课程设计说明书马琨.docx
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课程设计说明书马琨
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：
矿物加工工程学院
专业班级：
矿物加工09班
学生姓名：
马琨
指导教师：
赵通林
成绩：
2012年12月20日
1.33投资及服务年限，回收期………………………………………...2.
2.2.3细碎设备的选择与计算…………………………………………..11.
2.3筛分设备的选择计算……………………………………………………..14.
3.2.1一段磨矿设备的选择…………………………………………….18.
3.3分级设备的选择与计算…………………………………………………..26.
3.3.1一次分级设备的选择与计算…………………………………….26.
4浮选流程的选择与计算及设备选择…………………………………………...29.
4.1浮选流程的选择与计算………………………………………………….29.
4.3浮选设备的选择与计算………………………………………………......38.
4.3.1粗选设备的选择与计算……………………………………….....38.
4.3.2一次精选设备的选择与计算…………………………………….38.
4.3.3二次精选设备的选择与计算…………………………………….39.
4.3.4扫选设备的选择与计算.................................................................39.
1绪论
1.1任务来源：
辽宁科技大学矿业工程学院矿物加工系。
1.2矿石来源与性质：
该矿石其主要金属矿物是黄铜矿、辉铜矿及少量孔雀石，脉石矿物以角闪石、绿泥石为主，并含有少量云母。
矿石密度：
3000kg/m3；松散密度：
1800kg/m3；普氏硬度系数：
f=8―12；原矿含水率：
4%；铜矿石品味1.48％。
1.3选矿厂概况
原矿处理量为2500吨/天，工艺流程为三段一闭路破碎，二段闭路磨矿、粗选-精选-扫选浮选工艺流程。
日产精矿量为5.61吨，。
主要车间有粗碎车间，磨矿车间，筛分车间，浮选车间。
辅助车间有尾矿、机修，供水、供电等。
1.3.1选矿厂车间工作制度
1）破碎车间作业制度
粗碎作业：
设备年作业率为67.81%，设备运转相当于330天/年，3班/天，6小时/班
磨矿选别主厂房采用连续工作制度
车间
名称
全年工作
天数
每日工作
班数
每班工作小时
年工作小时数
设备作业率（%）
磨矿选别
330
3
8
7920
90.41
1.3.2选矿厂技术经济指标
原矿处理量：
2500吨/天；日产精矿量：
5.61吨；原矿品位：
1.48%；精矿品位：
24.25%；尾矿品位0.13%；铜回收率：
92.00%。
1.3.3投资及服务年限，回收期
本设计选矿厂服务年限为25年，大概投资回收期为3年。
2.选矿工艺方法及流程的确定及设备选择
2.1破碎流程的选择与计算
拟定采用三段一闭路破碎流程。
原矿中最大粒度500mm最终产品粒度12mm，若采用两段破碎流程由表xx得最大破碎比为S1*S2=5*8<500/12故采用两段破碎不可行，另外本矿石是中等硬度矿石适宜采用三段一闭路破碎流程故拟定方案可行。
流程图如下：
图
（1）:
三段一闭路破碎流程图
破碎筛分流程计算
1）确定工作制度计算破碎车间生产能力
q=Q/T=2500/（3×6）=138.89t/h
2）计算总破碎比及分配各段破碎比
S总=
=
=41.67
根据《选矿厂设计》表5.2―5，初步拟定第一段选用颚式破碎机，第二段选用标准圆型锥破碎机，第三段选用短头型圆锥破碎机
S总=S1*S2*S3=3.00×3.47×4.00=41.67
3）计算各段破碎产率的最大粒度
d2/mm=dmax/s1=500/3.0=166.7取167
d5/mm=d2/s2=167/3.47=48.03取48
d10/mm=d6/s3=48/4=12取12
4）计算各段破碎机的排矿口宽度
查《选矿厂设计》表5.2―6得Z1=1.6，Z2=1.9
b1/mm=d2/Z1=167/1.6=104.4取105
b2/mm=d6/Z2=48/1.9=25.3取26
b3/mm=0.8*d8=0.8×12=9.6取9
5）确定各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率
第二段采用振动筛，第三段选用等值筛分工作制度
