课程设计说明书设计题目：日处理2500吨的铜矿石浮选厂班级：矿加2010学生姓名：谷保明指导教师：赵通林2013年 12月 13日目录1.绪论 (11)1.1课程设计目的及要求 (11)1.2设计题目 (22)1.3矿石性质 (22)1.4选矿厂概况 (22)1.5选矿厂经济技术指标 (22)2.选矿工艺流程 (22)2.1破碎流程的计算与论证 (22)2.1.1破碎段数的确定 (22)2.2磨矿流程的计算与论证 (55)2.2.1磨矿分级作业的必要性 (55)2.2.2磨矿段数的确定 (55)2.3浮选流程的计算 (77)2.4矿浆流程的计算 (1111)3.主要工艺设备的选择和计算 (1515)3.1破碎设备的选择和计算 (1515)3.1.1粗碎设备的选择和计算 (1515)3.1.2中碎设备的选择和计算 (1616)3.1.3细碎设备的选择和计算 (1818)3.2筛分设备的选择和计算 (1919)3.3磨机的选择和计算 (2020)3.4分级设备的选择和计算 (2121)3.4.1一段分级设备的选择和计算 (2222)3.4.2二次分级设备的选择和计算 (2222)3.5浮选设备的选择和计算 (2323)3.5.1粗选设备的选择和计算 (2323)3.5.2一次精选设备的选择和计算 (2424)3.5.3二次精选设备的选择和计算 (2424)3.5.4扫选设备的选择和计算 (2525)1.绪论1.1课程设计目的及要求根据教学大纲要求，《选矿厂设计》授课结束后，于毕业设计前，学生要用两周时间进行课程设计。

目的：本课程设计是矿物加工工程专业教学内容的环节之一，使学生在设计中学习，巩固和提高工程设计理论与解决实际问题的内力，综合运用所学的有关工程知识。

并为毕业设计打下良好的基础。

要求：设计任务书下达后，设计者必须独立认真分析与计算，按期完成设计中所规定的具体任务。

1.2 设计题目《设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂》1.3 矿石性质该矿石其主要金属黄铜矿、辉铜矿极少量孔雀石，脉石矿物以角闪石、绿泥石为主，并含有少量云母等，矿石密度3000Kg/m 3,，松散密度为1800Kg/m 3，原矿含水4%，铜矿石品位为1.48%。

硬度中等，在黄铁矿含量较大的矿石中，磨矿矿石会过粉碎。

黄铜矿很容易浮选，用少量硫化矿物阴离子捕收剂，就能很好的浮选。

1.4 选矿厂概况所设计选矿厂处理量2500吨/日，工艺流程为三段一闭路、阶段磨矿、粗细分级、浮选工艺流程，日产精矿量134.64吨。

主要车间有破碎车间、筛分车间、浮选车间。

1.5 选矿厂经济技术指标原矿处理量：2500吨/天；日产精矿量：134.64吨/天：原矿品味：1.48%；精矿品味：24.25%；尾矿品味：0.12%。

2. 选矿工艺流程破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，采用三段一闭路破碎流程。

磨矿部分：该矿石呈细粒均匀嵌布，试验表明，当磨至-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程，给矿中-200目含量为10%，磨矿产品中-200目含量为85%。

浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，2次精选，一次扫选，中矿采用循序返回。

2.1 破碎流程的计算与论证 2.1.1破碎段数的确定本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度500mm ，要求最终产品粒度12mm ，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。

总破碎比67.4112500d 最小最大总===D S 若采用二段破碎则平均破碎比为44.6==总S S a 查①中表5.2-5 一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。

破碎比范围在3-5，二段破碎机的最大破碎比范围为4-8.取两段最大破碎比6.418521<⨯=•S S 所以不合理，所以根据矿石性质和使用破碎机的性能将总破碎比分成三段来实现。

