矿物加工工程专业毕业设计流程数据参考.docx
《矿物加工工程专业毕业设计流程数据参考.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《矿物加工工程专业毕业设计流程数据参考.docx（20页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
矿物加工工程专业毕业设计流程数据参考
《毕业设计》流程计算
参考数据：
3.2.2破碎流程的计算
设计已知条件：
选矿厂的规模为1200t/d,无手选和洗矿作业，原矿最大粒度为600mm,破碎最终产物为12mm，矿石的松散密度为r=1.65t/m3,中等可碎性矿石，破碎车辆工作制度为每日两班，每班5h。
1．计算破碎车间小时处理量。
Q=Qd/5.0×2=1200/5.0×2=120（t/h）
2.计算总破碎比。
S=Dmax/dmax=600/12=50
3.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3—1所示。
4.计算各段破碎比。
平均破碎比Sa=50=3.68
取S1=3.5S2=4.52
根据总破碎比的等于各段破碎比的乘积S=S1*S2*S3
则第三段破碎比S3为：
S3=S/S1S2=50/3.5×4.52=3.16
5.计算各段破碎产物的最大粒度。
d2=D/S1=600/3.5=171.43mm
d5=D/S2=171.43/4.52=37.93mm
d10=D/S3=37.93/3.16=12mm
6.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。
根据《选矿厂设计》表4—3各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围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：
e2=d2/Z1max=171.43/1.6=107.14mm，取108mm
e5=d5/Z2max=37.93/1.9=19.96mm,取20mm
e9根据筛分工作制度确定。
本设计中采用常规筛分工作制度，e9=d9=12mm,
7.选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率。
在本设计中采用了常规筛分工作制度，则根据以上所述确定：
a4=d9=12mm
并且确定筛分效率：
E=84%
8.计算各段产物的产率和重量。
（1）粗碎作业：
Q1=120（t/h）r1=100%Q2=120（t/h）r2=100%
因为a/e2=12/108=o.11根据《选矿厂设计》图4—5颚式破碎机破碎产物粒度特性曲线分析，取β-122=8%
Q3=Q2β-122E=8.16（t/h）
Q4=Q2（1－α2E）=111.84（t/h）
r3=Q3×100%/Q2=6.8%r4=Q4×100%/Q2=93.2%
Q5=Q4=111.84（t/h）r5=r5=93.2%
（2）中细碎作业：
因为a/e5=12/26=0.46，根据《选矿厂设计》图4—6标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线分析,取β-125=27%，
因为a/e9=12/12=1,根据《选矿厂设计》图4—9短头圆锥破碎机闭路破碎产物粒度特性曲线分析,取β-129=39%，
C=（1－β-125E）×100%/β-129E=2.27（t/h）
Q9=CQ5=253.88（t/h）
Q6=Q5＋Q9=253.88＋111.84=365.75（t/h）
Q7=（Q5β-125＋Q9β-129）E=111.84（t/h）
Q8=Q6－Q7=253.88（t/h）
Q10=120（t/h）
r9=Q9×100%/Q1=211.57%
r6=r5＋r9=304.77%
r7=Q7×100%/Q1=93.20%
r8=r6－r7=211.57%
r10=100%
