100×2200湿式格子球磨机和φ2100×3000湿式格子球磨机。 方案一：φ2100×2200湿式格子球磨机 Q’=K1K2K3K4 Q’0 (6.4-1) K1=1 K2=1 K3=1 K4= 0.92 Q’0=q0(β2—β1)/V=29(55%－10%)/6.8=1.92 Q’=1.0×1.0×0.92×1.92=1.77t/m3h 磨机处理量的计算： Qd=Vd Q’/βD2—βD1 根据条件确定一段磨机为φ2100×2200 Vd=6.8 βD2=55% βD1=10% Qd=Vd Q’/βD2—βD1=6.8×1.77/55%—10%=26.75t/h n=25/26.75=0.94 取（一台）η=25/26.75=94% 方案二：φ2100×3000湿式格子球磨机 Q’=K1K2K3K4 Q’0 (6.4-1) K1=1 K2=1 K3=1 K4= 0.92 Q’0=q0(β2—β1)/V=36(55%－10%)/9.2=1.76 Q’=1.0×1.0×0.92×1.76=1.62t/m3h 磨机处理量的计算： Qd=Vd Q’/βD2—βD1 根据条件确定一段磨机为φ2100×3000 Vd=9.2 βD2=55% βD1=10% Qd=Vd Q’/βD2—βD1=9.2×1.62/55%—10%=33.12t/h n=25/33.12=0.75 取（一台）η=25/33.12=75% 一段磨机技术性能表 类型 型号及规格 有效容积m3 筒体转数r/min 最大装球量t 筒体部件重量t 湿式格子型球磨机 φ2100×2200 6.8 22.2~25.2 70 10.92 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JR128-8 155 380 8290×4300×3800 47 一段磨机技术性能表 类型 型号及规格 有效容积m3 筒体转数r/min 最大装球量t 湿式格子型球磨机 φ2100×3000 9.2 22.2~25.2 19.5 14.4 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JR137-8 210 380 8810×4839×3794 51 经比较选择一段磨矿定为：φ2100×2200湿式格子球磨机 二段磨矿（磁选）的选择：初定为φ1200×2400湿式溢流球磨机和φ1500×2250湿式溢流球磨机。 二段磨矿（磁选）的计算： 方案一：φ1200×2400湿式溢流球磨机 Q’=K1K2K3K4 Q’0 (6.4-1) K1=1 K2=1 K3=0.87 K4= 0.84 Q’0=q0(β2—β1)/V=10(90%－55%)/2.2=1.59 Q’=1.0×1.0×0.87×1.59×0.84=1.16t/m3h 磨机处理量的计算： Qd=Vd Q’/βD2—βD1 根据条件确定一段磨机为φ1200×2400 Vd=2.2 βD2=90% βD1=55% Qd=Vd Q’/βD2—βD1=2.2×1.16/90%—55%=7.29t/h n=7.25/7.29=0.99 取（一台）η=7.25/7.29=99% 方案二：φ1500×2250湿式溢流球磨机。 二段磨矿（磁选）的计算： Q’=K1K2K3K4 Q’0 (6.4-1) K1=1 K2=1 K3=0.87 K4= 0.84 Q’0=q0(β2—β1)/V=10(90%－55%)/3.4=1.03 Q’=1.0×1.0×0.87×1.03×0.84=0.75t/m3h 磨机处理量的计算： Qd=Vd Q’/βD2—βD1 根据条件确定一段磨机为φ1200×2400 Vd=3.4 βD2=90% βD1=55% Qd=Vd Q’/βD2—βD1=3.4×0.75/90%—55%=7.29t/h n=7.25/7.29=0.99 取（一台）η=7.25/7.29=99% 二段磨机技术性能表 类型 型号及规格 有效容积m3 筒体转数r/min 最大装球量t 筒体部件重量t 湿式溢流型球磨机 φ1200×2400 2.2 25.2~33.3 4.3 2.1 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JQ0-94-8 55 380 6520×2580×2540 12.5 二段磨机技术性能表 类型 型号及规格 有效容积m3 筒体转数r/min 最大装球量t 筒体部件重量t 湿式溢流型球磨机 φ1500×2200 3.4 22.5~29.8 6.4 2.1 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JQ0-94-8 75 380 6520×2580×2540 14.4 经比较二段（磁选）磨矿选择：φ1200×2400湿式溢流球磨机 二段磨矿（重选）的选择：初定为φ2100×3000湿式溢流球磨机和φ1500×3000湿式溢流球磨机。 二段磨矿（重选）的计算： 方案一：φ2100×3000湿式溢流球磨机 Q’=K1K2K3K4 Q’0 (6.4-1) K1=1 K2=1 K3=0.87 K4= 0.84 Q’0=q0(β2—β1)/V=20(90%－55%)/9.2=0.76 Q’=1.0×1.0×0.87×0.76×0.84=0.56t/m3h 磨机处理量的计算： Qd=Vd Q’/βD2—βD1 根据条件确定二段磨机为φ2100×3000 Vd=9.2 βD2=90% βD1=55% Qd=Vd Q’/βD2—βD1=9.2×0.56/90%—55%=14.72t/h n=10.94/14.72=0.74 取（一台）η=10.94/14.72=74% 方案二：φ1500×3000湿式溢流球磨机。 二段磨矿（重选）的计算： Q’=K1K2K3K4 Q’0 (6.4-1) K1=1 K2=1 K3=0.87 K4= 0.84 Q’0=q0(β2—β1)/V=8(90%－55%)/4.5=0.62 Q’=1.0×1.0×0.87×0.62×0.84=0.45t/m3h 磨机处理量的计算： Qd=Vd Q’/βD2—βD1 根据条件确定一段磨机为φ1500×3000 Vd=4.5 βD2=90% βD1=55% Qd=Vd Q’/βD2—βD1=4.5×0.75/90%—55%=5.79t/h n=10.94/5.79=1.89 取（两台）η=10.94/5.79×2=94% 二段磨机技术性能表 类型 型号及规格 有效容积m3 筒体转数r/min 最大装球量t 筒体部件重量t 湿式溢流型球磨机 φ2100×3000 9.2 19~25.2 17.3 14.4 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JR137-8 210 380 8900×4800×3800 49.2 二段磨机技术性能表 类型 型号及规格 有效容积m3 筒体转数r/min 最大装球量t 筒体部件重量t 湿式溢流型球磨机 φ1500×3000 4.5 22.5~29.8 8.5 7.12 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JR125-8 95 380 7800×3341×2766 16.59 经比较二段磨矿（重选）选择：φ2100×3000湿式溢流球磨机 第四节 分级设备的选择与计算 1、 螺旋分级机的选择与计算 ⒈ 螺旋分级机的型式选择 根据需要选择FG—20φ2400高堰式螺旋分级机和FG—20φ2000高堰式螺旋分级机。 ⒉ 分级机计算： 方案一： Q1=m K1K2(65D2+74D—27.5)/24 m =1 K1=1.44 K2=1.41 D=2.4 Q1=1.44×1.41（65×2.42+74×2.4—27.5）/24=44.37t/h 方案二： Q1=m K1K2(65D2+74D—27.5)/24 m =1 K1=1.44 K2=1.41 D=2 Q1=1.44×1.41（65×22+74×2—27.5）/24=32.2t/h 方案一：螺旋分级机技术性能表 类型 型号及规格 生产能力(溢流) 螺旋转数r/min 水槽坡度 螺旋重量t 高堰式螺旋分级机 FG-24φ2400 580 3.64 17 7.8 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JO2-32-4 13 380 11652×2910×4960 25.65 方案二：螺旋分级机技术性能表 类型 型号及规格 生产能力(溢流) 螺旋转数r/min 水槽坡度 螺旋重量t 高堰式螺旋分级机 FG-20φ2000 400 3.6 18 7 传动电动机 外型尺寸（长×宽×高）mm 重量t 型号 功率kw 电压v JO2-61-4 13 380 10788×2524×4490 20.64 经比较选择FG-20φ2000高堰式螺旋分级机 2、 水力旋流器的选择与计算 磁选部分： 1、水力旋流器的选择 初步选择φ250 2、水力旋流器生产能力及台数计算 （1）生产能力 式中个系数为 Ka=1.0 KD=0.8+1.2/（1+0.1×25)=1.14 df= （4bh/π）-2=（4×5×2/3.14）-2 p0=0.55MP d0=12.5cm qv =3×1.14×3.6×12.5×0.55=84.65 n =71/84.65=0.84 取（1台）备用一台 验证：7.25/3.14×1.752×1=0.75 在0.5~2.5 t/ m3内。 项目 单位 溢流 沉沙 给矿 固体量 t/h 9.35 7.25 16.6 水量 m3/ 61.53 4.83 66.36 矿浆量 t/h 71.92 12.08 38.6 重量浓度 % 13 60 43 矿浆密度 t/ m3 1.12 1.76 0.54 矿浆体积量 m3/h 64.14 6.86 71 重选部分： 1、水力旋流器的选择 初步选择φ250 2、水力旋流器生产能力及台数计算 （1）生产能力 式中个系数为 Ka=1.0 KD=0.8+1.2/（1+0.1×25)=1.14 df= （4bh/π）-2=（4×5×2/3.14）-2 p0=0.55MP d0=12.5cm qv =3×1.14×3.6×12.5×0.55=84.65 n =50.88/84.65=0.6 取（1台）备用一台 验证：10.94/3.14×1.752×1=1.14 在0.5~2.5 t/ m3内。 项目 单位 溢流 沉沙 给矿 固体量 t/h 0.95 10.94 11.89 水量 m3/ 7.29 40.27 47.56 矿浆量 t/h 47.5 18.23 29.73 重量浓度 % 2 60 40 矿浆密度 t/ m3 6.28 0.42 0.58 矿浆体积量 m3/h 7.56 43.33 50.88 第五节 磁选设备的选择与计算 一：粗选设备的选择： 初定为CTB600×1800和CTB750×1800半逆流 二：粗选设备的计算： 方案一：q=q0(L-0.2) q0=20 L=1.8 q=20(1.8-0.2)=32t/h n=25/32=0.78(取一台) 方案一：q=q0(L-0.2) q0=30 L=1.8 q=30(1.8-0.2)=48t/h n=25/48=0.52(取一台) 方案一：粗选磁选机技术性能表 类型 型号及规格 槽体形式 圆筒转数r/min 选别粒度（mm） 生产能力t/h 永磁筒式磁选机 CTB600×1800 半逆流 40 0.2~0 12~30 传动电动机 磁场强度（奥斯特） 重量t 型号 功率kw 电压v JCH-561 1.6 380 1200×102/1500 1.39 方案二：粗选磁选机技术性能表 类型 型号及规格 槽体形式 圆筒转数r/min 选别粒度（mm） 生产能力t/h 永磁筒式磁选机 CTB750×1800 半逆流 35 0.2~0 20~45 传动电动机 磁场强度（奥斯特） 重量t 型号 功率kw 电压v JCH-561 1.6 380 1260×102/1600 2.05 经比较选择CTB600×1800半逆流磁选机 三：磁选精选设备的选择： 初定为CTB-69 600×900和CTB600×1800半逆流 四：磁选精选设备的计算： 方案一：q=q0(L-0.2) q0=10 L=0.9 q=10(0.9-0.2)=7t/h n=9.35/7=1.34(取2台) 方案二：q=q0(L-0.2) q0=20 L=1.8 q=20(1.8-0.2)=32t/h n=25/32=0.78(取一台) 方案一：精选磁选机技术性能表 类型 型号及规格 槽体形式 圆筒转数r/min 选别粒度（mm） 生产能力t/h 永磁筒式磁选机 CTB-69600×900 半逆流 40 0.2~0 8~15 传动电动机 磁场强度（奥斯特） 重量t 型号 功率kw 电压v JCH-561 1.6 380 1200×102/1500 0.91 方案二：精选磁选机技术性能表 类型 型号及规格 槽体形式 圆筒转数r/min 选别粒度（mm） 生产能力t/h 永磁筒式磁选机 CTB600×1800 半逆流 40 0.2~0 12~30 传动电动机 磁场强度（奥斯特） 重量t 型号 功率kw 电压v JCH-561 1.6 380 1200×102/1500 0.91 经比较选择CTB600×1800半逆流磁选机 第6节 浮选设备的选择与计算 由于锡硫分离采用一次粗选就能达到合格产品，所以只采用一次粗选。 （1） 作业浮选时间 t=8 （2）浮选机的型号及台数的计算 根据公式 K1=1.0 q=0.45 R=0.3 1/p=0.28 粗选 W= K1q(R +1/p)/ 60 =0.45×(0.3+0.28)=0.004m3/min V=0.16 K=0.8 t=8 =0.004×8/0.16×0.8=0.25(1台) 选择XJ-1浮选机 浮选机的技术性能表 类型 型号 单槽有效容积m3 叶轮 泡沫刮板转速r/min 充（吸）气量m3/（m2. min） 处理矿浆量m3/min 直径mm 转速r/min 机械搅拌式浮选机 XJ-1 0.13 200 593 16 0.6~0.8 0.05~0.16 电动机 外型尺寸mm 传动 挂泡刮板 长 宽 高 型号 功率kw 型号 功率kw Y132M2-6 2.2 0.6 见参考文献[1] 1120 1140 搅拌槽的选择与计算 1 各作业的搅拌时间 粗选前矿浆的搅拌时间为四分钟 2 所需容积 V=Qt=0.004×4=0.016 m3 最终选择的搅拌槽为XB-500 搅拌槽的技术性能表 类型 型号 槽子直径mm 槽子深度mm 槽子容积m3 叶轮直径mm 粗选用 BCFφ2500×2500 500 750 0.124 240 叶轮转速r/min 传动电动机 平底总重t 型号 功率kw 电压v 1000 Y90L-4 1.5 380 0.531 第7节 重选设备的选择与计算 一：摇床的选择： 一段床：云锡式摇床（粗沙） 二段床：云锡式摇床（细泥） 二：摇床的计算： 一段床：Q，=30t/d=1.25t/h n=12.53/1.25=10.02(11张) 二段床：Q，=15t/d=0.63t/h n=8.47/0.63=13.44(14张) 三：分泥斗的选择与计算： 根据参考资料选择分泥斗为φ2500，分级箱的选择与分泥斗配套。 