选矿厂设计课程设计.docx

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选矿厂设计课程设计

课程设计任务书

学生姓名：

XXX专业班级：

矿物0701

指导教师：

XXX工作单位：

XX学院

题目:

石墨选矿厂工艺设计

初始条件：

（详见指导书）

1选矿厂生产能力Q=218T/D，原矿品位β=4.6%；

2粉碎车间原矿最大粒度Dmax=300mm，磨浮车间原矿最大粒度dmax=15mm；

3最终精矿品位β=88.00%；最终精矿回收率ε=85%。

4粗磨原矿中-200目含量为6.00%；粗磨产品中-200目含量为42.00%。

要求完成的主要任务:

（包括课程设计工作量及其技术要求，以及说明书撰写等具体要求）

1石墨选矿厂数质量工艺流程的计算：

矿浆流程计算：

包括磨矿浮选车间工艺流程及矿浆流程计算；

2选矿厂主要设备的选型与计算：

包括粗磨与分级设备的选型与计算、一、二、三次再磨设备的选型与计算、粗、扫选及一-三次精选设备的选型与计算；

3辅助设备的选型与计算：

包括原矿仓的选择与计算、粉矿仓下给矿机和皮带运输机的选型与计算以及搅拌槽的选择与计算。

4画图部分：

粉碎、磨矿、浮选车间数质量矿浆流程图；磨矿与浮选车间机械设备联系图。

其它详见指导书。

时间安排：

教师讲课：

1天；

学生自己设计与计算：

3天；

编写课程设计报告书：

1天；

总计：

5天。

（具体安排详见指导书）

指导教师签名：

年月日

系主任（或责任教师）签名：

年月日

1目的与要求

1.1目的

1使学生初步掌握流程选择的基本原则和基本方法，并能正确地进行磨浮流程的计算、主要设备的选择与计算，较合理地进行设备配置。

2使学生学会使用参考书、选矿设计手册、设备图册等参考资料，为今后的毕业设计打下基础。

1.2要求

掌握据矿石特性选择加工工艺流程的方法，学会利用获得的原始资料进行流程计算、设备计算和选型；使用计算机绘制数质量工艺流程图、矿浆流程图及机械设备联系图，设计深度达初步设计要求。

2课程设计内容

某石墨选矿厂磨矿浮选车间的工艺设计（磨矿浮选车间工艺流程与矿浆流程的计算、主要设备选型与计算、部分辅助设备的选型与计算）。

2.1给定条件

某石墨选矿厂,矿石属中硬矿石，原矿最大粒度、原矿品位、矿石处理量、－200目含量，粗磨的磨矿细度、最终选别指标等详见流程图1及设计条件表1、表2、表3（矿石的真比重δT=2.7t/m3，堆比重γ=1.6t/m3磨机循环负荷C=150%）。

设计要求：

精矿品位β=88%，精矿回收率ε=85%。

试按以下流程进行流程计算和设备的选型与计算，其中粉碎流程为两段开路。

磨机现场条件：

南墅石墨矿Φ1500×3000mm湿式格子型球磨机，给料最大粒度15mm，其中－200目占6%，磨矿细度为－200目占45.5%时，磨机稳定的生产能力为Q0=18t/h。

