2022年某某金矿采选工程可行性研究报告_选矿专业文本 .pdf

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1、1 1、2 2、3 3、4 4、5 5、精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 1 页，共 32 页6 选矿及尾矿设施6.1 概述6.1.1设计依据a）国家及行业有关设计规范及标准。b）2010 年 4 月昆明理工大学提交的研究报告。c）2009 年 4 月贵州紫金矿业股份有限公司提交的设计委托书。d）业主提供及现场调查搜集到的相关资料。e）相关专业提交的设计资料。f)2012 年 4 月贵州紫金矿业股份有限公司提交的关于变更长田金矿设计合同补充协议中部分条款的函（黔紫综201242 号）。6.1.2设计原则a）严格执行国家及行业有关黄金矿

2、山建设及生产的政策、法规和规定。b）工艺流程简单可行，以利节约资源和投资，做到技术可行、经济合理。c）结合矿山实际情况，遵循矿山近期建设和长远发展相结合的原则，留有改扩建的余地。d）选厂装备水平与矿山规模相适应，选择先进、高效的工艺设备。6.1.3设计规模、服务年限及工作制度精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 2 页，共 32 页6.1.3.1设计规模根据业主委托和采矿生产能力验证，确定的采选规模为800t/d （一期）；预留扩建能力至1500t/d ；本次设计部分设施按1500t/d规模进行设计，各个作业的设计规模为：a) 选矿厂粉矿

3、仓、磨浮系统按800t/d 设计，预留扩建至1500t/d 的场地。b）选矿厂原矿仓、破碎和筛分系统按1500t/d 规模进行设计。c）选矿厂脱水系统（包含精矿、尾矿浓缩、精矿压滤和精矿包装）按原矿规模 1500t/d 进行设计。6.1.3.2服务年限及工作制度服务年限为 17a（包含基建期 3a）；工作制度为： 330d/a，24h/d, 3P/d,8h/P 。6.2 原矿性质6.2.1矿石类型及矿物组成长田金矿矿石属于典型的原生型卡林金矿，属于微细浸染型金矿；矿石主要由沉积岩组成，少数浅变质，具纹层状构造、条带浸染状- 稀疏浸染状构造。含生物屑粉-细砂屑结构、微晶结构、粒状变晶结构、自形-

4、半自形-它形粒状结构。矿石主要由碳酸盐、氧化物、硫化物、硅酸盐及少量单质元素组成。其中以碳酸盐为主，占矿石的42% 左右；氧化物和硅酸盐次要，分别占矿石的 33% 左右和 17% 左右；硫化物及其它少量，共占矿石的8% 左右。脉石矿物主要由白云石、石英组成，其次为水云母、炭片，偶见海绿精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 3 页，共 32 页石。6.2.2矿石主要矿物嵌布特性矿石中金主要以类质同象晶格金的形态赋存在黄铁矿、毒砂中，以包裹微粒金的形式赋存在碳酸盐及石英等矿物中，显微镜下未观察到自然金颗粒。金在黄铁矿和毒砂中的分配率为80.8

5、9% ，在方解石和白云石中的分配率为 8.23%，在石英中分配率为10.88%。6.2.3矿石化学成分综合样 X-萤光分析、多元素分析和单矿物化学分析见表6-1、6-2 和6-3 。矿石中主要有益元素为Au 和 S，S 可以富集在金精矿中综合回收，有害元素为 As。表 6-1 矿石 X-萤光分析结果元素Na2O MgO Al2O3SiO2P K2O CaO Fe2O3含量(%) 0.07 1 3 10 0.09 1 10 3 元素Sc Ti V Gr Mn Co Ni Cu 含量(g/t) 4.9 1000 98.8 116.7 882.1 11.5 35.5 83.6 元素Zn Ga Br

6、Rb Sr Y Zr Nb 含量(g/t) 88.3 15.7 11.4 42.4 639.9 14.3 185 22.8 元素Mo Sn Ba La Ce Pb Th U 含量(g/t) 9.9 48.1 232.8 23 50.2 1.2 31.2 5.4 表 6-2 矿石多元素分析结果元素Au(g/t) Cu Pb Zn TFe S Hg(10-6含量（ % ）4.97 0.01 0.004 0.009 5.50 3.91 13.47 元素As CaO MgO Al2O3SiO2Ag(g/t) 有机炭含量（ % ）0.45 19.90 2.82 6.66 35.87 1.19 0.5 表