将计算结果，按产物编号分别填在表中和流程图上，如表3—2所示：
表3—2破碎流程计算结果
Q
数值（t/h）
r
数值（%）
Q1
120
r1
100
Q2
120
r2
100
Q3
8.16
r3
6.8
Q4
111.84
r4
93.2
Q5
111.84
r5
93.2
Q6
365.72
r6
304.77
Q7
111.84
r7
93.20
Q8
253.88
r8
211.57
Q9
253.88
r9
211.57
Q10
120
r10
100
3.3磨矿车间的设计
3.3.1磨矿流程的选择与计算
1.磨矿流程的选择
磨矿流程的选择，主要取决于所要求的磨矿细度及给矿粒度、矿石性质（矿石可磨度）、有用矿物嵌布特征、泥化程度、阶段选择的必要性等。
此外，选矿厂规模对磨矿流程的选择也颇有影响。
本设计选厂采用两段磨矿，一段磨矿细度为-200目占65%，用格子型球磨机，排矿产品粒度0.15～0㎜；二段磨矿为粗精矿再磨，磨矿细度为-200目含量为95%。
两段磨矿分级设备都用水力旋流器，具体流程见图3—2、图3—3。
2.磨矿流程的论证
矿石属中硬度矿石，呈细脉浸染状结构，黄铁矿粒度一般0.003～0.4㎜；粗矿较多，当磨至-0.14㎜时，单体解离度达80%以上；黄铜矿粒度在0.005～0.5㎜之间，以0.01～0.5㎜居多，当磨至-0.074㎜时，单体解离度达85%；辉钼矿粒度较细，当磨至0.02㎜时，单体解离度为80%左右。
该矿属于不均匀嵌布，需达到一定的磨矿细度，才能达到较好的选别效果。
从黄铁矿、黄铜矿的嵌布粒度来看，当磨矿细度在65%左右时，黄铁矿的单体解离度达到80%以上，黄铜矿的单体解离度也较高，这时进行铜硫混浮是易行的，在这个阶段，辉钼矿单体解离度并不高，但它主要与黄铁矿共生，浮选时大部分都可回收，这说明一段磨矿设计的合理的。
但光全面回收硫化矿还不够，还需将铜、硫分离，从嵌布粒度来看，黄铁矿粒度更细，仅在磨至-0.074㎜时，单体解离度达85%，为使铜硫分离变的易行，必须充分保证黄铜矿充分单体解离，据此，再磨流程是不可缺少的，通过再磨，使-200目粒级占95%，一方面保证了黄铜矿的单体解离，另一方面辉钼矿也充分单体解离，这使得铜、钼能和硫的分离变得易行，又使得在后续的铜钼分离变得易行。
因此，本设计再磨流程是合理的。
一段磨矿后置检查分级，保证有足够细的溢流浓度以供选别，这种设计是合理的，它同时又将较粗的物料返回磨矿机，保证有合适的返砂量，以满足磨矿机有适量的物料量，从而提高其效率，减少有用矿物的过粉碎；二段磨矿前设预先检查分级，它不但具有一段分级的功能和特点，它还能先分出给矿中已经合格的物料，从而来提高磨矿机的林恩管理。
因此，二段磨矿的分级设计也是相当合理的。
3.3.2磨矿流程的计算
（一）一段磨矿分级流程的计算
1.原始指标：
Q11=
=50（t/h）
2.循环负荷C的确定
因本设计选厂采用球磨机与水力旋流器自流配置，查《选矿设计手册》
表6.8—3取C=350%
3.磨矿流程的计算
由矿量平衡：
Q14=Q11=50（t/h）γ14=γ11=100%
Q15=CQ11=350%×50=175（t/h）Q13=Q12=Q11+Q15=50＋175=225（t/h）
γ13=γ12=Q13/Q1=
=450%γ15=Q15/Q11=
=350%
计算结果见表3—7或者数质量流程图。
（二）二段磨矿分级流程的计算
1.原始指标：
Q17=3.28（见3.4选别作业的计算）
根据实验所得：
在矿浆中-200目的含量β17=65%β25=95%
查《选矿厂设计》表4—7确定C2=300%
2.分级返砂中β3的确定
查《选矿厂设计》表4—7取β17=15%
3.磨矿流程的计算
Q17=Q25=3.28Q26=Q27=C2Q17=9.84
Q24=Q17+Q27=13.12γ17=γ25=6.57%
γ26=γ27=19.71%γ24=26.28%
计算结果见表3—7或者数质量流程图。
3.4选别流程的计算与设计
影响选别流程的主要因素有有用矿物的嵌布特征、矿石的泥化程度、矿物的可浮性、有用矿物的种类和选矿厂的生产能力。
