本科毕业设计论文--设计日处理3500吨的铜矿石浮选厂.doc

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1、 辽 宁 科 技 大 学 课程设计说明书 设计题目： 日处理3500吨的铜矿石浮选厂学院、系：矿业工程学院专业班级：矿加13-1学生姓名：指导教师：成 绩： 2016年 12月 15日目录1.绪论21.1课程设计目的及要求21.2设计题目21.3铜的性质21.4矿石类型概述及性质21.4.1 矿石类型概述21.4.2黄铜矿的性质21.4.3孔雀绿的性质21.4.4辉铜矿的性质31.5选矿厂概况31.6选矿厂各车间工作制31.7选矿厂经济技术指标32.选矿工艺流程42.1破碎概述42.1.1破碎段数的确定42.1.2预先筛分的必要性42.1.3检查筛分的必要性42.1.4 破碎流程的计算52.2

2、磨矿流程的计算与论证72.2.1磨矿分级作业的必要性72.2.2磨矿段数的确定82.3浮选流程的计算102.4矿浆流程的计算143.主要工艺设备的选择和计算213.1破碎设备的选择和计算213.1.1粗碎设备的选择和计算213.1.2中碎设备的选择和计算233.1.3细碎设备的选择和计算243.2筛分设备的选择和计算253.2.1二段筛分的选择和计算253.2.2三段筛分的选择和计算263.3磨机的选择和计算273.4分级设备的选择和计算303.4.1一段分级设备的选择和计算303.4.2二段分级设备的选择和计算303.5浮选设备的选择和计算313.5.1粗选设备的选择和计算313.5.2一次

3、精选设备的选择和计算323.5.3二次精选设备的选择和计算333.5.4扫选设备的选择和计算331. 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3500吨的铜矿石浮选厂1.3 铜的性质铜的原子量为63.55，原子序数为29。纯铜在20时比重为

4、8.89，熔点为1033，沸点通常为2310。铜是一种相当柔软的金属，莫氏硬度为3度。铜在地壳中的含量约为0.01%，在个别铜矿床中，铜的含量可以达到3%5%。铜在应用上仅次于铝和铁。纯铜是电的良导体，其导电率仅次于银，但远远超过其他金属，并且纯铜具有高度的延展性，容易锻压。由于铜具有很多宝贵的特性且价格低廉，也就决定了它的广泛的用途，在应用上仅次于铝和铁。1.4 矿石类型概述及性质1.4.1 矿石类型概述已知含铜矿物约有250种，其中最重要的是黄铜矿、孔雀绿和辉铜矿。根据我国当前生产情况，按矿石氧化率（即氧化铜的含量占含铜总量的百分数）把铜矿石分成3个类型：氧化矿石：氧化率大于30%混合矿石

5、：氧化率为10%-30%硫化矿石：氧化率小于10%1.4.2黄铜矿的性质黄铜矿有点似铜的黄色，具有金属光泽，硬度不大，其条痕呈绿黑色。在黄铁矿含量较大的矿石中，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。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。1.4.3孔雀石的性质孔雀石主要呈绿色，有浅绿、艳绿、孔雀绿、深绿和墨绿，以孔雀绿为最佳；呈玻璃光泽、丝绢光泽；微透明至不透明；折射率为在紫外线下显荧

6、光惰性；无特征吸收谱；硬度为3.54.0;密度为3.25克/厘米34.10克/厘米3,通常为3.95克/厘米3。孔雀石具可溶性，遇盐酸起泡，易溶解。孔雀石是一种天然的矿石，为水合碱式碳酸铜Cu2(OH)2CO3或2CuOCO2H2O，呈翠绿或草绿色的块石，且具有色彩浓淡的条状花纹。它的硬度是3.54，含71.9%CuO、19.9%CO2、能溶于酸。孔雀石主要产于含铜硫化物矿床的氧化带，是原生含铜矿物氧化后形成的表生矿物；可以作为寻找原生铜矿床的标志；是炼铜的次要原料。1.4.4辉铜矿的性质辉铜矿大部分是原生硫化物氧化分解再经还原作用而成的次生矿物。含铜成分高，是最重要的炼铜矿石。我国云南东川铜

