设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂.docx

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设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂

辽宁科技大学

课程设计说明书

设计题目：

日处理2500吨的铜矿石浮选厂

学院、系：

资土学院矿物加工工程

专业班级：

矿物加工08班

学生姓名：

佟垚

指导教师：

赵通林

成绩：

2011年12月25日

目录

1.绪论2

1.1课程设计目的及要求2

1.2设计题目2

1.3铜的性质2

1.4矿石性质2

1.4.1黄铜矿2

1.4.2辉铜矿3

1.5选矿厂概况3

1.6选矿厂各车间工作制3

1.7选矿厂经济技术指标3

2.选矿工艺流程3

2.1破碎流程的计算与论证4

2.1.1破碎段数的确定4

2.1.2预先筛分的必要性4

2.1.3检查筛分的必要性4

2.2磨矿流程的计算与论证7

2.2.1磨矿分级作业的必要性7

2.2.2磨矿段数的确定7

2.3浮选流程的计算10

2.4矿浆流程的计算13

3.主要工艺设备的选择和计算19

3.1破碎设备的选择和计算19

3.1.1粗碎设备的选择和计算19

3.1.2中碎设备的选择和计算22

3.1.3细碎设备的选择和计算24

3.2筛分设备的选择和计算27

3.2.1二段筛分的选择和计算27

3.2.2三段筛分的选择和计算28

3.3磨机的选择和计算29

3.3.1一段磨机的选择和计算30

3.3.2二段磨机的选择和计算32

3.4分级设备的选择和计算34

3.4.1一次分级设备的选择和计算34

3.4.2二次分级设备的选择和计算35

3.5浮选设备的选择和计算37

3.5.1粗选设备的选择和计算37

3.5.2一次精选设备的选择和计算37

3.5.3二次精选设备的选择和计算38

3.5.4扫选设备的选择和计算39

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铜的性质

铜是人类发现最早的金属之一，也是最好的纯金属之一，稍硬、极坚韧、耐磨损。

铜是一种重要的有色金属，它在应用上仅次于铝和铁。

铜的导电率高，仅次于银，而铜的价格较银低廉。

铜的导热性能好，在金属中居第三位，仅次于金和银。

由于铜的优良的导电掉热性能，所以广泛地应用于工业上。

1.4矿石性质

1.4.1黄铜矿

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。

黄铜矿不易氧化，是硫化矿中对氧最稳定的，在中性和弱碱性介质中可长时间保持疏水。

当PH=10以上时或在氧化剂长时间作用下，黄铜矿会明显氧化。

它在弱碱性介质中氧化时溶液中会有H+,Cu2+,Fe3+,S2O42-等离子。

在碱性（PH=10-11）中。

氧化时溶液中有SO42-，S2O32-,S4O62-等离子。

黄铜矿过度氧化后其可浮性显著下降，但还可以用苏打，硫化剂等使其得到改善。

1.4.2辉铜矿

辉铜矿是含铜最高的硫化矿矿物，有着重要的工业意义。

它大多数是次生的，也有原生的，辉铜矿很脆，易过粉碎和氧化，氧化所产生的大量铜离子会活化闪锌矿，黄铁矿等，使浮选过程控制复杂化，这是选矿过程中应该注意的。

辉铜矿可浮性号，用黄药，黑药和白药等阴离子捕收剂和胺做捕收剂时都很易浮，能够得到品位很高的铜精矿。

1.5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。

1.6选矿厂各车间工作制

破碎车间工作制：

破碎筛分系统设备作业率为67.81%。

年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。

主厂房（磨矿车间和浮选车间）工作制：

主厂房采用连续工作制，设备作业率为90.41%。

年工作300天，每天工作3班，每班工作8小时。

1.7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。

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。

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。

破碎车间的工作制度为：

年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。

总破碎比

若采用二段破碎则平均破碎比为查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。

2.1.2预先筛分的必要性

应用预先筛分可预先筛除细粒，可预防矿石过粉碎并且能相应提高破碎机的生产能力，矿石中-200目含量为10%，且矿石为中等可碎性矿石，采用预先筛分是合理的，且矿石中含水量为4%用预先筛分对防止破碎机堵塞起到一定作用。