1．确定工作制度，计算小时处理量Q=632500⨯=138.89（t/h ）2．计算总破碎比S 总=终d D max =12500=41.673．计算各段破碎比 平均破碎比S 0=367.41=3.47取S 1=3.2 S 2=3.2根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第三段破碎比S 3为S 3=21S S S ⋅总=2.32.367.41⨯=4.074．计算各段产物最大粒度d 2=1max S D =15.3500=156.25 mmd 5=22S d =2.325.156=48.83mm d 10=35S d =13.483.48=12.00 mm5．计算各段破碎机排矿口宽度破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关，即与最大相对粒度有关，初步确定粗碎用颚式破碎机、中碎用标准型圆锥破碎机、细碎用短头型圆锥破碎机，排矿口宽度为： Z 1max =1.6 Z 2max =1.9b 1=max 12Z d =6.125.156=97.66mm 取98mmb 2=9.183.48max25=Z d =25.7mm 取26mmb 3= 0.8d 8 = 0.8×12=9.6mm 取9mm6．确定各段筛子筛孔尺寸a 和筛分效率E 第一段采用棒条筛，第二段采用振动筛。

一段：a 1=50 mm E 1=60%二段：a 2= 1.2d 11 = 14.4mm 取a 2=15 E 2=80%7．计算各产物的矿量和产率 粗/中碎作业：Q 1=Q 2=Q 6=Q 8=138.89 t/h 1γ=2γ=6γ=8γ=100%Q 3=Q 11002-βE 1=133×0.48×0.6=40.00 t/h3γ=13Q Q ×100%=89.13800.40×100%=28.80%Q 4=Q 5=Q 2-Q 3=138.89-40.00=98.89 t/h 5γ=4γ=1-3γ=1-28.80=71.20% Q 6=Q 3+Q 5=Q 1=Q 2=133t/h 6γ=100%C=(1-156-βE 2)/ 1510-βE 2 = (1-0.43×0.8)/0.75×0.8=109.33%Q 9=Q 10=10γ×Q 1=151.85 t/h 9γ=10γ=C=109.33%Q 7=Q 6+Q 10 = 151.85+138.89=290.74 t/h2.2磨矿流程的计算与论证2.2.1磨矿分级作业的必要性预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。

一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于6-8mm，其中合格粒度大于15%时才考虑。

原矿为10%时采用。

故一段前不加入预先分级。

检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间内的矿石通过量，从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。

因此，本选矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。

2.2.2磨矿段数的确定本矿石矿物呈细粒均匀嵌布，试验表明，当磨至-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上。

矿石的入选粒度为12mm，含量为85%且矿石嵌布粒度均匀。

满足入选粒度小于0.15mm磨矿细度为-0.074含量大于70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程，并在一段加入预先分级。

规定工作效率η=90% 因为两段皆为全闭路连续磨矿。

所以m=21V V =1 K=0.81. 确定主厂房的工作制，计算磨矿车间的小时处理量 拟定工作制为：330天，3班，8小时Q=83%)41(2500⨯-=100（t/h)2. 计算磨矿流程 已知：Q 1=100 t/h1β=10% %857=β %108=β m=1 k=0.8取 C 1=350% C 2=300% 计算各产物的矿量和产率Q 1=Q 4= Q 7=100 t/h Q 5=Q 1C 1=100×350%=350 t/h Q 3=Q 2=Q 1+Q 5=100+300=400t/h%22.51)18.01/(%)9%85(%9)=⨯+-+=+)/(1-(+=1714km ββββ16.217%)15%85/(%)3501%)(22.51%85()(218=-+-100=)-/(+)(1-=8747ββββC Q Q Q 9=Q 8=217.16 t/h Q 6=Q 7+Q 8=100+217.16=317.16 t/h计算各产物产率100%===741γγγ%450%10010045013=⨯==2Q Q γ%350%1001003501=⨯==55Q Q γ%==23450γγ %16.317%10010016.31716=⨯==6Q Q γ %16.217%10010016.217188=⨯==Q Q γ%==9816.217γγ2.3 浮选流程的计算原始数据如下： Q=100（t/h ）7β=1.48% 16β=24.25% 14β=12.26% 11β=8.45% 18β=4.24% 16ε=92.00% E 16=95.00% E 14=90.00% E 11=85.00%浮选时间：粗选6分钟，一次精选6分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟。

