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3000t选矿厂设计说明书


毕业设计(论文)说明书
(2011 届)

题 学 姓

目 号 名

4000T/d 浮选厂初步设计
5081977106

兰谁 08 选矿技术(1)班 郑老师 桂林理工大学南宁分院

专业班级 指导教师 学院名称

211 年 06 月

22 日





目 摘

录 ........................................................................................ 1

要 .................................................................................................... 5 中文摘要 ........................................................................................ 5 关键字............................................................................................. 5 Abstract ........................................................................................ 5 Key word......................................................................................... 5

前言............................................................................................................. 6 课题背景............................................................................................... 5 设计简介............................................................................................... 6 第一章 绪论 .......................................................................................... 7

1.1 概论 ............................................................................................. 7 1.2 厂区概况……………………………………………………….7 1.3 矿床及原矿性质……………………………………………….8 第二章 工艺流程及主要设备的选择计算…………………………错

误!未定义书签。 2.1 选矿厂各车间的工作制度 ..........................................................13 2.2 破碎设备的选择和计算 ............................. 错误!未定义书签。 2.2.1 破碎流程方案Ⅰ,Ⅱ及设备的选择计算 ..……………..错 误!未定义书签。 2.2.2 破碎流程方案Ⅲ,Ⅳ及设备的选择计算 .........................20
1

2. 3 筛分设备的选择和计算 ...................................................................26 2. 4 选别流程的计算 .........................................................................28 2. 4.1 计算各产物的产率和回收率 ..........................................28 2. 4.2 计算各产物的重量 ..........................................................39 2. 5 矿浆流程的计算 .........................................................................42 2. 5.1 磨矿流程 ............................................................................42 2. 5.2 选别流程 ............................................................................43 2. 6 磨矿设备的选择和计算 .............................................................52 2. 7 分级设备的选择和计算 ............................ 错误!未定义书签。 2. 8 浮选设备的选择和计算 .............................................................57 2. 8.1 浮选设备的选择和计算 ....................................................57 2. 8.2 搅拌设备的选择和计算 ....................................................66 2. 9 脱水设备的选择和计算 .............................................................66 2. 9.1 浓缩设备的选择和计算 ....................................................66 2.9.2 过滤设备的选择和计算 .....................................................68 第三章 主要辅助设备与矿仓的选择与计算 ....................................70

3.1 给矿设备 .....................................................................................71 3.1.1 板式给矿机 .......................................................................71 3.1.2 电磁振动给矿机 ...............................................................71 3.1.3 胶带运输机 .......................................................................72 3.2 起重设备 ..................................................................................73 3.3 砂泵.............................................................................................75
2

3.4 矿仓..............................................................................................77 第四章 选矿技术检测 ........................................................................79

4.1 选矿试验室 .....................................................................................79 4.1.1 建筑实验室的目的 ......................................................................79 4.1.2 实验室的组成…….………………………………………………79 4.1.3 实验室规模……….………………………………………………79 4.2 选矿化验室 .....................................................................................80 4.2.1 化验室的任务 ..............................................................................80 4.2.2 化验室的组成…….………………………………………………80 4.2.3 化验室规模……….………………………………………………80 4.3 药剂设施 ....................................................................................81 4.3.1 药剂设施 ......................................................................................81 4.3.2 各种药剂的使用情况……………………………………………81 4.3.3 各种药剂的验收和保管…………………………………………82 4.4 技术检测和控制…………………………………………………...82 4.4.生产检验内容……………………………………………………....82 4.4 日常测控制量点…………………………………………………...82 第五章 土建、供水、供电……………………………………………83 5.1 土建..................................................................................................83 5.1.1 选厂及生活区土建 ......................................................................83 5.1.2 辅助厂房土建 ...............................................................................83 5.2 供水..................................................................................................84
3

5.2.1 供水水源…………………………………………………………84 5.2.2 水量计算 ......................................................................................84 5.3 供电 ............................................................................................84 5.3.1 电源 ..............................................................................................84 5.3.2 供电电压………………………………………………………….85 第六章 环境保护 ....................................................................................85 6.1 概述 ................................................................................................85

6.2 控制与治理 .......................................................................................85 第七章 选矿厂技术经济分析 ............................................................86

7.1 基本建设投资费的计算 ...........................................................86 7.1.1 土建投资费用 ....................................................................87 7.1.2 设备价格,安装的概算 ..................................................87 7.1.3 非生产性费用和其他费用 ................................................88 76.1.4 金属构件与工艺管道概算价值 ......................................88 7.1.5 各项投资费 ........................................................................90 7.1.6 单位基建投资费 ................................................................89 7.1.7 折旧费 ................................................................................89 7.2 生产工人定员及劳动生产率 ...................................................89 7.2.1 生产工人定员 ....................................................................89 7.2.2 劳动生产率 ........................................................................89 7.3 选矿成本计算 ..........................................................................90

7.3.1 选矿工艺指标 .....................................................................90
4

7.4 选矿厂技术经济指标及经济分析 ...........................................93 总结...........................................................................................................95 致 谢.......................................................................................................96 参 考 文 献 ............................................................................................96

5





中文摘要:本选矿厂是处理量为 132 万吨/年的中型选矿厂,原矿铅 品位 2.187%,锌品位 8.79%,最终得到的铅精矿品位为 79.91%,锌 精矿品位为 56.11%,铅的回收率为 92.02%,锌的回收率为 96.71%。 本设计采用三段一闭路破碎流程,一段闭路磨矿,由于原矿品位 不高,所以其浮选流程为:铅采用一粗三精三扫选,锌选别为一粗一 精三扫选。 本选矿厂是建在山坡上的, 其充分利用了山体的上下高差节省了 建设费用。 关键字:132 万吨,铅锌矿,选矿厂初步设计

Abstract

Chinese Abstract: The capacity of the concentrator is 132 tons / year of medium-sized concentrator, ore grade of 2.187% of lead and zinc grade 8.79%, the resulting concentrate grade of 79.91% of lead and zinc concentrate grade of 56.11%, Lead recovery was 92.02%, 96.71% zinc recovery. This design uses three sections of a closed-circuit crushing process, a closed-circuit grinding, the ore grade is not high, so its flotation process: a rough three fine lead with three sweep the election, zinc is a rough sorting of a fine three-sweep election. The concentrator is built on the hillside, and its full use of the upper and lower elevation mountain saving construction costs. Keywords: 132 million tons, lead and zinc mine, concentrator preliminary
6

design

前言 课题背景:一方面随着人类对矿的不断开采,矿的质量在不断下降, 表现在品位越来越低,采掘深度不断下降,使得原来开采就可以用, 变成了需要用一些设备对其进行富集才能利用。另一方面,人类为了 眼前的利益,常常没有综合开采矿资源,往往只选取一种矿物,而把 其他共生的矿物丢掉,这样在资源日趋短缺的今天是非常浪费资源 的;同时随着科学技术的发展,新的选矿设备的出现,新药剂的合成 使原来无法利用的资源可以通过合理设计, 从而使其可以开发利用起 来,这就使得合理的矿厂设计日趋迫切。 设计简介:本设计矿厂年处理铅锌矿 132 万吨,是针对大新铅锌矿的 初步设计。设计过程总的来讲分四阶段:现场参观实习,主要设备、 流程的计算,绘图-得到初步设计。 本设计吸取了德宝铜矿的厂房设计及设备布局经验, 加上自己对 现代选矿厂的理解而设计。本设计作为选矿厂的初步设计,按照选矿 厂初步设计的要求设计, 并根据矿石的性质和处理粒度进行设备的选 型,再配置的厂房。给矿最大粒度为 700mm,所以破碎流程考虑采用 三段一闭路流程,由于磨矿粒度小于 0.2mm 只要求在 60%——65%, 所以磨矿则采用一段闭路磨矿,浮选流程:铅采用一粗三精三扫选, 锌选别为一粗一精三扫选。在进行相关计算后,磨浮车间采用两个系 列。 最终的精矿经浓缩干燥之后存储于精矿仓, 尾矿则输送至尾矿坝。
7

由于时间比较仓促,资料也有一定的限制,加上设计者本人水平 有限,在设计中难免会有错误和遗漏之处,恳请批评与指正。 第一章 1.1 概论 本设计是对大新铅锌矿选矿厂的初步设计, 年产量为 132 万吨原 矿的大型选厂,大新,产品为铅精矿和锌精矿,铅精矿和锌精矿达到 国家等级标准。主要用电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、 化学工业、轻工业和医药业等领域,促进国家经济建设的发展。 本设计的特点,根据大新的地形特点,选厂适宜山坡建厂,呈阶 梯型配置,充分利用了山坡的高差,实现矿浆自流。工艺流程包括: 破碎、筛分、磨浮、脱水流程,设备基本用大型化,操作实行自动化 控制和管理,这样既节省投资,又节省了人力、财力、物力,从而提 高生产率。 绪论

1.2 厂区概况 一、地理位置 选矿厂位于斜坡上,厂房呈阶梯式布置,以上至下布置有原矿, 粗中细破碎车间,粉矿仓,磨浮,浓缩和过滤车间,精矿仓等。 (二)气象 地处云贵高原南缘,石山泥岭间杂遍布,形成许多不完整的小 盆地。属温暖多雨的南亚热带季风气候,冬春微寒,夏季炎热,

8

秋季凉爽,四季气温变化不明显。年平均温度 21.3℃,极端最高 温度 39.8℃,最低气温 -2.2℃。年平均降雨量 1326 毫米,降雨 多集中在夏秋季,冬春较少。境内主要河流有黑水河、桃城河、 榄圩河,有中型水库 4 座,小型水库 14 座 (三)供水和供电 矿区的最大河流环水河,有北向南流入长江,在矿段西缘通过, 生产用水及生产区的生活用水均取自于环水的河床潜流。 矿区能利用大新水资源量为 21.38 亿立方米,可开发利用达 16.86 亿立方米,已建有水电站 9 个,总装机容量 288 万千瓦, 年发电量 6550 万千瓦小时。 (四)尾矿坝 矿区尾矿坝位于距厂矿下方,充分利用自流的地理条件,节约运费。

1.3 矿床及原矿性质

1.矿床及其组成 矿床:属于中低温热液裂隙充填矿床。 矿体组成:矿体由出银山矿段,在地表面以上,柏录山矿段,低于地 表 86~96 米。 围岩:灰岩,泥石砂岩和页岩。 2.矿物组成 ①金属矿物:主要是闪锌矿,方铅矿和黄铁矿及微量黄铜矿。
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次为褐铁矿,菱铁矿,白铅矿,铅矾,异极矿等。

各金属矿物相对含量 矿物名 闪锌 称 含量 (﹪) 矿 85.4 方铅 矿 7.45 黄铁 矿 4.12 褐铁 矿 0.32 1.12 铅矾 白铅 矿 1.05 异极 矿 0.3 0.39 其他

闪锌矿:颜色为浅黄色,松脂色及黑褐色。 闪锌矿化学分 矿物名 产状 称 闪锌矿 脉状 58.78 0.93 3.87 31.02 0.344 2.91 0.917 Zn℅ Pb℅ Fe℅ S Cd SiO2 CaO

闪锌矿光谱分析 元素 Fe Si 含量 (% ) 4. 0.2 ≤ 5 2 0.0 01 ~ ~ ≤ ≤ ≤ ≤ ≤ 0.0 01 ~ ≤ 3. 0. 3 1 Mg Pb Zn As Sb Ae Ga Ag Cd G

0. 39. 0.0 0.0 0.0 0.0 5 4 2 1 1 09

10

方铅矿:颜色,黑铅灰色。 结晶粒度:1.05~0.02mm,一般在 0,03~0.015mm。

化学分析 矿物名 产状 称 方铅矿 细粒块 72.98 状 3.80 2.60 15.37 0.46 3.40 Pb Zn% Fe% S% CaO% SiO2%

光谱分析 Fe % 3. 0 Si % ≤ 0. 52 Ae % ≤ Mg % ≤ Ni % ≤ Pb % ≤ Zn % 4. As % ≤ 0. 01 Sb % ≤ Ga % ≤ ≤ In% Cd % ≤ 0.02 65 Ag%

0.0 0.0 0. 33 01 05

79. 15 85

0.0 0.0 0.00 0. 45 02 25 03

黄铁矿化学分析 矿物 名称 黄铁 矿 脉状 48.68 0.188 0.45 0.015 2.183 2.46 48.49 产状 S% Pb% Zn% Sb% CaO% SiO2% Fe%

11

光谱分析 Fe % Si % Ae % Mg % Ni% Pb % Zn % As % Sb % Ma% Cd % Ti%

33. 0.8 0.0 0.2 0.07 0.3 0.7 0.1 0.1 0.00 0.0 0.00 8 6 5 3 6 1 3 1

②脉石矿物:主要是砂页岩,次为石英,方解石。 ③主要金属矿物的单体解离度。 粒级 (mm) 方铅矿 闪锌矿 黄铁矿 56.15 48.65 16 1 30 0.5 60.19 79.45 60.45 60 0.25 68.87 86.14 67.89 100 0.15 68.47 94.15 91.75 150 0.15 98.41 99,42 95.23 98.87 98.17 200 0.074

④多元分析 元 素 含 量 (%
12

Pb

Zn

Cu

S

Fe

Ga

Ge

In

Cd

Au

Ag

0.5 10. 6 69

0.0 10. 2 79

7.1 0.00 6 35

0.0 03

0.0 02

0.1 0.3 8 (g /

22( g/ T)



T)

⑤相分析:物相代表不强,只讲氧化率:Pb<10%,Zn<8% 原矿锌相分析 名称 含量(%) 相对含量 (%) 氧化率 0.787 7.13 硫化锌 10.21 90.45 残渣 0.047 0.42 锌总量 10.88 100.0

出银山,柏录山矿体矿组合样分析结果 矿体元 素 出银山 柏录山 柏录山 0.56 2.07 1.72 10.69 7.83 8.38 0.0035 0.001 0.001 0.08 0.05 0.07 0.003 0.0015 0.0015 0.002 未分析 未分析 Pb Zn Ga Cd Ge In

⑥其他物理性质 比重Θ ﹦2.88~3.02 普硬度 f﹦5~8 安息角 p﹦37`可磨性系数 0.9。

13

第二章 工艺流程及主要设备的选择计算

2.1 选矿厂各车间的工作制度

破碎 年工作日数 日工作班数 班工作时数 330 3 6.5

磨浮 330 3 8

精矿脱水 330 3 8

2.2 破碎设备的选择和计算 已知所要设计的选矿厂规模为 4000t/d,原矿最大粒度为 700mm,破碎最终产物粒度为 12~0mm 或 10~0mm;矿石松散密度γ ﹦1.9t/m3,堆比重为 3.0 t/m3,中等可碎性矿石;破碎车间工作 制度每年日,每日 3 班,每班 6.5 时。

根据设计条件和要求,要完成破碎任务,至少需要 3 段磨矿,因 此可能的方案有:
方案编号 设备名称规格 和主要技术条 件 粗碎 PJ 900 ×1200 中碎 PYY 破碎流程 破碎产物粒度 (mm) 12 工作制度 班/h 6.5



三段一闭路

14



1650/285 细碎 PYD- 2200 粗碎 PJ 900 ×1200 中碎 PYB1750 细碎 PYY2200/ 130 粗碎 PJ 900 ×1200 中碎 PYY 1650/285 细碎 PYD1750 粗碎 PJ 900 ×1200 中碎 PYY 1650/285 细碎 PYY1650/ 100

三段一闭路

12

6.5



三段开路

10

6.5



三段开路

10

6.5

2.2.1 破碎流程方案Ⅰ,Ⅱ及设备的选择计算 采用三段一闭路破碎流程,破碎最终产物粒度为 12mm,工作制 度 6.5h 每班。 ⑴计算破碎车间小时处理量; Q=
4000 =205.13(t/h) 6.5 ? 3

⑵计算总破碎比; S=
D 700 = =58.33 d 12

⑶初步拟定破碎流程; 根据总破碎比,选用三段一闭路破碎流程,如图所示
15

⑷计算各段破碎比; 平均破碎比 Sa= 3 58.33 =3.87 取 S1=S2=4.0 根据总破碎比等于各段破碎比的乘积,则第 3 段破碎比 S3 为: S3=
58.33 Sa = =3.64 4.0 ? 4.0 S1 ? S2

