最后的毕业设计 何元松.doc

《最后的毕业设计 何元松.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《最后的毕业设计 何元松.doc（59页珍藏版）》请在淘文阁 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、 目录第1章 绪论21.1建厂地区概况1.2设计依据1.3设计指导思想及达到的技术指标第2章 矿石可选性研究2.1选矿实验研究综述2.2分选工艺流程分析论证第3章 工艺流程的计算3.1车间工作制度的确定3.2碎矿流程的选择与计算3.3磨矿分级流程的计算3.4选别数质量流程计算3.5矿浆流程计算3.6脱水流程的选择计算第4章 工艺设备的选择与计算4.1破碎筛分设备的选择与计算4.2磨矿分级设备的选择与计算4.3选别设备的选择与计算4.4精矿脱水干燥设备的选择与计算4.5辅助设备的选择与计算第5章 选矿厂辅助设施5.1矿仓及堆栈业务5.2药剂设施、选矿实验室及化验室5.3选矿厂机修设施5.4选矿厂

2、生产过程的取样、检查及自动控制第6章 尾矿业务及“三废”处理措施6.1尾矿设施6.2“三废”处理措施第7章 供排水及供电7.1供排水7.2供电第8章 安全技术、建筑8.1安全技术8.2建筑第9章 生产过程描述及车间设备配置特点 9.1设计选矿厂生产过程描述 9.2车间设备配置特点第一章 绪论1.1建厂地区概况 小木奔选矿厂1958年5月破土动工新建，1960年建成，1960年1月16日试车。狮凤山铜矿选厂属于云南铜业的达亚公司，坐落在横断山脉云邻山系余支的崇山峻岭之中，位于云南省玉溪市易门县境内的小木奔地区，西侧有纵贯矿区的绿汁江流过，厂区海拔高度为1200米左右。亚热带气候，夏季最高气温达3

3、6摄氏度，冬季气温2摄氏度，每年的5月至9月为雨季，全年降水量达840毫米左右。厂区距矿机关所在地小绿汁镇7公里，有三天公路与外部相连。交通方便。一条经易门县城，安宁至昆明市，全长150公里。一条经双柏县直达楚雄市。全长149公里。1.2设计依据选矿厂设计是矿山建设中极其重要的关键环节。矿山建设项目确定之前，它为项目决策提供科学依据；项目确定之后，又为项目提供设计文件。同时，它也是将科学技术转换为生产的枢纽，生产中的先进经验、先进技术及科研新发展成果，都要通过设计推广到生产中。因此，做好设计工作，对节约投资、建成投产后迅速达到设计规模和取得经济效益都起着决定作用，对提高选矿科学技术水平也有重要

4、的现实意义。设计出体现国家工业建设有关方针政策、切合实际、技术设备先进可靠、经济效益好的矿厂，也就是说，根据矿石特性、选矿试验成果和要求，确定合理的工艺流程；选择适宜的工艺设备；进行合理的设备配置；设计合理的工艺厂房；配备必要的劳动定员。此外，对综合回收、环境保护、辅助设施、厂房结构等进行精心设计，使选矿厂基建投资发挥最大的效益，并为新建选矿厂生产获得较高的技术经济指标创造良好的条件。离城区较近，交通便利，有三条公路与外部相连。矿区出露的地层为远古代昆阳群，属地槽型沉积矿床。厚度大，变质轻微，褶皱强烈，断裂发育。矿石包括两种不同的工业类型，即白云岩层状铜矿石和扁豆状含铜铁矿石。矿石中含铜品位约

5、0.93%，含铜铁矿石平均含铁20%。次设计为白云岩层状铜矿石。铜矿石中铜矿物以斑铜矿、辉铜矿、孔雀石为主，黄铜矿、铜兰、硅孔雀石次之。硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿，其次是铜兰、黄铜矿。其构造以侵染状、星点状、散点状为主，网状较少，部分沿围岩及裂隙侵染状呈马尾丝状，嵌布粒度在0.00150.1mm之间。氧化铜矿物多呈薄膜状，嵌布粒度在0.010.06mm之间。脉石矿物以白云石、石英为主，长石、方解石次之。矿石中可回收利用的伴生组分主要是银，其次是金。金、银都可富集在铜精矿中。1.3设计指导思想及达到的技术指标在我们的设计工作中，充分考虑矿区资源特点和较好的外部建设条件及自然地理条件，达到矿石

