设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂.pdf

《设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂.pdf》由会员分享，可在线阅读，更多相关《设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂.pdf（40页珍藏版）》请在淘文阁 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、 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：资土学院矿物加工工程 专业班级：矿物加工 08 班 学生姓名：佟垚 指导教师：赵通林 成 绩：2011 年 12 月 25 日 word 文档 可自由复制编辑 目录 1.绪论.2 1.1 课程设计目的及要求.2 1.2 设计题目.2 1.3 铜的性质.2 1.4 矿石性质.2 1.4.1 黄铜矿.2 1.4.2 辉铜矿.2 1.5 选矿厂概况.3 1.6 选矿厂各车间工作制.3 1.7 选矿厂经济技术指标.3 2.选矿工艺流程.3 2.1 破碎流程的计算与论证.3 2.1.1 破碎段数的确定.3

2、2.1.2 预先筛分的必要性.4 2.1.3 检查筛分的必要性.4 2.2 磨矿流程的计算与论证.7 2.2.1 磨矿分级作业的必要性.7 2.2.2 磨矿段数的确定.7 2.3 浮选流程的计算.10 2.4 矿浆流程的计算.13 3.主要工艺设备的选择和计算.19 3.1 破碎设备的选择和计算.19 3.1.1 粗碎设备的选择和计算.19 3.1.2 中碎设备的选择和计算.22 3.1.3 细碎设备的选择和计算.24 3.2 筛分设备的选择和计算.27 3.2.1 二段筛分的选择和计算.27 3.2.2 三段筛分的选择和计算.28 3.3 磨机的选择和计算.29 3.3.1 一段磨机的选择和

3、计算.30 3.3.2 二段磨机的选择和计算.32 3.4 分级设备的选择和计算.34 3.4.1 一次分级设备的选择和计算.34 3.4.2 二次分级设备的选择和计算.35 3.5 浮选设备的选择和计算.37 3.5.1 粗选设备的选择和计算.37 3.5.2 一次精选设备的选择和计算.37 3.5.3 二次精选设备的选择和计算.38 3.5.4 扫选设备的选择和计算.39 word 文档 可自由复制编辑 1.绪论 1.1 课程设计目的及要求 根据教学大纲要求，选矿厂设计授课结束后，于毕业设计前，学生要用两周时间进行课程设计。目的：本课程设计是矿物加工工程专业教学内容的环节之一，使学生在设计

4、中学习，巩固和提高工程设计理论与解决实际问题的内力，综合运用所学的有关工程知识。并为毕业设计打下良好的基础。要求：设计任务书下达后，设计者必须独立认真分析与计算，按期完成设计中所规定的具体任务。1.2 设计题目 设计日处理 2500吨的铜矿石浮选厂 1.3 铜的性质 铜是人类发现最早的金属之一，也是最好的纯金属之一，稍硬、极坚韧、耐磨损。铜是一种重要的有色金属，它在应用上仅次于铝和铁。铜的导电率高，仅次于银，而铜的价格较银低廉。铜的导热性能好，在金属中居第三位，仅次于金和银。由于铜的优良的导电掉热性能，所以广泛地应用于工业上。1.4 矿石性质 1.4.1 黄铜矿 硬度中等，在黄铁矿含量较大的矿

5、石中，磨矿矿石会过粉碎。黄铜矿很容易浮选，用少量硫化矿物阴离子捕收剂，就能很好的浮选。黄铜矿不易氧化，是硫化矿中对氧最稳定的，在中性和弱碱性介质中可长时间保持疏水。当 PH=10以上时或在氧化剂长时间作用下，黄铜矿会明显氧化。它在弱碱性介质中氧化时溶液中会有H+,Cu2+,Fe3+,S2O42-等离子。在碱性（PH=10-11）中。氧化时溶液中有 SO42-，S2O32-,S4O62-等离子。黄铜矿过度氧化后其可浮性显著下降，但还可以用苏打，硫化剂等使其得到改善。1.4.2 辉铜矿 辉铜矿是含铜最高的硫化矿矿物，有着重要的工业意义。它大多数是次生的，word 文档 可自由复制编辑 也有原生的，