a2=b2―d5=25―49取a2=30E2=80％
a3=1.2*d10=1.2×12=14.4取a3=15E3=80％
6）计算各产物的矿量和产率
查《选矿厂设计》图5.2―4得β2-35=20％
查《选矿厂设计》图5.2―3得β6-15=46％
查《选矿厂设计》图5.2―4得β10-15=75％
q1=q2=q6=q8=138.89t/h
q3=q2*β2-35*E2=138.89×20％×80％=22.2t/h
q5=q4=q1-q3=138.89-22.2=116.7t/h
C=（1-β6-15*E3）/（β10-15*E3）=（1-46％×80％）/（75％×80％）=105.3％
q9=q10=C*q1=138.89×105.3％=146.30t/h
q7=q6+q10=138.89+146.3=285.19t/h
rn=qn/q1
r1=r2=r6=r8=100﹪
r3=q3/q1=22.2/138.89=16％
r5=r4=q5/q1=116.7/138.89=84.02％
r9=r10=q9/q1=146.3/138.89=105.3％=C
r7=q7/q1=285.19/138.89=205.3％
2.2破碎设备的选择和计算
2.2.1粗碎设备的选择和计算
本选厂粗碎给矿最大粒度500m,产品粒度12mm.处理量138.89t/h
初步拟定一下两个方案
方案一：
颚式破碎机PE900×1200
方案二：
颚式破碎机PJ1900×1200
方案一：
颚式破碎机PE600×900
1）计算生产能力
q=K1*K2*K3*K4*qs=1.10×1.1875×1.244×1.0×131.25=213.28t/h
式中：
q——在设计条件下破碎机的生产能力t/h；
K1——矿石硬度修正系数，K1=1-0.05（f-14）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K1=1.10
K2——矿石密度修正系数，K2=ρs/1.6=1900/1.6=1.1875
K3——给矿粒度修正系数，按下式计算：
K3=1+（0.8-dmax/b）或查《选矿
厂设计》表6.2―1;K3=1+（0.8-dmax/b）=1+（0.8-500/900）=1.244
dmax——给矿最大粒度，500mm
b——给矿口宽度，900mm
K4——水份修正系数，查《选矿厂设计》表6.2―1；K4=1
qs——标准条件下（中硬度矿石，松散密度1.6t/m3），开路破碎时处理量，t/h，当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0*bp=1.25×105=131.25t/h
q0——单位排矿口宽度处理量，t/（mm*h）,查《选矿厂设计》表6.2―2q0=1.25t/（mm*h）
bp——破碎机排矿口宽度，mm;bp=105mm
2）计算破碎机台数
n=K*qd/q=1.1×138.89/214.74=64.67%取n=1台
n——设计需要的破碎机台数；
K——不均匀系数，K=1.1-1.2，取1.1;
qd、q——分别为破碎作业设计矿量、单台处理量;
3）计算设备负荷率
η=qd/n*q=138.89/（1×213.28）=65.12％；
方案二：
颚式破碎机PJ1900×1200
1）计算生产能力
q=K1*K2*K3*K4*qs=1.10×1.1875×1.244×1.0×132.15=213.28/h
式中：
q——在设计条件下破碎机的生产能力t/h；
K1——矿石硬度修正系数，K1=1-0.05（f-14）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K1=1.10
K2——矿石密度修正系数，K2=ρs/1.6=1900/1.6=1.1875
K3——给矿粒度修正系数，按下式计算：
K3=1+（0.8-dmax/b）或查《选矿
厂设计》表6.2―1;K3=1+（0.8-dmax/b）=1+（0.8-500/900）=1.244
dmax——给矿最大粒度，500mm
b——给矿口宽度，900mm
K4——水份修正系数，查《选矿厂设计》表6.2―1；K4=1
qs——标准条件下（中硬度矿石，松散密度1.6t/m3），开路破碎时处理量，t/h，当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0*bp=1.25×105=131.25t/h
q0——单位排矿口宽度处理量，t/（mm*h）,查《选矿厂设计》表6.2―2q0=1.25t/（mm*h）