6、多金属综合回收利用的目的。按照产业聚集、规模发展和扩大区域合作的要求，把都龙矿区建成云南省乃至全国最大的高水准的铜、锌、铁、锡等有色金属综合开发利用基地，基于矿区的建设条件，其设计与建设方针是：总体规划，远近结合、近期有利、长远合理，大规模、高起点、高效率。为此，提出以下设计指导思想：认真总结国内外类似矿山的建设和生产经验，精心设计，贯彻新模式建设方针，使铜街曼家寨矿区的建设实现投资省、工期短、效率高、指标先进、达产快、效益好，成为一个新型的、现代化的冶金矿山，为将来类似矿山建设树立成功典范和可借鉴经验。须达到的技术经济指标质量目标： 1.成品出厂合格率100%2.国家抽检产品合格率100%3

7、.顾客满意度80%，每年提高1%4.顾客投诉处理率100%5.主要设备完好率大于95%，每年递增0.5%环境目标： 1.污染物达标排放2.排污总量逐年减少3.综合能耗逐年下降4.环保投诉妥善处理环境指标：1.冶炼SO2 、粉尘达标排放，年削减率大于0.5%；2.废水达标排放；3.选矿回水利用率达75%以上；4.固体废弃物集中处理率90%；5.环保投诉处理率100%6.综合能耗逐年下降0.5%。附：选矿厂设计的主要技术经济指标。表13选矿厂设计的主要技术指标序号指标名称单位数量备注1选矿厂设计规模：年处理矿石量年产精矿量年输送尾矿量万吨/年万吨/年万吨/年16.50.420.152 选矿工艺指标

8、：原矿品位精矿品位尾矿品位选矿回收率精矿产率选矿方法及工艺磨矿细度：一段 二段%mmmm0.830.210.74853.0浮选0.20.13选矿主要设备：粗碎细碎磨矿浮选机台台台台118314选矿辅助材料及消耗量：钢球浮选药剂滤布、胶带其它吨/年吨/年m2t/年吨/年300350125510005供电：用电设备安装容量用电设备工作容量选矿厂用电量总降压变电器容量单位矿石加工耗电量单位精矿耗电量KWKW万度/年KVAKWh/tKWh/t6681088.91250.10.096供水：选矿厂年耗水量其中：新水 回水 循环水 每吨矿石耗水量万米3/年万米3/年万米3/年万米3/年米3/吨3001501

9、2921187总图运输（总体布置）：选矿厂占地面积其中：工业占地面积 民用占地面积选矿厂外部运输量其中：输入量 输出量选矿厂外部运输方式米2米2米2万吨/年万吨/年万吨/年1000780022000.420.10.32汽车8机修：选矿厂机械设备总重量备品、备件年消耗量吨吨/年55030010尾矿：尾矿库总库容量尾矿库使用年限尾矿运输距离尾矿坝土石方量万米3年公里万米318200.50.2111劳动及工资气度：选厂在册职工总人数 其中：工人 管理人员 服务人员选厂年工作日 全员：矿石 精矿 生产工人：矿石 精矿产值劳动生产率 全员 生产工人人人人人日吨/年人吨/年人吨/年人吨/年人万元/年人万元

10、/年人896113153301853.947.22704.968.912成本指标：选矿厂原矿加工费选矿厂精矿成本元/吨元/吨200120013投资指标：固定资产总投资基建期贷款利息流动资金单位矿石固定资产投资万元万元万元元/吨年150080100010014投资效果指标：销售收入利润总额投资利润率投资回收期万元/年万元/年%年2100080005.332第2章 矿石可选性研究2.1选矿实验研究综述矿区露出的底层为元古代昆阳群，属于地槽型沉积矿床。厚度极大，变质轻微，折邹强烈，断裂发育。矿石包括两种不同的工业类型，白云石层状铜矿石和扁豆状包铜的铁矿石，矿石中含铜的品位约0.41%，含铜铁矿石平均