6、辉铜矿很脆，易过粉碎和氧化，氧化所产生的大量铜离子会活化闪锌矿，黄铁矿等，使浮选过程控制复杂化，这是选矿过程中应该注意的。辉铜矿可浮性号，用黄药，黑药和白药等阴离子捕收剂和胺做捕收剂时都很易浮，能够得到品位很高的铜精矿。1.5 选矿厂概况 所设计选矿厂处理量 2500吨/日，工艺流程为三段一闭路、阶段磨矿、粗细分级、浮选工艺流程，日产精矿量 134.64吨。主要车间有破碎车间、筛分车间、浮选车间。1.6 选矿厂各车间工作制 破碎车间工作制：破碎筛分系统设备作业率为 67.81%。年工作 330天，每天工作 3 班，每班工作 6 小时。主厂房（磨矿车间和浮选车间）工作制：主厂房采用连续工作制，设

7、备作业率为 90.41%。年工作 300天，每天工作 3 班，每班工作 8 小时。1.7 选矿厂经济技术指标 原矿处理量：2500吨/天；日产精矿量：134.64吨/天：原矿品味：1.48%；精矿品味：24.25%；尾矿品味：0.12%。2.选矿工艺流程 破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，采用三段一闭路破碎流程。磨矿部分：该矿石呈细粒均匀均匀嵌布，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，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程，给矿中-200 目含量为 10%，磨矿产品中-200 目含量为 85%。浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，2 次精选，一次扫选，中矿采

8、用循序返回。浮选时间：粗选 6 分钟，一次精选 6 分钟，二次精选 8 分钟，扫选 7 分钟。2.1 破碎流程的计算与论证 2.1.1 破碎段数的确定 本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度 f=8-12，原矿中最大粒度 500mm，要求最终产品粒度 12mm，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。破碎车间的工作制度为：年工作330天，每天工作 3 班，每班工作 6 小时。word 文档 可自由复制编辑 总破碎比 6.4112500d最小最大总DS 若采用二段破碎则平均破碎比为44.6总SSa 查中表 5.2-5 一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。破碎比范围在 3-5，二段破碎机的最大

9、破碎比范围为 4-8.取两段最大破碎比6.418521SS 所以不合理，所以根据矿石性质和使用破碎机的性能将总破碎比分成三段来实现。2.1.2 预先筛分的必要性 应用预先筛分可预先筛除细粒，可预防矿石过粉碎并且能相应提高破碎机的生产能力，矿石中-200 目含量为 10%，且矿石为中等可碎性矿石，采用预先筛分是合理的，且矿石中含水量为 4%用预先筛分对防止破碎机堵塞起到一定作用。2.1.3 检查筛分的必要性 检查筛分的目的在于控制破碎产品的粒度和充分发挥破碎机的生产能力，各种破碎机排矿产物中存在大于排矿口的过大颗粒，查中表5.2-6 可知当三段破碎机选用短头型圆锥破碎机时，排矿中过大颗粒含量=6

10、0%相对过大粒度Z=2.2-2.7.过大粒度含量非常高，为达到破碎最终产物要求，设置检查筛分是合理的必要的。1 确定工作制度，计算小时处理量 word 文档 可自由复制编辑 QR=632500=138.89（t/h）2 计算总破碎比 S总=终dDmax=12500=41.67 3 破碎比分配 S0=367.41=3.47 S1=3 S2=3.6 S3=21SSS总=6.3367.41=3.86 4 计算各段产物最大粒度 d2=1maxSD=3500=166.67(mm)d5=22Sd=5.367.166=46.29(mm)d8=35Sd=97.362.47=12.00(mm)5 计算各段破碎机

11、排矿口宽度（e）计算e 粗碎用颚式破碎机 查表5.2-6 Z=1.6 e=Zd2=6.167.166=104.17（mm）取 e=105（mm）计算 e 中碎用标准型圆锥破碎机 查表5.2-6 Z=1.9 e=9.162.475Zd=25.06（mm）取 e=25（mm）计算 e 粗碎用短头圆锥破碎机 按 e=0.8d8计算 e=0.8d8=0.812=9.6(mm)取 e=10（mm）6 计算筛孔尺寸a 和筛分效率E 二段筛分用振动筛 a=e-d5=25-46.29 取 a=30（mm）E2=80%三段等值筛分工制 a=12d8=1.212=14.4（mm）取 e=15（mm）E3=80%7