7、 6-3 矿石中单矿物化学分析结果矿物中金含量黄铁矿方解石、白云石石英炭质Au(g/t) 30.9 3.31 3.81 0.05 精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 4 页，共 32 页6.2.4供矿条件及工作制度矿石由竖井经箕斗提升至地表，卸入原矿仓，经胶带输送机送至选厂。原矿供矿量：800t/d ，26.4104t/a ；原矿最大粒度200mm ；原矿提升工作制度： 11h/d ，3P/d。服务年限内原矿平均出矿品位为4.80g/t 。6.3 选矿实验6.3.1实验单位、日期及规模紫金矿冶设计研究院和昆明理工大学分别独立完成了实验室

8、小型实验，并提交了选矿实验报告，实验方案及结果对比见表6-4。表 6-4 选矿实验方案及结果对比序号实验单位实验完成日期工艺方案（浮选）磨矿细度原矿品位(g/t) 精矿品位(g/)t 精矿回收率(%) 尾矿品位(g/t) 1 紫金矿冶设计研究院2009年 3 月一粗三扫一精，中矿再磨再选粗磨： -0.074 mm 占 90% ；中矿再磨： -0.037mm占 90% 4.97 26.02 87.31 1.00 2 昆明理工大学2010年 4 月集中磨矿，一粗三扫三精-0.074mm占85.4% 4.80 31.70 91.80 0.46 昆明理工大学推荐的方案工艺简单，技术指标较优，但浮选药剂

9、消耗量较大；紫金矿冶设计研究院推荐的方案工艺流程较复杂，磨矿粒度较细，技术指标较差于昆明理工大学的方案，但药剂品种，药剂消耗量较少；两家实验单位的实验报告均未进行评审，均未进行扩大连选实验；因此，采用技术指标较优的昆工实验方案做为本次可研的依据，以下内容只介绍昆工实验内容和结果。6.3.2试样及其代表性实验样品的采取是由贵州紫金矿业股份有限公司地勘处负责，共采取精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 5 页，共 32 页三个矿样，它们分别采自编号为IVb、IVc 和 IXc 的矿体，分别送去化验品位IVb ： 3.38 g/t；IVc ：4

10、.84 g/t；IXc ：6.16 g/t。矿样总重为141.81kg ，按照IVb：IVc：IXc：=1：1：1.5进行配矿，综合样品位为4.99g/t 。6.3.3实验方案及实验结果实验推荐的磨矿细度为85.4%，实验推荐的工艺流程和药剂制度见图6-1 ，闭路实验结果见表6-5。粗选精1精2精3扫2扫1分分扫3分分精矿尾矿原矿水玻璃 1000 Na2CO3 1000CuSO4 600 PbNO3 400丁胺 50 丁黄 1202#油 20CuSO4 300丁胺 30 丁黄 802#油 10CuSO4 150丁黄 502#油 5CuSO4 100丁黄 402#油 5药剂单位： g/t图 6-

11、1 闭路实验流程图表 6-5 闭路实验结果产物名称产率（ % ）品位（ g/t ）回收率（ % ）精矿13.9 31.7 91.8 尾矿86.1 0.46 8.2 原矿100.00 4.80 100.00 精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 6 页，共 32 页回水实验（回水比例3080% ）结果证明：回水对选矿指标没有影响。浮选金精矿多元素分析见表6-6。表 6-6 精矿多元素分析元 素Au (g/t) Ag (g/t) Cu Pb Zn Sb Fe 含 量(%) 31.7 5.35 0.005 0.001 0.002 0.001 1

12、7.45 元 素S As C CaO MgO Al2O3SiO2含 量(%) 22.34 2.08 3.65 3.73 2.17 5.99 36.52 浮选精矿和尾矿沉降速度测定结果见表6-7 和图 6-2。表 6-7 浮选产品沉降速度测定结果沉降时间（分）澄清区高度（ mm ）精矿尾矿1 284.8 285.8 2 290.6 289.2 3 293.2 291.8 4 293.9 293.4 5 295 294.4 6 296.1 295.0 7 296.5 296.1 8 296.5 296.6 9 296.5 296.3 10 296.3 11 296.3 总高度 320mm 总高度