11、含铁20%。 铜矿石中铜矿物以斑铜矿，辉铜矿，孔雀石为主，黄铜矿,铜兰，硅孔雀石次之。硫化铜矿物主要是斑铜矿，辉铜矿，其次是铜兰，黄铜矿。其构造以浸染状，星点状，散点状为主，网脉状较少，嵌布粒度在0.00150.1之间。 黄铜矿:大部分成致密块状及细小颗粒状堪布在白云岩及灰质岩中。粒度一般为0.43-1.09毫米之间，最小粒度在0.06毫米左右。少部分成脉状产出，脉宽一般为0.38-1.18毫米之间，常以斑铜矿、黄铁矿共生。 斑铜矿：大部分成颗粒状及细小颗粒状堪布在白云岩及灰质岩中。少部分成致密块状堪布，粒度一般在0.33-0.92毫米之间，常以黄铜矿、辉铜矿及孔雀石共生。 孔雀石、蓝铜矿：大

12、部分成薄膜状及粉末产出在白云岩及炭质白云岩中，膜厚一般在0.24-0.67毫米之间，常与辉铜矿、斑铜矿、黄铜矿共生。 铜蓝：铜蓝成粉末状及薄膜状堪布在白云岩及灰质岩中。膜厚0.2-0.5毫米之间，常与黄铜矿、辉铜矿共生。氧化铜矿都呈薄膜状，嵌布粒度在0.010.06之间脉石矿物以白云石，石英为主，长石，方解石次之。安息角为31-36，原矿品位0.30.6左右，平均氧化率7%，结合率2%。真比重2.62-2.80，堆比重1。65，普氏硬度f=58。原矿中金属矿物主要有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、孔雀石、兰铜矿、硅孔雀石、黄铁矿、褐铁矿以及赤铁矿等。其中黄铜矿占含铜矿物的60左右，斑铜矿占20以

13、上，辉铜矿占10左右，其余的是孔雀石和其他铜矿物。原矿中含铜矿物理论品位为45-48。矿石中可回收利用的伴生组分主要是银，其次是金。金银都可富集在铜精矿中。其它组分无回收价值。各段流程的原始指标。破碎流程的原始指标 原矿属于中等可碎性矿石，原矿最大块粒度为500毫米，矿石最终产品粒度为18毫米。原矿及各破碎机的产品粒度特性采用典型的粒度特性曲线。磨矿流程的原始指标 一段磨矿的排矿粒度为0.2mm,(相当于55%-200目)，二段磨得排矿粒度为0.1mm（相当于95%-200目）一段磨矿的循环负荷为C=200300）%，二段磨矿的循环负荷为C=(250350)%狮凤山铜矿矿石可选性分析一、狮子山

14、铜矿自产入选矿石物相分析：对狮子山铜矿2005年7月至2006年6月份供矿综合进行分析，其物相分析结果为：结合铜为4.07%，游离铜为5.64%，次生铜为62.70%，原生铜为27.59；氧化率较低，为9.71。二、狮子山铜矿自产矿石铜矿物相对概量相对量（重量%）黄铜矿斑铜矿辉铜矿黝铜矿砷黝铜矿自然铜铜兰孔雀石40.4831.4623.640.742.3500.760.57三、狮子山铜矿自产矿石伴生元素元素CuSCoAg(g/t)CaOMgOFe2O3Al2O3SiO2含量%0.6560.3130.0080.67023.0015.693.952.6815.64四、矿石性质：狮子山铜矿已有近30

15、年的采选历史。随着开采深度的增加，矿石性质也发生了一些变化，现在开采生产的铜矿物以斑铜矿、黄铜矿和孔雀石为主，其次为辉铜矿。呈粗细不均匀状嵌布，多呈粗粒和密集型嵌布，部份呈细点嵌布。脉石以白云石、碳质为主，其次为方解石、石英。硫化矿以黄铜矿为主，其次为斑铜矿、辉铜矿和铜兰。氧化矿以孔雀石为主，其次为兰铜矿和赤铜矿。五、狮子山铜矿自产铜矿石可选性狮子山铜矿自产铜矿分为两大类，即炭质板岩矿和白云岩矿，其可选性截然不同。1、炭质板岩矿的可选性碳质板岩矿中铜矿物呈粗、中、粒不均匀嵌布，粒度为0.003 3mm，磨矿细度-0.074mm占75%时，铜矿物解离度仅为84.6%，用显微镜观察尾矿样片，可看出