第8节 脱水设备的选择与计算 一： 磁选精矿脱水设备的选择 （一） 浓密机的选择与计算： 按单位面积处理量指标进行计算 首先按下式计算需要的浓密机总面积，然后确定浓密机规格、台数。 A=q/q0 式中A——需要的浓密机总面积，同m2； q——给入浓密机的固体量，t/d； q0——单位面积处理量，t/( m2.d)。按《选矿厂设计》表6.12-1选取q0=3.2 故 A=193.2/3.2=60.38(m2)。参考《选矿厂设计手册》选用NZS-9中心转动浓缩机。 （二） 过滤机的选择与计算 过滤机台数按下式计算： n=Q/(Fq) 式中n——过滤机台数，台； Q——需过滤的固体精矿量，t/h；Q=3.83(t/h)； q——过滤机单位面积生产能力，t/( m2.h)；参考《选矿厂设计》表6.12-4选取q=0.8； F——选择的过滤机的过滤面积，F=12m2。 选 GN-12筒型内滤式真空过滤机： n=8.05/(12×0.8)=0.84,取1台。 二：锡硫分离精矿脱水设备的选择 由于量比较少，所以选择自由沉降，只要一个沉降池就可以代替浓缩和过滤的设备。 二 主体设备选择结果 破碎设备： 粗碎设备：PE400×600复摆颚式破碎机，1台； 细碎设备：φ1200中型圆锥破碎机1台 筛分设备：SZZ1250×2500单层自定中心振动筛1台 磨矿设备： 一段磨矿设备：φ2100×2200湿式格子型球磨机，1台； 二段磨矿设备：二段（磁选）磨矿选择：φ1200×2400湿式溢流球磨机 二段磨矿（重选）选择：φ2100×3000湿式溢流球磨机 分级设备： 一段分级设备：选择FG-20φ2000高堰式螺旋分级机 二段分级设备：φ250水力旋流器，磁选1台，重选1台 选别设备：CTB600×1800半逆流磁选粗选1台 CTB600×1800半逆流磁选机精选1台 XJ-1浮选机1台 云锡式摇床（粗沙）11张 二段床：云锡式摇床（细泥）14张 搅拌设备：搅拌槽为XB-500 1台 浓缩设备：NZS-9中心转动浓缩机1台 过滤设备：GN-12筒型内滤式真空过滤机1台 第五章 辅助设备的选择与计算 第一节 胶带输送机的选择与计算 输送带宽度的计算 B=［Q/κγcξ］1/2 式中B——胶带宽度，m； Q——输送量，t/h； κ——断面系数，查表取κ=305； v——带速，v=1.25m/s; c——倾角系数，倾角为16。时，c=0.88；倾角为0。时，c=1.0； ξ——速度系数，ξ=1.0。 ①1#皮带（从粗碎到细碎） 倾角：16。， Q=Q2=37.5t/h, B=［37.5/(305×2.13×1.25×0.88×1.0］1/2= 0.224(m), 取B=500mm。 较核：B≥2×Dmax+200=2×85.7+200=374.1(mm), 符合要求。 ②2#皮带（细碎机到振动筛） 倾角：16。， Q=Q4=69.4t/h, B=［69.4/(305×2.13×1.25×0.88×1.0］1/2= 0.311(m), 取B=500mm。 较核：B≥2×Dmax+200=2×12+200=224(mm), 符合要求 ③3#皮带（筛上产物到细碎机） Q=Q6=31.9t/h, B=［31.9/(305×2.13×1.25×0.88×1.0］1/2= 0.212(m), 取B=500mm。 较核：B≥2×Dmax+200=2×12+200=224(mm), 符合要求 ④4#皮带（从筛下产物到粉矿仓） Q=Q5=37.5t/h, B=［37.5/(305×2.13×1.25×0.88×1.0］1/2= 0.224(m), 取B=500mm。 较核：B≥2×Dmax+200=2×12+200=228(mm), 符合要求 第二节 给矿机的选择 原矿仓下给矿机的选择： 矿最大粒度为300mm，选用中型板式给矿机。板式给矿机链板宽度一般取给料最大粒度的2-2.5倍，取B=750mm，长度按矿仓容积及生产规模配置，取L=8m，故选用GBZ800×400中型板式给矿机。 粉矿仓下给矿机的选择：选用电振给矿机。 第三节 矿仓的选择 原矿仓的选择：根据需要选择6米×6米的四面倾斜矿仓。 粉矿仓的选择：根据需要选择5米×5米的四面倾斜矿仓。 第6章 厂房配置及图纸 根据设计任务书的要求，本设计只对泸沽铁矿作初步设计，因此只考虑粗碎厂房、细碎厂房、磨选厂房、脱水厂房布置及相关设备配置。 第一节 厂房总体配置 选厂的厂房配置主要根据地形条件确定，尽量实现自流。泸沽铁矿选厂址属缓坡地形，按一般规则，根据物料流向由高到低采用阶梯式配置，这样有利于生产，方便生活，自然采光好。 第2节 破碎车间设备配置 破碎厂房的设备配置形式主要取决于破碎流程、各段破碎机的型式、规格、数量，同时与场地的地形坡度、宽窄以及原矿的来矿方向与方式、最终产物输出的方向与方式、所需的贮矿仓位置有关。本设计的破碎流程为两段一闭路，粗碎前有原矿仓，粗碎厂房和细碎厂房为了方便操作和维修，配置在一起，筛分车间与细碎车间呈一直线设计，中间用胶带运输机通廊连接，筛分，中、这样能节省破碎厂房空间，有使破碎机配置紧凑，同时又避免了筛分设备产生的粉尘影响，从而实现坡度建厂。 第三节 主厂房设备配置 浆以自流为主，中间矿浆加泵提升，选厂的经营费用会很低。选厂的主要台阶基本与公路或便道相通，便于备品备件和材料的运输。 主厂房主要采用钢筋砼框排架结构，基础为人工挖孔灌注桩，吊车梁为钢筋砼；重选车间及铁精矿仓采用砖柱排架结构，基础为毛石基础，屋面选用轻型钢屋架，石棉瓦屋面。 粉矿仓、浓缩池、高位水池为钢筋砼结构，球磨机、摇床基础均采用砼基础。 碎矿车间设备配置见平断面图 磨选车间设备配置见平断面图 设计图纸 图名 图幅 比例 破碎车间平面图 A1号图纸 1：1 破碎车间断面图 A1号图纸 1：1 磨浮车间平面图 A1号图纸 1：1 磨浮车间断面图 A1号图纸 1：1 脱水车间平面图 A3号图纸 1：1 脱水车间断面图 A3号图纸 1：1 设备形象联系图 A3号图纸 工艺数质量流程图 A3号图纸 第七章 技术经济分析 第一节 项目投资 本项目为四川泸沽铁矿铁锡矿选矿厂设计，据项目设计范围，进入本项目固定资产的投资范围包括：从原矿仓开始至精矿卸矿站止的工艺、供配电、给排水、总图、土建等部分。设计范围内的资产概算投资为4108万元，投资组成情况汇总于表3.1。 表3.1 概算总投资表 序 号 项 目 单 位 金 额 1 工程费用 其中：建筑工程 设备费 安装工程 万元 3312.1648 1273.9905 1633.4252 404.7490 2 其他工程（供水改造） 万元 563.3086 3 不可预见费 万元 232.5265 合 计 万元 4108 第二节 资金筹措 四川泸沽铁矿铁锡矿选矿厂建设工程所需固定资产投资全部来自国家贷款。 第三节 职工定员 本次设计根据技改工程生产的需要仅对涉及到的有关生产岗位进行定员，对未涉及到的岗位定员不作调整。