⑸计算各段破碎产物的最大粒度; d2=
700 D = =175(mm) 4.0 S1

d3= d7=

d 2 175 = =43,75(mm) S2 4.0 d3 43.75 = =12(mm) S3 3, 64

⑹计算各段破碎机排矿口宽度; e2= e3=
175 d2 = =109.375(mm),取 150mm 1.6 Z1max 43.75 d3 = =23.03(mm),取 25mm 1.9 Z2max

e7,采用等值筛分工作制度,e7= 0.8 d7= 0.8×12 =9.6(mm) 取 10mm
16

(注:Z1max, Z2max 分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒 度) ⑺选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率; 粗碎段:由于未用到筛子,因此 E1=100% 中碎段:由于也未用到筛子,因此 E2=100% 细碎段:采用等值筛分工作制度,即 a3=1.3 d7=1.3×12=15.6(mm) 取 14mm,e7= 0.8 d7= 0.8×12 =9.6≈10(mm),E3=60% ⑻计算各产物的产率和重量; ① 粗碎作业

Q1=Q2=205.13(t/h) , ? 1= ? 2=100% ② 中碎作业:

Q3=205.13(t/h) ,γ3=100% ③ 细碎作业:

?14 ?14 Q5=(Q3β 3 +Q7β 7 ) E3

即 Q7=

Q1 (1 ? ?3?14 E3 ) , ?7?14 ? E3
14 = 25

式中, ?3?14 ,细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值 Z1=

0.56,从图 4—6 中,查中等可碎性矿石,得 ?3?14 =0.40=40.00%
?14 β7 ,细筛的筛孔尺寸与,细碎机排矿口宽度的比值 Z1=

14 =1.4, 10

?14 从图 4—9 中,查中等可碎性矿石,得β 7 =0.75=75.00%

Q7=

Q1 (1 ? ?3?14 E3 ) = 205.13 ? (1 ? 0.40 ? 0.60) =346.44(t/h) , ?14 ?7 ? E3 0.75 ? 0.60
346.44 ×100%=168.89% 205.13
17

γ7=

Q6=Q7=346.44(t/h) ,γ6=γ7=168.89% Q4=Q3+Q7=205.13+346.44=551.57(t/h) ,γ4=γ3+γ7= 268.89% ⑼绘制破碎数量流程图; (略) ⑽方案Ⅰ,Ⅱ破碎设备生产能力的计算;


粗碎(PJ900×1200)

Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 =1.19 1 .6
Dmax 700 0.85 ? 0.78 0.78 ? 0.70 = =0.78,查表 5—7, ,得 K3=1.02 ? B 900 1.00 ? K3 K3 ? 1.04

K3,

q0, 查表 5 ? 1 得 q0=1.25 e=150mm Q=1.0 ?1.19 ?1.02 ?1.25 ?150 =227.59t/h 所需要的台数 n= 1.1? 205.13 ? 0.99
227.59

取 n=1

负荷率为? =

205.13 ×100%=90.13% 227.59



中碎(PYY 1650/285,PYB1750)

方案Ⅰ:采用 PYY 1650/285 Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 =1.19 1 .6
18

K3,

Dmax 150 0.55 ? 0.53 0.53 ? 0.40 = =0.53,查表 5—8, ,得 K3=1.008 ? B 285 1.00 ? K3 K3 ? 1.06

查表 5-5 得得 q0=8.0 e=25mm
Q ? 1.0 ?1.19 ?1.008 ? 8.0 ? 25 ? 239.90 t/h

所需要的台数 n= 1.1? 205.13 ? 0.94
239.90

取 n=1

负荷率为? =

205.13 ×100%=85.50% 239.90

方案Ⅱ:采用 PYB1750 Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 =1.19 1 .6
Dmax 150 = =0.60,查表 5—8,得 K3=0.98 B 250

K3,

查表 5-3 得得 q0=9.0 e=25mm
Q ? 1.0 ?1.19 ? 0.98 ? 9.0 ? 25 ? 262.40 t/h

所需要的台数 n= 1.1? 205.13 ? 0.86
262.40

取 n=1

负荷率为? =

205.13 ×100%=78.17% 262.40

③细碎( PYD-2200,PYY2200/130) 方案Ⅰ:采用 PYD-2200 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e
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K,破碎闭路系数,K =1.275 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 ? 1.19 1 .6
e 10 0.15 ? 0.077 0.077 ? 0.075 =0.077,查表 5—8, ,得 K3=1.14 ? B 130 1.08 ? K 3 K 3 ? 1.17

K3, =

查表 5 ? 4 得 q0=24.0, e=10mm
Q ? 1.275 ?1.0 ?1.19 ?1.14 ? 24.0 ?10 ? 415.12 t/h,

所需要的台数 n= 1.1? 354.65 ? 0.97
415.12

取 n=1

负荷率为? =

346.44 ? 0.8346 =83.46% 415.12

方案Ⅱ:采用 PYY2200/130 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数,K =1.275 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 ? 1.19 1 .6
e 10 0.15 ? 0.077 0.077 ? 0.075 =0.077,查表 5—8, ,得 K3=1.14 ? B 130 1.08 ? K 3 K 3 ? 1.17

K3, =

查表 5 ? 5 得 q0=25.0, e=10mm
Q ? 1.275 ?1.0 ?1.19 ?1.14 ? 25.0 ?10 ? 432.42 t/h,

所需要的台数 n= 1.1? 346.44 ? 0.88
432.42

取 n=1

负荷率为? =

346.44 ? 0.8014 =80.14% 432.42
20

2.2.2 破碎流程方案Ⅲ,Ⅳ及设备的选择计算 采用三段开路破碎流程,破碎最终产物粒度为 10mm,工作制度 6.5h 每班。 ⑴计算破碎车间小时处理量; Q=
4000 =205.13(t/h) 6.5 ? 3

⑵计算总破碎比; S=
D 700 = =70 d 10

⑶初步拟定破碎流程; 根据总破碎比,选用三段开路破碎流程,如图所示

⑷计算各段破碎比; 平均破碎比 Sa= 3 70 =4.12 取 S1=S2=4.0 根据总破碎比等于各段破碎比的乘积,则第 3 段破碎比 S3 为: S3=
70 Sa = =4.375 4.0 ? 4.0 S1 ? S2
21

⑸计算各段破碎产物的最大粒度; d2=
700 D = =175(mm) 4.0 S1

d3= d6=

d 2 175 = =43,75(mm) S2 4.0 d3 43.75 = =10(mm) S3 4.375

⑹计算各段破碎机排矿口宽度; e2= e3=
175 d2 = =109.375(mm),取 150mm 1.6 Z1max 43.75 d3 = =23.03(mm),取 25mm 1.9 Z2max

e6,采用等值筛分工作制度,e6= 0.8 d6= 0.8×10 =8(mm) (注:Z1max, Z2max 分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒 度) ⑺选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率; 粗碎段:由于未用到筛子,因此 E1=100% 中碎段:由于也未用到筛子,因此 E2=100% 细碎段:采用等值筛分工作制度,即 a3=1.2d6=1.2×10=12(mm) ,e6= 0.8 d6= 0.8×10 =8(mm),E3=65% ⑻计算各产物的产率和重量; ① 粗碎作业: Q1=Q2=205.13(t/h) , ? 1= ? 2=100% ② 中碎作业:

Q3=205.13(t/h) ,γ3=100%
22

③细碎作业: Q4=Q1β 3?12 E3 细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值 Z1=
12 =0.48,从图 25

4—6 中,查中等可碎性矿石,得 ?3?12 =0.37=37%
?12 Q4=Q1β 3 E3=205.13×0.37×0.65=49.33(t/h) ,

γ4=

49.33 ×100%=24.05% 205.13 155.80 ×100% 205.13

Q5=Q6=205.13-49.33=155.80 (t/h) , γ5=γ6= =75.95% Q7=205.13(t/h) ,γ7=100% ⑼绘制破碎数 量流程图; (略) ⑽方案Ⅲ,Ⅳ破碎设备生产能力的计算; ① 粗碎(PJ900×1200) Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 =1.19 1 .6

K3,

Dmax 700 0.85 ? 0.78 0.78 ? 0.70 = =0.78,查表 5—7, ,得 K3=1.02 ? B 900 1.00 ? K3 K3 ? 1.04

q0, 查表 5 ? 1 得 q0=1.25 e=150mm Q=1.0 ?1.19 ?1.02 ?1.25 ?150 =227.59t/h 所需要的台数 n= 1.1? 205.13 ? 0.99
227.59

取 n=1

23

负荷率为? =

205.13 ×100%=90.13% 227.59

② 中碎(PYY 1650/285,PYY 1650/285) 方案Ⅲ,Ⅳ:采用 PYY 1650/285 Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 =1.19 1 .6
Dmax 150 0.55 ? 0.53 0.53 ? 0.40 = =0.53,查表 5—8, ,得 K3=1.008 ? B 285 1.00 ? K3 K3 ? 1.06

K3,

查表 5-5 得得 q0=8.0 e=25mm
Q ? 1.0 ?1.19 ?1.008 ? 8.0 ? 25 ? 239.90 t/h

所需要的台数 n= 1.1? 205.13 ? 0.94
239.90

取 n=1

负荷率为? =

205.13 ×100%=85.50% 239.90

③ 细碎(PYD1750 ,PYY1650/100) 方案Ⅲ:采用 PYD1750 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数,K =1.275 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 ? 1.19 1 .6
e B 8 0.15 ? 0.08 0.08 ? 0.075 ? =0.08,查表 5—8, ,得 K3=1.14 100 1.08 ? K 3 K 3 ? 1.17

K3, =

查表 5 ? 4 得 q0=14.0,
24

e=8mm
Q ? 1.275 ?1.0 ?1.19 ?1.14 ?14.0 ? 8 ? 193.72 t/h,

所需要的台数 n=1.1? 155.80 ? 0.88
193.72

取 n=1

负荷率为? =

155.80 ? 0.8042 =80.42% 193.72

方案Ⅳ:采用 PYY1650/100 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数,K =1.275 查表 5 ? 6 得 K1=1.0 K2=
1 .9 ? 1.19 1 .6

e ? 22? ?22 pb-?23 pb ? 0.15 ? 0.08 0.08 ? 0.075 K3, = =0.08, 查表 5—8, , 得 K3=1.14 ? B ?18 pb-? 23 pb 1.08 ? K 3 K 3 ? 1.17

查表 5 ? 4 得 q0=12.0, e=8mm
Q ? 1.275 ?1.0 ?1.19 ?1.14 ?12.0 ? 8 ? 166.05 t/h,

所需要的台数 n=1.1? 155.80 ? 1.03
166.05

取 n=2

负荷率为? =

155.80 ? 0.3128 =31.28% 166.05 ? 3

破碎设备方案技术经济比较表:
方案编号 设备名称 规格和技 术条件 粗碎 900 1200 PJ × 台数 负 荷 率 (%) 90.13 设备总重 (吨) 178.183 设备总功 率(瓦) 545 设备总价 备注 值 (万元) 181000 + 190000 + 300000 ﹦



1

25

中 PYY 1650 285 细 PYD 2200 Ⅱ 粗碎 900 1200

碎 / 碎 - PJ ×

1

85.50%

671000

1

83.46

1

90.13

179.063

545

中 碎 PYB1750 细 碎 PYY2200 /130 Ⅲ 粗碎 900 1200 中 PYY 1650 285 PJ × 碎 /

1 1

78.17 80.14

181000 + 190000 + 320000 ﹦ 691000

1

90.13

156.163

355

1

85.50

181000 + 190000 + 190000 ﹦ 561000

细 碎 PYD1750 Ⅳ 粗碎 900 1200 中 PYY 1650 285 PJ × 碎 /

1 1

80.42 90.13 128.783 355 181000 + 190000 + 190000 ﹦ 561000

1

85.50

细 碎 PYY1650 /100

2

31.28

根据流程方案比较和设备方案技术经济比较, 虽然开路流程较经 济,但从现场经验来看,多数选择闭路流程,因此相对来说选择方案 Ⅰ较合理,负荷率较均衡,经济。

26

破碎设备选择计算表:
序 作 号 业 名 称 1 2 粗 碎
设 备 名 称 及 规 格 3 简 摆 颚 式 破 碎 机 PJ 900 × 1200 标 准 单 缸 液 压 圆 锥 破 碎 机 PYY 1650 /285 短 头 弹 簧 圆 锥 破 碎 机 PYD - 2200 台 数 设 备 允 许 的 给 矿 粒 度 mm 5 750 ~ 0 设 计 的 给 矿 粒 度 mm 6 700 ~ 0 排矿 口 mm 最 大 给 矿 粒 度 mm 8 700 设 备 的 处 理量 t / (h 台) 9 180 ~ 270 流程的 给矿量 t/h 负 荷 率% 备 注

4 1

7 150

10 205.13

11 90.13

12

中 碎

1

240 ~ 0

150 ~ 0

25

175

210 ~ 425

205.13

85.50

细 碎

1

100 ~ 0

25~0

10

43.75

120 ~ 340

354.65

83.46

2.3 筛分设备的选择和计算

1. 根据破碎流程的选择和计算,破碎流程应采用三段一闭路流程方 案,则 Q=Q4=551.57t/h

公式 F=

Q ? K1K 2 K 3K 4 K 5 K 6? q

27

其中 ? =0.85 Q=551.57 t/h γ=1.9 查表 5 ? 11 得 q=21.7
1 a 7 ?7 2 , ?3 , = =0.28,查表 4 ? 6 得 ?3?7 =0.22=22﹪ 25 e3

K1

1 a 7 ? 7?7 , 2 = =0.7,查表 4 ? 9 得 ? 7?7 =0.26=26﹪ 10 e7



?3?7Q3 ? ?7?7 Q7
Q3 ? Q7

×100=

0.22 ? 205.13 ? 0.26 ? 346.44 ×100=24.51﹪ 205.13 ? 346.44

查表 5—12 得,
K 2 , ?3?14 ,

20 ? 24.51 24.51 ? 30 , K1 =0.6902 ? 0.6 ? K1 K1 ? 0.8

14 a = =0.56,查表 4 ? 6 得 ?3?14 =0.62=62﹪ 25 e3

?7?14 ,

14 a = =1.4,查表 4 ? 9 得 ?7?14 =0.38=38﹪ 10 e7



?3?14Q3 ? ?7?14Q7
Q3 ? Q7

×100=

0.62 ? 205.13 ? 0.38 ? 346.44 ×100=46.92﹪ 205.13 ? 346.44

查表 5—12 得,
K 3 =1.15 K 4 =1.0 K 5 =1.0 K 6 =1.0

40 ? 46.92 4.962 ? 50 , K 2 =1.1384 ? 1.0 ? K 2 K 2 ? 1.2

F=

551.57 0.85 ? 0.6902 ?1.1384 ?1.15 ?1.0 ?1.0 ?1.0 ?1.9 ? 21.7
28

=17.42 ㎡ 2.根据现场经验优先考虑选择自定中心振动筛,由筛孔尺寸大小,为 便于安装于维修,考虑选择单层筛,因此可能的方案有:
方 案 筛分规 几 何 编号 格型号 面 积 ㎡ 方 案 SZZ1500 4.5 Ⅰ ×3000 方 案 SZZ1500 6 Ⅱ ×4000 方 案 SZZ1800 6.48 Ⅲ ×3600 台数 负 荷 总重(t) 总 功 总价值 备注 率% 率(kw) (元) 96.78 96.78 89.61 8.936 7.746 13.878 30 45 51 19600 20100 270000

4 3 3

根据表,选择方案Ⅰ较经济,合理。 3.筛分设备选择计算表
序号 作业 设 备 名 台数 筛 孔 需 要 选择 流 程 负 荷 筛 分 备注 名称 称 及 规 mm 的 面 的面 的 给 率% 效 格 积㎡ 积㎡ 矿 量 率%
(t/ h)

1

2 3 4 筛分 SZZ1500 4 ×3000

5 14

6 7 17.42 4.5

8 9 10 551.57 96.78 65

11

2.4 选别流程的计算 2. 4.1 计算各产物的产率和回收率 ㈠,计算原始指标数(已知给矿指标)
N p =C( np - a p )=3×(26-13) =39

㈡, 原始指标数的分配
N p = N r + N? zn + N? pb + N? zn + N ? pb =39
29

N r ≤ np - a p ≤26-13≤13 N? zn ≤ np - a p ≤26-13≤13

N? pb ≤ np - a p ≤26-13≤13 N? zn ≤2( np - a p )≤2×(26-13≤26 N ? pb ≤2( np - a p )≤2×(26-13)≤26

可分配方案是: 方案Ⅰ:?3 pb ,?4 pb , ?7 pb ,?8 pb ,?9 pb ,?10 pb , ?13 pb ,?14 pb ,?15 pb ,?16 pb ,
?18 pb ,?19 pb ,?20 pb ,?21 pb ,?22 pb ,?23 pb ,?25 pb ,?26 pb ,?27 pb ,?28 pb ,?29 pb , ?31 pb , ?33 pb , ?34 pb , ?35 pb , ?36 pb , ?3 zn , ?7 zn , ?13 zn , ?18 zn , ?22 zn , ?9 zn ,
?15 zn , ?20 zn , ?25 zn , ?27 zn , ?29 zn , ?33 zn , ?35 zn ,

方案Ⅱ:?3 pb ,?7 pb ,?13 pb ,?18 pb ,?22 pb ,?9 pb ,?15 pb ,?20 pb ,?25 pb ,?27 pb ,
?29 pb , ?33 pb , ?35 pb , ? 3 pb , ? 7 pb , ? 9 pb , ?13 pb , ?15 pb , ?18 pb , ? 20 pb , ? 22 pb ,

? 25 pb , ? 27 pb , ? 29 pb , ? 33 pb , ? 35 pb , ?3 zn , ?7 zn , ?13 zn , ?18 zn , ?22 zn , ?9 zn ,
?15 zn , ?20 zn , ?25 zn , ?27 zn , ?29 zn , ?33 zn , ?35 zn ,

由于设计已给出所有产物的数据, 因此直接用所给出的数据进行 计算。 ㈢计算各产物的产率和回收率 ⑴计算 22,27,36 的产率和回收率
? 1 ? ? 22 ? ? 27 ? ? 36 ? ? ?? 1?1 pb ? ? 22 ? 22 pb ? ? 27 ? 27 pb ? ? 36 ?36 pb ?? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? 22 22 zn 27 27 zn 36 36 zn ? 1 1zn

? 22 =

? ?1 ? ?? ?1 pb-?36 pb ? ? ?27 zn-?36 zn ?-? ?1zn-?36 zn ? ? ? 27 pb-?36 pb ??