12、 计算各产物的矿量和产率 Q1=Q2=Q6=Q8=138.89(t/h)Q3=Q2402E2=138.890.380.6=31.11(t/h)查图 5.2-4 402=0.38 Q4=Q2-Q3=138.89-31.67=107.78(t/h）Q4=Q5=107.78（t/h）word 文档 可自由复制编辑 查图 5.2-3 5.2-5 6=615551533)(QQQ=0.44 10=0.67 Q10=21510215668)(EEQQ=8.067.08.04.089.13889.138=176.20（t/h)Q9=Q10=176.20（t/h)Q7=Q6+Q13=176.20+138.89

13、=315.09（t/h)=2=6=8=100%3=23QQ100%=89.13867.31100%=22.80%4=5=2-3=100%-22.80=77.6%9=C=126.86%7=6+=126.86%+100%=226.86%word 文档 可自由复制编辑 2.2 磨矿流程的计算与论证 2.2.1 磨矿分级作业的必要性 预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于 6-8mm，其中合格粒度大于 15%时才考虑。原矿为 10%时采用。故一段前不加入预先分级。检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间内的矿石通过量，从

14、而提高磨机效率减少矿石过粉碎。因此，本矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。2.2.2 磨矿段数的确定 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。矿石的入选粒度为 12mm，含量为 85%且矿石嵌布粒度均匀。满足入选粒度 word 文档 可自由复制编辑 小于 0.15mm磨矿细度为-0.074含量大于 70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程，并在一段加入预先分级。规定工作效率=90%因为两段皆为全闭路连续磨矿。所以 m=21VV=1 K=0.8 1.确定主厂房的工作制，计算磨矿车间的小时处理量 拟定工作制为：330天，3 班，8 小时 Qh=

15、83%)41(2500=100（t/h)2.计算用的原始指标 1)确定 m=1 k=0.8 2)根据中硬度矿石，d给=12（mm）。查选矿厂设计表5.2-10 取=9.5%3)根据磨矿产品中-200目含量为85%。查 选矿厂设计 表 5.2-9 取 d终=0.1（mm）8=10%4)根据 d终=0.1（mm）。查选矿厂设计表 5.2-9 取 C1=350%C2=300%3.计算各产物的矿量和产率 Q1=Q4=Q7=100 Q5=Q1C1=100350%=350（t/h)word 文档 可自由复制编辑 Q2=Q1+Q5=100+350=450（t/h)%44.51)18.01/(%)5.9%85

16、(%5.9)km%857%158 74.215%)15%85/(%)3501%)(44.51%85()(218CQQ Q9=Q8=215.74（t/h)Q6=Q7+Q8=100+179.68=315.75(t/h)%45010045012QQ 450%3501003501QQ%74.31510074.31516QQ%74.21510074.215188QQ 74.215 word 文档 可自由复制编辑 2.3 浮选流程的计算 原始数据如下：Q=100（t/h）7=1.48%16=24.25%14=12.26%11=8.45%18=4.24%=92.00%E16=95.00%E14=90.00%

17、E11=85.00%浮选时间：粗选 6 分钟，一次精选 6 分钟，二次精选 8 分钟，扫选 7 分钟。流程如图 3 word 文档 可自由复制编辑 1.计算必要而充分的原始指标数 NP=C（np-ap）=2（8-4）=8 2.按工业试验结果与现厂生产指标分析，先用的 8 个指标如下：16=24.25%14=12.26%11=8.45%18=4.24%=92.00%E16=95.00%E14=90.00%E11=85.00%3.列平衡方程计算各产物产率n、各产物的回收率和未知产物的品位%61.5%25.24%48.1%92%69.11%26.12%95%25.24%61.516E%19.1%08

18、.6%25.24%61.5%26.12%69.11%84.96%100%95%9216E word 文档 可自由复制编辑%6.107%100%90%84.961414131414E%76.102%84.4%18%45.8%48.1%76.10211%62.8%08.24%19.1%08.6%45.8%18%38.12%69.11%07.24%29.1%38.12%26.12%69.11%62.6%07.24%89.120%85%76.10211E%54.3%24.4%48.1%13.10%94.1%92.15%24.4%54.3%29.1%38.12%54.1%92.115%95.1%92.1