bp——破碎机排矿口宽度，mm;bp=105mm
3）计算破碎机台数
n=K*qd/q=1.1×138.89/214.74=0.65取n=1台
n——设计需要的破碎机台数；
K——不均匀系数，K=1.1-1.2，取1.1;
qd、q——分别为破碎作业设计矿量、单台处理量;
3）计算设备负荷率
η=qd/n*q=138.89/（1×213.28）=65.12％；
方案对比：
序号
型号
台数
负荷率/%
备注
方案一
PE900×1200复摆式颚式破碎机
1
65.12
劣
方案二
PJ1900×1200简摆式颚式破碎机
1
65.12
优
方案一与方案二对比破碎机台数与负荷率都合理，但简摆式维修简单故采用方案二
PJ1900×1200简摆式颚式破碎机
类型
型号及规格
进料口/mm
最大给矿粒度/mm
处理量
/
t/h
排矿口调节范围/mm
主转轴
/
R/min
传动电动机
最重件质量/t
外形尺寸
质量/t
型号
功率/kW
电压/V
简摆式
PJ1900×1200
1200×900
750
180—270
100—180
180
110
380
27
4754×4768×3221
55.383
2.2.2中碎设备选择与计算
初步拟定以下两个方案
方案一：
单缸液压标准圆锥破碎机PYY900/130
方案二：
弹簧标准圆锥破碎机PYB-900
方案一：
PYY900/130
4）计算生产能力
q=K1*K2*K3*K4*qs=1.10×1.1875×1.02×1.0×65.52=87.30t/h
式中：
q——在设计条件下破碎机的生产能力t/h；
K1——矿石硬度修正系数，K1=1-0.05（f-14）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K1=1.10
f=矿石的普氏硬度系数
K2——矿石密度修正系数，K2=ρs/1.6=1900/1.6=1.1875
K3——给矿粒度修正系数，按下式计算：
K3=1+（0.8-dmax/b）或查《选矿
厂设计》表6.2―1;K3=1+（0.8-dmax/b）=1+（0.8-105/135）=1.02
dmax——给矿最大粒度，105mm
b——给矿口宽度，135mm
K4——水份修正系数，查《选矿厂设计》表6.2―1；K4=1
qs——标准条件下（中硬度矿石，松散密度1.6t/m3），开路破碎时处理量，t/h，当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0*bp=2.52×26=65.52t/h
q0——单位排矿口宽度处理量，t/（mm*h）,查《选矿厂设计》表6.2―2q0=2.52t/（mm*h）
bp——破碎机排矿口宽度，mm;bp=26mm
5）计算破碎机台数
n=K*qd/q=1.1×116.7/87.30=1.47取n=2台
n——设计需要的破碎机台数；
K——不均匀系数，K=1.1-1.2，取1.1;
qd、q——分别为破碎作业设计矿量、单台处理量;
3）计算设备负荷率
η=qd/n*q=116.7/（2×87.30）=66.84％；
方案二：
弹簧圆锥破碎机PYB-900
1）计算生产能力
q=K1*K2*K3*K4*qs=1.10×1.1875×1.02×1.0×65=86.60t/h
式中：
q——在设计条件下破碎机的生产能力t/h；
K1——矿石硬度修正系数，K1=1-0.05（f-14）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K1=1.10
f=矿石的普氏硬度系数
K2——矿石密度修正系数，K2=ρs/1.6=1900/1.6=1.1875
K3——给矿粒度修正系数，按下式计算：
K3=1+（0.8-dmax/b）或查《选矿
厂设计》表6.2―1;K3=1+（0.8-dmax/b）=1+（0.8-105/135）=1.02
dmax——给矿最大粒度，105mm
b——给矿口宽度，135mm
K4——水份修正系数，查《选矿厂设计》表6.2―1；K4=1
qs——标准条件下（中硬度矿石，松散密度1.6t/m3），开路破碎时处理量，t/h，当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0*bp=2.5×26=65t/h
q0——单位排矿口宽度处理量，t/（mm*h）,查《选矿厂设计》表6.2―2q0=2.5t/（mm*h）
bp——破碎机排矿口宽度，mm;bp=26mm
2）计算破碎机台数
n=K*qd/q=1.1×116.7/86.60=1.48取n=2台