??

22 pb

-?36 pb ? ? ?27 zn-?36 zn ?-? ? 22 zn-?36 zn ? ? ? 27 pb-?36 pb ?

30



100 ? ? ?? 2.187-0.126 ?? 56.11-0.265 ?-? 8.79-0.265 ?? 0.429-0.126 ? ? ?

? 79.91-0.126 ?? 56.11-0.265 ?-? 2.82-0.265 ?? 0.429-0.126 ?

=2.52℅
? 27 =
? ?1 ? ?? ? 22 pb-?36 pb ? ? ?1zn-?36 zn ?-? ?1 pb-?36 pb ? ? ? 22 zn-?36 zn ??

??

22 pb

-?36 pb ? ? ? 27 zn-?36 zn ?-? ? 22 zn-?36 zn ? ? ? 27 pb-?36 pb ?



100 ? ? ?? 79.91-0.126 ?? 8.79-0.265 ?-? 2.187-0.126 ?? 2.82-0.265 ? ? ?

? 79.91-0.126 ?? 56.11-0.265?-? 2.82-0.265?? 0.429-0.126 ?

=15.15℅
? 36 = ? 1 - ? 22 - ? 27 =100-2.52-15.15=82.33℅

? 22 pb ?
? 27 pb ?

?22 pb? 22 79.91? 2.52 ? ? 2.82 ? 2.52 ? 0.81% ? ? 92.08% , ? 22 zn ? 22 zn 22 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187
?27 pb? 27 0.429 ?15.15 ? ? 56.11?15.15 ? 96.71% ? ? 2.97% , ? 27 zn ? 27 zn 27 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

? 36 pb ?

?36 pb? 36 0.126 ? 82.33 ? ? 0.265 ? 82.33 ? 2.48% ? ? 4.95% , 36 zn ? 36 zn 36 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

校核: ? 22 pb + ? 27 pb + ? 36 pb =92.08+2.97+4.95=100℅
? 22 zn + ? 27 zn + ? 36 zn =0.81+96.71+2.48=100℅

⑵计算 18 和 23 的产率和回收率
? 18 ? ? 22 ? ? 23 ? ? ?? 18 ?18 pb ? ? 22 ? 22 pb ? ? 23? 23 pb
? 18 =

??

22 pb

-? 23 pb ? ? 22

?18 pb-? 23 pb



? 79.91-69.30 ? ? 2.52
73.09-69.30

=7.05℅
? 23 = ? 18 - ? 22 =7.05-2.52=4.53℅
31

?18 pb ? ? 23 pb ?

?18 pb? 18 73.09 ? 7.05 ? ? 5.97 ? 7.05 ? 4.79% ? ? 235.61% , ?18 zn ? 18 zn 18 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187 ?23 pb? 23 69.30 ? 4.53 ? ? 7.70 ? 4.53 ? 3.98% ? ? 143.53% , ? 23 zn ? 23 zn 23 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

校核: ? 22 pb + ? 23 pb =143.53+92.08=235.61℅
? 22 zn + ? 23zn =0.81+3.98=4.79℅

⑶计算 13 和 19 的产率和回收率
? 17 ? ? 13 ? ? 23 ? ? ? 17 ? ? 18 ? ? 19 ? ? ? 18 ? ? 19 ? ? 13 ? ? 23 ? ?? 18 ?18 pb ? ? 19 ?19 pb ? ? 13 ?13 pb ? ? 23 ? 23 pb ?

? 13 =

??

18 pb

-?19 pb ? ? 18-? ? 23 pb-?19 pb ? ? 23

?13 pb-?19 pb



? 73.09-53.91? ? 7.05-? 69.30-53.91? ? 4.53
56.13-53.91

=29.51℅
? 19 = ? 13 + ? 23 - ? 18 =29.51+4.53-7.05=26.99℅

?13 pb ?
?19 pb ?

?13 pb? 13 56.13 ? 29.51 ? ? 15.13 ? 29.51 ? 50.79% ? ? 757.38% , ?13 zn ? 13 zn 13 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187
?19 pb? 19 53.91? 26.99 ? ? 16.78 ? 26.99 ? 49.98% ? ? 655.30% ?19 zn ? 19 zn 19 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

校核: ? 17 = ? 13 + ? 23 =29.51+4.53=34.04℅
? 17 = ? 18 + ? 19 =7.05+26.99=34.04℅

?13 pb + ? 23 pb =757.38+143.53=900.91℅ ?18 pb + ?19 pb =235.61+665.30=900.91℅
?13zn + ? 23zn =50.79+3.98=54.77℅ ?18 zn + ?19 zn =4.79+49.98=54.77℅
32

⑷计算 7 和 14 的产率和回收率
? 11 ? ? 7 ? ? 19 ? ? ? 11 ? ? 13 ? ? 14 ? ? ? 13 ? ? 14 ? ? 7 ? ? 9 ? ?? 13 ?13 pb ? ? 14 ?14 pb ? ? 7 ? 7 ? ? 9 ?9 pb ?

?7 =

??

13 pb

-?14 pb ? ? 13-? ?19 pb-?14 pb ? ? 19

? 7 pb-?14 pb



? 56.13-38.53? ? 29.51-? 53.91-38.53? ? 26.99
44.87-38.53

=16.45℅
? 14 = ? 7 + ? 19 - ? 13 =16.45+26.99-29.51=13.93℅

? 7 pb ?

?7 pb? 7 44.87 ?16.45 ? ? 19.83 ?16.45 ? 37.11% ? ? 337.50% , ? 7 zn ? 7 zn 7 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

?14 pb ?

?14 pb? 14 38.53 ?13.93 ? ? 22.90 ?13.93 ? 32.32% ? ? 245.42% , ?14 zn ? 14 zn 14 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

校核: ? 11 = ? 7 ? ? 19 =16.45+26.99=43.44℅
? 11 = ? 13 ? ? 14 =29.51+13.93=43.44℅

? 7 pb + ?19 pb =337.50+665.30=1002.80℅
?13 pb + ?14 pb =757.38+245.42=1002.80℅
? 7 zn + ?19 zn =37.11+49.98=87.09℅

?13zn + ?14 zn =54.77+32.32=87.09℅

⑸计算 3 和 8 的产率和回收率
? 5 ? ? 3 ? ? 14 ? ? ?5 ? ?7 ? ?8 ? ? ? 7 ? ? 8 ? ? 3 ? ? 14 ? ?? 7 ? 7 pb ? ? 8 ?8 pb ? ? 3 ?3 pb ? ? 14 ?14 pb ?
33

?3 =

??

7 pb

-?8 pb ? ? 7-? ?14 pb-?8 pb ? ? 14

?3 pb-?8 pb



? 44.87-21.80 ? ?16.45-? 38.53-21.80 ? ?13.93
24.51-21.80

=50.04℅
? 8 = ? 3 + ? 14 - ? 7 =54.04+13.931-6.45=51.52℅

? 3 pb ? ? 8 pb ?

?3 pb? 3 24.51? 54.04 ? ? 30.99 ? 54.04 ? 190.52% ? ? 605.63% , ? 3 zn ? 3 zn 3 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187 ?8 pb? 8 21.80 ? 51.52 ? ? 32.27 ? 51.52 ? 185.73% ? ? 513.55% , ? 8 zn ? 8 zn 8 ? ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

? 5 ? ? 3 ? ? 14 =54.04+12.93=67.97℅

? 5 ? ? 7 ? ? 8 =16.45+51.52=67.97℅

? 3 pb + ?14 pb =605.63+245.42=851.05℅
? 7 pb + ? 8 pb =337.50+513.55=851.05℅
? 3 zn + ?14 zn =190.52+32.32=222.84℅ ? 7 zn + ? 8 zn =37.11+185.73=222.84℅

⑹计算 34 和 35 的产率和回收率
? 34 ? ? 35 ? ? 36 ? ? ?? 34 ?34 zn ? ? 35 ? 35 zn ? ? 36 ? 36 zn

? 34 =

? ?36 zn-?35 zn ? ? 36
?34 zn-?35 zn



? 0.265-7.21? ? 82.33
0.39-7.21

=83.84℅
? 35 = ? 34 - ? 36 =83.84-82.33=1.51℅

34

? 34 zn ?

? ? ?34 zn? 34 0.39 ? 83.84 0.14 ? 83.84 ? ? 3.72% , ? 34 pb ? 34 pb 34 ? ? 5.37% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

? 35 zn ?

? pb? ?35 zn? 35 7.21?1.51 , ? 35 pb ? 53 53 ? ? 1.21% , ?1zn 8.79 ?1 pb

?

0.895 ?1.51 ? 0.42% 2.187

校核: ? 34 zn - ? 35 zn =3.72-1.24=2.48℅
? 34 pb - ? 35 pb =5.37-0.42=4.95℅

⑺计算 31 和 33 的产率和回收率
? 32 ? ? 31 ? ? 35 ? ? ? 32 ? ? 33 ? ? 34 ? ? ? 33 ? ? 34 ? ? 31 ? ? 35 ? ? ?? 33 ?33 zn ? ? 34 ?34 zn ? ? 31?31zn ? ? 35 ?35 zn
? 31 =

? ?34 zn-?33zn ? ? 34-? ?35 zn-?33zn ? ? 35
?31zn-?33 zn



? 0.39-16.90 ? ? 83.84-? 7.21-16.90 ? ?1.51
1.69-16.90

=90.04℅
? 33 = ? 31 + ? 35 - ? 34 =90.04+1.51-83.84=7.71℅
? 31zn ? ? 33 zn ?

? ? ?31zn? 31 1.69 ? 90.04 0.196 ? 90.04 ? ? 17.31% , ? 31 pb ? 31 pb 31 ? ? 8.07% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187
? ? ?33 zn? 33 16.90 ? 7.71 0.947 ? 7.71 ? ? 14.80% , ? 33 pb ? 33 pb 33 ? ? 3.12% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

校核:
? 32 ? ? 31 ? ? 35 =90.04+1.51=91.55℅ ? 32 ? ? 33 ? ? 34 =7.71+83.84=91.55℅

? 33zn + ? 34 zn =17.31+1.21=18.52℅
? 7 zn + ? 8 zn =14.80+3.72=18.52℅
35

? 31 pb + ? 35 pb =8.07+0.42=8.49℅
? 33 pb + ? 34 pb =3.12+5.37=8.49℅

⑻计算 26 和 29 的产率和回收率
? 30 ? ? 26 ? ? 33 ? ? ? 30 ? ? 29 ? ? 31 ? ? ? 29 ? ? 31 ? ? 26 ? ? 33 ? ? ?? 29 ? 29 zn ? ? 31?31zn ? ? 26 ? 26 zn ? ? 33 ?33 zn

? 31 =

? ?31zn-?29 zn ? ? 34-? ?33zn-?29 zn ? ? 33
?26 zn-?29 zn



?1.69-35.83? ? 90.04-?16.90-35.83? ? 7.71
4.85-35.83

=94.51℅
? 29 = ? 26 + ? 33 - ? 31 =94.51+7.71-90.04=12.18℅
? 26 zn ?

? ? ?26 zn? 26 4.85 ? 94.51 0.202 ? 94.51 ? ? 52.15% , ? 26 pb ? 26 pb 26 ? ? 8.73% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187 ? ? ?29 zn? 29 35.83 ?12.18 0.714 ?12.18 ? ? 49.64% , ? 29 pb ? 29 pb 29 ? ? 3.78% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

? 29 zn ?

校核:
? 30 ? ? 26 ? ? 33 =94.51+7.71=102.22℅ ? 30 ? ? 29 ? ? 31 =12.18+94.04=102.22℅
? 26 zn + ? 33zn =52.15+14.80=66.95℅ ? 29 zn + ? 31zn =49.64+17.31=66.95℅

? 26 pb + ? 33 pb =8.73+3.12=11.85℅ ? 29 pb + ? 31 pb =3.78+8.07=11.85℅
36

⑼计算 25 和 28 的产率和回收率
? 25 ? ? 27 ? ? 28 ? ? ?? 25 ? 25 zn ? ? 27 ? 27 zn ? ? 28 ? 28 zn
? 25 =

? ?27 zn-?28 zn ? ? 27
? 25 zn-?28 zn



?56.11-42.59 ? ?15.15
49.57-42.59

=29.34℅
? 28 = ? 25 - ? 27 =29.34-15.15=14.19℅
? 25 zn ?

? ? ? 25 zn? 25 49.57 ? 29.34 0.481? 29.34 ? ? 165.46% , ? 25 pb ? 25 pb 25 ? ? 6.45% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187 ? pb? ?28 zn? 28 42.59 ?14.19 , ? 28 pb ? 82 82 ? ? 68.75% , ?1zn 8.79 ?1 pb
? 0.536 ?14.19 ? 3.48% 2.187

? 28 zn ?

校核: ? 25 zn - ? 28 zn =165.46-68.75=96.71℅
? 25 pb - ? 28 pb =6.45-3.48=2.97℅

⑽计算 21 的产率和回收率
? 25 + ? 26 = ? 21 + ? 28 + ? 29
? 21 = ? 25 + ? 26 - ? 28 - ? 29 =29.34+94.51-14.19-12.18=87.48℅
? 21zn ?

? ? ?21zn? 21 8.94 ? 97.48 0.173 ? 97.48 ? ? 99.22% , ? 21 pb ? 21 pb 21 ? ? 7.92% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

? 25 zn + ? 36 zn =165.46+52.15=217.61℅

? 21zn + ? 28 zn + ? 29 zn =99.22+68.75+49.64=217.61℅

? 25 pb + ? 26 pb =6.45+8.73=15.18℅

? 21 pb + ? 28 pb + ? 29 pb =7.92+3.48+3.78=15.18℅
37

⑾计算 16 和 20 的产率和回收率
? 16 ? ? 20 ? ? 21 ? ? ?? 16 ?16 zn ? ? 20 ? 20 zn ? ? 21? 21zn
? 16 =

? ?21zn-?20 zn ? ? 21
?16 zn-?20 zn



? 8.94-35.61? ? 97.48
13.14-35.61

=115.70℅
? 20 = ? 16 - ? 21 =115.70-97.48=18.22℅
?16 zn ?