流程如图31. 计算必要而充分的原始指标数 N P =C （n p -a p ）=2×（8-4）=82. 列平衡方程计算各产物产率n γ、各产物的回收率和未知产物的品位%61.5%25.24%48.1%92=⨯=⋅=1671616ββεγ%69.11%26.12%95%25.24%61.516=⨯⨯==14161614ββγγE6.08%=5.61%-%11.6=-=1614178γγγ %18.1%08.6%25.24%61.5%26.12%68.11=⨯-⨯=-=171716161414γβγβγβ%84.96%100%95%9216=⨯=E =⇒=1616141416εεεεE4.84%=92%-96.84%=-=161417εεε%6.107%100%90%84.961414131414=⨯=E =⇒=13εεεεE%76.102%84.4=-107.6%=17-13=11εεε%18%45.8%48.1%76.10211=⨯=⋅=11711ββεγ24.08%=6.08%+18%=+=171113γγγ%62.6%08.24%18.1%08.6%45.8%18=⨯+⨯=+=131317171111γβγβγβ%39.12%69.11%08.24=-=-=141315γγγ %29.1%38.12%26.12%69.11%62.6%08.24=⨯-⨯=-=151414131315γβγβγβ%89.120%85%76.10211==E =⇒=1111101011εεεεE%=100%-120.89%=-=7102089.20εεε10.13%=10.76%-20.89%=-=⇒=+152018201815εεεεεε 15ε=13ε-14ε=10.76%%54.3%24.4%48.1%13.10=⨯==1871818ββεγ%15.9=3.54%+12.38%=+=1815203γγγ %95.1%93.15%24.4%54.3%29.1%38.12=⨯+⨯=+=201818151520γγββγβ%115.9=%15.9+100%=+=2091033γγγ %54.1%92.115%95.1%92.15%48.1%10077=⨯+⨯=+=10202010γβγβγβ97.93%=18%-115.93%=-=111012γγγ %27.0%93.97%45.8%18%54.1%92.115=⨯-⨯=-=121111101012γβγβγβ94.39%=3.54%-97.93%=-=181219γγγ %12.0%39.94%24.4%54.3%27.0%93.97=⨯-⨯=-=191818121219γβγβγβQ=Q 7i γ93.115%93.11510010710=⨯==γQ Q t/h18%1810011711=⨯==γQ Q t/h93.97%93.9710012712=⨯==γQ Q t/h08.24%08.2410013713=⨯==γQ Q t/h 68.11%68.1110014714=⨯==γQ Q t/h 39.12%39.1210015715=⨯==γQ Q t/h 61.5%61.510016716=⨯==γQ Q t/h07.6%07.610017717=⨯==γQ Q t/h54.3%54.310018718=⨯==γQ Q t/h 39.94%39.9410019719=⨯==γQ Q t/hQ 20=Q 15+Q 18=12.39+3.54=15.93 t/h校核：Q 10=Q 11+Q 12=18+97.93=115.93 Q 10=Q 20+Q 1=15.93+100=115.93平衡Q 13=Q 17+Q 11=6.08+18=24.08 Q 13=Q 14+Q 15=11.67+12.39=24.08 平衡2.4矿浆流程的计算原始指标：必须保证的适宜浓度：一段磨矿浓度K I=78.00% 两段磨矿浓度K IV=75.00%粗选作业浓度K V=22.08% 一次精选作业浓度 K VI=20.81%扫选作业作业K VII=21.62% 二次精选作业浓度K VIII=20.00%一次分级溢流K4=28.00% 二次分级溢流浓度K7=23.20%补课调节浓度：磨机给矿浓度K1=96.00% 一次分级返砂浓度K5=80.00%二次分级返砂K8=78.00% 粗选精矿浓度K11=25.00%扫选精矿浓度K18=24.00% 一次精选精矿浓度K14=32.00%二次精选精矿浓度K16=38%`1. 