7、矿等有大量辉铜矿。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。辉铜矿可浮性好，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3500吨/日，工艺流程为三段一闭路、连续磨矿、浮选工艺流程，日产精矿量179.52吨。主要车间有破碎车间、筛分车间、磨矿分级车间、浮选车间。1.6 选矿厂各车间工作制破碎车间工作制：粗碎年工作330天，每天工作3班，每班工作5小时。中细碎年工作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

8、房采用连续工作制，设备作业率为90.41%。年工作330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：3500吨/天；原矿品位：1.56%；2. 选矿工艺流程2.1 破碎概述破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度650mm，要求最终产品粒度12mm，采用三段一闭路破碎流程。磨矿部分：该矿石呈细粒均匀嵌布，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，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，二次精选，一次扫选，中矿采用

9、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。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650mm，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：粗碎年工作330天，每天工作3班，每班工作5小时，中细碎年工作330天，每天三班，每班6小时。总破碎比 S总=Dmax/d终=54.17若采用二段破碎则平均破碎比为S=根号下S总 =7.36，查1中表2-3一段破碎机颚式破碎机和旋回破碎机。破碎比范围在3-6，二段破碎机的最大破碎比范围为4-8.取两段最

10、大破碎比 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3.6%用预先筛分对防止破碎机堵塞起到一定作用。预先筛分可以减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的生产能力；同时可以防止富矿石产生过粉碎。利用预先筛分除掉湿而细的矿粉，可为破碎机造成较正常的工作条件。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

11、石，采用预先筛分是合理的，且矿石中含水量为3.6%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是为了控制破碎产品的粒度，并利于充分发挥破碎机的生产能力。因为各种破碎机的破碎产物中都存在一部分大于排矿口宽度的粗粒级，如短头圆锥破碎机在破碎中等可碎性矿石时，产物中大于排矿口宽。度的粒级含量达60%，最大粒度为排矿口的2.22.7倍；在破碎难碎性矿石时则更甚。各种破碎机破碎产物中粗粒级（大于排矿口尺寸）含量和最大相对粒度（即最大颗粒与排矿口尺寸之比）。查1中表2-5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=60%相对过大粒度Z=2.2-2.7.过

12、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。振动筛振动筛细碎中碎粗碎 图2.1 破碎流程图2.1.4 破碎流程的计算1 确定工作制度，计算小时处理量QR=3500（1-4%）/3*5=224（t/h）2 计算总破碎比S总=Dmax/d终=54.173 破碎比分配S0=三次根号下54.17=3.78S1=3.52S2=3.68S3=4.18184 计算各段产物最大粒度d2=650/3.52=184.66(mm) D6=184.66/3.68=50.18(mm) d8=12.00(mm)5 计算各段破碎机排矿口宽度（e）计算e 粗碎用颚式破碎机 查1表2-5 e=184.

13、66/1.45=127.35（mm） 取e=128（mm）计算e 中碎用标准型圆锥破碎机 查1表2-5 e=d5/Z2=50.18/1.9=26.41（mm） 取e=26（mm） 计算e 细碎用短头圆锥破碎机 按e=0.8d8计算 e=0.8d8=0.812=9.60(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 筛孔尺寸a介于排矿口宽度e与最大尺寸d6之间，所以取a=41（mm），筛分效率E2=80%三段等值筛分工作制 a=1.4d8=1.412.00=14.80（mm）取a=14（mm），E3=65% 7 计算各产物的矿量和产率，产物编号如图2.1。Q1=Q2=