19、5%48.1%10077%27.0%93.97%45.8%18%54.1%06.116%12.0%39.94%24.4%54.3%27.0%93.97 word 文档 可自由复制编辑 2.4 矿浆流程的计算 原始指标：必须保证的适宜浓度：一段磨机浓度 KI=78.00%俩段磨矿浓度 KIV=75.00%粗选作业浓度 KV=22.08%一次精选作业浓度 KVI=20.81%扫选作业作业 KVII=21.62%二次精选作业浓度 KVIII=20.00%一次分级溢流 K4=28.00%二次分级溢流浓度 K7=23.20%补课调节浓度：磨机给矿浓度 K1=96.00%一次分级返砂浓度 K5=80.00

20、%二次分级返砂 K8=78.00%粗选精矿浓度 K11=25.00%扫选精矿浓度 K18=24.00%一次精选精矿浓度 K14=32.00%二次精选精矿浓度 K16=38%word 文档 可自由复制编辑 1.按公式11KnRn计算固液比 Rn值 04.0196.011111KR2 57.2128.011144KR 25.0180.011155KR 31.31232.011177KR word 文档 可自由复制编辑 28.0178.011188KR 3125.01111111KR 13.2132.01111414KR 63.1138.01111616KR 17.3124.01111818KR 2

21、8.0178.0111IIKR 24.1175.0111IKR 33.0175.0111IVIVKR 53.312208.0111VVKR 81.312081.0111VIVIKR 63.312162.0111VIIVIIKR 4120.0111VIIIVIIIKR 2.按公式 Wn=QnRn和平衡方程计算各作业、各产物水量 Wn值)/(2.4042.0100111htRQW)/(14.25757.2100444htRQW)/(5.8725.0350555htRQW)/(00.33131.3100777htRQW)/(40.6028.074.215888htRQW)/(90.2413.269.

22、11141414htRQW)/(14.963.161.5161616htRQW)/(22.1117.354.3181818htRQW word 文档 可自由复制编辑)/(00.12628.04502htRQWII)/(19.7133.074.2158htRQWIVIV)/(20.40953.392.11510htRQWVV)/(71.9181.308.2413htRQWVIVI)/(45.35563.392.9712htRQWVIIVII)/(76.46469.1114htRQWVIIIVIII)/(70.9120.450.87152htWWW)/(00.1263htWWI)/(19.719h

23、tWWIV)/(03.40903.7803.33120710htWWW)/(2.3555420.4091112htWWWV)/(62.9162.3754171113htWWW)/(81.6690.2471.911415htWWWVI)/(62.3714.976.461617htWWWVIII)/(23.34422.1145.3551819htWWWVII)/(03.7822.1181.66181520htWWW 3.按平衡方程计算各作业补加水量 Ln值)/(30.3470.9100.12623htWWLI)/(50.21800.12650.8700.257354htWWWLII)/(22.63

24、19.32841.6000.331687htWWWLIII)/(78.1041.6019.7189htWWLIV)/(18.003.40920.35554101211htWWWLV word 文档 可自由复制编辑)/(09.062.9181.6690.24131514htWWWLVI)/(25.02.35523.34322.11121918htWWWLVII)/(70.2190.2462.3714.9141716htWWWLVIII 4.按公式)1(nnnRQV计算各作业和各产物的体积 Vn值)/(53.37310020.4)1(111htRQV)/(70.241345017.104)1(22

25、2htRQV)/(33.290310014.257)1(444htRQV)/(17.20433505.87)1(555htRQV)/(43.433374.31519.328)1(666htRQV)/(6031854)1(111111htRQV)/(84.3876084.4471112htVVvV)/(80.2813.269.11)1(141414htRQV)/(81.6690.2473.99)1(151515htRQV)/(01.11361.514.9)1(161616htRQV)/(64.3901.1165.50)1(171717htRQV)/(40.12354.321.11)1(18181