项目有关生产工人根据生产工艺的需要，按照精简、高效的原则进行配置；由于本设计需生产人员不多，而选矿厂已配备了相应的管理人员，故不考虑增加管理人员。 根据企业实际采用的工作制度，设计采用连续工作制。 根据上述原则编制的本次设计范围内全厂劳动定员为62人，定员明细详见表 劳动定员定员表 单位：人 序号 工作单位名称 实际工作人数 在册人员系数 在册人员总数 备注 班 次 共计 1 2 3 一 主要生产部门 22 20 16 58 58 （一） 破碎筛分车间 4 4 8 1.0 8 1 给矿工 1 1 2 1.0 2 2 粗碎 1 1 2 1.0 2 3 细碎 1 1 2 1.0 2 4 筛分 1 1 2 1.0 2 （二） 磨矿磁选、重选车间 12 12 12 36 36 1 给矿工 1 1 1 3 1.0 3 2 磨矿分级工 1 1 1 3 3 3 磁选工 1 1 1 3 1.0 3 4 重选工 9 9 9 27 1.0 27 （三） 脱水车间 2 2 2 6 1.0 6 （四） 化验取样 3 1 1 5 1.0 5 1 化验工 2 2 1.0 2 2 取样工 1 1 1 3 1.0 3 （五） 供水 1 1 1 3 1.0 3 二 生产技术 人员 4 4 1.0 4 1 选矿技术 人员 1 1 1.0 1 2 机械技术人员 1 1 1.0 1 3 电气技术人员 1 1 1.0 1 4 安全员 1 1 1.0 1 全厂人员总计 26 20 16 62 62 第四节 职工培训 本项目设计的生产工艺成熟，选用的设备稳妥可靠，但操作要求严格，为确保项目竣工投产后，尽快达产达标，实现设计的效益目标，对招用的工人，除要求身体健康，具有一定的文化素质外，须进行岗位培训后方能上岗，岗位培训拟按内外结合、以内为主、外培为辅的方式进行，即聘请有关专家和师傅现场讲习，示范，并选派部分技术骨到外地同类工厂进行对口培训。 第五节 选矿成本 1、计算依据 主要投入物和产出物价格及耗用量见表3.3； 职工工资及福利费为18000元／人·年； 选厂年处理能力为330000吨原矿； 主要投入物和产出物价格及耗用量表 名称 规格 单位 单价（元） 耗用或（产出）量 备注 单位 数量 主要投入物 原 矿 吨 85 吨／年 330000 以当地价计 水 吨 1.1 吨／年 6600000 衬 板 吨 5940 千克／吨矿 0.25 钢 球 吨 4540 千克／吨矿 1.5 机 油 吨 6640 千克／吨矿 0.15 电 kw.h 0.45 Kw.h／吨矿 72 主要产出物 铁精矿 60% 吨 600 吨／年 150000 以目前当地市场价计 锡精矿 30% 吨金属 85000 吨金属／年 580.80 锡富中矿 3.0% 吨金属 68000 吨金属／年 254.10 2、选矿加工成本 选矿加工成本见表 表3.4 选矿加工成本表 项目名称 单位成本（元／吨） 比例 % 一、辅助材料 8.65 15.39 衬板 1.49 2.65 钢球 5.31 9.46 机油 1.00 1.78 其他 0.85 1.50 二、电 15.61 27.81 三、水 16.51 29.41 四、工人工资及福利 4.88 8.69 五、车间经费 其中：修理费 10.50 5.40 18.70 9.62 合计 56.14 100.00 附录：Reagents in iron ores flotation The role of reagents utilised in iron ores flotation is reviewed，Desliming and flotation stages should be performed at pH levels as low as possible to reduce the expenses with caustic soda. Ether amines are by far the mostly utilised class of collec- tor. The degree of neutralisation of the ether amine is an important process parameter. The partial substitution of amine by non-polar oils seems to be an attractiv route.Part of the amine may be also replaced by polyglycols in its frother role. Starches still represent the most important class of iron oxides depressant. Very pure corn starch may be successfully replaced by products from the food industry containing proteins. Oil grades in the starch higher than 1.8% may act as froth inhibitors. Cassava starch may be an economically attractive option since the production capacity meets the required demand level. 1. Introduction Quartz is the major gangue mineral present in ironores. Flotation is the usual concentration method em-ployed for the ores in the fine size range (<149 lm). Dif-ferent flotation routes are available: (i) reverse cationic flotation of quartz; (ii) direct anionic flotation of ironoxides; (iii) reverse anionic flotation of activated quartz. Most of this research took place in the USA during thedecades of 1930 and 1940. Hanna Mining in associationwith Cyanamid developed the two anionic flotationroutes, later employed industrially during the 1950s inMichigan and Minnesota. Concurrently, the USBMbranch in Minnesota developed the reverse cationic flo-tation route that eventually became the most feasible ap-proach for iron ore flotation in the USA and in otherwestern countries. The first applications