14、Q6=Q8=224(t/h)Q3=Q2E3=2240.280.8=50.176(t/h)式中：=0.28 筛口尺寸/排矿口尺寸=41/128=0.32 查1图2-5 可得。 Q4=Q2-Q3=224-50.176=173.82(t/h）Q4=Q5=173.82（t/h）Q7=770.35（t/h）式中：筛口尺寸/排矿口尺寸=14/26=0.54 查1图2-7可得，=52% 筛口尺寸/排矿口尺寸=14/10=1.4 查1图2-10 可得。Q9=Q10=546.35（t/h)Q7=Q6+Q10=224+546.35=770.35（t/h)=100%=100%=50.176/224100%=22.4

15、%=-=100%-22.4%=77.6%=243.91%=+=243.91%+100%=343.91%8 绘制破碎数质量流程图如图 图2.2 破碎数质量流程图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

16、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。 矿石的入磨粒度为12mm，为满足入选粒度小于0.15mm，即磨矿细度为-0.074含量70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程，并在一段加入预先分级。设计工作作业率=90.41% 因为两段皆为全闭路连续磨矿，所以两段磨机有效容积之比m=1 K=0.82。磨矿流程图如图2.3。一次分级二次分级二磨一磨 图2.3 磨矿流程图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/天，8小时/班，计算作业率为90.41%。则Qh=3500（1-4%）/(38)=140（t/h)2. 计算用的原始数据1

17、) m=1，k=0.82。2) 根据磨矿产品中-200目含量为85%。查1表2-10 取d终=0.1（mm），=12%3) 根据d终=0.1（mm）。查1表2-8 取C1=210% C2=300%3. 计算各产物的矿量和产率，计算磨矿流程编号如图2.3Q1=Q4=Q7=140（t/h)Q5=Q1C1=140*210%=294（t/h)Q2=Q3=Q1+Q5=140+294=434（t/h)将二段磨矿流程变为预先和检查筛分分开的等效流程（如图2.4）计算：图2.4 二段磨矿等效流程图 Q4=Q7+Q8（1） Q4=Q7+Q8（2）联立（1）（2）可求：（t/h)Q7”=Q8=Q4-Q7=140-

18、76.07=63.93（t/h)Q8”=CQ8=300%*63.93=191.78(t/h)Q9=Q8=Q8+Q8”=63.93+191.78=255.71（t/h)Q6=Q4+Q9=140+255.71=395.71(t/h)4. 绘制磨矿数质量流程图如图 图2.5 磨矿数质量流程图2.3 浮选流程的计算原始数据如下：Q=140（t/h）； =1.56%=24.25% =12.26% =8.45% =4.24%=92.60% E16=95.00% E14=90.00% 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2.6一次精选二次精选扫选粗选

19、 图2.6 浮选流程图1. 计算必要而充分的原始指标数NP=C（np-ap）=2（8-4）=82. 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：=24.25% =12.26% =8.45% =4.24%=92.60% E16=95.00% E14=90.00% E11=85.00%3. 列平衡方程计算各产物产率、各产物的回收率和未知产物的品位 由计算各作业产物的矿量：(t/h)(t/h)(t/h)(t/h)(t/h)(t/h)(t/h)(t/h)(t/h)(t/h)Q20=Q15+Q8=17.35+4.96=22.31(t/h)=Q10-Q74. 绘制浮选数质量流程图如图2.7图2.

20、7 浮选数质量流程图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=22.38% 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=25.20%不可调节浓度：磨机给矿浓度K1=96.00% 一次分级返砂浓度K5=80.00%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=25.00% 一次精选精矿浓度K14=32.00%二次精选精矿浓度K16=38%矿浆流程

21、图如图2.8 图2.8 矿浆流程图1. 按公式计算固液比Rn值2. 按公式Wn=QnRn和平衡方程计算各作业、各产物水量Wn值3. 按平衡方程计算各作业补加水量Ln值 4. 按公式计算流程中未知的作业产物的Rn值5. 按公式计算各作业和各产物的体积Vn值 6. 绘制日处理3000吨的铜矿石浮选厂数质量矿浆流程图如图2.9图2.9 日处理3000吨的铜矿石浮选厂数质量矿浆流程图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650mm,产品粒度12mm.处理量224t/h初步设定以下俩个方案：方案一：拟用