13、320mm 精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 7 页，共 32 页284286288290292294296298024681012沉降时间 (分)澄清区高度(毫米)精矿尾矿图 6-2 浮选产品沉降速度曲线6.3.4实验评述昆明理工大学对该矿石进行了较为细致的研究，查明了矿石的基本性质，提供了合理的工艺流程和相关的技术参数，为工艺流程的选择提供了依据，可以作为本可研的依据；但实验内容和深度不够，缺少矿石物性参数测试，如功指数，密度、堆积角等，缺少浮选浓度、精选浮选时间等技术参数；缺少闭路实验的数质量流程图；浮选药剂种类较多，用量较大，

14、建议进行深入研究，尽可能减少药剂种类和数量。6.4 设计流程及指标6.4.1碎磨工艺目前国内外选矿厂碎磨工艺主要有三段一闭路+球磨和粗碎 +半自磨 +球磨工艺。三段一闭路+球磨流程在国内应用较多，工艺成熟可靠，生产稳定；粗碎 +半自磨 +球磨流程工艺简单，占地面积小，投资少，建设周期短，但半自磨机对矿石具有适应性，矿石中必需具有一定量硬度适中可作为磨矿介质的矿石，较适用于含泥量高的矿石。参照国内外类似矿山生产精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 8 页，共 32 页实践，结合选厂处理规模较小，原矿含泥量少和缺少矿石半自磨实验资料等因素，本

15、可研选用三段一闭路破碎（粗碎设在井下）两段闭路球磨工艺。破碎工艺流程见图6-3 ，选厂给矿粒度 -200mm ，最终产品破碎粒度-12mm ；磨矿采用两段闭路磨矿，磨矿产品细度为-0.074mm 占 88，工艺流程见图 6-4。原矿(200mm)筛分粗碎细碎破碎最终产品 (12mm)图 6-3 破碎工艺流程图精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 9 页，共 32 页一段磨矿 二段磨矿 分级 分级 -0.074mm 含量88%原矿(12mm)图 6-4 磨矿工艺流程图6.4.2选别工艺根据选矿实验报告，参考国内外同类型矿山的生产实践，选别工

16、艺确定为一粗四扫三精的浮选工艺，与实验推荐的工艺流程增加一次扫选，工艺流程见图 6-5 。精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 10 页，共 32 页粗选(24) 精选一(15) 精选二(15) 扫选一(16) 扫选二(16) 扫选三(16) 精选三(15)搅拌二（ 4 ）精矿 原矿(-0.074mm含量88%)搅拌一（ 4 ）扫选四(16) 尾矿 图 6-5 浮选工艺流程图6.4.3脱水工艺根据精矿含水要求，参考周边矿山的生产实践，金精矿脱水工艺选用一段浓缩、一段压滤的两段脱水工艺，最终精矿含水小于12。精选学习资料 - - - - -

17、 - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 11 页，共 32 页6.4.4选矿工艺指标结合周边同类型矿山的生产实践，参考实验指标，确定的设计工艺指标见表 6-8。表 6-8 选矿设计工艺指标序号产品产率(%) 品位(g/t) 回收率 (%) 1 精 矿14.24 30.00 89.00 2 尾 矿85.76 0.62 11.00 3 原 矿100.00 4.80 100.00 6.4.5生产工艺过程描述破碎：矿石经箕斗由井下提升至地表，卸入地表1原矿仓，经XZG6振动给料机给入1胶带输送机，经1胶带输送机送入2原矿仓； 2原矿仓仓下设 XZG6振动给料机，给入2胶带输送机，

18、送至GP100S-C 颚破碎机进行中碎，中碎产品经3胶带输送机送至YKR1445 圆振筛进行筛分，筛下产品经5胶带输送机送至粉矿仓，筛上产品经4胶带输送机返回到细碎缓冲矿仓，缓冲矿仓仓下设移动式胶带给矿机将矿石给入GP11F-F破碎机进行细碎，细碎产品进入3胶带输送机，与中碎产品一起进行入筛分。磨矿：矿石经4 台 XZG6振动给料机（轮流工作）给入6胶带输送机，送至一段球磨机MQY2736 ，一段球磨排矿泵送至 5004 旋流器组进行分级，分级底流返回一段球磨机，分级溢流经ZKR1022直线振动筛除杂后进入二段球磨泵池，然后泵送至2508 旋流器组进行分级，分级底流进入二段球磨机，分级溢流进入