n——设计需要的破碎机台数；
K——不均匀系数，K=1.1-1.2，取1.1;
qd、q——分别为破碎作业设计矿量、单台处理量;
3）计算设备负荷率
η=qd/n*q=116.7/（2×86.60）=67.34％；
方案对比
序号
型号
台数
负荷率/%
备注
方案一
单缸液压标准圆锥破碎机PYY900/130
2
66.84
优
方案二
弹簧标准圆锥破碎机PYB-900
2
67.34
劣
方案一与方案二对比破碎机台数与负荷率都合理，但单缸液压标准圆锥破碎维修简单故采用方案一
类型
型号及规格
进料口/mm
最大给矿粒度/mm
处理量
/
t/h
排矿口调节范围/mm
传动电动机
型号
功率/kW
电压/V
单缸标准
PYY900/130
135
115
40-100
15-40
55
380
2.2.3细碎设备的选择与计算
初步拟定两个方案
方案一：
单缸液压短头圆锥破碎机PYY900/60
方案二：
弹簧短头圆锥破碎机PYD-600
方案一：
单缸液压短头圆锥破碎机PYY900/60
1）计算生产能力
q=Kc*qs*K1*K2*K3*K4=1.4×38.25×1.10×1.1875×1.37×1=95.83t/h
式中：
q——在设计条件下破碎机的生产能力t/h；
Kc——闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.3-1.4；取Kc=1.4
K1——矿石硬度修正系数，K1=1-0.05（f-14）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K1=1.10
K2——矿石密度修正系数，K2=ρs/1.6=1900/1.6=1.1875
ρs——设计矿石的松散密度（t/m3）；ρs=1.9
f=矿石的普氏硬度系数
K3——给矿粒度修正系数，按下式计算：
K3=1+（0.8-dmax/b）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K3=1+（0.8-dmax/b）=1+（0.8-26/60）=1.37
dmax——给矿最大粒度，26mm
b——给矿口宽度，60mm
K4——水份修正系数，查《选矿厂设计》表6.2―1；K4=1
qs——标准条件下（中硬度矿石，松散密度1.9t/m3），开路破碎时处理量，t/h，
当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0*bp=4.25×9=38.25t/h
q0——单位排矿口宽度处理量，t/（mm*h）,查《选矿厂设计》表6.2―2
q0=4.25t/（mm*h）
bp——破碎机排矿口宽度，mm;bp=9mm
2）计算破碎机台数
n=K*qd/q=1.1×146.30/95.83=1.68取n=2台
n——设计需要的破碎机台数；
K——不均匀系数，K=1.1-1.2，取1.1;
3）计算设备负荷率
η=qd/n*q=146.30/（2×95.83）=76.33％；
方案二：
弹簧短头圆锥破碎机PYD-600
1）计算生产能力
q=Kc*qs*K1*K2*K3*K4=1.4×9×1.10×1.1875×1.15×1=22.55t/h
式中：
q——在设计条件下破碎机的生产能力t/h；
Kc——闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.3-1.4；取Kc=1.4
K1——矿石硬度修正系数，K1=1-0.05（f-14）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K1=1.10
K2——矿石密度修正系数，K2=ρs/1.6=1900/1.6=1.1875
ρs——设计矿石的松散密度（t/m3）；ρs=1.9
f=矿石的普氏硬度系数
K3——给矿粒度修正系数，按下式计算：
K3=1+（0.8-dmax/b）或查《选矿厂设计》表6.2―1;K3=1+（0.8-dmax/b）=1+（0.8-26/50）=1.15
dmax——给矿最大粒度，26mm
b——给矿口宽度，40mm
K4——水份修正系数，查《选矿厂设计》表6.2―1；K4=1
qs——标准条件下（中硬度矿石，松散密度1.9t/m3），开路破碎时处理量，t/h，
当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0*bp=1.00×9=9t/h
q0——单位排矿口宽度处理量，t/（mm*h）,查《选矿厂设计》表6.2―2
q0=1.00t/（mm*h）