of reverse cat-ionic flotation relied upon fatty amines, later replacedby the more e?cient ether amines. The reverse cationic route is by far the most widelyutilised method. Quartz is floated with ether amines(R–(OCH ) –NH ) partially neutralised with acetic acid. The degree of neutralisation is an important parameter. Higher neutralisation degrees enhance the collector sol-ubility but impair the flotation performance. Most etheramines are currently supplied with neutralisation de-grees in the range between 25% and 30%. The flotationperformance of certain iron ore types is enhanced withthe use of ether di-amines in combination with ethermono-amines. Amine is partially replaced by some kindof fuel oil in some concentrators. The emulsification of the fuel oil plays a relevant role in the process. The priceof fuel oil is lower than that of amine and no significantenvironmental impact was detected. Amine plays also the role of frother in iron ore flotation. Considering that frothers cost less than amines, the possibility of par-tially replacing amines by ordinary frothers has been investigated, but the subject still requires further studies. The iron minerals are depressed by non-modifiedstarches. Corn starch is by far the most widely employed species due to its availability in large amounts. All typesof large molecular weight non-modified starches must beput into solution in a process known as gelatinisation. Gelatinisation may be performed by means of warmwater or addition of NaOH, with the latter being themost practical method. The composition of cornstarches may vary from almost 100% amylopectin plusamylose, dry basis, to products containing impuritiessuch as oil and proteins. The most abundant proteinin the corn, zein, presents a depressant action towardshematite. Large oil contents in the starch act as an anti-foam agent. Starches are present in other vegetable spe-cies. The most attractive among them, considering costof production, is cassava or manioc, which grows widelyin warm weather countries, with no need of fertilisers orsoil correction. The lack of large producing groups is themajor obstacle to its use. Manioc starches present lowoil content and their gums show higher viscosities thanthose from corn starches, an indication of higher molec-ular weight and more effective depressant action. The anionic direct flotation of iron oxides seems to bean attractive route for the concentration of low gradeores or material currently stored in tailings ponds. Fattyacids may be used as collectors, but the depression of gan-gue minerals is a challenge that still must be overcome. The anionic reverse flotation of activated quartz wasa route employed in the early days of quartz flotation, hen amines were not available to mineral processors. 