19、浮选搅拌槽。浮选：磨矿产品经2 台 XB-2000 搅拌槽搅拌调浆后进入浮选系统，经5 槽 BF-16 浮选机一次粗选， 9 槽 BF -16 浮选机四次扫选（ 322精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 12 页，共 32 页2），8 槽 BF-8 浮选机三次精选（ 322）后，得到浮选精矿和尾矿。精矿脱水：浮选金精矿自流进入NZ-12 精矿浓缩机浓缩，浓缩后经泵压力送入压滤机压滤，压滤后的金精矿采用包装机包装后堆存，由汽车外运销售；浓缩机溢流自流进入厂前回水池。尾矿浓缩和输送：浮选尾矿自流进入NZ-30 尾矿浓缩机浓缩，当需要向尾矿充

20、填站输送尾矿时，浓缩机底流泵送至充填站（平均供尾矿时间为14.77h/d ）；不需要向尾矿充填站输送尾矿时，浓缩机底流自流进入尾矿库；浓缩机溢流自流进入厂前回水池。6.5 生产能力与工作制度选矿厂生产能力为800t/d ，26.4 104t/a ；各车间工作制度见表6-9。表 6-9 生产能力与工作制度作业车间年工作天数(d/a) 天工作班数(P/d) 班工作时间(h/P) 设计生产能力(t/d) 备注破碎330 3 5.5 1500 按 1500t/d设计磨浮330 3 8 800 脱水330 3 8 1500 按 1500t/d设计6.6 主要设备选择6.6.1主要设备选择的原则a）运转可

21、靠、节能、经济、先进、易于操作、高效。b）设备规格、型号尽量统一，以便减少备品备件的数量。6.6.2主要设备的选择a）破碎设备精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 13 页，共 32 页进口与国产破碎设备的比较见表6-10。表 6-10 破碎设备的选择比较（按1500t/d 设计）产地破碎阶段设备规格台数电机功率（kW ）设备重量（t ）负荷率（% ）价格（104元）方案一中碎PYY-BT16281 155 35.8 69.91 细碎PYY-DT16101 155 35.6 85.16 方案二中碎GP100S-C1 90 7.4 73.9

22、7 细碎GP11F-F1 132 10.7 73.91 方案三中碎CS420-C1 90 6.8 81.08 细碎CH430MF1 160 9.2 69.88 经过对三种设备方案的比较，方案二设备负荷率较合适，设备运转可靠，综合考虑本可研推荐选用方案二，设备选择计算结果见表6-11。b）筛分设备选用常规的圆振筛，选择计算结果见表6-12。c）磨矿分级系统选用目前技术成熟，国内外应广泛，先进高效的溢流型球磨机和旋流器组组成闭路磨矿系统，选择计算结果见表6-1314。1）球磨机选型计算容积法长田金矿矿石暂未进行矿石可磨度测试，本可研参考与长田金矿矿石性质相似的回龙金矿的实验资料和水银洞金矿的生产资

23、料进行设计。回龙金矿的可磨度系数为：k=1.13（采用易门铜矿石作为标准矿石），矿石为中硬偏软矿石，相对好磨。i 一段球磨机选型计算本可研设计的磨矿给矿粒度为-12mm ，设计磨矿产品细度为-0.074mm占 88，一段磨矿产品粒度为-0.074mm 占 50% 。一段磨矿按新生成-精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 14 页，共 32 页0.074mm计的单位磨机容积处理量由容积法按下式计算：q=k1*k2*k3*k4*q0 (6-1) 式中：k1矿石相对可磨性修正系数；k2磨机直径修正系数；k3磨机形式修正系数；k4磨机给矿和产品粒

24、度差别系数；q0参照易门铜矿选矿MQG32003100 格子型球磨机，给矿粒度-20mm ，新生成 -0.074mm单位容积处理量q01.23t/(m3.h) 。k1参考回龙金矿的相对可磨度系数1.13 ，长田金矿可磨度取值为1.10；查取： k2=0.92, k3=0.87, k4=0.94。q=1.100.920.870.941.23=1.02 t/(m3.h) 。设计磨机的有效容积： V=Q*(2-1)/q ；式中：V设计磨机有效容积，V=11.4m3；q设计磨机按新生产-0.074mm 计的单位磨机容积处理量,q=1.02 t/(m3.h) ；1设计磨机给料 -0.074mm含量， 1