22、 PE9001200 A参考1中附录1 P254方案二：拟用 PXZ900/90 参考1中附录1 P254方案一：颚式破碎机，Dmax=650（mm），eI=128（mm）最大给矿粒度650mm，小时处理能力Q=224t/h。破碎机排矿口宽度eI查附表。选择PE900*1200 A颚式破碎机，给矿口宽度760mm，排料口宽度100-250。生产能力180-350t/h1. 处理量按下式计算：2. 破碎机台数n计算3. 破碎机负荷量计算方案二：旋回破碎机，Dmax=650（mm），eI=124（mm）查1中附表2，选用旋回破碎机PXZ900/901. 处理量按下式计算：2. 破碎机台数n计算3.

23、 破碎机负荷量计算方案对比见下表3.1：表3.1 粗碎破碎机方案对比序号型号台数重量/t功率/kw方案一方案二PE900*1200A复摆式颚式破碎机PXZ900/90液压重型旋回破碎机2137141110210 方案一和方案二比较，PE900*1200A复摆式颚式破碎机重量轻，功率低，性能先进，且此种破碎机成本低，对于处理量不大的厂矿来说经济负担比较小。所以选用方案一PE900*1200A复摆式颚式破碎机1台，性能见表3.2。表3.2 PE900*1200A复摆式颚式破碎机性能表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主转轴/R/min传动电动机最重件质量

24、/t外形尺寸质量/t型号功率/kW电压/V复摆PE900*1200A9001200760180-350100-2502001103803200*2754*3150373.1.2 中碎设备的选择和计算标准型圆锥破碎机，Dmax=198.40（mm），eII=26（mm）查1中附表3，PYY-BT1628标准型单杠液压圆锥破碎机处理量按下式计算：破碎机台数n计算破碎机负荷量计算PYY-BT1628标准型单杠液压圆锥破碎机性能见表3.3。表3.3 PYY-BT1628标准型单杠液压圆锥破碎机性能表型号型号及规格进料口/mm最大给矿粒度/mm处理量/t/h排矿口调节范围/mm传动电动机型号功率/kW电

25、压/V单缸标准PYY-bT1628188240132-25316-38JS137-101553803.1.3 细碎设备的选择和计算短头型圆锥破碎机，Dmax=49.40（mm），eIII=10（mm）查1中附表3-2，选用短头型PYY-DT2213处理量按下式计算：破碎机台数n计算破碎机负荷量计算PYY-DT1610短头型圆锥破碎机性能见表3.4表3.4 PYY-DT2213短头型圆锥破碎机性能表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传动电动机型号功率/kW电压/V中型PYYDT2229130110200-3808-15JSQ1510-122806000

26、破碎设备汇总表见表3.5表3.5 破碎设备汇总表类型型号及规格台数/个粗碎中碎细碎复摆式标准型短头型PE900*1200APYY-BT1628PYYZT221392123.2 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3.6%，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2YA1236（见表3.6）aII=35（mm） E2=85% 表3.6 圆振动筛2YA24

27、60结构参数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2YA12364220080-2406-509.5845需要的振动筛总面积的计算筛子台数的确定： 取n=1筛分机负荷量计算圆振动筛2YA2460工作参数见表3.7表3.7 圆振动筛2YA2460工作参数型号项目参数项目参数2YA1236层数工作面积/m2筛孔尺寸/mm结构给料粒度/mm筛分效率/%外形尺寸/mm246-50编织200853757*2386*2419振幅/mm振次/min-1处理量/t/h总重/t电动机功率/Kw筛面倾角/9.584580-2405.18411

28、203.2.2 三段筛分的选择和计算 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。 三段筛分选用圆振动筛YA2148 aIII=17（mm） E3=65% 需要的振动筛总面积筛子台数的确定： 取n=1筛分机负荷量计算圆振动筛YA2148工作参数筛如表3.7。筛分设备汇总表见3.8表3.8 筛分设备汇总表类型规格及型号台数/个二段筛分圆振动筛YA21481三段筛分圆振动筛2YA123613.3 磨机的选择和计算参照资料：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，给矿粒度为20-0mm，其中-200目含量为6%，磨矿细度为-200目含