3.4.1选别流程的选择与论证
1.选别流程的选择
根据原矿性质、现场的试验研究及现场三十年来的生产实践，设计采用图3—4所示原则流程。
磨矿溢流首先进行铜硫混浮得铜硫混合精矿,为提高铜精矿的品位和回收率，铜硫分离前进行粗精矿再磨，分离得铜钼混合精矿（铜精矿，本设计不作铜钼分离项目）和硫精矿。
2.选别流程的论证
德兴铜矿矿石为斑岩铜矿，矿物组成简单，虽属不均匀嵌布，但易浮易选，故本设计流程采用先混合浮选后铜硫分离的浮选流程。
辉钼矿和黄铜矿均具有天然可浮性，易为黄药、黑药等浮选捕收剂捕收，黄铁矿也易被多种浮选捕收剂捕收，而黄铁矿在碱性介质中易受抑制而使得铜硫变得容易分离。
因此，本设计采用铜硫混浮后抑制浮铜来实现铜硫分离是合理的。
生产实践证明，用此流程可获得较好的选别指标。
3.流程的内部结构
（1）铜硫混浮循环
铜硫混浮循环见图3—5所示，设计采用一粗二扫，中矿返回再浮，循序兼顾。
浮选一次选出粗精矿，符合早收原则，同时也符合早丢尾矿原则。
扫Ⅰ中矿集合返回一方面保证粗精矿质量，另一方面保证粗精矿质量的回收率；扫Ⅱ中矿返回到扫Ⅰ，一来提高精矿回收率，二来有不致使精矿品位受到影响。
设计采用粗二扫，可解决低品位原矿造成的矛盾，同时也达到“能收早收、能丢早丢”的原则，这样既保证了选矿质量，又降低选矿成本。
（2）铜硫分离循环
设计铜硫分离循环见图3—5所示。
流程采用了粗精矿再磨再选，不仅提高了铜精矿的品位，而且还可提高铜精矿的回收率。
现场自1978年就已经采用了此方法，结果相当好（较以前）。
这更进一步证实了本设计流程的合理性。
中矿的返回方式如图3—5所示，这一方面可保证铜精矿的品位，另一方面也保证铜精矿的回收率，从而能使合格精矿顺利地实现铜硫分离以得到铜精矿和硫精矿。
另外，赋存在矿石中的金、银等贵金属也因浮选富集到铜精矿中，从而带来较好的经济效益。
3.4.2选别流程的计算
（一）铜硫混浮流程的计算
1.必要而充分的原始指标数NP
NP=C（np-ap）
式中：
NP——计算所需必要而充分的原始指标数；
C——计算成分，等于金属循环数加一；
np——选别产物数；
ap——选别作业数。
本循环：
C=2np=8ap=4
所以，NP=2×（8-4）=8即总的原始指标为8+1=9个
2.如图3—6，原始指标选择如下：
β14=0.45β17=6.0β18=0.23β20=3.5
β21=0.12β22=2.63β23=0.06
3.流程的计算
ⅰ.用平衡方程式求各产物按原矿计的γn与Qn
ⅱ.用公式εn=γnβn/β1求各产物按原矿计的εn
4.用公式βn=β1εn/γn求各产物未知的品位。
计算结果见表3—7所示或者矿浆数质量流程图。
（二）铜硫分离循环流程的计算
1.必要而充分的原始指标数NP
计算公式：
NP=C（np-ap）式中：
NP、C、np、ap意义同铜硫混浮计算。
本循环：
C=2np=10ap=5
计算结果：
NP=10
所以总的必要而充分的原始指标数为11个。
2.原始指标的确定
如图3—6，确定原始指标如下：
β25=6.0β29=12.5β30=2.05β33=18.5β34=5.5β35=4.0
β36=0.95β37=28.0β38=0.5β39=2.5β40=0.15
3.流程的计算
计算步骤同铜硫混浮流程的计算步骤。
计算结果见表3—7或者矿浆数质量流程图。
（三）矿浆流程的计算
1.计算的内容、目的及原理
计算内容：
矿浆流程的计算是在磨矿流程和选别流程计算之后进行的。
所以，计算的内容是：
磨矿和选别流程中各作业或各产物的水量Wn（m3/d）补加水Ln（m3/d）矿浆体积Vn（m3/d）和单位耗水量Wg（m3/t）.
计算的目的和原理：
矿浆流程计算目的是：
为供水、排水、脱水、扬送和分级的设计计算、设备选择提供依据。
计算的原理是：
进入某作业的水量之和，等于该作业排出的水量之和；进入某作业的矿浆量（即体积）之和，等于该作业排出的矿浆量之和——即水量平衡原理。
2.计算所需原始指标
矿浆流程计算中的原始指标应当是生产中最稳定和必须加以控制的指标。
这些指标分为：
1.必须保证的R值，2.不可调节的R值.