25、8；2设计磨机产品 -0.074mm含量， 255V=33.33（558）/1.02=15.36m3；一段磨矿选用MQY2700 3600 溢流型球磨机1 台，磨机有效容积精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 15 页，共 32 页18.50m3, 设备负荷率 83.02 。ii二段球磨机选型计算二段磨矿产品粒度为 -0.074mm占 88% ，二段磨矿按新生成 -0.074mm计的单位磨机容积处理量由容积法按下式计算：q=k1*k2*k3*k4*q0 q0参照易门铜矿选矿MQG32003100 格子型球磨机，给矿粒度-0.074mm55

26、 时，新生成 -0.074mm单位容积处理量 q00.82t/(m3.h) ；k1参考回龙金矿的相对可磨度系数1.13 ，长田金矿可磨度取值为1.10；查取： k2=0.92, k3=0.87, k4=0.90。q=1.100.920.870.900.82=0.65 t/(m3.h) 。设计磨机的有效容积： V=Q*(2-1)/q ；V=33.33（8855）/0.65=16.92m3；二段磨矿选用MQY2700 3600 溢流型球磨机1 台，磨机有效容积18.50m3, 设备负荷率 91.48 。功指数法长田金矿矿石暂未进行矿石磨矿功指数测试，本可研参考与长田金矿矿石性质相似的回龙金矿和水银

27、洞金矿的实验资料进行设计，回龙金矿的磨矿功指数为13.25kWh/t, 水银洞金矿的磨矿功指数为13.28kWh/t ：长田金矿矿石的球磨功指数取值为13.25 kWh/t ，棒磨功指数取值为14.00 kWh/t 。原始给矿量为 33.33t/h（单个系列），给矿粒度F80=8000 m；产品粒精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 16 页，共 32 页度 P80=65 m；中间粒度取 1500 m。i.计算磨碎单位重量矿石所消耗的功W W1=10(14.00/(1500)0.514.00/(8000)0.5)=2.05kWh/t ；W

28、2=10(13.25 /(65)0.513.25 /(1500)0.5)=13.01 kWh/t ；则 W=W1+W2=15.06kWh/t ii 修正单位磨矿功耗修正系数： EF1=1.00, EF2=1.00, EF3=0.99,EF4=1.04,EF5=1.01。修正后的磨矿单位功耗W =WEF1EF2EF3EF4EF5 =15.69 kW h/t iii 计算球磨机所需的总功率Nt=QdW =33.3315.69=522.90 kW iv 计算球磨机电动机功率 (设计选用两台球磨机 ) N= Nt/ =522.90/0.92/2=284.19kW v 设计选择的球磨机功率为N=400k

29、W,负荷率 : = 284.19/400100 =71.05%,对应的球磨机型号为：溢流型球磨机MQY2736 。小结综合考虑两种计算方法，本设计推荐采用两台溢流型球磨机MQY2736作为磨矿设备，单台设备电机功率为400kW。2）分级旋流器选择计算该工程要求的磨矿细度较细，为保证产品细度要求，本设计推荐采用旋流器作为分级设备，一段分级旋流器溢流粒度为-0.074mm占 55%,二段精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 17 页，共 32 页分级旋流器溢流粒度为 -0.074mm占 88% 。一段磨矿分级旋流器采用波瓦罗夫法进行计算：i

30、计算单台旋流器处理能力V=3K*KD*df*d0*P00.5（6-2）式中：V按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h；K旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角 20o, K=1.0；KD旋流器直径修正系数， KD=1.0；df旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸为144cm，当量直径为 8.45cm；d0旋流器溢流管直径，本可研选用d0=15cm；p0旋流器入口处计示压力，本可研选用p0=0.06MPa；V=31.01.08.4515(0.06)0.5=93.10 m3/h。ii旋流器台数计算一段分级流程处理量为：177.67m3/h ，旋流器台数为：n=177.67/93.10=1.9

31、1 选用 2 台500 水力旋流器，另选2 台备用。iii沉砂口校核本可研选用沉砂口直径du=10cm,沉砂口单位面积固体负荷为：116.67/(3.1455)/2=0.74t/(cm2? h), 其在0.5 2.5 t/(cm2?h) 范围内。精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 18 页，共 32 页iv 溢流上限粒度 d95校验d95=1.5*D*d0*Cf/(dfKD*p00.5*( -1)0.5 (6-3) 式中：D旋流器筒体直径， D=50cm；Cf给矿重量浓度， Cf=55% ；矿浆中固体物料密度，=2.73t/m3；d0,