? ? ?16 zn? 16 13.14 ?115.70 0.789 ?115.70 ? ? 172.96% ?16 pb ? 16 pb 16 ? ? 41.74% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

? 20 zn ?

? ? ? 20 zn? 20 35.61?18.22 4.12 ?18.22 ? ? 73.74% , ? 20 pb ? 20 pb 20 ? ? 33.82% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

校核: ?16 zn - ? 20 zn =3.72-1.24=2.48℅
?16 pb - ? 20 pb =41.74-33.82=7.92℅

⑿计算 10 和 15 的产率和回收率
? 12 ? ? 10 ? ? 20 ? ? ? 12 ? ? 15 ? ? 16 ? ? ? 15 ? ? 16 ? ? 10 ? ? 20 ? ? ?? 15 ?15 zn ? ? 16 ?16 zn ? ? 10 ?10 zn ? ? 20 ? 20 zn

? 10 =

? ?16 zn-?15 zn ? ? 16-? ?20 zn-?15 zn ? ? 20
?10 zn-?15 zn



?13.14-35.72? ?115.70-? 35.61-35.72? ?18.22
17.07-35.72

=139.97℅
? 15 = ? 10 ? ? 20 - ? 15 =139.97+18.22-115.70=42.49
38

?10 zn ?
?15 zn ?

? ? ?10 zn? 10 17.07 ?139.97 2.26 ?139.97 ? ? 271.82% ?10 pb ? 10 pb 10 ? ? 144.64% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

? ? ?15 zn? 15 35.72 ? 42.49 7.05 ? 42.49 ? ? 172.60% ,?15 pb ? 15 pb 15 ? ? 136.72% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187

校核:
? 12 ? ? 10 ? ? 20 =139.97+18.22=158.19℅ ? 12 ? ? 15 ? ? 16 =42.49+115.70=158.19℅
?10 zn + ? 20 zn =271.82+73.74=345.56℅ ?15 zn + ?16 zn =172.60+172.96=345.56℅

?10 pb + ? 20 pb =144.64+33.82=178.46℅ ?15 pb + ?16 pb =136.72+41.74=178.46℅

⒀计算 4 和 9 的产率和回收率
? 6 ? ? 4 ? ? 15 ? ? ? 6 ? ? 9 ? ? 10 ? ? ? 9 ? ? 10 ? ? 4 ? ? 15 ? ? ?? 9 ?9 zn ? ? 10 ?10 zn ? ? 4 ? 4 zn ? ? 15 ?15 zn

?4 =

? ?10 zn-?9 zn ? ? 10-? ?15 zn-?9 zn ? ? 15
?4 zn-?9 zn



?17.07-35.15? ?139.97-? 35.72-35.15? ? 42.49
21.49-35.15

=187.03℅
? 9 = ? 4 + ? 15 - ? 10 =187.03+42.49-139.97=89.55℅
? 4 zn ?
? 9 zn ?

? ? ?4 zn? 4 21.49 ?187.03 5.33 ?187.03 ? ? 457.26% , ? 4 pb ? 4 pb 4 ? ? 455.82% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187 ? ? 10.94 ? 89.55 ?9 zn? 9 35.15 ? 89.55 ? ? 358.04% , ? 9 pb ? 9 pb 9 ? ? 449.90% ?1zn 8.79 ?1 pb 2.187
39

校核:
? 6 ? ? 4 ? ? 15 =187.03+42.49=229.52℅ ? 6 ? ? 9 ? ? 10 =89.55+139.97=229.52℅
? 4 zn + ?15 zn =457.26+172.60=629.86℅ ? 9 zn + ?10 zn =358.04+271.82=629.86℅

? 4 pb + ?15 pb =455.82+136.72=592.54℅

? 9 pb + ?10 pb =447.90+144.64=592.54℅

⒁计算 2 的产率和回收率 校核: ? 2 = ? 3 + ? 4 =54.04+187.03=241.07℅
? 2 = ? 8 + ? 9 + ? 1 =51.52+89.55+100=241.07℅
? 2 zn = ? 3 zn + ? 4 zn =605.63+455.82=1061.45℅ ? 2 zn = ? 8 zn + ? 9 zn + ?1zn =513.55+447.90+100=1061.45℅

? 2 pb = ? 3 pb + ? 4 pb =190.52+457.26=647.78℅ ? 2 pb = ? 8 pb + ? 9 pb + ?1 pb =185.73+362.05+100=647.78℅

2.4.2 计算各产物的重量 根据原矿处理量为 4000t/d,分两个系列进行选别,则每个系 列处理的原矿量为 2000 t/d,即 Q1 =2000/24=83.33 t/h,选别 流程的工作制度为每日三班,每班 8h。

⑴ Q22 = Q1 ? 22 =83.33×0.0252=2.10t/h
Q27 = Q1 ? 27 =83.33×0.1515=12.62t/h

40

Q36 = Q1 ? 36 =83.33×0.8233=68.61t/h

校核 Q22 + Q27 + Q36 =2.10+12.62+68.61=83.33t/h ⑵ Q18 = Q1 ? 18 =83.33×0.0705=5.87t/h
Q23 = Q1 ? 23 =83.33×0.0453=3.77t/h

校核 Q22 = Q18 - Q23 =5.87-3.77=2.10t/h ⑶ Q13 = Q1 ? 13 =83.33×0.2951=24.59t/h
Q19 = Q1 ? 19 =83.33×0.2699=22.49t/h

校核 Q17 = Q13 + Q23 =24.59+3.77=28.36t/h
Q17 = Q18 + Q19 =5.87+22.49=28.36t/h

⑷ Q7 = Q1 ? 7 =83.33×0.1645=13.71t/h
Q14 = Q1 ? 14 =83.33×0.1393=11.61t/h

校核 Q11 = Q7 + Q19 =13.71+22.49=36.20t/h
Q11 = Q13 + Q14 =24.59+11.61=36.20t/h

⑸ Q3 = Q1 ? 3 =83.33×0.5454=45.03t/h
Q8 = Q1 ? 8 =83.33×0.5152=42.93t/h

校核 Q5 = Q3 + Q14 =45.03+11.61=56.64t/h
Q5 = Q7 + Q8 =13.71+42.93=56.64t/h

⑹ Q34 = Q1 ? 34 =83.33×0.8384=69.87t/h
Q35 = Q1 ? 35 =83.33×0.0151=1.26t/h

校核 Q36 = Q34 - Q35 =69.87-1.26=68.61t/h ⑺ Q31 = Q1 ? 31 =83.33×0.9004=75.03t/h
Q33 = Q1 ? 33 =83.33×0.0771=6.42t/h

41

校核 Q32 = Q31 + Q35 =75.03+1.26=76.29t/h
Q32 = Q33 + Q34 =6.42+69.87=76.29t/h

⑻ Q26 = Q1 ? 26 =83.33×0.9451=78.76t/h
Q29 = Q1 ? 29 =83.33×0.1218=10.15t/h

校核 Q30 = Q26 + Q33 =78.76+6.42=85.18t/h
Q30 = Q29 + Q31 =10.15+75.03=85.18t/h

⑼ Q25 = Q1 ? 25 =83.33×0.2934=24.45t/h
Q28 = Q1 ? 28 =83.33×0.1419=11.83t/h

校核 Q27 = Q25 - Q28 =24,45-11.83=12.62t/h ⑽ Q21 = Q1 ? 21 =83.33×0.9748=81.23t/h 校核 Q24 = Q25 + Q26 =24.45+78.76=103.21t/h
Q24 = Q21 + Q28 + Q29 =81.23+11.83+10.15=103.21t/h

⑾ Q16 = Q1 ? 16 =83.33×1.1570=96.41t/h
Q20 = Q1 ? 20 =83.33×0.1822=15.18t/h

校核 Q21 = Q16 - Q20 =96.41-15.18=81.23t/h ⑿ Q10 = Q1 ? 10 =83.33×1.3997=116.64t/h
Q15 = Q1 ? 15 =83.33×01.4249=35.41t/h

校核 Q12 = Q10 + Q20 =116.64+15.18=131.82t/h
Q12 = Q15 + Q16 =35.41+96.41=131.82t/h

⒀ Q4 = Q1 ? 4 =83.33×1.8703=155.85t/h
Q9 = Q1 ? 9 =83.33×0.8955=74.62t/h

校核 Q6 = Q4 + Q15 =155.85+35.41=191.26t/h
42

Q6 = Q9 + Q10 =74.62+116.64=191.26t/h

⒁校核 Q2 = Q3 + Q4 =45.03+155.85=200.88t/h
Q2 = Q1 + Q8 + Q9 =83.33+42.93+74.62=200.88t/h

2.5

矿浆流程的计算

2. 5.1 磨矿流程 ①确定浓度 Cn

﹤1﹥必须保证的浓度 磨矿作业浓度 Cm =75℅
分级溢流浓度 Cc =45℅

﹤2﹥不可调节的浓度 原矿水分 5℅,即 Co =95℅,分级反砂浓度 Cs =80℅ ②按 Rn = 100-Cn 计算液固比 R1/ , R4/ , R5/ , Rm
Cn

R1/ =
/ = R4

100- 95 100-Co = =0.053 95 Co 100-45 100-Cc = =1.222 45 Cc

R5/ = Rm =

100-Cs = 100-80 =0.25 80 Cs
100-75 100-Cm = =0.333 75 Cm
43

③按 Wn = Qn Rn 计算水量 W1/ , W4/ , W5/ , Wm
W1/ = Q1/ R1/ =83.88×0.053=4.42(t/h)
/ / W4/ = Q4 R4 =83.33×1.222=101.83(t/h)

W5/ = Q5/ R5/ = Q1/ CR5/ =83.33×3.5×0.25=72.91(t/h)
Wm = Qm Rm = ( Q1/+Q5/ ) Rm = ( Q1/+Q1/C ) Rm = (83.33 + 83.33 × 3.5) ×

0.333 =124.87(t/h) ④按 Ln = W作业 - ?Wn 计算补加水 Lm 和 Lc
Lm = Wm - W1/ - W5/ =124.87-4.42-72.91=47.54(t/h) Lc = W4/ + W5/ - Wm =101.83+72.91-124.87=49.87(t/h)

磨矿流程不计算矿浆体积,故从略 2. 5.2 选别流程

﹤1﹥必须保证的作业浓度 铅粗选作业浓度 Cr1 =43.65℅ 锌粗选作业浓度 Cr 2 =40℅ 铅精选Ⅰ作业浓度 Ck1 =44℅ 铅精选Ⅱ作业浓度 Ck 2 =43℅ 铅精选Ⅲ作业浓度 Ck 3 =44.44℅ 铅精选Ⅳ作业浓度 Ck 4 =59.17℅ 锌精选作业浓度 Ck 5 =50.99℅ ﹤2﹥不可调节的选别精矿浓度 铅粗选精矿浓度 C3 =37.45℅ 锌粗选精矿浓度 C25 =51.55℅
44

铅精选Ⅰ精矿浓度 C7 =61.35℅ 铅精选Ⅱ精矿浓度 C13 =58.14℅ 铅精选Ⅲ精矿浓度 C18 =59.52℅ 铅精选Ⅳ精矿浓度 C22 =60.24℅ 锌精选精矿浓度 C27 =49.50℅ 铅扫选Ⅰ精矿浓度 C9 =44.25℅ 铅扫选Ⅱ精矿浓度 C15 =45.25℅ 铅扫选Ⅲ精矿浓度 C20 =22.88℅ 锌扫选Ⅰ精矿浓度 C29 =51.55℅ 锌扫选Ⅱ精矿浓度 C33 =20.75℅ 锌扫选Ⅲ精矿浓度 C35 =11.32℅ ﹤3﹥按 Rn = 100-Cn 计算液固比
Cn

Rr1 , Rr 2 , Rk1 , Rk 2 , Rk 3 , Rk 4 , Rk 5 , R3 , R7 , R13 , R18 , R22 , R9 , R15 ,
R20 , R25 , R27 , R29 , R33 和 R35

Rr1 =
Rr 2 = Rk1 =

100-43.65 100-Cr1 = =1.291 43.65 Cr1 100-40 100-Cr 2 = =1.50 40 Cr 2 100-44 100-Ck1 = =1.273 44 Ck1 100-43 100-Ck 2 = =1.326 43 Ck 2 100-44.44 100-Ck 3 = =1.250 44.44 Ck 3

Rk 2 = Rk 3 =

45

Rk 4 = Rk 5 =

100-59.17 100-Ck 4 = =0.690 59.17 Ck 4 100-50.99 100-Ck 5 = =0.961 50.99 Ck 5

R3 =
R7 =

100-37.45 100-Cr 3 = =0.670 37.45 Cr 3 100-61.35 100-Cr 7 = =0.63 61.35 Cr 7 100-58.14 100-Cr13 = =0.72 58.14 Cr13 100-59.52 100-Cr18 = =0.68 59.52 Cr18 100-60.24 100-Cr 22 = =0.66 60.24 Cr 22

R13 = R18 =
R22 = R9 =

100-44.25 100-Cr 9 = =1.26 44.25 Cr 9 100-45.25 100-C15 = =1.21 45.25 C15 100-22.88 100-C20 = =3.07 22.88 C20 100-51.55 100-C25 = =0.94 51.55 C25 100-49.50 100-C27 = =1.02 49.50 C27 100-51.55 100-C29 = =0.94 51.55 C29 100-20.75 100-C33 = =3.82 20.75 C33 100-11.32 100-C35 = =7.83 11.32 C35
46

R15 =
R20 = R25 = R27 = R29 = R33 = R35 =

﹤4﹥按 Wn = Qn Rn 计算水量 Wr1 ,Wr 2 ,Wk1 ,Wk 2 ,Wk 3 ,Wk 4 ,Wk 5 ,W3 ,
W7 , W13 , W18 , W22 , W9 , W15 , W20 , W25 , W27 , W29 , W33 和 W35

由数质量流程图得知;

Qr1 = Q2 =200.88(t/h ) Qk 1 = Q5 =56.64(t/h) Qk 3 = Q17 =28.36(t/h) Qk 5 = Q25 =24.45(t/h) Q7 =13.71(t/h) Q18 =5.87(t/h) Q9 =74.62(t/h) Q20 =15.18(t/h) Q27 =12.62(t/h) Q33 =6.42(t/h)

Qr 2 = Q24 =103.21(t/h) Qk 2 = Q11 =36.20(t/h) Qk 4 = Q18 =5.87(t/h) Q3 =45.08(t/h) Q13 =24.59(t/h) Q22 =2.10(t/h) Q15 =35.41(t/h) Q25 =24.45(t/h) Q29 =10.15(t/h) Q35 =1.26(t/h)

从而得出:
Wr1 = Qr1 Rr1 =200.88×1.291=259.34( m3 /h)

Wr 2 = Qr 2 Rr 2 =103.21×1.50=154.82( m3 /h)
W3 = Q3 R3 =45.08×0.669=30.15( m3 /h)

W4 = Wr1 - W3 =259.34-30.15=229.19( m3 /h)
Wk 1 = Qk 1 Rk1 =56.64×1.273=72.10( m3 /h)

47

W7 = Q7 R7 =13.71×0.63=8.64( m3 /h)
W8 = Wk 1 - W7 =72.10-8.64=63.46( m3 /h)

Wk 2 = Qk 2 Rk 2 =36.20×1.326=48.00( m3 /h)
W13 = Q13 R13 =24.59×0.72=17.70( m3 /h) W14 = Wk 2 - W13 =48.00-17.70=30.30( m3 /h)

Wk 3 = Qk 3 Rk 3 =28.36×1.250=35.45( m3 /h)
W18 = Q18 R18 =5.87×0.68=3.99( m3 /h) W19 = Wk 3 - W18 =35.45-3.99=31.46( m3 /h)

Wk 4 = Qk 4 Rk 4 =5.87×0.69=4.05( m3 /h)
W22 = Q22 R22 =2.10×0.66=1.39( m3 /h) W23 = Wk 4 - W22 =4.05-1.39=2.66( m3 /h)