2.1.3检查筛分的必要性

检查筛分的目的在于控制破碎产品的粒度和充分发挥破碎机的生产能力，各种破碎机排矿产物中存在大于排矿口的过大颗粒，查①中表5.2-6可知当三段破碎机选用短头型圆锥破碎机时，排矿中过大颗粒含量β=60%相对过大粒度Z=2.2-2.7.过大粒度含量非常高，为达到破碎最终产物要求，设置检查筛分是合理的必要的。

1．确定工作制度，计算小时处理量

QR==138.89（t/h）

2．计算总破碎比

S总===41.67

3．破碎比分配

S0==3.47

S1=3

S2=3.6

S3===3.86

4．计算各段产物最大粒度

d2===166.67（mm）

d5===46.29（mm）

d8===12.00（mm）

5．计算各段破碎机排矿口宽度（e）

计算eⅠ粗碎用颚式破碎机查①表5.2-6Z=1.6

eⅠ===104.17（mm）取eⅠ=105（mm）

计算eⅡ中碎用标准型圆锥破碎机查①表5.2-6Z=1.9

eⅡ==25.06（mm）取eⅡ=25（mm）

计算eⅢ粗碎用短头圆锥破碎机按eⅢ=0.8d8计算

eⅢ=0.8d8=0.8×12=9.6（mm）取eⅢ=10（mm）

6．计算筛孔尺寸a和筛分效率E

二段筛分用振动筛

aⅡ=eⅡ-d5=25-46.29

取aⅡ=30（mm）E2=80%

三段等值筛分工制

aⅢ=12d8=1.2×12=14.4（mm）

取eⅢ=15（mm）E3=80%

7．计算各产物的矿量和产率

Q1=Q2=Q6=Q8=138.89（t/h）

Q3=Q2E2=138.89×0.38×0.6=31.11（t/h）

查①图5.2-4=0.38

Q4=Q2-Q3=138.89-31.67=107.78（t/h）

Q4=Q5=107.78（t/h）

查①图5.2-35.2-5==0.44=0.67

Q10===176.20（t/h）

Q9=Q10=176.20（t/h）

Q7=Q6+Q13=176.20+138.89=315.09（t/h）

====100%

=×100%=×100%=22.80%

==-=100%-22.80=77.6%

==C=126.86%

=+=126.86%+100%=226.86%

2.2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=90%因为两段皆为全闭路连续磨矿。

所以m==1K=0.8

1.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

Qh==100（t/h）

2.计算用的原始指标

1）确定m=1k=0.8

2）根据中硬度矿石，d给=12（mm）。

查《选矿厂设计》表5.2-10取=9.5%

3）根据磨矿产品中-200目含量为85%。

查《选矿厂设计》表5.2-9取d终=0.1（mm）=10%

4）根据d终=0.1（mm）。

查《选矿厂设计》表5.2-9取C1=350%C2=300%

3.计算各产物的矿量和产率

Q1=Q4=Q7=100

Q5=Q1C1=100×350%=350（t/h）

Q2=Q1+Q5=100+350=450（t/h）

Q9=Q8=215.74（t/h）

Q6=Q7+Q8=100+179.68=315.75（t/h）

2.3浮选流程的计算

原始数据如下：

Q=100（t/h）=1.48%

=24.25%=12.26%=8.45%=4.24%

=92.00%E16=95.00%E14=90.00%E11=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3

1.计算必要而充分的原始指标数

NP=C（np-ap）=2×（8-4）=8

2.按工业试验结果与现厂生产指标分析，先用的8个指标如下：

=24.25%=12.26%=8.45%=4.24%

=92.00%E16=95.00%E14=90.00%E11=85.00%

3.列平衡方程计算各产物产率、各产物的回收率和未知产物的品位

2.4矿浆流程的计算

原始指标：

必须保证的适宜浓度：

一段磨机浓度KI=78.00%俩段磨矿浓度KIV=75.00%

粗选作业浓度KV=22.08%一次精选作业浓度KVI=20.81%

扫选作业作业KVII=21.62%二次精选作业浓度KVIII=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