按公式11-=Kn Rn 计算固液比R n 值04.0196.011111=-=-=K R 2 57.2128.011144=-=-=K R25.0180.011155=-=-=K R 31.31232.011177=-=-=K R 28.0178.011188=-=-=K R 3125.01111111=-=-=K R 13.2132.01111414=-=-=K R 63.1138.01111616=-=-=K R17.3124.01111818=-=-=K R 28.0178.0111=-=-=I I K R 24.1175.0111=-=-=III I K R 33.0175.0111=-=-=IV IV K R 53.312208.0111=-=-=V V K R 81.312081.0111=-=-=VI VI K R 63.312162.0111=-=-=VII VII K R 4120.0111=-=-=VIII VIII K R2. 按公式W n =Q n R n 和平衡方程计算各作业、各产物水量W n 值)/(2.4042.0100111h t R Q W =⨯=⋅=)/(25757.2100444h t R Q W =⨯=⋅=)/(00.33131.3100777h t R Q W =⨯=⋅=)/(90.2413.269.11141414h t R Q W =⨯=⋅= )/(14.963.161.5161616h t R Q W =⨯=⋅= )/(22.1117.354.3181818h t R Q W =⨯=⋅= )/(23.40953.392.11510h t R Q W V V =⨯=⋅=)/(74.9181.308.2413h t R Q W VI VI =⨯=⋅= )/(49.35563.393.9712h t R Q W VII VII =⨯=⋅= )/(76.46469.1114h t R Q W VIII VIII =⨯=⋅= )/(00.54318111111h t R Q W =⨯=⋅=)/(2.3555420.4091112h t W W W V =-=-=)/(84.6690.2474.911415h t W W W VI =-=-=)/(62.3714.976.461617h t W W W VIII =-=-= )/(27.34422.1149.3551819h t W W W VII =-=-=3.按Ln=W 作业-∑Wn 计算补加水L Ⅴ、L Ⅵ、L Ⅶ、L Ⅷ)/(17.022.1184.6633123.409318157h m W W W W L V =---=--+=Ⅴ )/(12.062.375474.9131711h m W W W L VI =-+=-+=Ⅵ)/(26.02.35523.35549.355312h m W W L VII =-+=-=Ⅶ )/(86.2190.2476.46314h m W W L VIII =-=-=Ⅷ3. 按公式)1(δ+=n n n R Q V 计算各矿浆体积δ=300kg/m 3=3t/m3)/(49.447)3153.3(93.115)1(310h m R Q V =+⨯=+=δⅤⅤ )/(69.99)3181.3(08.24)1(313h m R Q V =+⨯=+=δⅥⅥ )/(62.50)314(69.11)1(43h m R Q V =+⨯=+=δⅧⅧ )/(94.59)313(18)1(3111111h m R Q V =+⨯=+=δ)/(84.38794.5949.44731112h m V V V =-=-=Ⅴ)/(39.12)3117.3(54.3)1(3181818h m R Q V =+⨯=+=ρ)/(16.37539.1255.3873181219h m V V V =-=-=数质量流程图：3.主要工艺设备的选择和计算3.1破碎设备的选择和计算3.1.1粗碎设备的选择和计算粗碎设备主要有颚式破碎机、旋回破碎机，它的选型主要考虑给矿最大粒度，生产能力和矿石可碎性3种因素，大、中型选矿厂既可用颚式破碎机，也可选用旋回破碎机，中小型选厂常用颚式破碎机。