Wk 5 = Qk 5 Rk 5 =24.45×0.961=23.50( m3 /h)
W27 = Q27 R27 =12.62×1.02=12.87( m3 /h) W25 = Q25 R25 =24.45×0.94=22.98( m3 /h) W28 = W25 - W27 =22.98-12.87=10.11( m3 /h) W29 = Q29 R29 =10.15×0.94=9.54( m3 /h) W33 = Q33 R33 =6.42×3.82=24.52( m3 /h) W35 = Q35 R35 =1.26×7.83=9.86( m3 /h) W26 = W24 - W25 = Wr 2 - W25 =154.82-22.98=131.84( m3 /h) W30 = W26 + W33 =131.84+24.52=156.36( m3 /h) W31 = W30 - W29 =156.36-9.54=146.82( m3 /h) W32 = W31 + W35 =146.82+9.86=156.68( m3 /h)

48

W34 = W32 - W33 =156.68-24.52=132.16( m3 /h) W36 = W34 - W35 =132.16-9.86=122.30( m3 /h) W21 = W24 - W28 - W29 =154.82-10.11-9.54=135.17( m3 /h) W20 = Q20 R20 =15.18×3.07=46.60( m3 /h) W16 = W21 + W20 =135.17+46.60=181.77( m3 /h) W15 = Q15 R15 =35.41×1.21=42.85( m3 /h) W12 = W15 + W16 =42.85+181.77=224.62( m3 /h) W10 = W12 - W20 =224.62-46.60=178.02( m3 /h)

W9 = Q9 R9 =74.62×1.26=94.02( m3 /h) W6 = W9 + W10 =94.02+178.02=272.04( m3 /h) W4 = W6 - W15 =272.04-42.85=229.19( m3 /h)

﹤5﹥按 Ln = W作业 - ?Wn 计算补加水 Lr1 ,Lr 2 和 Lk1 ,Lk 2 ,Lk 3 ,Lk 4 ,Lk 5
( m3 Lr1 = Wr1 - W4/ - W8 - W9 =259.34-101.83-63.46-94.02=0.03 /h) ( m3 / Lr 2 = Wr 2 - W21 - W28 - W29 =154.82-135.17-10.11-9.54=0 h)
Lk1 = Wk 1 - W3 - W14 =72.10-30.15-30.30=11.65( m3 /h)
Lk 2 = Wk 2 - W7 - W19 =48.00-8.64-31.46=7.90( m3 /h) Lk 3 = Wk 3 - W13 - W23 =35.45-17.70-2.66=15.09( m3 /h) Lk 4 = Wk 4 - W18 =4.05-3.99=0.06( m3 /h) Lk 5 = Wk 5 - W25 =23.50-22.98=0.02( m3 /h)
1 ﹤6﹥按 Vn = Q( 计算水量 Vr1 ,Vr 2 ,Vk1 ,Vk 2 ,Vk 3 ,Vk 4 ,Vk 5 ,Vn n Rn+ )

?

49

1 3 ? 1 1 Vr 2 = Q24 ( Rr 2 + )=103.21×(1.50+ )=189.22( m3 /h) 3 ? 1 1 Vk1 = Q5 ( Rk1 + )=56.64×(1.273+ )=90.98( m3 /h) 3 ? 1 1 Vk 2 = Q11 ( Rk 2 + )=36.20×(126.3+ )=60.07( m3 /h) 3 ? 1 1 Vk 3 = Q17 ( Rk 3 + )=28.36×(1.250+ )=44.90( m3 /h) 3 ? 1 1 Vk 4 = Q18 ( Rk 4 + )=5.87×(0.69+ )=6.01( m3 /h) 3 ? 1 1 Vk 5 = Q25 ( Rk 5 + )=24.4×(0.961+ )=31.65( m3 /h) 3 ? 1 1 V3 = Q3 ( R3 + )=45.08×(0.669+ )=45.16( m3 /h) 3 ?

Vr1 = Q2 ( Rr1 +

1

)=200.88×(1.291+ )=326.30( m3 /h)

V4 = Vr1 - V3 =326.30-45.16=281.14( m3 /h) V7 = Q7 ( R7 +
1

?

)=13.71×(0.63+ )=13.21( m3 /h)

1 3

V8 = Vk1 - V7 =90.98-13.21=77.77( m3 /h) V13 = Q13 ( R13 +
1

?

)=24.59×(0.72+ )=25.90( m3 /h)

1 3

V14 = Vk 2 - V13 =60.07-25.90=34.17( m3 /h) V18 = Q18 ( R18 +
1

?

)=5.87×(0.68+ )=5.95( m3 /h)

1 3

V19 = Vk 3 - V18 =44.90-5.95=38.95( m3 /h) V22 = Q22 ( R22 +
1

?

)=2.10×(0.66+ )=2.09( m3 /h)

1 3

V23 = Vk 4 - V22 =6.01-2.09=3.92( m3 /h) V27 = Q27 ( R27 + V25 = Q25
1 3 ? 1 1 ( R25 + )=24.45×(0.94+ )=31.13( m3 /h) 3 ? 1

)=12.62×(1.02+ )=17.08( m3 /h)

V28 = V25 - V27 =31.13-17.08=14.05( m3 /h) V29 = Q29 ( R29 + V33 = Q33 ( R33 +
1

?
1

)=10.15×(0.94+ )=12.92( m3 /h) )=6.42×(3.82+ )=26.66( m3 /h)
50

1 3

?

1 3

V35 = Q35 ( R35 +

1

?

)=1.26×(7.83+ )=10.28( m3 /h)

1 3

V26 = V24 - V25 = Vr 2 - V25 =189.22-31.13=158.09( m3 /h) V30 = V26 + V33 =158.09+26.66=184.75( m3 /h) V31 = V30 - V29 =184.75-12.92=171.83( m3 /h) V32 = V31 + V35 =171.83+10.28=182.11( m3 /h) V34 = V32 - V33 =182.11-26.66=155.45( m3 /h) V36 = V34 - V35 =155.45-10.28=145.17( m3 /h) V21 = V24 - V28 - V29 =189.22-14.05-12.92=162.25( m3 /h) V20 = Q20 ( R20 +
1

?

)=15.18×(3.07+ )=51.66( m3 /h)

1 3

V16 = V21 + V20 =162.25+51.66=213.91( m3 /h) V15 = Q15 ( R15 +
1

?

)=35.41×(1.21+ )=54.65( m3 /h)

1 3

V12 = V15 + V16 =54.65+213.91=268.56( m3 /h) V10 = V12 - V20 =268.56-51.66=16.90( m3 /h) V9 = Q9 ( R9 +
1

?

)=74.62×(1.26+ )=118.89( m3 /h)

1 3

V6 = V9 + V10 =118.89+16.90=335.79( m3 /h) V4 = V6 - V15 =335.79-54.65=281.14( m3 /h)

﹤7﹥按下式计算某些作业和产物中未知浓度 Cn 和液固比 Rn
C8 =
100 100 = =40.35℅ W8 63.46 1+ 1+ Q8 42.93

R8 =1.48

C14 =

100 100 = =27.70℅ W14 30.30 1+ 1+ Q14 11.61

R14 =2.61

51

C19 =

100 100 = =41.69℅ W19 31.46 1+ 1+ Q19 22.49

R19 =1.40

C23 =

100 100 = =58.63℅ W23 2.66 1+ 1+ Q23 3.77 100 100 = =53.92℅ W28 10.11 1+ 1+ Q28 11.83 100 100 = =37.40℅ W 131.84 1+ 26 1+ Q26 78.76 100 100 = =35.62℅ W30 156.36 1+ 1+ Q30 85.18 100 100 = =33.82℅ W31 146.82 1+ 1+ Q31 75.03
100 100 = =32.74℅ W32 156.68 1+ 1+ Q32 76.29 100 100 = =34.58℅ W34 132.16 1+ 1+ Q34 69.87 100 100 = =35.94℅ W 122.30 1+ 36 1+ Q36 68.61 100 100 = =37.53℅ W21 135.17 1+ 1+ Q21 81.23 100 100 = =34.66℅ W16 181.77 1+ 1+ Q16 96.41

R23 =0.70

C28 =

R28 =0.85

C26 =

R26 =1.67

C30 =

R30 =1.83

C31 =

R31 =1.96

C32 =

R32 =2.05

C34 =

R34 =1.89

C36 =

R36 =1.78

C21 =

R21 =1.66

C16 =

R16 =1.88

52

C12 =

100 100 = =36.98℅ W12 224.62 1+ 1+ Q12 131.82

R12 =1.70

C10 =

100 100 = =39.58℅ W10 178.02 1+ 1+ Q10 116.64

R10 =1.52

C6 =

100 100 = =41.28℅ W6 272.04 1+ 1+ Q6 191.26

R6 =1.42

C4 =

100 100 = =40.48℅ W 229.19 1+ 4 1+ Q4 155.85

R4 =1.47

﹤8﹥按下式计算工艺过程补加总水量 ? L
? L = ? Wk - Wo = W22 + W27 + W36 - W1/

=1.39+12.87+122.30-101.83 =34.73( m3 /h) 校核: ? L = Lr1 + Lr 2 + Lk1 + Lk 2 + Lk 3 + Lk 4 + Lk 5 =0.03+0+11.65+7.9+15.09+0.06+0.02 =34.73( m3 /h)

﹤9﹥按下式计算选矿厂总耗水量 ? L0
? L0 =(1.1~1.15) ? L =1.13×34.73=39.24( m3 /h)

﹤10﹥按下式计算选别流程单位耗水量(未含磨矿流程)Wg
Wg =
? L0 39.24 = =0.47? m3 /(t.h)? 83.33 Q

2.6 磨矿设备的选择和计算

1.已知 W总 =4000t/d,根据磨矿车间的工作制度为每天三个班,每
53

班 8 个小时,则入磨的干矿量为 Q=

4000 =166.67 t/h,给矿粒度为 3? 8

12~0mm,球磨给矿中—200 目占 5﹪,分级溢流中—200 目占 65﹪。 现场为 1500×3000 的格子型球磨机,Qo =8 t/h,Vo =4.5 给矿粒度为 40~0mm,球磨给矿中—200 目占 5﹪,分级溢流中—200 目占 65﹪。

2.⑴根据现场生产条件及已知条件,优先选择与现场相适应磨机类 型,固采用格子型球磨机,可能的方案有:
方案编号 球磨机规格及 型号 MQG1500 3000 MQG2100 2200 MQG2100 3000 MQG2700 2100 MQG2700 2700 MQG2700 3600 MQG3200 3000 MQG3200 3600 MQG3200 4500 MQG3600 3900 MQG3600 4500 MQG3600 6000 × × × × × × × × × × × × 球磨有效 容积 ( m3 ) 4.4 6.5 9 10.1 14 18.5 21.8 26.2 31 36 41 57 95 155 210 260 310 400 500 630 800 1000 1250 1600 18.00 43.15 45.47 61.0 64.0 69.0 108.0 139.5 136 145.0 152.0 189.0 55000 135000 135000 262000 280000 290000 360000 400000 480000 500000 660000 700000 功率(kw) 重量(t) 价值 (元) 备注

Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅵ Ⅶ Ⅷ Ⅸ Ⅹ Ⅺ Ⅻ

54

⑵计算各种不同规格磨机单位容积生产能力 q 值;按公式 V =
Q( ? 溢-?给 ) q

计算各磨机的总容积;计算各磨机所需台数,负荷率,总

功率,总重,总价值。 磨机的产生能力 q= K1 K 2 K 3 K 4 q0 , q0 =
Q(?2-?1 ) V0

由已知条件可得 Q=8, ?2 =65, ?1 =5, Vo =4.5
q0 =
8 ? (0.65-0.05) =1.07 4.5

式中, K1 ,查表 5—13 得, K1 =1.0
K3 ,查表 5—16 得, K3 =1.0 K 4 ,查表 5—17,
60 ? 65 65 ? 72 ,得 m/ =0.82 ? / / 0.85 ? m m ? 0.81

60 ? 65 65 ? 72 ? ,得 m =0.97 1.0 ? m m ? 0.93

K4 =

0.97 m = =1.18 / 0.82 m

K 2 是磨机的直径校正系数,磨机直径不同,其校正系数也不同,查表

5—15 可得出各磨机的校正系数。
方 案 编 号 球磨机规 格及型号 球磨有 效容积 直径校 正系数 q值 t / ( 总 容 积 台 负 荷 数 率% 总功 率 ( k w) 总重量 (t) 总 备 价 注 值 ( 万 元) 104 .5 135 108

m3

m3

m3 .
h) MQG150 0×3000 MQG210 0×2200 MQG210 0×3000 4.4 6.5 9 1.00 1.22 1.22 1.26 1.54 1.54 79.37 64.94 64.94 1 9 1 0 8 94.94 99.90 90.19

Ⅰ Ⅱ Ⅲ

1805 1550 1680

342 431.5 363.76

55

Ⅳ Ⅴ Ⅵ

MQG270 0×2100 MQG270 0×2700 MQG270 0×3600 MQG320 0×3000 MQG320 0×3600 MQG320 0×4500 MQG360 0×3900 MQG360 0×4500 MQG360 0×6000

10.1 14 18.5

1.45 1,45 1.45

1.83 1.83 1.83

54.65 54.65 54.65

6 4 3

90.18 97.59 98.47

1560 1240 1200

366 256 207

157 .2 112 87

Ⅶ Ⅷ Ⅸ Ⅹ Ⅺ Ⅻ

21.8 26.2 31 36 41 57

1.52 1.52 1.52 1.55 1.55 1.55

1.92 1.92 1.92 1.96 1.96 1.96

52.08 52.08 52.08 51.02 51.02 51.02

3 2 2 2 2 1

79.63 99.39 84.00 70.86 62.22 89.51

1500 1260 1600 2000 2500 1600

324 279 272 290 304 189.0

108 80 96 100 132 70

根据以上计算,方案Ⅷ与系列数相应,且经济,因此 选择方案Ⅷ较合理 3.磨矿设备选择计算表
序号 作业 名称 设备名称 及规格 台数 给矿 粒度 mm 产品 粒度 - 200 目% 6 65 计算 的主 要指 标 需要 的有 效容 积 选择 的有 效容 积 设备 的单 位处 理量 t/h 10 负荷 率% 备注

m3
7 8 54.65

m3
9 26.2

1

2 磨矿

3 MQG3200 ×3600

4 2

5

11 99.39

12

2.7 分级设备的选择和计算 1.分级设备有:螺旋分级机,水力旋流器,细筛等,从分级的处理量 来看,可优先考虑螺旋分级机
56

根据磨矿溢流粒度要求-200 目占 65﹪, 经查表可知其分级粒度 ≤0.2mm,因而选择高堰式螺旋分级机 由公式 D=-0.08+0.103 式中,Q=2000t/d , ?2 =3.0, ? 1 =2.7 K1 ,根据公式 5—37, K1 =1+0.5( ? 2 - ? 1 )
K1 =1+0.5×(3.0-2.7)=1.15
Q mK1 K 2

K 2 ,查表 5—18 得, K 2 =1.0

m 为螺旋分级机的螺旋个数

当 m=1 时,D=-0.08+0.103×

2000 =4.21m,由于单螺旋 1?1.15 ?1.0

旋分级机的最大直径为 2.4m,因而 m=1 不可取。 当 m=2 时,D=-0.08+0.103×
2000 =2.95m 1?1.15 ? 2.0

2.根据直径 D 的大小,可选择方案有: 2FG—30≤3000 高堰式螺旋分级机 负荷率=
2.95 计算的螺旋直径 ×100%= ×100%=98.33% 3 选择的螺旋直径

验算: Q1 =135m K1 n D3 =135×2×1.15×3.2× 33 =26827.20 (t/d) 3.分级设备选择计算表
序号 作 业 设备名 名称 称及规 格 台数 溢 流 粒 度 mm 矿 石 密度 t / 设 备 的 处 理量 t /(h. 台) 7 流 程 的 给 矿量 t /h 8 负 荷 率% 备注

m3
1 2 3 4 5
57

6

9

10

分级

2FG—30 ≤3000

2

- 200 目 占 65﹪

3.0

1785

2000

98.33

2.8 浮选设备的选择和计算 2.8.1 浮选设备的选择和计算 1.浮选时间
浮 选 阶 段 设 计 浮 选 时 间 铅 粗 选 锌 粗 选 铅 精 选 Ⅰ 铅 精 选 Ⅱ 铅 精 选 Ⅲ 铅 精 选 Ⅳ 锌 精 选 铅 扫 选 Ⅰ 铅 扫 选 Ⅱ 铅 扫 选 Ⅲ 锌 扫 选 Ⅰ 锌 扫 选 Ⅱ 锌 扫 选 Ⅲ

9

9

10 10 8

8

6

7

8

8

7

8

8

2.根据 V ? 机槽数 ⑴铅粗选
V?