26、8htRQV word 文档 可自由复制编辑 Q 矿量 K 矿浆浓度 R 固液比 W 液体体积 V 矿浆体积 L 补加水量 1 100 96.00%0.042 4.2 37.53 2 450 83.70%0.2 91.7 241.7 3 450 78.00%0.28 126 276.5 4 100 28.00%2.57 257 290.33 5 350 80.00%0.25 87.5 204.17 6 315.74 49.03%1.04 328.19 433.43 7 100 23.02%3.3 331 364.33 8 215.74 78.00%0.28 60.41 132.32 9 215

27、.74 75.00%0.33 71.19 143.1 10 115.92 22.08%3.53 409.03 447.66 11 18 25.00%3 54 60 12 97.92 21.61%3.62 355.2 387.84 13 24.07 20.81%3.81 91.62 99.64 14 11.69 32.00%2.13 24.9 28.8 15 12.28 15.63%5.4 66.81 70.93 16 5.61 38.00%1.63 9.14 11.01 17 6.08 14.00%6.19 37.62 39.64 18 3.54 24.00%3.17 11.22 12.4 1

28、9 94.93 21.62%3.63 344.23 376.05 20 15.92 16.95%4.9 78.03 83.33 450 78.00%0.28 126 276 34.3 450 56.64%0.76 344.5 494.5 218.5 315.74 44.65%1.24 391.41 496.66 218.5 315.74 75.00%0.33 71.19 143.1 10.78 115.92 22.08%3.53 409.2 447.84 0.18 24.07 20.81%3.81 91.71 99.73 0.09 97.92 21.62%3.63 355.45 388.09

29、0.25 11.69 20.00%4 46.76 50.65 21.7 word 文档 可自由复制编辑 3.主要工艺设备的选择和计算 3.1 破碎设备的选择和计算 3.1.1 粗碎设备的选择和计算 粗碎有颚式破碎机和旋回破碎机 本选厂粗碎给矿最大粒度 500m,产品粒度 12mm.处理量 138.89t/h 初步设定以下俩个方案：word 文档 可自由复制编辑 方案一：北矿院 PD6090 参考表 1-1-31 方案二：沈重 PXZ7010 参考表 1-2-3 方案一：颚式破碎机，Dmax=500（mm），eI=105（mm）最大给矿粒度 500mm，小时处理能力 Q=138.89t/h。破碎

30、机排矿口宽度 eI查表1-1-31。选择 PD6090颚式破碎机，给矿口宽度 600mm，排料口宽度 50-130。生产能力 25-72t/h 1.处理量按下式计算：。破碎机排矿口宽度，。取表），查选矿厂设备（，单位排矿口宽度处理量mm1,22.6hmm/t)/(1041041000ppsbqqhtbqq 0.1K1-2.6Kmmbmmd1)b/d8.01KKm/tm/t125.16.11800K6.1K20.11-2.6)14(05.011KKt/h66.13475.99197.0125.12.144maxmax3333ss2s22114321；矿厂设计表水分修正系数，查选；给矿口宽度，；给

31、矿最大粒度，（给矿粒度修正系数，；矿石密度，；矿石松散度，矿石普氏硬度系数；矿石密度修正系数，或查选矿厂设计表矿石硬度修正系数，；量，设计条件下破碎机处理fKKfqqKKKKqs 2.破碎机台数n 计算。计矿量、单台处理量，分别为破碎机作业的设、不均匀系数。取t/h2134.166.13489.1381.1qqknqkqndd 3.破碎机负荷量计算%57.51%10066.134289.138%100nqqd 方案二：旋回破碎机，Dmax=500（mm），eI=115（mm）查选矿厂设计附表 2，选用液压重型旋回破碎机 PXZ-700/100 1.处理量按下式计算：word 文档 可自由复制编

32、辑。破碎机排矿口宽度，。取表），查选矿厂设备（，单位排矿口宽度处理量式中mm3,22.6hmm/t)/(3151053000ppsbqqhtbqq 0.1K1-2.6Kmmbmmd09.1700/500-8.01)b/d8.01KKm/tm/t125.16.11800K6.1K10.11-2.6)14(05.011KKt/h25.425315109.1125.110.144maxmax3333ss2s22114321；矿厂设计表水分修正系数，查选；给矿口宽度，；给矿最大粒度，）（给矿粒度修正系数，；矿石密度，；矿石松散度，矿石普氏硬度系数；矿石密度修正系数，或查选矿厂设计表矿石硬度修正系数，；