32、df,KD,p0同式（6-2）d95=1.5501555/（8.451.00.060.5(2.73-1)）0.5=151.50m 此上限粒度可满足 -74m占 55% 的要求。二段磨矿分级旋流器采用波瓦罗夫计算法进行计算：i 计算单台旋流器处理能力V=3K*KD*df*d0*P00.5（6-4）式中：V按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h；K旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角 20o, K=1.0；KD旋流器直径修正系数， KD=1.14；df旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸为84cm，当量直径为 6.38cm；d0旋流器溢流管直径，本可研选用d0=8cm；p0旋流器入口处计示

33、压力，本可研选用p0=0.1MPa；精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 19 页，共 32 页V=31.01.146.388（0.10）0.5=55.38 m3/h。ii旋流器台数计算一段分级流程处理量为：185.33m3/h ，旋流器台数为：n=185.33/55.38=3.35 选用 4 台500 水力旋流器，另选4 台备用。iii沉砂口校核本可研选用沉砂口直径du=5cm,沉砂口单位面积固体负荷为：83.33/ （ 3.14 2.5 2.5 ） /4=1.06t/(cm2? h), 其 在0.5 2.5 t/(cm2?h)范围内。

34、iv 溢流上限粒度 d95校验d95=1.5*D*d0*Cf/(dfKD*p00.5*( -1)0.5（6-5）式中：D旋流器筒体直径， D=25cm；Cf给矿重量浓度， Cf=45% ；矿浆中固体物料密度，=2.73t/m3；d0,df,KD,p0同式（ 6-4）d95=1.525845/ （6.38 1.14 0.10.5(2.73-1)）0.5=87.99m此上限粒度可满足 -74m占 88% 的要求。小结一段磨矿分级旋流器选择4 台500 旋流器，其中备用2 台，旋流器锥角 20o,给矿口尺寸为144cm ，流器溢流管直径d0=15cm,旋流器入口处计示压力 p0=0.06MPa,沉砂

35、口直径 du=10cm 。精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 20 页，共 32 页二段磨矿分级旋流器选择8 台250 旋流器，其中备用4 台，旋流器锥角 20o,给矿口尺寸为84cm ，流器溢流管直径d0=8cm,旋流器入口处计示压力 p0=0.1MPa,沉砂口直径 du=5cm 。d）结合该工程规模较小，浮选槽容积较小的特点，浮选设备选用目前应用广泛的BF型机械搅拌式浮选机， BF型浮选机具有自吸功能，可水平布置，方便流程改造；搅拌槽和浮选机选择计算结果见表6-1516。e）精矿和尾矿脱水浓缩机均选用中心传动式浓缩机，尾矿浓缩机按原

36、矿处理规模1500t/d进行设计，精尾矿浓缩机均按高效浓缩机（添加絮凝机）进行选择，按一期生产不加絮凝剂进行校核，选择计算结果见表6-17。f ）由于该矿石的磨矿粒度较细，同时参考周边矿山的生产实践，采用压滤机作为精矿二段脱水设备，选择计算结果见表6-18。g) 砂泵类选择结果见表6-19。精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 21 页，共 32 页表 6-11 破碎设备选择计算表序号作 业名称设备名称及规格台数设备允许的给矿粒度(mm) 设计的给矿粒度(mm) 排矿口(mm) 最大排矿粒度(mm) 设备的处理能力(t/h) 计算的给矿量

37、(t/h) 负荷率(%) 备注1 方案一中碎圆锥破碎机 , PYY-BT16281 240 200 26 50 130.05 90.91 69.91 2 细碎圆锥破碎机 , PYY-DT16101 85 42 10 25 149.80 127.57 85.16 3 方案二中碎圆锥破碎机GP100S-C1 213 200 26 50 122.91 90.91 73.97 本可研推荐选用方案二4 细碎圆锥破碎机GP11F-F1 69.6 50 10 22 120.38 88.97 73.91 5 方案三中碎圆锥破碎机CS420-C1 200 200 26 50 112.22 90.91 81.01