16、损失于尾矿中的铜矿物大部分是与碳质脉石结合在一起的连生体。因此，碳质板岩矿具有“一细二差一高二低”的特点。“一细”即铜矿物嵌布粒度细（0.0033mm）；“二差”即可磨性差（与白云岩矿石相比，可磨度为86.7%），可选性差（浮选时间长，指标差）；“一高”即药剂消耗高（石灰用量为2000g/T以上，白云岩矿一般为5001500g/T；起泡剂消耗达200300g/T，而其他矿石一般消耗为7080g/T）；“二低”即精矿品位低（1825%）和回收率低（为7084%）。炭质板岩矿由于其自身可选性差，狮子山铜矿选厂在处理此类矿石时，选矿经济技术指标不太理想，一般精矿品位为23-26%，回收率为80-85

17、%。2、白云岩矿的可选性：白云岩矿在狮子山矿体中属于比较好选的矿石，在浮选操作中，只要选矿药剂用量合理，浮选操作控制得当，选矿经济技术一般比较好，精矿品位可完成25-28%，回收率可完成90-92%。2.2分选工艺流程分析论证一、碎矿碎矿采用三段一闭路碎矿流程。其中，粗碎作业设在矿山，中细碎作业设在选厂。粗碎使用旋回破碎机，中碎使用标准园锥破碎机，细碎使用短头液压破碎机。原矿最大块度500mm，最终产品粒度18mm，筛下12mm含量要求不低于90%。（碎矿流程见图1）二、磨浮磨浮流程为两个系列、阶段磨矿、集中浮选流程。具体为：一段磨矿使用格子型球磨机与双螺旋分级机构成闭路作为检查分级，二段使用

18、溢流型球磨机与旋流器构成闭路作为控制分级，旋流溢流进入浮选作业。段分级溢流细度（200目）55终细度（200目）80%；达到最终细度的磨矿产品进入浮选流程（浮选浓度要求为32%-36%），浮选流程为一次粗选、一次扫选、二次精选三次精选。在保证精矿质量的前提下，可根据矿石性质的不同改变精选次数。（磨浮流程图见图2）三、精矿脱水精矿含水量是衡量精矿质量的指标之一。为了便于装运、降低运费及满足进一步加工的需要，必须要把精矿水分降到质量标准。同时，回水再用也是节水的途径之一。我厂采用压滤机进行精矿脱水，即“浓缩压滤”，水分控制范围为15%。（见图3）四、尾矿处理浮选尾矿通过自流沟（长3087米）再由两

19、级泵站（一号和三号，管道长1737米）输送进入尾矿库。狮子山铜矿大沙河尾矿库原设计库容是1113万米，设计标高 1484米，服务年限为20年。根据矿山现有地质储量，为延长使用年限，于1999年对尾矿库进行扩容改造。改造工程结束后，最终标高为1494米，新增库容670万米，可延长使用年限12年。至2006年底，共堆放尾矿砂1414.98万吨，占使用库容1288万米3，余库容495万米3。按每年消耗65万米计算，尚可服务7.6年。第3章 工艺流程的计算3.1车间工作制度的确定车间名称年工作日工作班工作 生产能力设备作业率（）天数天数 时数吨/年吨/日吨/时破碎车间330 3 54400293.33

20、67.80磨浮车间330 3 84400183.3390.41脱水车间330 3 62013661.023.3967.803.2碎矿流程的选择与计算1、确定工作制度计算车间的生产能力，每天3班，每班8小时，故破碎车间的生产能力为4400/35=293.33t/h。2、计算总破碎比及各段分配的破碎比，给入球磨机，所以确定最终产物的粒度为18mm。 总破碎比： S=500/18=27.8 根据总破碎的比值采用三段开路的流程，一段采用旋回破碎机进行第一段碎矿，第二段采用标准圆锥破碎机，第三段采用短头型圆锥破碎机。 S=S1S2S3=3.003.003.093、计算各段产物的最大粒度 d2=Dmax/