图2-1磨矿浮选车间流程

表2-1设计条件

设计条件内容

选矿厂生产能力Q（t/D）

218

原矿品位（%）

4.6

磨浮车间原矿中最大块直径Dmax（mm）

15

粗磨原矿中-100目含量（-200目含量%）

（6）

粗磨产品细度-100目含量（-200目含量%）

60（42）

最终精矿品位（%）

88

最终精矿回收率（%）

85

表2-2浮选流程给定原始指标

产物号

479121416

品位β（%）

4.6044.678.5076.2284.2288.00

作业回收率E（%）

83.0024.0090.0094.0089.00

回收率ε（%）

85.00

表2-3矿浆流程给定原始指标

必须保证的液固比R

不能调节的液固比R

RⅠ=0.43RⅢ=3.00

RⅣ=4.00RⅤ=5.70

RⅥ=5.70RⅦ=7.30

R1=0.02R4=2.57

R5=0.18R7=1.00

R9=3.00R12=1.50

R14=1.86R16=2.30

2.2设计内容

2.2.1流程计算部分：

2.2.1.1一段闭路磨矿流程的计算

2.2.1.2再磨与选别数质量流程的计算

2.2.1.3再磨与选别矿浆流程的计算

2.2.2主要设备的选型与计算部分

2.2.2.1粗磨与分级设备的选型与计算

2.2.2.2Ⅰ-Ⅲ次再磨设备的选型与计算

2.2.2.3粗选、扫选、1-3次精选浮选设备的选型与计算

2.2.3辅助设备的选型与计算

2.2.3.1原矿仓的选择与计算

2.2.3.2原矿仓下给矿机的选型与计算

2.2.3.3磨矿仓给矿机下胶带运输机的选型与计算

2.2.3.4搅拌槽的选择与计算

2.2.4画图部分：

2.2.4.1粉碎、磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图

2.2.4.2磨矿、浮选车间机械设备联系图

3课程设计步骤与方法

1设计步骤：

先进行磨矿流程、选别流程、矿浆流程的计算，其次再进行磨矿、分级、再磨、浮选等设备及辅助设备的选型与计算，最后画出磨矿浮选车间的数质量、矿浆流程图及机械设备联系图。

2设计方法：

先根据已知条件算出各已知点的产率r、回收率ε、品位β、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标；再用平衡法即利用平衡方程式（重量平衡、金属量平衡、水量平衡、矿浆体积平衡）求其余各产物的产率r、回收率ε、品位β、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标。