bp——破碎机排矿口宽度，mm;bp=9mm
2）计算破碎机台数
n=K*qd/q=1.1×146.30/22.55=7.14取n=8台
n——设计需要的破碎机台数；
K——不均匀系数，K=1.1-1.2，取1.1;
3）计算设备负荷率
η=qd/n*q=146.30/（8×22.55）=81.10％；
；
序号
型号
台数
负荷率/%
备注
方案一
单缸液压短头圆锥破碎机PYY900/60
2
76.33
优
方案二
弹簧短头破碎机PYD-600
8
81.10
劣
两种方案对比负荷率都合理，但方案一台数更少所以选用方案一
规格型号如下：
类型
型号及规格
进料口/mm
最大给矿粒度/mm
处理量
/
t/h
排矿口调节范围/mm
传动电动机
型号
功率/kW
电压/V
单缸短头
PYY900/600
60
50
15-50
4-12
55
380
2.3筛分设备的选择计算
考虑到矿石中等可碎性质及破碎后产品粒度为12mm，在细碎前增加预先筛分和检查筛分。
固定筛适用于大块物料的筛分效率低，结合矿石性质矿石含水量4%，所以选择振动筛。
二段筛分选用圆振动筛YA1536a2=30E2=80％
1）计算需要振动筛总面积
At=q/
*q0*ρs*K1*K2*K3*K4*K5*K6*K7*K8
=138.89/0.9×20.37×1.9×0.2×2.00×2.5×1×1×1×0.8×1=4.98m2
At——需要振动筛总面积，m2；
q——振动筛的处理量，t/h；
——振动筛有效筛分面积系数，单层筛或双层筛的上层筛
～0.9，下层筛
0.6～0.7；
ρs——矿石松散密度，（t/m3）；
q0——单位筛分面积容积处理量，m3/（m2·h），按《选矿厂设计》表6.3―2;或按下式计算：
细粒筛分（筛孔a<3mm）q0=4*lga/0.08;中粒筛分（筛孔a=4—40mm）q0=24*lga/1.74；粗粒筛分（筛孔a>40mm）q0=51*lga/9.15;q0=24*lg30/1.74=20.37
K1～K8——影响因素修正系数，见《选矿厂设计》表6.3―3。
2）计算筛子台数
n=At/A=4.98/5=0.99取n=1台
筛分机工作参数
型号
项目
参数
项目
参数
YA1536
层数
1
振幅/mm
9.5
工作面积/m2
5
振次/min-1
845
筛孔尺寸/mm
30
处理量/t/h
100-350
结构
编织
总重/t
5.092
给料粒度/mm
200
电动机功率/Kw
11
筛分效率/%
80
筛面倾角/°
20
外形尺寸/mm
3757*2691*2419
三段筛分选用圆振动筛YA1536a3=15E3=80％
1）计算需要振动筛总面积
At=q/
*q0*ρs*K1*K2*K3*K4*K5*K6*K7*K8
=285.19/0.9×16.22×1.9×0.8×1.09×2.5×1×1×1×0.8×1=5.90m2
At——需要振动筛总面积，m2；
q——振动筛的处理量，t/h；
——振动筛有效筛分面积系数，单层筛或双层筛的上层筛
～0.9，下层筛
0.6～0.7；
ρs——矿石松散密度，（t/m3）；
q0——单位筛分面积容积处理量，m3/（m2·h），按《选矿厂设计》表6.3―2;或按下式计算：
细粒筛分（筛孔a<3mm）q0=4*lga/0.08;中粒筛分（筛孔a=4—40mm）q0=24*lga/1.74；粗粒筛分（筛孔a>40mm）q0=51*lga/9.15;q0=24*lg15/1.74=16.22
K1～K8——影响因素修正系数，见《选矿厂设计》表6.3―3。
2）计算筛子台数
n=At/A=5.90/5=1.17取n=2台
筛分机工作参数
型号
项目
参数
项目
参数
YA1236
层数
1
振幅/mm
9.5
工作面积/m2
5
振次/min-1
845
筛孔尺寸/mm
15
处理量/t/h
100-350
结构
编织
总重/t
5.092
给料粒度/mm
200
电动机功率/Kw
11
筛分效率/%
80
筛面倾角/°
20
外形尺寸/mm
3757*2691*2419
3.磨矿工艺方法及流程的确定及设备选择
3．1磨矿流程的选择与计算
拟定采用两段闭路磨矿流程。
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。
适宜采用两段闭路磨矿流程，故拟定流程可行流程图如下：
图
（2）:
两段闭路磨矿流程图
因为是两段全闭路流程根据《选矿厂设计》p23故:
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