33、量，设计条件下破碎机处理式中fKKfqqKKKKqs 2.破碎机台数n 计算。计矿量、单台处理量，分别为破碎机作业的设、不均匀系数。式中取t/h136.025.42589.1381.1qqknqkqndd 3.破碎机负荷量计算%66.32%10025.425189.138%100nqqd 方案对比：序号 型号 台数 负荷率/%备注 方案一 PXZPK6090 颚式破碎机 2 51.57 优 方案二 PXZ7010旋回破碎机 1 32.66 劣 方案一和方案二比较，复摆颚式破碎机 PE600900虽然所用的台数多，但是负荷量更符合要求，且颚式破碎机成本低，对于处理量不大的厂矿来说经济负担比较小。

34、所以选用方案一复摆颚式破碎机 PXZPK6090颚式破碎机。类型 型号及规进料口/mm 最大给矿处理量/排矿口调主转轴/传动电动机 最重件质外形尺寸 质量/t 型号 功率/kW 电压/V word 文档 可自由复制编辑 格 粒度/mm t/h 节范围/mm R/min 量/t 复摆 PD900600 900600 500 56-192 50-130 580 75 380 7.55 2620*2300*1628 15.5 3.1.2 中碎设备的选择和计算 初步选用俩个方案：方案一：PYX-B1324标准型液压圆锥破碎机 方案二：PYB1750标准型弹簧圆锥破碎机 方案一数据计算 旋回破碎机，Dm

35、ax=166.67（mm），eII=25（mm）查选矿厂设计附表 3，选用单缸标准圆锥破碎机 PYY-1650/285 处理量按下式计算：。破碎机排矿口宽度，。取表），查选矿厂设备（，单位排矿口宽度处理量mm3,22.6hmm/t)/(115256.4000ppsbqqhtbqq 0.1K1-2.6Kmmbmmd0.1)b/d8.01KKm/tm/t125.16.11800K6.1K20.11-2.6)14(05.011KKt/h25.15575.203122.1125.110.144maxmax3333ss2s22114321；矿厂设计表水分修正系数，查选；给矿口宽度，；给矿最大粒度，（给矿

36、粒度修正系数，；矿石密度，；矿石松散度，矿石普氏硬度系数；矿石密度修正系数，或查选矿厂设计表矿石硬度修正系数，；量，设计条件下破碎机处理式中fKKfqqKKKKqs 破碎机台数n 计算 word 文档 可自由复制编辑。计矿量、单台处理量，分别为破碎机作业的设、不均匀系数。取t/h183.025.15522.1071.1qqknqkqndd 破碎机负荷量计算%42.69%10025.155122.107%100nqqd 方案二：旋回破碎机，Dmax=166.67（mm），eII=25（mm）查表 1-3-12破碎机 PYB-1750 处理量按下式计算：。破碎机排矿口宽度，。取表），查选矿厂设备（

37、，单位排矿口宽度处理量式中mm3,22.6hmm/t)/(200258000ppsbqqhtbqq 0.1K1-2.6Kmmbmmd0.1)b/d8.01KKm/tm/t125.16.11800K6.1K20.11-2.6)14(05.011KKt/h00.270200113.1125.110.144maxmax3333ss2s22114321；矿厂设计表水分修正系数，查选；给矿口宽度，；给矿最大粒度，（给矿粒度修正系数，；矿石密度，；矿石松散度，矿石普氏硬度系数；矿石密度修正系数，或查选矿厂设计表矿石硬度修正系数，；量，设计条件下破碎机处理式中fKKfqqKKKKqs 破碎机台数n 计算。计

38、矿量、单台处理量，分别为破碎机作业的设、不均匀系数。取t/h142.000.27022.1071.1qqknqkqndd 破碎机负荷量计算%9.39%100135122.107%100nqqd word 文档 可自由复制编辑 方案对比：序号 型号 台数 负荷率/%备注 方案一 PYS-B1324标准型液压圆锥破碎机 1 69.42 优 方案二 PYB1750标准型弹簧圆锥破碎机 1 39.9 劣 方案一和方案二比较，俩个方案的台数相同，但案一负荷率更合理，所以选用方案二簧标准破碎机 PYS-B1324 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