29、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。查1中附表8初步拟定两种方案：湿式溢流型球磨机MQY36006000。湿式溢流型球磨机MQY36006000。方案一：采用容积法计算1、新生级别的生产能力q2、磨机总容积的计算3、 分配容积4、磨机台数计算 5、 校核方案二：采用容积法计算1、新生级别的生产能力q2、磨机总容积的计算3、分配容积：4、磨机台数计算 5、校核球磨机方案对比见表3.9表3.9 球磨机方案对比序号型号台数负荷率/%方案一湿式溢流型球磨机MQY36006000186方案二湿式溢流型球磨机MQY36006000186参照类似选

30、厂资料，磨机采用湿式溢流型球磨机21003000，以上两种方案设备技术上可行，经济上合理，方案二占地面积小于方案一，且方案二价格更便宜，所以选用方案二，湿式格子型球磨机MQY36006000。共计2台。磨机设备汇总表见表3.10表3.10 磨机设备汇总表类型规格及型号台数/个一段磨机湿式格子型MQY360060001二段磨机湿式格子型MQG3600600013.4 分级设备的选择和计算 分级机分为螺旋分级机和水力旋流器。 螺旋分级机设备结构简单，工作可靠，操作方便，能与大型球磨机自流联结构成闭路。但分级效率低，在细粒分级时，溢流浓度太低，不利于后续的选别作业。 水力旋流器在分级细粒物料时，分级

31、效率比螺旋分级机高，它的结构简单、造价低、占地面积小，设备本身无运动部件，容易维护。 在磨矿流程中，一次磨矿分级溢流粒度控制为0.3mm，所以分级设备选用高堰式螺旋分级机，与磨机一对一配置。3.4.1 一段分级设备的选择和计算高堰式双螺旋分级机D=-0.08+0.103*根号下（24Q/mk1k2）=-0.08+0.103*根号下(24*140)/(2*1.2*1.60)=2.96D-分级机螺旋直径，m；Q-按溢流中固体重量计的处理量，t/h,Q=140（t/h）m-分级机螺旋个数，m=2；k1-矿石密度校正系数，k1=1+0.5（p-2.7）=1+0.5（3.1-2.7）=1.2k2-分级粒

32、度校正系数，由B4-200=51.21%,查1中表3-18的0.27，再查1中表3-24，k2=1.60查1中附表9 选2FG-242400型高堰式双螺旋分级机 验算：Q2=135Mnk1D3/24=135*2*1.2*4*2.43/24=746.50Q5,合适；式中n-螺旋分级机的转速，r/min, 查1中附表9，n=4.0r/min3.4.2 二段分级设备的选择和计算沉没式双螺旋分级机D=-0.07+0.115*根号下（24Q/mk1k2）=-0.07+0.115*根号下(24*140)/(2*1.2*1.60)=3.32D-分级机螺旋直径，m；Q-按溢流中固体重量计的处理量，t/h,Q=

33、140（t/h）m-分级机螺旋个数，m=2；k1-矿石密度校正系数，k1=1+0.5（p-2.7）=1+0.5（3.1-2.7）=1.2k2-分级粒度校正系数，由B4-200=51.21%,查1中表3-18的0.27，再查1中表3-24，k2=1.60查1中附表9 选2FC-202000型沉没式双螺旋分级机 验算：Q2=135Mnk1D3/24=135*2*1.2*4*23/24=432Q,合适；式中n-螺旋分级机的转速，r/min, 查1中附表9，n=4.0r/min分机设备汇总表见表3.11表3.11 分机设备汇总表类型规格及型号台数/个一段分级高堰式2FG-2424001二段分级沉没式2

34、FC-20200013.5 浮选设备的选择和计算3.5.1 粗选设备的选择和计算查1中附表16初步拟定选用KYF-8,实验室粗选时间6分钟。1、 确定系列数N N=22、 计算每个系列要处理的矿浆量V=Q(R+1/p)/60=163.97(3.468+1/3.1)/60=10.34式中Q-粗选给矿量，即Q10=163.97(t/h)R-粗选作业液固比，R=1/c-1=1/0.2238-1=3.4680p-矿石密度,p=3.1t/m3V系=V/N=10.34/2=5.17（m3/h）3、 计算每个系列需要的浮选机槽数T=Kt*t0=2*6=12min,式中t-浮选时间Kt-放大倍数，取值范围1.