2. Desliming Desliming prior to the reverse cationic flotation ofiron ores was introduced with the USBM process (Clem-mer, 1947). An adequate degree of dispersion of the par-ticles in the pulp is a requisite for effcient desliming. A simple and inexpensive way of reaching a high disper-sion degree is raising the pH with the use of largeamounts of NaOH, increasing the electrostatic repulsionamong the particles. Simple and reliable laboratoryexperiments provide a correlation between the disper-sion degree and the desliming effciency, representing atool for predicting the flotation performance. Pereset al. (2003) investigated the above mentioned correla-tion for nine samples collected from CVRDs mines, inBrazil. For all samples, the dispersion degree did not in-crease significantly for pH values above 8. Except fortwo samples that intrinsically presented a high disper-sion degree, the by-pass (a quantitative determinationof the slimes content of the flotation feed) a?ected theflotation performance. Results for seven samples corre-lating the by-pass and the Gaudins selectivity indexfor bench flotation tests are presented in Fig. 1. Queiroz (2003) verified that, for certain itabirite ore types, the use of attrition allows the increase of the massrecovery to the slimes and flotation concentrate frac- tions and the decrease of iron grade in the flotation tail-ings, iron grade in the slimes and SiO , Al O and Pgrades in the concentrate, resulting in higher figuresfor Gaudins selectivity index. In addition to improving the flotation process performance, attrition causes a de-crease in the collector consumption. Flotation test re-sults are depicted in Fig. 2. 3. Cationic collectors Primary fatty amines, utilised in the pioneer USBM process, are no longer employed in the flotation of ironores. They were modified with the insertion of the polargroup (O–CH ) between the radical R and the polar head NH2 of the primary amine. Due to the presence of the covalent bond C–O, characteristic of the organicfunction ether, reagents belonging to this class are known as ether amines. The presence of the extrahydrophilic group improves the solubility of the reagent, facilitating its access to the solid-liquid and li-quid–gas interfaces, enhances the elasticity of the liquidfilm around the bubbles, and also affects the dipole mo-ment of the polar head, reducing the main di-electricrelaxation time (time for dipoles re-orientation). This feature is relevant regarding the frothing ability of the amine. The frother affects the particle bubble adhesion kinetics, rendering the relaxation time shorter than the contact time. Under these conditions, the collision timeis longer than the time required for thinning and rup-ture of the lamella surrounding the bubble. Papini et al. (2001) performed a large number of rougher only bench scale flotation experiments of aniron ore from the Iron Quadrangle, Brazil. Different cat-ionic collectors were selected: fatty mono-amine, fattydi-amine, ether mono-amine, ether di-amine, conden-sate, and kerosene combined with amine. Fatty aminesand condensates yielded concentrates with very high sil-ica contents. For the particular ore under investigation, ether mono-amines proved to be more effcient collec-tors than ether di-amines, in disagreement with the expectation that the presence of a second polar group would reinforce the collecting power. On the other hand, for the same ore type, di-amines were more effective thanmono-amines when utilised in conjunction with