3.计算步骤
Ⅰ.根据选矿试验资料和类似矿石选矿厂的生产资料，或参考《选矿厂设计》表4—11，表4—12的数据，确定最合适的各作业和各产物的浓度Cn、各作业补加水的单位定额。
本设计具体数据见表3—3所示。
表3—3矿浆流程原始指标数
必须保证的R值
不可调节的R值
名称
浓度%
R值
名称
浓度%
R值
磨矿作业（Ⅰ）
75
0.33
原矿
96
0.042
分级作业（Ⅰ）
28
2.57
产物17
48
1.08
混浮粗选
25
3
产物20
35
1.86
磨矿作业（Ⅱ）
72
0.33
产物22
30
2.33
分级作业（Ⅱ）
24
0.52
产物29
48
1.08
分离浮选
粗选
25
3
产物33
36
1.78
精选（Ⅰ）
25
3
产物35
35
1.86
精选（Ⅱ）
20
4
产物37
45
1.22
矿浆流程原始指标数
产物39
30
2.33
Ⅱ.根据上述浓度，按下式算出其液固比。
Rn=（100-Cn）/Cn
Ⅲ.按下式算出各作业各产物的水量。
Wn=QnRn
Ⅳ.按各作业水量平衡方程式，算出各作业的补加水量。
Ln=W-∑Wn
Ⅴ.按下式算出各作业的矿浆体积。
Vn=Qn（Rn＋1/δ）
Ⅵ.按下式算出选矿厂总排出水量（含最终精矿Wc、尾矿Wx、溢流Wt等见《选矿厂设计》表4—14）。
∑Wk=∑Wc＋∑Wx＋∑Wt
Ⅶ.按下式算出选矿厂工艺过程耗水量（即补加总水量）。
∑L=∑Wk－W0
结果见总水量平衡表即表3—4。
表3—4矿浆流程水量的计算结果
作业名称
进入作业水量（吨/时）
排出作业水量（吨/时）
原矿
原矿含水量2.1
磨矿作业（Ⅰ）
原矿带进水量2.1
磨矿机（Ⅰ）排出水量74.25
分级机返沙水量57.75
补加水14.4
分级作业（Ⅰ）
磨矿机（Ⅰ）排出水量74.25
分级机溢流水量（Ⅰ）128.5
分级机沉沙水量（Ⅰ）57.75
补加水112
铜硫混浮
粗选
分级机溢流水量（Ⅰ）128.5
产物17带出的水量3.54
产物20带进的水量4.52
产物18带出的水量153.75
补加水24.27
扫选（Ⅰ）
产物18带进的水量153.75
产物20带出的水量4.52
产物22带进的水量2.61
产物21带出的水量151.84
扫选（Ⅱ）
产物21带进的水量151.84
产物22带出的水量2.61
产物23带出的水量149.23
分级作业（Ⅱ）
产物17带进的水量3.54
分级机溢流水量（Ⅱ）10.40
磨矿排出的水量（Ⅱ）3.25
分级机沉沙水量（Ⅱ）3.25
补加水6.27
磨矿作业（Ⅱ）
分级机沉沙水量（Ⅱ）3.25
产物27带出的水量2.66
补加水0.59
铜硫
分离
粗选
分级机溢流水量（Ⅱ）10.40
产物29带出的水量2.40
产物34带进的水量5.88
产物30带出的水量19.62
产物35带进的水量4.71
补加水1.03
精选（Ⅰ）
产物29带进的水量2.40
产物33带出的水量1.89
产物38带进的水量3.40
产物34带出的水量5.88
补加水1.97
精选（Ⅱ）
产物33带进的水量1.89
产物37带出的水量0.84
补加水2.35
产物38带出的水量3.40
扫选（Ⅰ）
产物30带进的水量19.62
产物35带出的水量4.71
产物39带进的水量3.12
产物36带出的水量18.03
扫选（Ⅱ）
产物36带进的水量
产物39带出的水量3.12
产物40带出的水量14.91
Ⅷ.按下式计算选矿厂总耗水量。
∑L0=（1.1～1.15）∑L
∑L0=1.13×（24.27＋5.35）=33.47（m3/h）
Ⅸ.按下式计算选别流程单位耗水量（未含磨矿流程）。
Wg=∑L0/Q
Wg=∑L0/Q=33.47/50=0.67（m3/h）
计算结果见表3—7所示或者矿浆数质量流程图。
3.5精矿脱水车间设计
3.5.1脱水流程的选择与计算
1.脱水流程的选择
（1）本设计铜精矿脱水流程采用两段脱水（图3—7）。
第一段采用浓密机脱水，第二段采用过滤机，脱水后铜精矿含水12%。
（2）计硫精矿脱水流程采用两段脱水（图3—8）。
第一段采用浓密机脱水，第二段
采用过滤机，脱水后硫精矿含水12%。
2.脱水流程的论证
精矿脱水方法一般与脱水物料粒度有关。
本设计脱水物料粒度较细，因此不能采用自然脱水法，而只能采用机械脱水法脱水。