38、 6 细碎圆锥破碎机CH430MF1 75 50 10 22 115.03 80.38 69.88 注： 1、处理能力按1500t/d计算； 2、工作制度按16.5h/d计算。表 6-12 筛分设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数筛孔(mm) 筛子有效面积(m2) 计算的筛子面积(m2) 计算的给矿量(t/h) 负荷率(%) 筛分效率(%) 备注1 筛分振动筛 , YKR1445 1 14 6.3 3.79 179.88 60.08 80 注： 1、处理能力按1500t/d计算； 2、工作制度按16.5h/d计算； 3、流程处理量按破碎设备选择方案二（圆锥破碎机GP100S-C 圆锥破

39、碎机GP11F-F ）计算。精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 22 页，共 32 页表 6-13 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 (-0.074mm%) 计算的主要指标(t/ m3.h) (KWh/t) 单台设备的有效容积(m3)（KW）单台设备设计计算需要的容积(m3) （KW）实际定额(t/m3h) 负荷率(%) 备注1 一段磨矿湿式溢流型球磨机,MQY2736 1 12 55.0 1.02 18.5 15.36 0.85 83.02 容积法球磨： 13.25 棒磨： 14.00 4

40、00 284.19 71.05 功指数法2 二段磨矿湿式溢流型球磨机,MQY27361 0.3 88.0 0.65 18.5 16.92 0.59 91.48 容积法球磨： 13.25 棒磨： 14.00 400 284.19 71.05 功指数法表 6-14 分级设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数溢流粒度(mm) 矿石密度(g/cm3) 设备处理能力（按给料量计，m3/h ）计算的给矿量（按给料量计，m3/h ）负荷率(%) 备注1 一段磨矿分级旋流器组，5004 1 0.3 2.73 186.2 177.67 95.42 2 用 1 备2 二段磨矿分级旋流器组，2508 1 0.

41、1 2.73 221.52 185.33 83.66 4 用 4 备精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 23 页，共 32 页表 6-15 搅拌设备选择计算表序号作 业 名 称设备名称及规格台数矿浆体积(m3/h) 搅拌时间 (min) 备注设计的实际的1 粗选前搅拌搅拌槽 ,XB-2000 1 76.92 4 4.26 2 粗选前搅拌搅拌槽 ,XB-2000 1 76.92 4 4.26 表 6-16 浮选设备选择计算表序号作业名称流程的矿量及矿浆流量浮 选 时 间(min) 浮选机处理单位矿量所需的浮选机容积，m3/(t/h) 备注

42、矿量(t/h) 矿浆体积(m3/min) 矿浆浓度（）设计计算的实际选定的型号容积，m3/ 槽计算槽数选定的槽数1 粗选41.22 1.85 30.0024.0029.84BF -16 16 4.025.001.622 扫选33.11 1.60 28.3516.0022.68BF -16 16 2.123.001.323 扫选32.43 1.60 27.6616.0016.61BF -16 16 1.932.000.994 扫选31.39 1.59 27.1116.0016.75BF -16 16 1.912.001.025 扫选 IV 29.79 1.51 26.9816.0017.54BF

43、 -16 16 1.822.001.076 精选12.35 0.69 25.0015.0017.32BF -8 8 2.603.001.217 精选7.78 0.57 20.0015.0021.18BF -8 8 2.123.001.938 精选5.78 0.47 18.0015.0016.86BF -8 8 1.782.001.73精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 24 页，共 32 页表 6-17 浓缩设备选择计算表序号作业名称给矿量(t/d) 给矿粒度（mm ）给矿浓度（）设备及规格台数单位能力（ t/ d) 备注型号面积（）设

44、计实际1 一期精矿浓密113.92 0.1 18.00 NZ-15 176 1 1.0 0.65 2 尾矿浓密686.08 0.1 26.93 NZ-30 707 1 1.5 1.07 3 二期精矿浓密213.60 0.1 18.00 NZ-15 176 1 3.0 1.21 4 尾矿浓密1286.40 0.1 26.93 NZ-30 707 1 3.0 2.0 表 6-18 压滤设备选择计算表序号作业名称给矿量(t/h) 给矿粒度（mm ）给矿浓度（）设备及规格台数单位能力（t/ h) 备注型号面积（）设计实际1 精矿压滤113.92 0.1 45.00 KXZG220/1500-U220