kero-sene. Blending di-amines and mono-amines is a usual plant practice in a large concentrator to achieve low sil-ica contents in the concentrate. The proportion of di-amine is larger when concentrates with specifications for direct reduction are being produced. The conjunction of ether amine and the Brazilian ‘‘diesel oil’’ has also been utilised in plant practice. This product is similar to the fuel oil ASTM #5, widely em-ployed in phosphate flotation in Florida. The emulsifica-tion of the oil phase in the amine solution is the key to the success of this technique (Pereira, 2003). The pro-portion of oil in the collector blend is around 20%. It is claimed that a reduction in amine consumption is achieved without affecting the metallurgical recovery (Araujo and Souza, 1997). The wastewater from the tail-ings pond of a concentrator that had been operating with diesel oil for over one year was analysed. No detri-mental effect was observed towards test species. The characteristics of the wastewater are similar to those ob-served prior to diesel use. An increase in phenols content was detected, but there is a possibility that these phenols might come from other sources (maintenance shop, for example). Non-polar oils were successfully used in the past, emulsified with fatty acids, in anionic flotation of ironoxides, in Sweden and Russia (Glembotsky, 1963). 4. Anionic collectors The anionic flotation of iron oxides represented the usual plant practice in the past. Glembotsky (1963) sta-ted that ‘‘it is evident, therefore, that reverse cationic flotation possesses no fundamental technological advan-tages over direct anionic flotation, and the choice of collector is mainly a matter of economics and the e?ec-tivity of the modifying agents used in each particular case’’. The use of direct flotation of iron oxides seems still attractive in the case of low grade ores, marginal ores that might be floated to increase the stripping ratio, and also in the recovery of material stored in tailings ponds. Nevertheless, most of the laboratory investiga-tions indicated that the flotation of iron oxides with either anionic (fatty acids) or amphoteric collectors (sar-cosinates and sulphosuccinamates) yields concentrates with high silica contents. Sodium silicates are not effec-tive depressants in these systems (Vieira, 1995; Luz, 1996; Casquet, 1995). The potential of hydroxamates has not yet been fully explored due to its high cost. 铁矿石浮选试剂 铁矿石浮选试剂作用综述，脱泥和浮选阶段应完成的pH值尽可能低的水平，以减少开支与烧碱。醚胺是目前大多使用的捕收剂，失效程度的醚胺是一个重要的工艺参数。部分取代胺的非极性油似乎是一个有吸引力的工艺，部分胺还可以代替聚合醇作起泡试剂的作用，淀粉仍然是最重要的一类铁氧化物抑制剂。很纯玉米淀粉可成功替换产品从食品工业蛋白。石油等级淀粉高于1.8 ％可作为泡沫抑制剂。木薯淀粉是很有吸引力的选择，因为生产能力能达到必要的需求水平。 1 。导言 石英脉石矿物主要存在于有用矿物中 。浮选通常浓度法时间， 粒级为矿石的大小范围，区分不一样浮选方法有：一）扭转阳离子浮选石英; 二) 直接阴离子浮选（三）扭转阴离子浮选活化石英。这项研究的发明在美国时期在 1930年~1940年。汉娜与氰胺公司开发出了两种阴离子试剂，后来受雇于工业在20世纪50年代在密歇根州和明尼苏达州。同时，在USB Mbranch在明尼苏达州制定了扭转阳离子FLO的移植路线，最终成为最可行的途径铁矿石浮选在美国和其他西方国家。第一个应用扭转阴离子浮选依靠脂肪胺，水改为更有效醚胺。相反的阳离子通常是目前最广泛使用的方法。石英浮选与醚胺（的R - 铵）部分分解乙酸。 失效的程度是一个重要参数。失效程度的增加会损害浮选性能。最醚胺目前提供捣破度在25％和30 ％ 之间。浮选某些类型铁矿石是加强对使用乙醚二胺结合醚单胺。部分胺类取代某种燃油在一些选矿厂。乳化燃油起着重要的作用。燃料石油的价格是低于胺和对环境的影响不大。胺类的作用也能用于铁矿石浮选。考虑到胺的经济成本高，正在进行调查，取代胺的捕收剂，但这一问仍需进一步研究。