1 K1 ? Q ? ( R ? ) 60

? ? K1 ?Vn 计算矿浆体积;根据 n ? Vt 计算浮选
60
KvV0

1 K1 ? Qr1 ? ( Rr1 ? ) 60

? ? K1 ?Vr1 = 326.30 =5.44( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 5.44 ? 9 =7.2≈8 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈4 n ≈4
58

⑵锌粗选
V? 1 K1 ? Qr 2 ? ( Rr 2 ? ) 60

? ? K1 ?Vr 2 = 189.22 =3.15( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 3.15 ? 9 =4.17≈5 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈2 n ≈2

⑶铅精选Ⅰ
V? 1 K1 ? Qk1 ? ( Rk1 ? ) 60

? ? K1 ?Vk1 = 90.98 =1.52( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—80

浮选机槽数 n=
Vt 1.52 ?10 =2.23≈2 = K vV0 0.85 ? 8.0

n≈1 n≈2

⑷铅精选Ⅱ
V? 1 K1 ? Qk 2 ? ( Rk 2 ? ) 60

? ? K1 ?Vk 2 = 60.07 =1.00( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ②

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 1.0 ?10 = =1.47≈2 K vV0 0.85 ? 8

n ≈1
59



XJQ—80

n≈2

⑸铅精选Ⅲ
V? 1 K1 ? Qk 3 ? ( Rk 3 ? ) 60

? ? K1 ?Vk 3 = 44.90 =0.75( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJ—58

浮选机槽数 n=
Vt 0.75 ? 8 =0.88≈1 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈1 n≈2

⑹铅精选Ⅳ
V? 1 K1 ? Qk 4 ? ( Rk 4 ? ) 60

? ? K1 ?Vk 4 = 6.01 =0.10( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJ—6

浮选机槽数 n=
Vt 0.10 ? 8 =0.12≈1 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈1 n≈2

⑺锌精选
V? 1 K1 ? Qk 5 ? ( Rk 5 ? ) 60

? ? K1 ?Vk 5 = 31.65 =0.53( m3 /min)
60
60

方案编号

浮选机规格型号

浮选机槽数

60

① ② ③

XJQ—80 XJQ—160 XJ—28

n=

Vt 0.53 ? 6 =0.47≈1 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈1 n ≈2

⑻铅扫选Ⅰ
V? 1 K1 ? Q6 ? ( R6 ? ) 60

? ? K1 ?V6 = 335.79 =5.59( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 5.59 ? 7 =5.75≈6 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈4 n ≈4

⑼铅扫选Ⅱ
V? 1 K1 ? Q12 ? ( R12 ? ) 60

? ? K1 ?V12 = 268.56 =4.48( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 4.48 ? 8 =5.27≈6 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈3 n ≈3

⑽铅扫选Ⅲ

61

V?

1 K1 ? Q16 ? ( R16 ? ) 60

? ? K1 ?V16 = 213.91 =3.56( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 3.56 ? 8 =4.19≈5 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈2 n ≈2

⑾锌扫选Ⅰ
V? 1 K1 ? Q30 ? ( R30 ? ) 60

? ? K1 ?V30 = 184.75 =3.07( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 3.07 ? 7 =3.16≈4 = K vV0 0.85 ? 8

n ≈2 n ≈2

⑿锌扫选Ⅱ
V? 1 K1 ? Q32 ? ( R32 ? ) 60

? ? K1 ?V32 = 182.11 =3.03( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 3.03 ? 8 = =3.56≈4 K vV0 0.85 ? 8

n =2 n =2
62

⒀锌扫选Ⅲ
V? 1 K1 ? Q34 ? ( R34 ? ) 60

? ? K1 ?V34 = 155.45 =2.59( m3 /min)
60
60

方案编号 ① ② ③

浮选机规格型号 XJQ—80 XJQ—160 XJQ—160

浮选机槽数 n=
Vt 2.59 ? 8 =3.04≈4 = K vV0 0.85 ? 8.0

n≈2 n≈2

3.浮选机技术性能
类型 机械搅拌 式浮选机 型号 XJ—6 XJ—28 XJ—58 XJQ—80 XJQ—160 单槽有效 容积 0.62 2.8 5.8 8 16 外形尺寸 mm 长 宽 高 1831 2295 2485 2875 3670 各阀门宽 度 均 取 658mm。 2282 (2 槽) 1740 3995 (2 槽) 2565 4672 (2 槽) 3250 4406 (2 槽) 3000 2820 (1 槽) 3800 备注

4.根据计算,列出各方案的经济对比表:

作业名称

方案①

计 算 的 槽 数

选定 的槽 数 8 6 2 2

方案②

计算 的槽 数

选 定 方案③ 的槽 数 4 2 2 2 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—80 XJQ—80

计算 的槽 数 4 2 2 2

选定 的槽 数 4 2 2 2

备注

铅粗选 锌粗选 铅精选Ⅰ 铅精选Ⅱ

XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80

8 5 2 2

XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160

4 2 1 1

63

铅精选Ⅲ 铅精选Ⅳ 锌精选 铅扫选Ⅰ 铅扫选Ⅱ 铅扫选Ⅲ 锌扫选Ⅰ 锌扫选Ⅱ 锌扫选Ⅲ

XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80 XJQ—80

1 1 1 7 6 5 4 4 4

2 2 2 8 6 6 4 4 4

XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160

1 1 1 4 3 2 2 2 2

2 2 2 4 4 2 2 2 2

XJ—58 XJ—6 XJ—28 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160 XJQ—160

2 2 2 4 3 2 2 2 2

2 2 2 4 4 2 2 2 2

总价值

58000×56=3248000

60000×32=1920000

58000 × 4 ﹢ 60000 × 22 ﹢ 20000﹢2600×2﹢10600= 1587800

由上表可得知方案③较合理, 5.浮选设备选择计算表:

序 号

作 业 名 称

流程矿量及矿浆流量

浮选时间 min

浮选机

处 理 单 位 矿 量

备 注

64

总矿量 t/h

总流量

矿浆

设 计 计 算 的

实 际 选 定 的

型 号

容 积

计 算 的 槽 数

选 定 的 槽 数

所 需 浮 选 机 容 积

m3 /h 浓
度%

m3
/ 槽

m3
/ (t .h) 1 2 铅 粗 选 锌 粗 选 铅 精 选 Ⅰ 铅 精 选 Ⅱ 铅 精 选 28.36 44.90 44.4 4 8 13.1 XJ —5 8
65

3 200.88

4 326.30

5 43.6 5

6 9

7 10

8 XJQ —1 60

9 16

10 4

11 4

12 0.32

13

103.21

189.22

40

9

8.6

XJQ —1 60

16

2

2

0.31

56.64

90.98

44

10

8.9

XJQ —8 0

8

2

2

0.28

36.20

60.07

43

10

13.6

XJQ —8 0

8

2

2

0.44

5.8

2

2

0.41

Ⅲ 铅 精 选 Ⅳ 锌 精 选 铅 扫 选 Ⅰ 铅 扫 选 Ⅱ 铅 扫 选 Ⅲ 锌 扫 选 Ⅰ 锌 扫 选 Ⅱ 锌 69.87 155.45 34.5 8 10.5 XJQ 16 2 2 0.46 76.29 182.11 32.7 4 8 10.5 XJQ —1 60 16 2 2 0.42 85.18 184.75 35.2 6 7 8.8 XJQ —1 60 16 2 2 0.38 96.41 213.91 34.6 6 8 7.6 XJQ —1 60 16 2 2 0.33 131.82 268.56 36.9 8 8 12.2 XJQ —1 60 16 3 4 0.48 191.26 335.79 41.2 8 7 9.7 24.45 31.65 50.9 9 6 9.0 XJ —2. 8 XJQ —1 60 16 4 4 0.33 2.8 2 2 0.23 5.87 6.01 59.1 7 8 10.5 XJ —6 0.62 2 2 0.21

66

扫 选 Ⅲ

8

—1 60

2.8.2 搅拌设备的选择计算
1.(A)铅粗选搅拌时间是 6min,计算单个系列的容积是

V1 ?

1 K1 ? Q ? ( R ? ) ? t1

?

60

1 1.0 ? 83.3 ? (1.222 ? ) ? 6 3 ? ? 12.96m3 , 60

根据计算出来的容积, 应选择 1 个规格型号为 XB—3000, 容积为 19.1 的搅拌桶。 (B)锌搅拌时间是 5min,计算单个系列的容积是

1 1.0 ? 81.23 ? (1.66 ? ) ? 5 ? 3 V2 ? ? ? 13.49m3 60 60 根据计算出来的容积, 应选择 2 个规格型号为 XB—3000, 容积为 19.1 的搅拌桶。

1 K1 ? Q ? ( R ? ) ? t2

2.搅拌设备的选择计算表
序号 作 业 设 备 名 称 台数 名称 及规格 2 3 4 铅 粗 XB—3000 1 选 锌 粗 XB—3000 2 选 设 备 的 处 理量 5 191 229.2 流程的 搅拌时间 矿浆量 计算 实际 6 129.56 161.92 7 6 5 8 8.8 5 备注

1

9

2.9 脱水设备的选择和计算 2.9.1 浓缩设备的选择和计算 1.由选别流程计算可知 铅精矿 Q铅精矿 ﹦2× Q22 ﹦2×2.10﹦4.20(t/h), R﹦0.66 锌精矿 Q锌精矿 ﹦2× Q27 ﹦2×12.62﹦25.24(t/h),R﹦1.02
67

根据表 5—27 及表下的文字注明第②条,排矿浓度对方铅矿, 黄铁矿,铜和锌的硫化矿精矿浓度不大于 60﹪~70﹪,其他 精矿不大于 60﹪,由此可设浓缩后的铅精矿和锌精矿的浓度 为 65﹪,则 R﹦0.54 2.对于铅精矿: 所需浓缩池的面积是 F﹦
Q( R1-R2 ) 86.4v0 K

其中 Q﹦4.20 t/h﹦4.20×24 t/d﹦100.8 t/d,R1 ﹦0.66, R2 ﹦0.54 K 为矿量波动系数, K 取 0.95 ﹦545( ?r -1) d 2 ﹦545×(3-1)× 0.052 ﹦0.027mm/s F﹦
100.8 ? (0.66-0.54) ?1.125 ﹦6.14 ㎡ 86.4 ? 0.027 ? 0.95

D﹦1.13 F ﹦1.13× 6.14 ﹦2.80m 根据计算所得出的直径,试选内径为 3.6m 的浓缩机 验算上升水速 V﹦
V F

V﹦Q ( R1-R2 ) ﹦100.80× (0.66-0.54) ﹦12.096 m3 /d﹦0.00014 m3 / s
1 1 p d 2 ﹦ ×3.14× 3.62 ﹦10.17 4 4 V 0.00014 V﹦ ×1000﹦ ×1000﹦0.013 mm/s F 10.17

F﹦

因为 V < v0 ,所以可以选择内径为 3.6m 中心传动浓缩机。 3.铅精矿浓缩设备选择计算表
序号 1 作 业 名 称 2 铅 精 矿 过滤 设备名称及 规格 3 NZC—3?3.6 米 台数 4 1 计 算 的 直径 m 5 2.80 设 备 内 径m 6 3.6 总 价 (元) 7 17000 备注 8

68

4.对于锌精矿: 所需浓缩池的面积是 F﹦
Q( R1-R2 ) 86.4v0 K

其中 Q﹦25.24 t/h﹦25.24×24 t/d﹦605.76 t/d, R1 ﹦1.02, R2 ﹦0.54
K 为矿量波动系数, K 取

0.95

﹦545( ?r -1) d 2 ﹦545×(3-1)× 0.052 ﹦0.027mm/s F﹦
605.76 ? (1.02-0.54) ?1.125 ﹦147.60 ㎡ 86.4 ? 0.027 ? 0.95

D﹦1.13 F ﹦1.13× 147.60 ﹦13.73m 根据计算所得出的直径,试选内径为 15m 的浓缩池 验算上升水速 V﹦
V F

V﹦Q ( R1-R2 ) ﹦605.76×(1.02-0.54)﹦290.76 m3 /d﹦0.0034 m3 / s
1 1 p d 2 ﹦ ×3.14× 152 ﹦176.625 ㎡ 4 4 V 0.0034 V﹦ ×1000﹦ ×1000﹦0.019 mm/s F 176.625

F﹦

因为 V < v0 ,所以可以选择内径为 15m 的浓缩池 5.铅精矿浓缩设备选择计算表
序号 1 作 业 名 称 2 铅 精 矿 过滤 设备名称 及规格 3 NG—15?15 米 台数 4 1 计 算 的 直径 m 5 2.80 设 备 内 径m 6 3.6 总价 (元) 备注 7 17000 8

2.9.2 过滤设备的选择和计算 1.设选别出来的精矿的固体含量为 Q? (不计水分在内的固体含量) ,
69

? 则铅精矿的固体含量为 Q铅 ,

? 4.20-Q铅 ? ﹦0.66, Q铅 ﹦2.54 ? Q铅

? 4.20-Q锌 ? 锌精矿的固体含量为 Q , ﹦1.02, Q锌 ﹦12.50 ? Q锌

? 锌

浓缩之后的精矿量为 Q??
?? Q铅 -2.54 ?? 则铅精矿的固体含量为 Q , ﹦0.54, Q铅 ﹦3.91 2.54

?? 铅

?? 锌精矿的固体含量为 Q锌 ,

?? Q锌 -12.50 ?? ﹦0.54, Q锌 ﹦19.25 12.50

2.对于铅精矿: 根据需要过滤的精矿量产量的大小,可供选择的真空过滤机有:
方案编号 方案Ⅰ 方案Ⅱ 设备规格 型号 GN-8 GN-12 过滤面积 ㎡ 8 12 生产能力 2.5~5 3.5~7 功率 2.2 3.5 重量 6.9 7 价值 22000 24000 备注

查表 5-28,得 q铅 =0.175 n=
Q Fq铅
3.91 Q = =2.79≈3 8 ? 0.175 Fq铅 3.91 Q = =2.23≈3 10 ? 0.175 Fq铅

n Ⅰ= nⅡ =

W=2.2×3=6.6(kw) W=3.5×3=10.5(kw)

根据总功率的大小,优先选择方案Ⅰ 3.铅精矿过滤浓缩选择计算表
序号 1 作业名称 2 铅精矿过 滤 设备名称 机规格 3 GN—8 台数 4 3 设备处理 量(t/h) 5 2.5~5 流程精矿 量(t/h) 6 3.91 备注 7

70

4.对于锌精矿: 根据需要过滤的精矿量产量的大小,可供选择的真空过滤机有:
方案编号 方案Ⅰ 设备规格 型号 GN-40 过滤面积 ㎡ 40 生产能力 (t/h) 12~24 功率 kw 5.0 重量 t 17 价 值 (元) 52000 备注

查表 5-28,得 q锌 =0.175 n=
Q Fq锌
19.25 Q = =2.14≈3 40 ? 0.225 Fq锌

n Ⅰ=

W=5.0×3=15(kw)

5.锌精矿过滤设备选择计算表
序号 1 作业名称 2 锌精矿过 滤 设备名称 机规格 3 GN—40 台数 4 3 设备处理 量(t/h) 5 12~24 流程精矿 量(t/h) 6 19.25 备注 7

第三章

主要辅助设备与矿仓的选择与计算

3.1 给矿设备 3.1.1 板式给矿机
在粗碎厂房中,矿石由板式给矿机送入鄂式 破碎机,该给矿机的计算与选择如下:
Q ? 3600Bh???