3.1一段闭路磨矿流程的计算

主要是求流程中各点的Q与r。

具体是求Q2、Q5、r2、r5。

∵Q1=Q4=（218/1.02）/=8.91（t/h），Q5=CQ1=1.5×8.91=13.36（t/h），

∴Q2=Q3=Q1+Q5=8.91+13.36=22.27（t/h）；

r2=Q2/Q1=22.27/8.91=250.00%，

r5=Q5/Q1=13.36/8.91=150.00%。

3.2三次再磨三次精选数质量流程的计算

3.2.1按公式Nn=C（np－ap）、Nβ=np－ap、Nε=Nn－Nβ求出所需原始指标数、品位指标数及回收率指标数。

Np=C（np－ap）=2×（10-5）=10；

Nβ=np－ap=10-5=5；

Nε=Nn－Nβ=10-5=5；

式中Np——原始指标数（不包括已知的给矿指标）；

C——计算成分（参与流程计算的项，若流程只计算产物重量，如破碎，磨矿流程，则C=1;若流程既要计算产物重量，又要计算中各种金属的含量，则C=1+e）；

e——参与流程计算的金属种类数；单金属矿e=1，两种金属矿e=2，…依次类推；

np——流程中的选别产物数（不含混合产物数）；

ap——流程中的选别作业数（不含混合作业数）；

Nβ——品位指标数；

Nε——回收率指标数。

3.2.2据试验报告及现厂生产数据选定原始指标数及具体指标（见设计条件表2-1、2-2、2-3）

3.2.3用平衡方程式求出各个产物的εn值

先将作业回收率折算成对原矿的回收率；再用平衡法求其余的回收率。

ε14=ε16/E16=85/89=95.51%；ε12=ε14/E14=95.51/94=101.61%；

ε11=ε12/E12=101.61/90=112.90%；ε17=ε14-ε16=95.51-85=10.51%；

ε15=ε12-ε14=101.61-95.51=6.10%；ε18=ε15+ε17=6.10+10.51=16.61%；

ε13=ε11-ε12=112.90-101.61=11.29%；ε7=ε11-ε18=112.90-16.61=96.29%；

ε6=ε7/E7=96.29/83=116.01%；ε8=ε6-ε7=116.01-96.29=19.72%；

ε19=ε6-ε4=116.01-100=16.01%；ε9=ε19-ε13=16.01-11.29=4.72%；

对点10、6、11三点进行校核。

如ε10=ε8-ε9=19.72-4.72=15.00%；校核：

ε10=ε4-ε16=100-85=15.00%；

ε6=ε7+ε8=96.29+19.72=116.01%ε11=ε7+ε18=96.29+16.61=112.90%

3.2.4按公式rn=β1εn/βn求出已给产物（βn）的产率rn，再用平衡方程式求出其余产物的rn值

一求已知品位β的产率：

r7=β1ε7/β7=4.6×96.29/44.67=9.92%

r9=β1ε9/β9=4.6×4.72/8.50=2.55%

r12=β1ε12/β12=4.6×101.61/76.22=6.13%

r14=β1ε14/β14=4.6×95.51/84.22=5.22%

r16=β1ε16/β16=4.6×85.00/88.00=4.44%；

二求其余产物的产率：

r17=r14-r16=5.22-4.44=0.78%；r15=r12-r14=6.13-5.22=0.91%；

r18=r15-r17=0.91+0.78=1.69%；r11=r7+r18=9.92+1.69=11.61%；

r13=r11-r12=11.61-6.13=5.48%；r19=r9+r13=2.55+5.48=8.03%；

r6=r4+r19=100+8.03=108.03%；r8=r6-r7=108.03-9.92=98.11%；

r10=r8-r9=98.11-2.55=95.56%；

对点10、6、11进行校核。

如r10=r8-r9=98.11-2.55=95.56%；校核：

r10=r4-r16=100-4.44=95.56%；

r6=r7+r8=9.92+98.11=108.03%r11=r12+r13=6.13+5.48=11.61%

3.2.5按公式βn=β1εn/rn求出其余产物的βn值

β6=β1ε6/r6=4.6×116.01/108.03=4.94%；

β8=β1ε8/r8=4.6×19.72/98.11=0.92%；

β18=β1ε18/r18=4.6×16.61/1.69=45.21%；

β11=β1ε11/r11=4.6×112.90/11.61=44.73%；

β13=β1ε13/r13=4.6×11.29/5.48=9.48%；

β10=β1ε10/r10=4.6×15.00/95.56=0.72%；

β19=β1ε19/r19=4.6×16.01/8.03=9.17%；

β15=β1ε15/r15=4.6×6.10/0.91=30.84%；

β17=β1ε17/r17=4.6×10.51/0.78=61.98%；

3.2.6按公式Qn=Q1rn求出各产物的Qn值

Q6=Q4r6=8.91×108.03%=9.63t/h；Q7=Q4r7=8.91×9.92%=0.88t/h；