铁矿物压抑制非变性淀粉。玉米淀粉是目前应用最广的物种，因为它提供大量。所有型号的大型分子量非变性淀粉必须付诸的解决办法的过程中被称为gelatinisation 。Gelatinisation可能的方式进行温水或添加氢氧化钠，后者是最实用的方法。组成的玉米淀粉可能各有不同，几乎100 ％支链淀粉加淀粉，干的基础上，含有杂质，如石油和蛋白质。最丰富的蛋白玉米，玉米醇溶蛋白，提出了一种抑制剂，以抑制赤铁矿。大型石油公司用淀粉作为抗泡沫剂。淀粉存在于其他植物种。最有吸引力的，其中考虑生产成本，是木薯或木薯，生长在温暖的天气的普遍国家，没有必要使土壤更肥沃，它的使用，由于缺乏大型生产集团的主要提供，木薯淀粉与玉米淀粉相比，具有更好的抑制作用，储存在尾矿池中的低品位氧化铁可以用阴离子直接浮选，不饱和脂肪酸可作为抑制剂，但抑制效果不是很好，必须加以克制。阴离子反浮铁矿石需要活化石英，优先浮选石英。 2 。脱泥 脱泥之前扭转阳离子浮选铁矿石介绍与USBM过程（克莱姆滨海， 1947年） 。足够程度的分散粒子的纸浆是一种必要的高效脱泥试剂，一种简单廉价的方式达成一项高离散度提高pH值，使用了大量的氢氧化钠，增加了静电排斥的粒子。简单可靠的实验提供了相关性离散度和脱泥效率，佩雷斯等人 （ 2003 ）调查了上述相关性的9个样本, 用于预测浮选性能。在巴西。所有样品，分散度没有在防皱的pH值显着高于8 。除了内在的两个样本，提出了高离散度，（定量测定的泥量）影响浮选效果。结果7个样品对应的旁路和戈丹的选择性指数为替补浮选试验中提出的图。1 。奎罗斯（ 2003 ）证实，对某些itabirite矿石类型，更多减少泥的量有助于提高铁矿石的品位。铁品位在泥和二氧化硅，氧化铝的集中，从而获得更高的数字戈丹的选择性指数。除了改善浮选工艺性能。 3 。阳离子捕收剂 原来的脂肪胺，利用在开辟USBM过程中，已不再受雇于浮选铁矿石。他们进行了修改与添加极地组（ O型的CH ）之间的自由基R和极性的头氨基主要胺。由于存在共价键氧，特点有机功能乙醚，试剂属于这一类被称为醚胺。在亲水基团的溶解度提高的情况下的试剂，促进其进入固液，气体交换，增强弹性周围液膜气泡，并也影响了模数，减少（极子重新定位）相关的胺能起到起泡的作用。影响的起泡剂泡沫颗粒粘附动力学，使其接触时间短。在这种情况下，碰撞时间长于所需要的时间细化和RUP结构的层周围的泡沫。 帕皮尼等。 （ 2001年）完成了大量的粗只有验证规模浮选铁矿石试验，不同的阳离子捕收剂的选择：脂肪酸单胺，脂肪酸二乙醇胺，乙醚单胺，醚双胺， 和煤油结合胺。脂肪胺和凝聚产生了非常高的集中与sIL - ICA的内容。特定矿进行调查，乙醚单胺证明是更高效集体因子比醚二胺，在第二极将加强捕收能力。另一方面，在同一矿石类型，二胺是更有效的胺比单胺更有效，混合双胺和单胺是一种通常的做法，工厂大型选矿厂，以实现低成本sIL - ICA的集中。比例涤胺较大规格时，精矿直接还原正常生产。 醚胺和巴西'' ''柴油也已使用的生产实践。该产品是类似燃油美国ASTM ＃ 5 ，广泛使用在磷酸盐浮选，在佛罗里达州。乳化油阶段胺解决方案是成功的关键，这种技术（佩雷拉， 2003年） 。部分油混合捕收剂是20 ％左右。有人声称，减少胺消费是实现在不影响冶金复苏（阿劳霍和索萨， 1997年） 。尾矿废水选矿厂已运行柴油，一年多进行了分析。没有任何不利的影响，柴油使用，是废水的污染减小，增加酚含量检测，但有可能，这些酚类物质可能带来其他污染。非极性油被成功地用于在过去，乳化与不饱和脂肪酸，在阴离子浮选铁氧化物，在瑞典和俄罗斯（ Glembotsky ， 1963年） 。 4 。阴离子捕收剂 去的生产实践中通常用阴离子捕收剂浮选氧化铁矿，Glembotsky （ 1963年）站，特德说， ''这是显而易见的，因此，反浮选阳离子捕收剂没有根本的技术优势，不能代替阴离子浮选，捕收剂的选择，主要是经济问题和有效的活性剂使用的特定情况下'' 。 采用直接浮选氧化铁似乎仍然具有吸引力的情况下低品位矿石，边际矿石可浮，以增加剥采比，并把油回收的存放在尾矿池。尽管如此，大多数实验室的调查表明，浮选氧化铁带有阴离子（不饱和脂肪酸）或两性捕收剂（ sarcosinates和sulphosuccinamates ）精矿产量高硅含量。硅酸钠没有有效的抑制剂在这些系统（维埃拉， 1995年;鲁兹阿， 1996年; Casquet ， 1995年） 。hydroxamates的潜力尚未充分挖掘，由于其成本高。 总结与体会 通过做这次毕业设计，对所学专业知识掌握程度做了一次全面的检验，巩固了大学四年所学的专业知识而且对知识的综合运用有了很大的进步。通过系统的运用所有专业知识进行这次设计，让我在精神和品质方面也得到了较大的锻炼与提高，使我知道了凡事都要认真负责、不能浮浮燥燥、要实事求是、科学对待 。另外做设计还需要有较强的经济分析能力，在整个过程中都应把经济因素和技术因素结合起来考虑，同时要要保证生产不能破坏周围环境，要合理地开发资源，保持生态平衡。 最后，通过这次毕业设计，使我对自己的能力有了一个比较清醒的认识和评价，使自己能以更加积极和求实的态度去面对工作与学习。 谢辞 在毕业设计即将完成之际，首先感谢在设计过程中对我关心和指导的指导老师。在课题的选定，厂房的布置，设备的配置，导师给了我宝贵的意见，同时刘老师也极大的改变了我做事的态度，让我知道了凡事都要有积极的心态，凡事都要认真对待，积极的面对，要多沟通。 其次我也要感谢在设计过程中给予我帮助的同学，感谢他们四年对我的关心和帮助。 最后，对参加本设计评阅和答辩的各位老师致以诚挚的谢意！ 参考文献 [1]冯守本；《选矿厂设计》.北京：冶金工业出版社，2005。 [2]选矿设计手册编委会；《选矿设计手册》.北京：冶金工业出版社，1988 [3]李启衡主编，《碎矿与磨矿》，冶金工业出版社，2002 [4]许时主编，《矿石可选性研究》，冶金工业出版社，1989.5 [5]孙玉波主编，《重力选矿》，冶金工业出版社，1982 [6]孙志雄等编，《矿石学》，冶金工业出版社，1981.9 [7]颜尧炉 陈世源主编，《机械制图及计算机绘图》，重庆大学出版社，1997 [8]东北工学院，《毕业设计参考资料》，1986 [9]北京矿冶研究总院主办，《有色金属（选矿部分）》，2004，第2期 [10]中国有色工程设计研究总院主办，《有色矿山》，2003，第6期 [11]洛阳矿山机械设计研究院主办，《矿山机械》，2004，第4期 [12]北京矿冶研究总院主办，《国外金属矿选矿》，2004，第5期 [13]昆明理工大学选矿教研室，《毕业设计指导书》，1994.2 [14]昆明工学院选矿系主编，《课程设计任务书》，1986 [15]苏震主编，《选矿自动化》冶金工业出版社，1985 原矿 1 2 3 4 5 6 原矿 一段磨矿 分 级 磁选 水力旋流器 磁选 分泥斗分级箱 摇床 旋流器 2段磨矿 分泥斗分级箱 摇床 浮选 铁精矿 锡精矿 硫精矿 矿泥 2段磨矿 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 _1234567891.unknown _1234567893.unknown _1234567895.unknown _1234567896.unknown _1234567894.unknown _1234567892.unknown _1234567890.unknown