71

式中: Q ? 生产能力(t/h) B-两侧壁间钢板带宽度 h-料层厚度

? ? 带速(m / ) s

? ? 矿石松散密度(t/m3)
? ,充满系数

根据原矿的最大给矿粒度为 700mm, 应选择型号为 GBZ180—n 系列的板式给 矿机; 其中 Q=3600×1.8×0.7×0.05×1.9×0.8=344.736 (t/h) ,计算所得 Q 值大于给入的 Q,因此该系列都能用,可选择的板式给矿机有:

给矿机型号

规格 B(mm) A(mm)

台数

生产能力 Q 总价值 (t/h)

备注

GBZ180—8 GBZ180—9.5 GBZ180—10 GBZ180—12

1800 1800 1800 1800

8000 9500 10000 12000

1 1 1 1

344.736 344.736 344.736 344.736

120000 130000 135000 140000

根据上表,应选择型号为 GBZ180—8 的重型板式给矿机较经济。

3.1.2 电磁振动给矿机
在矿石由矿仓进入磨机时,由电磁振动给矿机给入。
Q ? 60Bhsn??

式中: Q ? 生产能力(t/h)

? ? 充满系数,? ? 0 . 6 ~ 0 . 9
B-槽宽
72

h-料层厚度

? ? 矿石松散密度(t/m3)
s 双振幅,m n 振次,次/min
根据入磨的矿量,应选择的电磁振动给矿机是 D Z4

Q=60×1.9×0.5×3000×0.0015×1.9×0.75=365.5125(t/h) 型号 槽子规格 mm 长
D Z7

台数

总价值(元) 备注



高 20000

2840 1350 1200 2

3.1.3 胶带运输机
胶带宽度的计算

B?

Q ???c?

式中: Q ? 运输量(t/h) B-带宽(m)

? ? 矿石松散密度(t/m3),见表5-32
? ? 带速(m / ),见表 s 5-33

? ? 断面系数,见表5 ? 3 4
c-倾角系数,见表5-35

? ? 速度系数,见表5-36
1. 计算从鄂式破碎机出的矿石转到中碎碎矿机的皮带宽度,计算如下,由于矿量 较大拟采用 800mm ~ 1000mm 宽的胶带,计算如下
73

?取1.0 (m/s) ,c 取 1.0, ?取20?
断面系数 K ? 145

B?

Q 205.13 ? ? 0.885 (m) ???c? 145 ?1.9 ?1.0 ? 0.95 ?1.0

所以取宽为 1m 的胶带,TD75 型。

2. 计 算 从 中 碎 机 出 的 矿 石 转 到 筛 分 矿 机 皮 带 宽 度 , 由 于 矿 量 较 大 拟 采 用
1200 m m ~ 1 4 0m 0m 宽的胶带,计算如下

?取1.0 (m/s) ,c 取 0.85 , 倾角c取18? , ?取20?
断面系数 K ? 200

B?

Q 205.13 ? ? 1.262 (m) ???c? 200 ?1.9 ?1? 0.85 ?1.0

所以取宽为 1.4m 的胶带,TD75 型。 3. 计算筛上产物出来的筛上矿石转到细碎矿机的皮带宽度,由于矿量较大拟采用
1200mm ~ 1400mm 宽的胶带,计算如下

?取1 ( . 0 m) / s ,c 取 0.85 , 倾角c取18?
断面系数 K ? 150

B?

Q 346.44 ? ? 1.19 (m) , ???c? 150 ?1.9 ?1? 0.85 ?1.0
所以取宽为 1.2m 的胶带,TD75 型。

4. 计算从筛分车间下矿石转到磨矿仓上的皮带宽度,计算如下

?取1.0 (m/s) ,c 取 1.0 , 倾角c取6? , ?取20?
断面系数 K ? 145

B?

Q 205.13 ? ? 0.744 (m) ???c? 145 ?1.9 ?1.0 ?1.0 ?1.0

所以取宽为 0.8m 的胶带,TD75 型。 5,磨矿仓上的皮带宽度,计算同 4,故略去计算过程,TD75 型。

3.2 起重设备
74

起重设备服务范围和安装高度的确定 (1) 厂房地面至轨道顶的高度(h)
h ? K ?Z ?L?f ?c

(2)

地面至屋架下弦凸出结构件底部的高度(H)
H ?h+a+m

(3)

起重设备跨度(Lk)等于厂房跨度(L)减去 2t

Lk ? L ? 2t
(4) 起重机服务区间的宽度(L0)

L0 ? L k ? ( d 1 + d2 )
式中 K——吊运最大部件过程中,超越平台栏杆最高点与地面之间的高度; Z——安全距离;Z>300mm f——吊钩至被吊物件上缘的距离,一般为 1~1.5m m——起重机最突出部分与屋架下弦间的距离,供电线在厂房一侧时, m≥100mm;供电线屋架下弦时,m≥400mm; t——厂房跨度柱子中心线与吊车轨道中线之间的距离,15t 以内起重 机 t=0.5m;20~100t 起重机 t=0.75m; a ﹑c﹑d1﹑d2——起重机的有关尺寸; L﹑Lk——厂房及起重机的跨度 各厂房主要设备的检修所用的起重机选择
设备名称 规格 台数 起重机 起重量(t) 型式 颚式破碎机 PJ 900×1200 1 圆锥破碎机 PYY 1650 / 1 285 PYD-2200 球磨机 1 20/5 50/10 电动桥式 电动桥式 2 15/3 10 电动桥式 电动桥式 1 台数 1 备注

MQG3200 × 2 3600

浮选机

XJ—6 XJ—28

1 1
75

手动或电动 手动或电动

2

XJ—58 XJQ—80 XJQ—160 圆 筒 内 滤 式 GN-8 过滤机 GN-40 3 3

2 2 2 5 10

手动或电动 手动或电动 手动或电动 电动单梁 2 1

电动单梁或桥式 1

3.3 砂泵
砂泵的计算 (1) 计算砂泵出口管径。砂泵出口管径按下式计算:

d?
式中

4 KV

??

V——所需传输的矿浆量(m3/h) K——矿浆波动系数,K=1.1~1.2; d——砂泵出口管径(m)

? ——矿浆临界流速(m/s)参见表 5-47 选用
(1) 计算砂泵扬送矿浆需要的总扬程。

Hj ? (H ? Li) ? h
式中 Hj——砂泵扬送矿浆,折合为清水后所需总扬程(m) H——需要的几何高差(m) L——包括接头、弯头、阀门、三通管等阻力损失折合为直管的 总长度(m) ,查表 5-49 i——管道清水阻力,i=AV2 ——矿浆密度(t/m3) ?p —

?p ?w

76

3 ——水的密度(t/m ) ?w —

A——比阻系数查表 5-50 V——矿浆流量(m3/s) h——剩余扬程(m) 由于砂泵的性能曲线是以清水表示的,因此,砂泵扬送矿浆需要的 总扬程折合为清水的总扬程。按下式计算:

Hk ? (H w Kh Km)

?p ?w

式中 Hk——砂泵由扬送矿浆折合成清水的总扬程; Kh——扬程降低率,Kh=1-0.25Cw; Cw——矿浆重量浓度(小数代人) Km——扬程折减系数,一般取 0.8~0.95 Hw——由砂泵性能曲线或性能表差的清水扬程(m) 计算结果必须是供选择的砂泵 Hk≥所需的 Hj。 结合本次设计,泵用在浓缩机底流的矿浆运到过滤机厂房的过程中,还有尾 矿被运到尾矿坝的过程中,其计算过程如下: 泵用在浓缩机底流的矿浆运到过滤机厂房的过程中的选择与计算:
1 浓缩机底流的矿浆体积铅精矿 V =3.91×(0.54+ )=3.41(m3/h) 3

换算成秒为单位的体积为 V =0.00095(m3/s) ,由于铅精矿矿量较小,于是采用 1 台泵。 V =0.00095(m3/s) ,K 取 1.2,? 取 1.6(m/s)

d?

4 KV

??

?

4 ?1.2 ? 0.00095 ? 0.03 m=30.00mm 1.6?

选用型泵 1PN,其出口直径为 25mm 验算如下:

??

4 KV ? 2.3 (m/s) ? d2

其速度满足条件,选择该设备
1 浓缩机底流的矿浆体积锌精矿 V =19.25×(0.54+ )=16.81(m3/h) 3
77

换算成秒为单位的体积为 V =0.0047(m3/s) ,由于锌精矿矿量较大于是采用 1 台泵。

V =0.0047(m3/s) ,K 取 1.2,? 取 1.6(m/s)
d? 4KV

??

?

4 ?1.2 ? 0.001567 ? 0.067 m=67.00mm 1.6?

选用型泵 2PN,其出口直径为 50mm 验算如下:

??

4 KV ? 2.87 (m/s) ? d2

其速度满足条件,选择该设备 2.泵用在尾矿被运到尾矿坝的过程中的过程中的选择与计算。 尾矿的矿浆体积 V =145.17(m3/h)换算成秒为单位的体 积为 V =0.040325(m3/t) ,由于矿浆量较大拟采用 6 台泵。 V/4=0.01(m3/t) ,K 取 1.2,? 取 1.4(m/s)

d?

4KV

??

?

4 ?1.2 ? 0.01 ? 0.1045 m=104.5mm 1.4?

选用型 3PN 泵,其出口直径为 100mm 验算如下:
4 KV ? 1.53 (m/s) ? d2

??

其速度满足条件,选择该设备

3.4 矿仓
矿仓的选择与计算 矿仓有效容积按下式计算
V '? Q

?

式中
V '? 矿仓需要的有效容积(m3)

Q ? 需要的储藏量(t)

78

? ? 矿石松散密度(t/m3)
矿仓需要的几何容积计算
V ? V' K

式中
V '? 矿仓需要的有效容积(m3) V ? 矿仓需要的几何容积(m3)
K ? 矿仓的利用系数,一般 K ? 0.9

1. 原矿受矿仓 原矿受矿仓采用矩形漏斗藏,储存时间设为 4 小时。
V '?
V?

Q

?

?

205.1 ?3 4 3 ?4 3 1( .85 ) m 1.9

V ' 431.85 ? ? 479.84(m3 ) K 0.9

矿仓采用底部排矿的三面倾斜矩形仓 初步拟定矿仓尺寸为,

H ? 7m, B ? 6m, L ? 6m, b ? 1m, l ? 4m, ?1 ? 45?, h ? (L ? l )tg 450 ? 3m; 则
V1 ? HLB ? 7 ? 6 ? 6 ? 252m3 , h 3 V2 ? [ BL ? ( B ? b)( L ? l ) ? bl ] ? ? [6 ? 6 ? (6 ? 1)(6 ? 3) ? 1? 3] ? 306m3 . b 1 3 V ? V1 ? V2 ? 252 ? 306 ? 558m ? 479.84m3可以。

2. 磨矿前矿仓 磨矿前矿仓采用圆形锥底矿仓,储存时间设为 24h
V '?
V?

Q

?

?

8 3 . 3?3 2 4 3 ?1 0 5 2 ( .59 )m 1.9

V ' 1052.59 ? ? 1169.54(m3 ) K 0.9

V 1169.54 ? ? 584.77m3 2 2 D ?d 9 ?1 tg 450 ? ? 1 ? 4m 初步拟定相关尺寸为:H=D=9m,d=1m, ? ? 450 , h ? 2 2

选 2 个矿仓,则每个矿仓的容积: V ? ?

79

1 1 V1 ? ? D 2 H ? ? ? ? 92 ? 9 ? 572.26m3 , 4 4

1 1 ? h( D 2 ? Dd ? d 2 ) ? ? ? 4 ? (92 ? 9 ?1 ? 12 ) ? 95.25m3 , 12 12 3 V ? V1 ? V2 ? 667.51m ? 584.77,可以。 V2 ?

第四章 4.1 选矿实验室 4.1.1 建筑实验室的目的

选矿技术检测

1 研究解决选矿厂生产中存在的技术问题,改进工艺流程 2 结合生产过程中矿石性质的变化,预先研究选矿厂将要处理的 矿石的可选性,提供合理的操作条件 3 对采用新技术,新设备,新药剂以及综合回收有用矿物等进 行试验研究工作

4.1.2 实验室的组成
实验室一般由试料加工室,选别实验室,储存室及办公室构成。

4.1.3 实验室规模 小型试验室主要设备参考表
序号 1 2 3 4 5 6 7 设备名称 颚式破碎机 辊式破碎机 圆盘破碎机 标准筛 标准振动机 筒形球磨机 挂槽浮选机 规格 100×60 ?200×7 ?150 ?200 ?200 ?200×200 1000,500 ~ 200,100 ~ 50 数量 1 1 1 1 1 1 各1 单位 台 台 台 套 台 台 台 备注

80

克 8 9 10 11 盘式真空过 滤机 托皿天平 缩分器 电热恒温干 燥箱 双筒显微镜 磁选管 秒表 计算机 台秤 2 公斤,5 公 斤 ?240 1000 克,500 克,100 克 ,5,10,15,25 D L101 500 × 600×750 12 13 14 15 15 XST 型 ,100 型 ?50 1 1 1 1 各1 台 台 台 台 台 1 各1 1 1 台 台 套 台

4.2 选矿化验室 4.2.1 化验室的任务
化验室的任务是:化验每日选矿厂的生产样,商品样和快速分 析样,选矿厂生产流程考察样,选矿试验样,药剂水质分析和地下 勘探样的化验。

4.2.2 化验室的组成
化验室一般包过分析工作台,药剂贮存柜,资料柜,办公桌等。

4.2.1 化验室规模 化验室主要设备参考表
序号 1 设备名称 分析天平 规格 TG - 328B 型,称量 200 克,感量 0.1 毫克 SC - 202 Ⅱ型 450 × 550 × 550
81

单位 台

数量 2

备注

2

电热恒温干 燥箱



1

3

树脂离子交 换器或电热 蒸馏器 403 型电热砂 浴器或电热 板 72G 型 分 光 光度器 茂福电炉

100 升/时



1

4

30/500, 600 × 450 × 230,3.6 瓦



1

5 6

台 RJM - 2.8 - 20 型,300× 170×100 833 型笔录式 SRJK -3- 12 型 ?40 × 700 毫米 台

1 1

7 8 9

计算机 极谱仪 管式电炉

台 台 台

1 1 1

4.3 药剂设施 4.3.1 药剂设施 药剂设施包过药剂贮存,制备,给药三部分。 4.3.2 各种药剂的使用情况
序号 1 药剂名称 加药地点 球磨机 定额(克 /吨) 75+150 每天用量 (公斤) 药剂浓度 备注

Na2CO3+ZnSO4
NaCN

2 3 4 5 6 7 8 9 10

30 9 铅精选Ⅰ 6.89 1.82 19 铅精选Ⅰ 铅精选Ⅱ 铅精选Ⅲ 铅扫选Ⅰ 47+13 35+10 35+10 3.9
82

Na2 S
丁胺黑药 丁黄药 2 号油

Na2CO3+ZnSO4 Na2CO3+ZnSO4 Na2CO3+ZnSO4
丁胺黑药

11 12 13 14 15 16 17 18 19 20

丁黄药 丁胺黑药 丁黄药 丁胺黑药 丁黄药 2 号油 锌搅拌桶 锌粗选 铅扫选Ⅲ 铅扫选Ⅱ

1.04 3.85 1.04 3.85 1.04 2 263 9.35 2.48 31.8 锌扫选Ⅰ 3.07 0.8 21.23 锌扫选Ⅱ 锌扫选Ⅲ 2.04 0.54 1.02 0.27

CuSO4
丁胺黑药 丁黄药 2 号油

CuSO4
丁胺黑药 丁黄药 2 号油 丁胺黑药 丁黄药 丁胺黑药 丁黄药

4.3.3 各种药剂的验收和保管 4.4 技术检测和控制 4.4.1 生产检验内容 生产检验主要包过: 计量, 取样, 药剂的测定, 矿浆浓度的测定, 酸碱度的测定,磨矿产品细度的测定等。 4.4.2 日常控制测量点