Q8=Q4r8=8.91×98.11%=8.74t/h；Q9=Q4r9=8.91×2.55%=0.23t/h；

Q10=Q4r10=8.91×95.56%=8.51t/h；Q11=Q4r11=8.91×11.61%=1.04t/h；

Q12=Q4r12=8.91×6.13%=0.55t/h；Q13=Q4r13=8.91×5.48%=0.49t/h；

Q14=Q4r14=8.91×5.22%=0.47t/h；Q15=Q4r15=8.91×0.91%=0.08t/h；

Q16=Q4r16=8.91×4.44%=0.40t/h；Q17=Q4r17=8.91×0.78%=0.07t/h；

Q18=Q4r18=8.91×1.69%=0.15t/h；Q19=Q4r19=8.91×8.03%=0.72t/h；

对点10、6、11进行校核：

Q10=Q4-Q16=8.91-0.40=8.51t/h。

Q6=Q10+Q16+Q19=8.51+0.40+0.72=9.63

Q11=Q13+Q15+Q17+Q16=0.49+0.08+0.07+0.40=1.04

3.2.7列出浮选流程数质量平衡表

表3-1浮选流程数质量平衡表

作业及产物号码

作业及产物名称

Q（T/h）γ（%）β（%）ε（%）

磨矿作业

1

5

小计

进入作业物料

原矿

分级机返砂

8.91100.004.60100.00

13.36150.004.60150.00

22.27250.00250.00

磨矿作业

3

小计

由作业排除产物

磨机排料

22.27250.004.60250.00

22.27250.004.60250.00

分级作业

3

小计

进入作业物料

磨机排料

22.27250.004.60250.00

22.27250.004.60250.00

分级作业

4

5

小计

由作业排出产物

分级机溢流

分级机返砂

8.91100.004.60100.00

13.36150.004.60150.00

22.27250.00250.00

混合作业6

4

13

9

小计

进入作业物料

分级机溢流

精选I尾矿

扫选精矿

8.91100.004.60100.00

0.495.489.4811.29

0.232.558.504.72

9.63108.03116.01

混合作业6

6

小计

由作业排出产物

粗选原矿

9.63108.034.94116.01

9.63108.034.94116.01

粗选作业

6

小计

进入作业物料

粗选原矿

9.63108.034.94116.01

9.63108.034.94116.01

粗选作业

7

8

小计

由作业排出产物

粗选作业精矿

粗选作业尾矿

0.889.9244.6796.29

8.7498.110.9219.72

9.62108.03116.01

扫选作业

8

小计

进入作业物料

粗选尾矿

8.7498.110.9219.72

8.7498.110.9219.72

扫选作业

9

10

小计

由作业排出产物

扫选作业精矿

扫选作业尾矿

0.232.558.504.72

8.5195.560.7215.00

8.7498.1119.72

混合作业11

7

15

17

小计

进入作业物料

粗选精矿

二次精选尾矿

三次精选尾矿

0.889.9244.6796.29

0.080.9130.846.10

0.070.7861.9810.51

1.0411.61112.90

混合作业11

11

小计

由作业排出产物

一次精选原矿

1.0411.6144.73112.90

1.0411.6144.73112.90

一次精选作业

7

15

17

小计

进入作业物料

粗选精矿

二次精选尾矿

三次精选尾矿

0.889.9244.6796.29

0.080.9130.846.10

0.070.7861.9810.51

1.0411.61112.90

一次精选作业

12

13

小计

由作业排除产物

一次精选精矿

一次精选尾矿

0.556.1376.22101.61

0.495.489.4811.29

1.0411.61112.90

二次精选作业

12

小计

进入作业物料

一次精选精矿

0.556.1376.22101.61

0.556.1376.22101.61

二次精选作业

14

15

小计

由作业排除产物

二次精选精矿

二次精选尾矿

0.475.2284.2295.51

0.080.9130.846.10

0.556.13101.61

三次精选作业

14

小计

进入作业物料

二次精选精矿

0.475.2284.2295.51

0.475.2284.2295.51

三次精选作业

16

17

小计

由作业排除产物

三次精选精矿

三次精选尾矿

0.404.4488.0085.00

0.070.7861.9810.51

0.475.2295.51

3.2.8画出（磨矿）浮选数质量流程图

磨矿、浮选车间数质量流程图:

见选矿工艺A1图纸第1张。

3.3一段闭路磨矿一次粗选一次扫选三次再磨三次精选矿浆流程的计算

3.3.1据试验报告及现厂生产数据，确定必须保证的及不可调节的Rn值（见设计条件表3）

3.3.2按公式Wn=RnQn计算各已知Rn值的各作业及产物水量Wn

W1=R1Q1=0.02×8.91=0.18（t/h）（t/h）；W5=R5Q5=0.18×13.36=2.40（t/h）；

W4=R4Q4=2.57×8.91=22.90（t/h）；W7=R7Q7=1.00×0.88=0.88（t/h）；

W9=R9Q9=3.00×0.23=0.69（t/h）；W12=R12Q12=1.50×0.55=0.83（t/h）；

W14=R14Q14=1.86×0.47=0.87（t/h）；W16=R16Q16=2.30×0.40=0.92（t/h）；

WІ=RІQІ=0.43×22.27=9.58（t/h）；WⅢ=RⅢQⅢ=3.00×9.63=28.89（t/h）；

WⅣ=RⅣQⅣ=4.00×8.74=34.96（t/h）；WⅤ=RⅤQⅤ=5.70×1.04=5.93（t/h）；

WⅥ=RⅥQⅥ=5.70×0.55=3.14（t/h）；WⅦ=RⅦQⅦ=7.30×0.47=3.43（t/h）；

3.3.3按平衡方程式计算其余各产物水量Wn及补加水量Ln

各产物水量：

W8=WⅢ-W7=28.89-0.88=28.01（t/h）；W10=WⅣ-W9=34.96-0.69=34.27（t/h）；

W13=WⅤ-W12=5.93-0.83=5.10（t/h）；W15=WⅥ-W14=3.14-0.87=2.27（t/h）；

W17=WⅦ-W16=3.43-0.92=2.51（t/h）；W18=W15+W17=2.27+2.51=4.78（t/h）；

W19=W13+W9=5.10+0.69=5.79（t/h）；

各作业补加水量：

LІ=WІ-W1-W5=9.58-0.18-2.40=7.00（t/h）；

LⅡ=W4+W5-WІ=22.90+2.40-9.58=15.72（t/h）；

LⅢ=WⅢ-W4-W19=28.89-22.90-5.79=0.20（t/h）；

LⅣ=WⅣ-W8=34.96-28.01=6.95（t/h）；

LⅤ=WⅤ-W7-W18=5.93-0.88-4.78=0.27（t/h）；

LⅥ=WⅥ-W12=3.14-0.83=2.31（t/h）；

LⅦ=WⅦ-W14=3.43-0.87=2.56（t/h）；

3.3.4按公式Rn=Wn/Qn计算未知Rn值的各作业及产物的液固比

RⅡ=（W4+W5）/Q2=（22.90+2.40）/22.26=1.14；

R8=W8/Q8=28.01/8.74=3.20；

R10=W10/Q10=34.27/8.51=4.03；

R13=W13/Q13=5.10/0.49=10.41；

R15=W15/Q15=2.27/0.08=28.38；

R17=W17/Q17=2.51/0.07=35.86；

R18=W18/Q18=4.78/0.15=31.87；

3.3.5按公式Vn=Qn（Rn＋1/δT）计算各产物的矿浆体积-δT矿石真比重

给定Rn的矿浆体积计算：

V1=Q1（R1+1/δ）=8.91（0.02+1/2.7）=3.47（m³/h）；

V4=Q4（R4+1/δ）=8.91（2.57+1/2.7）=26.20（m³/h）；

V5=Q5（R5+1/δ）=13.36（0.18+1/2.7）=7.35（m³/h）；

V7=Q7（R7+1/δ）=0.88（1.00+1/2.7）=1.21（m³/h）；

V12=Q12（R12+1/δ）=0.55（1.50+1/2.7）=1.03（m³/h）；

V14=Q14（R14+1/δ）=0.47（1.86+1/2.7）=1.05（m³/h）；

V16=Q16（R16+1/δ）=0.40（2.30+1/2.7）=1.07（m³/h）；

V9=Q9（R9+1/δ）=0.23（3.00+1/2.7）=0.78（m³/h）；

VⅠ=Q3（RⅠ+1/δ）=22.27（0.43+1/2.7）=17.82（m³/h）；

VⅢ=Q6（RⅢ+1/δ）=9.63（3.00+1/2.7）=32.45（m³/h）；

VⅣ=Q8（RⅣ+1/δ）=8.74（4.00+1/2.7）=38.19（m³/h）；

VⅤ=Q11（RⅤ+1/δ）=1.03（5.70+1/2.7）=6.31（m³/h）；

VⅥ=Q12（RⅥ+1/δ）=0.55（5.70+1/2.7）=3.34（m³/h）；

VⅦ=Q14（RⅦ+1/δ）=0.47（7.30+1/2.7）=3.60（m³/h）；

其余各点矿浆体积计算：

V10=VⅣ-V9=38.19-0.78=37.41（m³/h）；V13=VⅤ-V12=6.31-1.03=5.28（m³/h）；

V6=V4+V13+V9=26.20+5.28+0.78=32.26（m³/h）

V8=VⅢ-V7=32.45-1.21=31.24（m³/h）；

V11=VⅤ-LⅤ=6.31-0.27=6.04（m³/h）；V15=VⅥ-V14=3.34-1.05=2.29（m³/h）；

V17=VⅦ-V16=3.60-1.07=2.53（m³/h）；V19=V13+V9=5.28+0.78=6.06（m³/h）；

V18=V15+V17=2.29+2.53=4.82（m³/h）；

核对：

V13=V7+V8-V4-V9-LⅢ=1.21+31.24-26.20-0.78-0.20=5.27（m³/h）；

V13=V17+V15+V7+LⅤ-V12=2.53+2.29+1.21+0.27-1.03=5.27（m³/h）

3.3.6选矿厂总耗水量及实际耗水量的估算

（1）选厂总耗水量平衡方程式为w1+∑Li=∑Wk,

故∑Li=∑Wk-W1=W16+W10-W1=0.92+34.27-0.18=35.01（t/h）

w1-原矿带入水量；∑Li-总耗水量或补加总水量；∑Wk-最终产物带走水量；

（2）选矿厂实际耗水量估算：

上述计算只是工艺过程的用水量，考虑到洗刷地板、冲洗设备及冷却用水等，总耗水量还应加大10—20%，故实际耗水量应为∑Li×（1+10%）=35.01×1.1=38.51（t/h）。

3.3.7列出矿浆流程平衡表

表3-2矿浆流程平衡表

作业及产物编号

作业及产物名称

产率γ（%）

产量Q（t/h）

液固比R

水量（m3/h）

矿浆体积（m3/h）

磨矿作业

1

5

LІ