39、动电动机 型号 功率/kW 电压/V 单缸标准 PYS-B1321 188 240 132-253 16-38 JS137-10 155 380 3.1.3 细碎设备的选择和计算 初步设计以下俩个方案：方案一：PYY-ZT0907 方案二：PYZ-900/70弹簧圆锥破碎机 旋回破碎机，Dmax=47.62（mm），eIII=10（mm）查表 3，选用单缸液压短头破碎机 PYY-ZT0907 处理量按下式计算：。破碎机排矿口宽度，。取表），查选矿厂设备（，单位排矿口宽度处理量mm3,22.6hmm/t)/(6.271076.2000ppsbqqhtbqq word 文档 可自由复制编辑 0.1

40、K1-2.6Kmmbmmd1.1)b/d8.01KKm/tm/t125.16.11800K6.1K20.11-2.6)14(05.011K4.1-3.1t/h/28.5340110.1125.120.13.144maxmax3333ss2s2211c4321；矿厂设计表水分修正系数，查选；给矿口宽度，；给矿最大粒度，（给矿粒度修正系数，；矿石密度，；矿石松散度，矿石普氏硬度系数；矿石密度修正系数，或查选矿厂设计表矿石硬度修正系数，；粒度变细系数，一般为闭路破碎时，平均给矿；量，设计条件下破碎机处理式中fKKfKKqhtqKKKKKqsc 破碎机台数n 计算。计矿量、单台处理量，分别为破碎机作业

41、的设、不均匀系数。取t/h496.328.532.1761.1qqknqkqndd 破碎机负荷量计算%67.82%10028.53428.165%100nqqd 方案二：旋回破碎机，Dmax=47.62（mm），eIII=10（mm）查附表 3，选用 PYZ-900/70弹簧圆锥破碎机 处理量按下式计算：。破碎机排矿口宽度，。取表），查选矿厂设备（，单位排矿口宽度处理量式中mm3,22.6hmm/t)/(25105.2000ppsbqqhtbqq word 文档 可自由复制编辑 0.1K1-2.6Kmmbmmd02.160/62.47-8.01)b/d8.01KKm/tm/t125.16.11

42、800K6.1K20.11-2.6)14(05.011K4.1-3.1t/h75.4425101.1125.110.13.144maxmax3333ss2s2211c4321；矿厂设计表水分修正系数，查选；给矿口宽度，；给矿最大粒度，）（给矿粒度修正系数，；矿石密度，；矿石松散度，矿石普氏硬度系数；矿石密度修正系数，或查选矿厂设计表矿石硬度修正系数，；粒度变细系数，一般为闭路破碎时，平均给矿；量，设计条件下破碎机处理式中fKKfKKqqKKKKKqsc 破碎机台数n 计算。计矿量、单台处理量，分别为破碎机作业的设、不均匀系数。取t/h575.475.442.1762.1qqknqkqndd 破

43、碎机负荷量计算%74.78%100575.442.176%100nqqd 方案对比：序号 型号 台数 负荷率/%备注 方案一 单 缸 液 压 短 头 破 碎 机PYY-900/60 4 82.67 优 方案二 弹 簧 短 头 破 碎 机PYD-1200 5 78.74 劣 方案一和方案二比较，方案一数少，负荷量合理，更经济。所以选单缸液压短头破碎机 PYY-900/60。类型 型号及规格 进料口/mm 最大给矿粒度处理量/t/h 排矿口调节范围/mm 传动电动机 型号 功率/kW 电压/V word 文档 可自由复制编辑/mm 弹簧 PYY900/60 60 50 18-105 3-15 JS

44、126-8 110 380 3.2 筛分设备的选择和计算 3.2.1 二段筛分的选择和计算 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。圆振动筛结构新颖，强度高，耐疲劳，寿命长，维修简单，振动参数合理，噪音小，筛分效率高等特点。二段筛分选用圆振动筛 YA1536 aII=40（mm）E2=60%类型 型号及规格 工作面积/m2 筛网层数/层 最大给料粒度/mm 处理量/t/h 筛孔大小/mm 双振幅/mm 振次 圆振动筛 YA1236 4 1 200 80-240 6-50 9