21、S1=500/3.00=166.7(取167) D3=d2/S2=168/3.00=56 D7=d3/S3=56/3.09=184、计算各段破碎机的排矿口宽带，开路破碎及的排矿口应保证最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按b=dmax/z,闭路破碎的破碎机排矿口宽度按b=0.8d计算。 b1=d2/Z1=168/1.45=115.9( 取116) b2=d3/Z2=56/1.9=29.5(取30) b3=d7/Z3=18/2.3=7.8(取8)5、确定各段筛子筛孔尺寸和筛分效率，第三段采用检查筛分，采用自定中心振动筛。其筛孔a=1.2d7=1.218=21.6(取22)，筛分效率E=80。6、

22、计算各产物的矿量及产率(t/h) q1=q2=q3=q7=293.33 r1=r2=r3=r7=100q4=q33E=293.33400.8=93.87 r4=q4/q1=93.87/293.33=32 q5=q3q4=293.3393.87=199.46 r5=r3r4=10032=68 q5=q6=199.46 r5=r6=94.93.3磨矿分级流程的计算1、一段磨矿C1=260% 三段磨矿C2=300%确定Np及计算必要充分的原始指标Np=C(Np-ap)=2(10-5)=10 则所需的原始指标如下：产品编号11013151821品位0.412.2810.820.5915.8720绝对回

23、收率(%)100.00117.32580.6526.20191.3890.002、列平衡方程计算产物的产率rn.由公式rn=nn/n可得：R10=110/10=0.41117.32/2.28=21.10%r13=113/13=0.41580.65/10.82=22%r15=115/15=0.4126.20/0.59=18.21%r18=118/18=0.41191.34/15.87=4.49%r21=121/21=0.4190.00/20=1.85%2求未知的rn值r1=r4=100%r16=r4-r21=100-1.85=98.15% r22=r18-r21=4.94-1.85=3.09%

24、r19=r17-r18=25.09-4.94=20.15% r17=r13+r22=22+3.09=25.09r12=r10+r19=21.10+20.15=41.25% r5=Q5/Q1=260%r14=r12-r13=41.25-22=19.25% r11=r12=Q12/Q8=277.82/92.54=300%r20=r14+r15=19.25+18.21=37.46% Q2=Q1(1+C1)=183.33(1+2.6)=659.99r2=Q2/Q1=360% r2=r3=360%因为r6=r8+r20+r24 r6=r7+r8 所以 r7=r20+r4=37.46 +100=137.4

25、6r11=r7-r10=137.46-21.10=116.36%Q8=Q9=C2Q7=300%(Q1137.46%)=756.02t/hr8=r7=Q8/Q1=412.38%r=r+r+r=412.38+37.46+100=549.84%3.由平衡公式计算n值1=4=100% 22=18-21=191.36-90.00=101.38 % 16=4-21=100-90=10% 17=13+22 =580.65+101.38=682.03% 19=17-18=682.03-191.38=490.65 % 12=10+19=117.32+490.65=607.97%14=12 -13 =607.79

26、 -580.65=27.32% 20=14 +15 = 27.32 + 26.20=53.52% 1. 由公式n=1n/rn计算未知产物的品位16=116/r16 =0.4110/98.25=0.04%22=122/r22=0.41101.38/3.09=13.45% 14=114/r14=0.4127.32/19.25=0.58%12=112/r12=0.41607.79/441.25=6.04%17=117/r17=0.41682.03/25.09=11.15% 19=119/r19=0.41490.65/20.15=13.45%20=120/r20=0.4153.52/37.46=0.5