83

第五章
5.1 土建 5.1.1 选厂及生活区土建

土建、供水、供电

设计铅锌矿为大型选矿厂,土建设计系选矿工程、生活区福利设施、厂区行 政福利设施的建筑物设计等。 铅锌矿矿的选矿工程工业建筑面积为:1124.2m2; 生活区福利设施建筑面积为:1200 m2; 厂区行政福利设施建筑面积为:500 m2; 主要生产厂房建筑设计,采用装配式和装配整体式钢筋混凝土结构,以国 家较为成熟的技术、经济合理、符合国情和当地实际情况的标准构件作为设计中 的通用构件,使设计构件力求标准化,通用化、工厂化生产与施工,扩大使用预 应力混凝土构件,减少现浇钢筋混凝土的使用量,限制钢结构的使用范围,力求 维护结构的荷载,使主体结构趋于轻型化。 5.1.2 辅助厂房的土建 辅助生产厂房建筑设计,在满足工艺生产要求的条件下,采用砖结构,充分 发挥维护结构承担承重结构墙体的作用。 辅助生产的货棚和库房, 在无保温隔热要求的屋面结构,争取采用构件防水 屋面代替卷材防水屋面。 优化设计的技术措施,利用工业建筑物处于地目眼山地,岩体稳定、坚硬、 构造简单的特点, 作为建筑物的支承结构,充分利用开发出来的坚硬符合使用标 准的石料,以节约投资,降低工程造价。 铅锌矿矿的行政、福利区位于选厂附近,为了有利生产、方便使用,参照有

84

关规定,并根据该矿区的特点,主要设有综合办公楼、食堂、浴室、急救中心站、 中心实验室等, 使之成为全矿生产的指挥和职工保健的中心,考虑到便于管理和 建筑功能的要求,将俱乐部、招待所、职工教育中心设计在生活区,使之既可服 务于矿区职工,同时也能改善当地的文化设施,为当地的居民服务,获得较好的 社会效益和经济效益。 生活区距离矿区约一公里, 民用公共项目的设计与配置在不超过民用建筑标 准准(25 ㎡/每职工)的前提下,进行配置,合理设计,用有限的投资尽可能的 满足居民的需要,主要有单身宿舍、托儿所、卫生所、浴室、商业服务及其它公 用工程设施等。 单体建筑的设计以满足功能要求为主,但并不忽视建筑的美观,适当增加墙 外粉刷、丰富建筑立面,尽量利用地方材料,如砖和石料等,利用坡地地形灵活 来布置平面,丰富建筑空间,使整个生活区能有一个良好的居住环境。 5.2 供水 5.2.1 供水水源 企业供水来源为当地的河流,距选厂约 2 公里,该河流的水质较好、流量足 可供生产、生活用水。 5.2.2 水量计算 (1) 生产用水量 根据矿浆流程的计算可知平均补加水量为: 平均生产用水量为: 为节约生产用水,对于厂内环水,厂外回水均应尽最大限度回 用。 (2) 生活用水量 由于当地水资源叫丰富,平均生活用水量约为 65 m /h (3) 未可预见水:20 m /h 5.3 供电 5.3.1 电源 利用现有距离选矿厂约 3.5 公里的 3.5KVA 变电所的高压电源。此高压架 空线是由当地政府部门引来的。所建选矿厂所增加容量均由矿方内部调剂
85
3 3

解决。 5.3.2 供电电压: 新建选矿厂设有高压设备。低压设备和照明均为 380/220 电压供电

第六章 环境保护
6.1 概述 选矿厂的环境保护是一项很重要的工作, 尤其对选厂废水和空气的控制与防 治问题是非常严格的。 为此该选厂向当地政府环境保护局申请建设项目的环境影 报表。 当地政府环境保护局批复同意建设该项目工程,并依据环境影响报告表进 行环保设计。 6.2 控制与治理 (1)大气污染控制 原料细碎间粉矿仓落料口产尘点:在受料皮带机导料槽上方设除尘机一台, 除尘机出风口浓度小于 100mg/Nm3 粉矿皮带机头(进矿仓):在圆筒矿仓顶平面上设 PL—4500 单机除尘器一台 除尘机出风口浓度小于 100mg/Nm3,清灰粉尘落回料仓。 粉矿仓落料点:采用 PL—4500 单机除尘器除尘。定时清灰,灰尘直接落入 矿仓内,除尘器出风口浓度小于 100mg/Nm3 车间屋面 4—72#3·2A 离心排风机一台,进行强制通风。并定时对地面进行 清洗,使车间空气含尘浓度小于 2mg/Nm3。 为了节省开支,厂内各粉尘产生处,可考虑采用简易水雾除尘器(借鉴其它 小型选矿厂经验) (2)水污染控制 工业污水有冲洗用外排水(包括分级机返砂冲洗水、浮选机泡沫冲洗水、 砂泵水封用水)和尾矿废水。 冲洗用水排入废水收集池经处理返回循环使用。 (3)噪声控制 破碎机:采用加密闭隔声罩的措施,使破碎机噪声降至 80 分贝以下。

86

第七章
7.1 基本建设投资费的计算 7.1.1 土建投资费用 具体费用见下表 6-1: 表 6—1 建筑名 称 原矿仓 破碎厂 房 粉矿 仓 筛分 厂房 磨矿厂 房 浮选厂 房 浓缩大 井 过滤厂 房 精矿仓 皮带走 廊 车场 综合办 公楼 108 面

选矿厂技术经济分析

土建投资费用 积 单位造价 ( 元 / m2 或 m3 ) 10000 800 投资(万 元) 558 41.28

序号

积 体

(m2) — 516

(m3) 558

1 2

3

1922.1

1000

133.502

4

800

8.64

5

1994

900

174.96

6

2592

900

233.28

7

237.96

68.5

20.2266

8 9 10 11 12

1296 8140 75 100 2000

800 800 600 700 700

10.368 651.2 4.5 7 140

87

合计

1982.9596

7.1.2 设备价格,安装的概算 设备的价格由设备成本价还包括运杂费及安装费, 其中运杂费由当地的交通 情况决定,安装费与当地的技术水平有关,根据实际情况,运杂费以设备价 格的 6%计,安装及间接费以设备价格的 3%计; 4 表 6—2
序号 设备名称 及规格 价

设备价格表
格 运杂费 (万 元) 安装及间 接费(万 元) 概算价值 (万元) 备注

(万元)

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

PJ900× 1200 PYY 1650/285 PYD-2200 SZZ1500× 3000 MQG3200× 3600 2FG—30≤3000 浮选机 XJ—6 浮选机 XJ—28 浮选机 XJ—58 浮 选 机 XJQ — 80

18.1 19 30 1.96 80 52 1.04 2.12 4 46.4

1.086 1.14 1.8 0.1176 4.8 3.12 0.0624 0.1272 0.24 2.784

0.543 0.57 0.9 0.0588 2.4 1.56 0.0312 0.0636 0.12 1.392

19.729 20.71 32.7 2.1364 87.2 56.68 1.1336 2.3108 4.36 50.576

11

浮 选 机 XJQ — 160

264

15.84

7.92

287.76

12

搅 拌 槽 XB — 3000

6

0.36

0.18

6.54

13

NZS—3 φ 3.6 米

1.7

0.102

0.051

1.853

14

NG—15 米

1.95

0.117

0.0585

2.1255

88

15 16 17 18 19 20 21 22 23 24

GN-8 GN-40 GBZ180—8 D 砂泵 1PN 砂泵 2PN 砂泵 3PN 皮带运输机① 皮带运输机② 皮带运输机③

6.6 15.6 12 1 1.75 3.811 7.571 1.6 2.01 2.58

0.396 0.936 0.72 0.06 0.105 0.22866 0.45426 0.96 0.1206 0.1548

0.198 0.468 0.36 0.03 0.0525 0.11433 0.22713 0.48 0.0603 0.0744

7.194 17.004 13.08 1.09 1.9075 4.15399 8.25239 3.04 2.1909 2.8032

25 26 27

皮带运输机④ 皮带运输机⑤ 电动桥式起重 机

1.28 1.28 37.26

0.0768 0.0768 2.2536

0.0384 0.0384 1.1178

1.3568 1.3568 40.6134

28

电动单梁起重 机

14.36

0.8616

0.4308

15.6524

29 30 31 32

手动或电动 变压器 其它 合计

3.756 3.5

0.22536 0.21

0.11268 0.105

4.09404 3.815 30 523.40013

7.1.3 非生产性费用和其他费用 按设计费用与土建费用之和的 15%计算,则: 非生产性费用和其他费用=(1982.9596+523.40013)×0.15 =337.31 万元 7.1.4 金属构件与工艺管道概算价值
89

按设备费的 10%计算,则: 523.40013×0.1=52.340013 万元 7.1.5 各项投资费 具体见下表 6-3: 表 6—3 编号 1 2 3 4 5 7.1.6 单位基建投资费 (1) 年处理 1 吨原矿的基建费=
2896 =8.78 元/吨原矿 330

各项投资费用 项目 土建投资费 设备投资费 非生产性费用和其他费用 金属构件与工艺管道费用 合计 投资额(万元) 1982.9596 523.40013 337.31 52.34 2896.00973

(2) 年处理 1 吨精矿的基建费=8.78×1.37=12.0286 元/吨精矿 7.1.7 折旧费 (1) 按类进行平均折旧率:5% (2) 建筑平均折旧率:4% (3) 其他平均折旧率:3% 总折旧费=工艺设备投资×5%+建筑费×4%+其他×3% =523.40013×5%+1982.9596×4%+30×3% =106.万元 单位产品的折旧费=总折旧费/精矿年产量=
106 =5.71 元/吨精矿 18.53672

7.2 生产工人定员及劳动生产率 7.2.1 生产工人定员 初步确定生产工人为 150 人 7.2.2 劳动生产率

90

劳动生产率=全年总处理量/全年在册人数 = 7.3 选矿成本计算 精矿设计成本是衡量设是否经济合理的重要综合性能指标之一,本设计的精矿 成本由原矿和选矿加工费等两部分组成,精矿设计成本计算到精矿仓为止; 7.3.1 选矿工艺指标 如表所表 6-5 所示: 表 6—5 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 指标名称 原矿年处理 量 铅精矿量 锌精矿量 铅精矿品位 锌精矿品位 原矿铅品位 原矿锌品位 尾矿铅品位 尾矿锌品位 铅选矿回收率 锌选矿回收率 铅精矿产率 锌精矿产率 铅选矿比 锌选矿比 尾矿输送量 万吨/年 单位 万吨/年 万吨/年 万吨/年 % % % % % % % % % % 选矿工艺指标 数量 132 3.09672 15.44 79.21 56.11 2.187 8.79 0.126 0.265 92.02 96.71 2.52 14.19 42.62 8.55 54.33912 单价 总价(万元) 备注
1320000 =8800 吨/人·年 150

(2) 主要材料消耗表如所表示: 表 6—6 主要材料消耗
91

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15

项 钢球 衬板 硫酸



单位 Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t t/t KW·h/t

单位用量 0.6 0.2 6.0

单价 (元) 5000 5000 400 2350 4500 2200 1700 4800 900 600 240

金额 (元) 3.0 1.0 2.4

丁基黄药 丁基胺黑药 二号油 硫酸铜 氰化钠 亚硫化钠 硫酸锌 碳酸钠 生产用水 生产用电 其它

3.22 23.13

0.2 0.4

0.64 9.25

(3) 生产成本计算如表所表示: 表 6—7 序号 1 2 3 4 5 6 7 9 成本项目 原矿石 材料消耗 生产工人工资 折旧及大修费 维修费 企业管理费 其它经费 精矿加工成本 生产成本计算 单位 吨 元 元 元 元 元 元 元/吨
92

单价(万 元) 0.15

金额(万元/年) 48000

备注

各药剂钢耗 0.5 75 118.98 54.49 79.32 39.66 基建费的 6%提 基建费的 3%提 基建费的 4%提 基建费的 2%提

10

原矿加工成本

元/吨

0.02

2640

商业成本=生产成本+非生产性支出=2640+337.31×5%=2656.855 万元

铅精矿的损失量初步定为 0.5%,则年销售额为: 年销售额 =铅精矿量×精矿价格 =30967.2 ×( 1.0-0.5% )×14000=411863760 元=41186.376 万元 锌精矿的损失量初步定为 0.5%,则年销售额为: 年销售额=锌精矿量×精矿价格=154400×(1-0.5%)×11000=1613480000 元 =161348 万元

企业上缴的增值税为 6%,其他的附加税总共定为 3% 年总利润=年销售额—商业成本-上缴利税 = ( 41186.376 ﹢ 161348 ) -2656.8559%=195539.8202 万元 投资回收年限= 投资总额 =2896.00973/195539.8202=0.015 年; 年总利润
41186.376 ? 161348 × 1 ? 9%

7.4 选矿厂技术经济指标及经济分析 选厂综合技术经济指标如表: 表 6—8 序号 1.规模 时处理量 2.选矿 工艺指 标 原矿品位铅 原矿品位锌 铅精矿品位 锌精矿品位 吨/时 % 166.66 2.187 8.79 79.91 56.11 指标名称 选矿厂设计规模 选厂综合技术经济 单位 万吨/年 数量 132 备注

%

93

尾矿铅品位 尾矿锌品位 铅精矿回收率 锌精矿回收率 铅选矿比 锌选矿比 3.尾矿 尾矿输送量 粗碎 PJ900×1200 中碎 PYY 1650/285 4.选矿 厂主要 设备及 型号 细碎 PYD-2200 SZZ1500×3000 磨机 MQG3200×3600
2FG—30≤3000 分级机

%

0.126 0.265 92.02 96.71 42.62 8.55

%

万吨/年 台 台 台 台 台 台 台 槽 槽 槽 槽 槽

54.33912 1 1 1 4 2 2 6 2 2 2 4 22

XB—3000 XJ—6 浮选机 XJ—28 浮选机 XJ—58 浮选机 XJQ—80 浮选机 XJ—160 浮选机

续表 序号 指标名称 粗碎 5.主要设备 负荷率 中碎 细碎 磨矿 单位 % % % % 数量

6 —8
备注

90.13 85.5 83.46 99.39

94

6.粒度

球磨机给矿粒 度 球磨机磨矿细度 (-200 目含量) 破碎

毫米

0~12

7.细度

% 天 天 天 人

65 330 330 330 360

8.年工作日 数

磨浮 脱水

9.员工 10.劳动生产 率

选矿厂职工定 员 劳动生产率 总投资

吨/人·日 元 元/吨(原矿) 元

4.44 3482407 58.04 246

11.基建设资 单位基础建设投资 12.成本 选矿厂精矿成 本

总结
本次设计的是铅锌矿矿 132 万吨/年的中型选矿厂,原矿铅 品位为 2.187% ,锌品位为 8.19% ,最后得出的铅精矿品位为 79.91%,锌精矿品位为 56.11%,铅精矿回收率为 92.02%,铅精 矿回收率为 96.71%。 工艺流程采用的是三段一闭路破碎,一段闭路磨矿,铅采用 一粗三精三扫选,锌选别为一粗一精三扫选,流程简单实用,符

95

合大中型选矿厂的特点。 但由于是初步设计, 而且是大型的选厂, 有些设计资料不完善,比如地质资料等,所以整个设计就存在了 一些不足之处。 再者,由于设计经验的不足,使得这次设计中所选用的设备 和厂址的布置并不完善。对于这方面的缺陷,我们还是比较遗憾 的,而且 CAD 制图并不熟练,图形中这样或那样的错误,不过, 经过这次初步设计,基本的流程与方法我们已经基本掌握了,所 以在以后的工作和学习中,我们相信只要合适的条件,我门一定 会更加完善自己。





本次设计从毕业实习到完成得到了郑老师的指导,在设计过程中,老师对每 一个问题都作出了耐心的回答,在此,对老师表示衷心的感谢。 与此同时, 本次设计也得到了选矿技术专业其他老师的热心帮助,并承蒙同 学的大力帮助。在此,一并表示衷心的感谢。

参 考 文 献
[1] 《选矿设计手册》编委会.《选矿设计手册》.北京:冶金工业出版社,2004. [2] 《选矿施工图设计手册》编委会.《选矿施工图设计手册》.长沙:湖南科学 技术出版社,1993. [3]周龙延主编.《选矿厂设计》.长沙:中南工业大学出版社,1999. [4]北京有色冶金设计研究院.《选矿设备图册(上、中、下) 》.北京:1985.
96

[5]罗廉明.《 (选矿厂设计)资料汇编(上、下) 》.武汉:武汉化工学院,1997. [6]冯守本主编.《选矿厂设计》.冶金工业出版社,2002. [7]胡为柏, 《浮选》.冶金工业出版社,1988. [8]吴一善.《粉碎学概论》.武汉工业大学出版社,1984. [9]张强主编.《选矿概论》.业经工业出版社,1983. [10]许时.《矿石可选性研究》.冶金工业出版社,1979.

97


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