35、5-2，Kt =2.0t0-实验室浮选时间，t0=6minn= V系*t/V有=5.17*12/8=7.76，取8个，共16个。KYF-8机械搅拌式浮选机参数如下表3.12：表3.12 浮选机技术参数型号XJK-58类型机械搅拌式浮选机单槽有效容积/m38叶轮直径/mm720转数/r min-1240处理矿浆量/m3 min-13103.5.2 一次精选设备的选择和计算查1中附表16初步拟定选用KYF-8,实验室一次精选时间6分钟。1、确定系列数N N=22、计算每个系列要处理的矿浆量V=Q(R+1/p)/60=35.75(3.8054+1/3.1)/60=2.46式中Q-粗选给矿量，即Q=3

36、5.75(t/h)R-粗选作业液固比，R=1/c-1=1/0.2081-1=3.4680p-矿石密度,p=3.1t/m3V系=V/N=2.46/2=1.23（m3/h）3计算每个系列需要的浮选机槽数T=Kt*t0=2*6=12min,式中t-浮选时间Kt-放大倍数，取值范围1.5-2，Kt =2.0t0-实验室浮选时间，t0=6minn= V系*t/V有=1.23*12/8=1.85，取2个，共4个。浮选机技术参数如表3.12。3.5.3 二次精选设备的选择和计算查1中附表16初步拟定选用XJK-58,实验室二次精选时间8分钟。1、确定系列数N N=22、计算每个系列要处理的矿浆量V=Q(R+

37、1/p)/60=17.36(4+1/3.1)/60=1.25式中Q-粗选给矿量，即Q=17.36(t/h)R-粗选作业液固比，R=1/c-1=1/0.2-1=4p-矿石密度,p=3.1t/m3V系=V/N=1.25/2=0.63（m3/h）3计算每个系列需要的浮选机槽数T=Kt*t0=2*8=16min,式中t-浮选时间Kt-放大倍数，取值范围1.5-2，Kt =2.0t0-实验室浮选时间，t0=6minn= V系*t/V有=0.63*16/8=1.25，取2个，共4个。浮选机技术参数如表3.12。3.5.4 扫选设备的选择和计算查1中附表16初步拟定选KYF-8,实验室扫选时间7分钟。1、确

38、定系列数N N=22、计算每个系列要处理的矿浆量V=Q(R+1/p)/60=137.24(3.625+1/3.1)/60=9.03式中Q-粗选给矿量，即Q=137.24(t/h)R-粗选作业液固比，R=1/c-1=1/0.2162-1=3.625p-矿石密度,p=3.1t/m3V系=V/N=9.03/2=4.52（m3/h）3计算每个系列需要的浮选机槽数T=Kt*t0=2*7=14min,式中t-浮选时间Kt-放大倍数，取值范围1.5-2，Kt =2.0t0-实验室浮选时间，t0=7minn= V系*t/V有=4.51*14/8=7.91，取8个，共16个。浮选机技术参数表3.12。浮选机设备汇总表如表3.13：表3.13 浮选机设备汇总表类型规格及型号台数/个粗选机械搅拌式浮选机KYF-816一次精选机械搅拌式浮选机KYF-84二次精选机械搅拌式浮选机XJK-584扫选机械搅拌式浮选机KYF-816参考文献：1选矿厂设计周小四主编.冶金工业出版社，20142中国选矿设备手册编委会编.科学出版社，2006.83氧化铜矿浮选技术刘殿文、张文彬、文书名编著.冶金工业出版社，2009.5 33