27、9% 2. 由公式Qn=Q1rn求Qn(t/h)Q1=Q4=4400/24=183.3 Q21=Q1r21=183.331.85%=3.39Q16=Q1r16=183.3398.15=174.94Q22=Q1r22=183.333.09%=5.66Q17=Q1r17=183.3325.09%=46.00Q7=Q1r7=183.33137.46%=252.01 Q19=Q1r19=183.3320.15%=36.94Q12=Q1r12=83.3341.25%=75.62Q14=Q1r14=183.3319.25%=35.29Q20=Q1r20=183.3337.46%=68.68 Q5=Q1C1

28、=183.33260%=476.66Q2=Q1(1C1)=83.33(1260%)=659.98Q2=Q3=659.98Q11=Q1r11=183.33116.36%=213.32Q8=Q9=C2Q7=252.01300%=756.02Q6=Q6r6=183.33549.84%=1008.02Q18=Q18r18=183.334.49%=9.06Q10=Q10r10=183.3321.10%=38.68Q15=Q1r15=183.3318.21%=33.383.5矿浆流程计算由资料可知矿石的密度等于2.80，原矿含水5%。为了方便计算，将流程中各作业编号为-。如附图3。1、必须保证的Rn值R=

29、o.23 R4=2.10 R7=3.00 R=0.182R=3.00 R=3.221 R=3.79 R=3.002、不可调节的Rn值R1=0.05 R5=0.17 R8=0.25 R10=2.3 R13=1.5 R15=2.3 R18=1.2 R21=1.53、用W=QnRn求Rn值的作业水量 ，单位（t/h）W=Q2R=659.980.20=152.05W4=Q4R4=183.332.10=385.00W7=Q7R7=252.013.00=756.03W=Q8R=756.020.182=137.38W=Q11R=252.013.00=756.03W=Q12R=75.624.014=303.5

30、4W=Q11R=213.323.221=687.12W=Q17R=46.003.79=174.34W=Q18R=9.063.80=34.43W8=Q8R8=756.020.25=189.01W5=Q5R5=476.660.17=81.03W10=Q10R10=38.682.3=88.96W13=Q13R13=40.331.5=62.00W15=Q15R15=33.382.3=76.77W18=Q18R18=9.061.2=10.87W21=Q21R21=3.391.5=5.096、用平衡公式W作业=w排出，求未知作业产物的水量W3=W=152.05W2=W1+W5=9.17+101.10=10

31、9.27W=W4+W5=385.00+81.03=466.03W=W7+W8=756.30+189.01=945.04W=W9=137.38W11=W-W10=756.03-88.96=667.07W16=W11-W15=667.07-76.77=590.3W14=W-W13=303.54-62=241.54W20=W14+W15=241.54+76.77=318.31W6=W9+W20+W4=137.38+318.31+458.33=914.02W7=W-W8=945.04-189.01=756.037、利用平衡方程W进+Ln=W作业，求Ln.L=W-W2=152.05-109.27=42.

32、78L=W-W3=466.03-177.53=288.5LIII=WIII-W6=945.04-914.02=31.02 LIV=WIV-W8=264.61-189.01=75.6 LV=WVW7=756.03-756.03=0 L =WVI-W12=303.54-252.43=51.11LVII=WVII-W11=667.07-667.07=0 LVIII=WVIII-W17=174.34-91.25=82.82LIX =WW18 =34.43-10.87=23.56 W出=W21+W18 =5.09+590.3=595.39Ln=L+L+L+L+L+L+L+L+L=42.78+288.5+

33、31.02+75.6+0+51.11+82.82+23.56=595.39 水量平衡，符合要求。7、列水量平衡表编号类别 W进 W出L42.78109.27L288.5177.53L31.02914.02L75.6189.01L0756.03L51.11252.43L0667.07L82.829125L23.5610.87合计595.398、由公式V=Q(R+1/)求作业产物矿浆体积VI=Q3(RI+1/)=659.98x(0.23+1/2.8)=387.41 V4=Q4(R4+1/)=183.33x(2.1+1/2.8)=450.44V7=Q7(R7+1/)=252.01x(3+1/2.8)