45、.5 845 需要的振动筛总面积的计算 00.1KK80.0KK00.1KK00.1KK00.1KK00.58/60-1008/E-1003K44.1%;6248.0%;143-3.6-);/(-t/h)(60.518.0111544.148.08.16.328.089.1388877665544322212121230287654321筛面及筛孔形状；筛子运动参数；筛分方式修正系数；物料湿度修正系数；正系数；物料种类及颗粒形状修）（）（筛分效率修正系数；粒含量料中大于筛孔尺寸的颗粗粒影响修正系数；给的颗粒含量料中小于筛孔尺寸之半细粒影响修正系数；给；选矿厂设计表影响因素修正系数，见矿石松散度

46、；量，单位筛分面积容积处理；双层筛的下层筛面；层或多层筛的上层筛面有效筛分面积系数：单；振动筛总给矿量，式中KKKKKKKhmmqqmkkkkkkkkqqAststt word 文档 可自由复制编辑 筛子台数的确定：4.1460.5AAnt 取 n=2 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 4 振次/min-1 845 筛孔尺寸/mm 40 处理量/t/h 80-240 结构 编织 总重/t 4.890 给料粒度/mm 166.67 电 动 机 功 率/Kw 11 筛分效率/%80 筛面倾角/20 外形尺寸/mm 3757*2

47、386*2419 3.2.2 三段筛分的选择和计算 三段筛分选用圆振动筛 2YA1236 aIII=15（mm）E3=80%类型 型号及规格 工作面积/m2 筛网层数/层 最大给料粒度/mm 处理量/t/h 筛孔大小/mm 双振幅/mm 振次 圆振动筛 2YA1236 4 2 200 80-240 6-50 9.5 845 需要的 word 文档 可自由复制编辑 00.1KK80.0KK00.1KK00.1KK00.1KK50.28/8-1008/E-1003K52.1%;04.5717.304/%)6828.165%4489.138(/)(%,68%,445978.0%;89.1917.30

48、4/%)2428.165%1589.138(/)(%,24%,153-3.6-);/(-t/h)(75.818.01115.252.15978.08.14.228.017.3048877665544327101510615615715101562175.710105.7665.775.7105.76121230287654321筛面及筛孔形状；筛子运动参数；筛分方式修正系数；物料湿度修正系数；正系数；物料种类及颗粒形状修）（）（筛分效率修正系数；粒含量料中大于筛孔尺寸的颗粗粒影响修正系数；给的颗粒含量料中小于筛孔尺寸之半细粒影响修正系数；给；选矿厂设计表影响因素修正系数，见矿石松散度；量，单位

49、筛分面积容积处理；双层筛的下层筛面；层或多层筛的上层筛面有效筛分面积系数：单；振动筛总给矿量，式中KKQQQKKQQQKKKhmmqqmkkkkkkkkqqAststt筛总面积的计算 筛子台数的确定：18.2475.8AAnt 取 n=3 筛分机工作参数 型号 项目 参数 项目 参数 YA1536 层数 2 振幅/mm 9.5 工作面积/m2 4 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 47.62 电 动 机 功 率/Kw 11 筛分效率/%80 筛面倾角/20 外形尺寸/mm 375726702419

50、3.3 磨机的选择和计算 设计中参照的类似选矿厂实际资料如下：采用一段闭路磨矿流程，给矿粒度 word 文档 可自由复制编辑 为 20-0mm，其中-200 目含量为 6%，磨矿细度为-200 目含量为 60%（0.2mm），用的是 21003000mm溢流型球磨机，台式处理能力是 16.5吨/时。3.3.1 一段磨机的选择和计算 查中国选矿设备手册表 3-2-11 初步拟定俩种方案：1)湿式溢流型球磨机 2700*3600。2)湿式溢流型球磨机*3000。方案一：按新生级别计的单位磨机容积处理量计算：00.192.092.0,92.0m92.0m3-4.6K00.1K2-4.6;17.11-