铜精矿、硫精矿均为浮选产品，由于它们含水量大、粘度大，因此，采用浓缩、过滤二段脱水时合理的。
根据现场长期的生产实践，本设计采用的脱水流程是合理的。
3.5.2脱水流程的计算
1.计算步骤
a.确定原始指标。
（1）铜精矿脱水原始指标（见表3—5）
表3—5铜精矿脱水原始指标
名称
浓度%
R值
名称
浓度%
R值
浓缩作业
25
3.000
产物47
0
产物43
43
1.326
产物48
88
0.136
产物44
60
0.667
r48=0.09
（2）硫精矿脱水原始指标（见表3—6）
表3—6硫精矿脱水原始指标
名称
浓度%
R值
名称
浓度%
R值
浓缩作业
9.0
10.11
产物49
0
产物45
9.9
9.109
产物50
90
0.111
产物46
60
0.667
r50=0.25
b.用公式计算已知值得水量。
c.用平衡法求其水量与补加水。
2.计算结果
计算结果见表3—7或者数质量流程图。
表3—7磨浮流程的计算结果
Q
t/h
β
%
W
m3/h
R
V
m3/h
C
%
r
%
ε
%
11
50
0.45
2.1
0.042
——
96.00
100
100
12
225
——
74.25
0.33
——
75
450
450
13
50
——
74.25
0.33
——
75
450
450
14
225
——
128.5
2.57
——
28
100
100
15
175
——
57.75
0.33
——
75
350
350
16
52.43
——
157.29
3
176.71
25
104.85
137.72
17
3.28
6
3.54
1.08
4.76
48
6.57
87.60
18
49.15
0.23
153.75
3.13
171.95
24.21
98.28
50.12
19
50.27
0.28
156.36
3.11
174.97
24.33
100.51
63.15
20
2.43
3.5
4.52
1.86
5.42
35
4.85
37.72
21
47.84
0.12
151.84
3.17
169.55
23.98
95.66
25.43
22
1.12
2.63
2.61
2.33
3.02
30
2.23
13.03
23
46.72
0.06
149.23
3.19
166.53
23.87
93.43
12.40
24
13.12
6
6.79
0.52
——
65.78
26.28
350.40
25
3.28
——
10.40
3.17
——
24
6.57
87.60
26
9.84
——
3.25
0.33
——
75
19.7
262.80
27
9.84
——
3.25
0.39
——
72
19.71
262.80
28
7.34
5.12
22.02
3
24.74
25
14.69
170.04
29
2.22
12.5
2.40
1.08
3.22
48
4.44
123.33
30
5.12
2.05
19.62
3.83
21.52
20.70
10.25
46.71
31
2.59
10.81
7.77
3
8.73
25
5.17
124.20
32
6.46
2.14
22.74
7.35
25.14
11.98
12.93
61.60
33
1.06
18.50
1.89
1.78
2.28
36
2.11
86.74
34
1.53
5.50
5.88
3.84
6.54
20.66
3.06
37.46
35
2.53
4.00
4.71
1.86
5.64
35
5.06
44.98
36
3.93
0.95
18.03
4.59
19.50
17.89
7.87
16.62
37
0.69
28.00
0.84
1.22
1.10
45
1.38
85.87
38
0.37
0.50
3.40
14.04
3.53
6.65
0.73
0.87
39
1.34
2.50
3.12
2.33
3.62
30
2.68
14.89
40
2.59
0.15
14.91
5.76
15.88
14.79
5.19
1.73
41
1.06
18.50
4.24
4
4.63
20
2.11
86.74
升级会员 