34、=845.99V=Q9(R+1/)=756.02x(0.182+1/2.8)=407.49VV=Q7(RV+1/)=252.01x(3+1/2.8)=845.99VVI=Q12(RVI+1/)=75.62x(4.014+1/2.8)=330.54VVII=Q11(RVI+1/)=213.32x(3.221+1/2.8)=763.26VVIII=Q17(RVIII+1/)=46x(3.79+1/2.8)=190.76VIX=Q18(R+1/)=9.06x(3.9+1/2.8)=37.66V1=Q1(R1+1/)=183.3x(0.05+1/2.8)=74.62V10=Q10(R10+1/)=38

35、.68x(2.3+1/2.8)=102.77V5=Q5(R5+1/)=476.66x(0.17+1/2.8)=251.20 V13=Q13(R13+1/)=40.33x(1.5+1/2.8)=74.89 V8=Q8(R8+1/)=756.02x(0.25+1/2.8)=458.90V15=Q15(R15+1/)=33.38x(2.3+1/2.8)=88.69 V18=Q18(R18+1/)=9.06x(1.2+1/2.8)=14.11V21=Q21(R21+1/)=3.39x(1.5+1/2.8)=6.30V3= V=387.41 V=V4+V5=450.44+251.20=701.64V8=

36、 V9=458.90 V=V7+V8=845.99+458.90=1331.89 V16= V11-V15=845.99-102.77=743.22V14= V-V13=330.54-74.89=255.65 V20= V14+V15=255.65+88.69=344.34V19=V-V18=190.76-14.11=176.65 V6=V9+V20+V4=458.90+344.34+450.44=1253.68V12=V10+V19=102.77+176.65=279.42 V22=V-V21=37.66-6.30=31.36V17=V13+V22=74.89+31.36=106.25 3.

37、6脱水流程的选择计算1、计算耗水指标：Wg=1.1Ln/Q1=1.1595.39/183.33=3.57 在耗水范围内，满足水耗要求。2、脱水流程的选择与计算（如附图4） 定脱水指标，为了便以浮选，精矿溜槽运输，浮选最终精矿的浓度稀释到液固比为3.0，出厂精矿含水量要求小于15%。R6=0.13(含水量为13%) R浓=3.0 R4=1.0（C=50%） 计算水量由图可知：QQQ1=Q2=Q4=Q6=3.39(t/h)W6=Q6R6=3.390.13=0.44W4=Q4R4=3.391.0=3.39W=W21=5.09 W5=W4-W6=3.39-0.44=2.95 W2=W1+W5=5.09

38、+2.95=8.04W3=W浓-W4=3.393.0-3.39=6.78L补= W浓- W2=10.17-8.04=2.13W进= L补+ W1=2.13+5.09=7.22W出= W3+ W6=6.78+0.44=7.22第4章 工艺设备的选择与计算4.1破碎筛分设备的选择与计算1、破碎机类型的选择粗碎：旋回破碎机 PXZ-700/100中碎：标准圆锥碎矿机 PYY1650/285细碎：短头圆锥碎矿机 PYY2200/1302、破碎机的处理量计算粗碎：PE9001200q=qsk1k2k3k4k1=1.03(公式k1=1-0.5(f-14)f取8)k2=ps/1.6=1.651.6=1.03

39、 k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-500/700)=1.09 k4=1.0q0=3.0 bp=116q粗=1.031.031.091.03.0116=402.42中碎：k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-167/285)=1.21（其余同上）q=4.4301.21.061.071.0=179.66q0=9.0 bp=30q中=1.031.031.211.0930=346.60细碎：K1=1-0.05(5-14)=1.45 k3=1+(0.8-dmax/b)=1+(0.8-56/130)=1.37 (其余同上)q0=24 bp=8q细=1.451.031.371.0248=392.8510.计算破碎机的台数及负荷率粗碎机n=Q流/Q计=293.33/402.42=0.72 选1台=72% 中碎机n=Q流/Q计=293.33/346.60=0.85选1台=85%细碎机n=Q流/Q计=293.33/392.85=0.75选1台=75%2、设计所用的筛子数量规格及台数筛子用振动筛：SZZ18003600由公式A=qt/qq0sk1k2k3k4k5k6k7k82(-11)=25% (查图5.2-3 11/30=0.37 查得2(+11)=75%)6(-11)=30% (查图5.2-3 11/8=1.38