45、2 0.04 0.02 一期 1 用1 备；二期无备用注：压滤机工作制度按20h/d 计算。精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 25 页，共 32 页表 19 砂泵类序号作业名称设备名称及规格台数给矿扬送备注矿浆流量m3/h 浓度(%) 粒度(mm) 单台矿浆流量m3/h 扬程(m) 实际扬程(m) 1 一段分级旋流器给料渣浆泵，100ZBG(P)-500A 2 177.67 55.00 0.3 189.60 36.0 30.1 1 用 1备2 二段分级旋流器给料渣浆泵，100ZBG(P)-500A 2 185.33 45.00 0.1

46、 189.60 36.0 35.2 1 用 1备2 浮选尾矿输送渣浆泵，50ZBG （P）400A 2 45.93 45.00 0.1 52.4 54.5 48.1 1 用 1备, 充填站给料3 浮选精压滤给料渣浆泵，50ZBG （P）530C 2 45.5 45.00 0.1 47.4 78.0 75.5 1 用 1备精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 26 页，共 32 页6.6.3设备保护、过程控制及生产管理自动化选矿厂设备保护、过程控制及生产管理自动化的主要内容有：a）中碎破碎机和细碎破碎机给料前均设置电磁除铁装置，避免大块铁器

47、进入破碎机。b）破碎系统（从原矿仓至粉矿仓）采用集中联锁控制。c）所有矿仓（包括原矿仓、缓冲矿仓、粉矿仓）设料位检测，并参加 PLC系统的设备联锁控制。d）粉矿仓至球磨机之间设自动计量装置。e）对球磨机和旋流器的过程参数进行监控：包括旋流器溢流粒度和浓度、磨矿浓度、磨机给矿量的控制、以及磨机给水量控制、泵池给水量控制、泵池液位、旋流器给矿压力控制等。 f）选厂设置集中控制室，控制室内设有以下设备：模拟显示屏，显示各设备运转状态及各矿仓，矿浆池的料（液）位，各计量设备的数据；监控显示器，显示各主要生产环节的实时画面。6.7 设备配置与厂房布置6.7.1选矿厂组成根据选矿生产工艺流程要求，选矿厂设

48、置原矿仓，转运站，破碎厂房，筛分厂房，粉矿仓，皮带廊，磨浮厂房，浓缩机，脱水厂房等主要生产设施，另设置试、化验室等辅助设施。6.7.2厂房布置厂房布置的原则：在满足工艺生产的前提条件下，根据实际地形状精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 27 页，共 32 页况，力争做到基建投资最省，生产运营成本最低；各厂房之间联系方便，厂房检修场地与外部公路畅通；物料输送尽可能缩短距离，降低动力消耗，尽可能使物料运输顺向，合理确定设计标高，减少土石方量；同时为以后的扩建留有余地。本可研选择的厂址为一座小山头形坡地，原矿仓、转运站、破碎厂房和筛分厂房布置

49、在山顶，各建构筑物地坪标高在1312.60m 至 1296.00m之间；粉矿仓、磨浮厂房、浓缩机、精矿厂房在山坡上呈阶梯形布置，各建构筑物地坪标高在1280.00m 至 1258.00m 之间；基本可以满足主矿浆（石）自流或向下运输；辅助设施布置在靠近脱水厂房的平地上，各厂房布置见附图 X078SQ-1 。6.7.3设备配置设备配置的原则：在满足工艺生产的前提条件下，尽可能采用矿浆自流输送；设备配置要使生产操作安全方便，利于检修；厂房内设备配置尽可能紧凑，减少占地面积，便于集中管理操作。1原矿仓紧靠混合井井塔配置，仓底设置振动给料机，给料机下方配置 1胶带输送机；在距破碎厂房北侧山墙7.5m

50、处设置 2原矿仓，仓底设置振动给料机，给料机下方配置2胶带输送机， 2胶带输送机将矿石送至破碎厂房；中碎破碎机和细碎破碎机并排布置，两台破碎机排料排至同一台胶带输送机（ 3胶带机），一起送至筛分厂房；筛分机与3胶带输送机呈垂直布置，筛上物料进入4胶带输送机返回到细碎缓冲矿仓，筛下物料进入 5胶带输送机送至粉矿仓，4胶带输送机与筛分机呈垂直布置，5胶带输送机与筛分机呈平行布置；细碎缓冲矿仓紧靠距破碎厂房北侧山墙布精选学习资料 - - - - - - - - - 名师归纳总结 - - - - - - -第 28 页，共 32 页置，细碎缓冲矿仓仓下设置移动式胶带给矿机；破碎和筛分厂房设备配置见附图