毕业设计2400td铜选矿厂设计说明书课程设计说明书.doc

2400t/d铜选矿厂设计说明书

矿物加工工程课程设计 说明书

题 目：2400t/d铜选矿厂设计说明书
指导老师：易 龙 生、王 毓 华
姓 名：黄 墨 浓
班 级：矿 物 1002 班
学 号：0305100523

前言

本次矿物加工工程设计是在学院老师的指导下，结合生产实习所学的知识，参考矿物加工工程设计及相关手册资料，对选矿厂进行初步设计。
矿物加工工程设计是矿物加工专业教学过程中的基本实践环节，作为对大学生在学校所学的基础知识和积累的经验的一次综合性考察。在系统学习了《矿物加工工程设计》设计课程之后，同时结合了生产实习过程中对现场的了解，在设计过程中，把所学的理论知识和实践经验有效地结合起来，从而更好地理解和掌握书本上所学的内容。
设计就是一个不断学习和认识的过程，是一个把理论知识运用到实践生产的过程。此次设计的主要任务就是初步设计一个给定规模和参数的选矿厂，包括破碎、筛分、磨矿、分级、浮选、脱水流程的计算和相应设备的选择，浮选流程属质量流程图的绘制和磨浮主厂房设备配置的平、断面图的绘制。
设计说明书主要有以下几个部分：第一章为设计目的及任务，简要介绍本次设计的基本内容与要求，第二章为破碎及筛分流程计算，第三章破碎及筛分设备选择，第四章磨矿分级流程计算及设备选择，第五章磨矿及分级设备的选择与计算，第六章浮选设备的选择与计算，第七章脱水设备、搅拌槽的选择与计算，第八章磨矿矿仓的设计与计算，最后还有附件一、附件二、附件三，分为为： 浮选数质量流程图、 磨浮主厂房设备配置平面图、磨浮主厂房设备配置剖面图。
本次设计主要以《矿物加工课程设计指导书》为依据，参考矿物加工工程设计和选矿厂设计手册，在老师的指导下初步完成了本次设计。针对这次设计过程中遇到的问题，通过老师和同学的讲解以及细心指导，都得以顺利的完成。在此特别感谢老师和同学们对我的指导和帮助。由于时间的关系和本人设计水平有限，设计过程中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！

目录

第1章 设计的目的及任务 1
1.1 设计目的 1
1.2 设计流程 1
1.3 设计规模 1
1.4 工作制度 1
第2章 破碎及筛分流程计算 2
第3章 破碎及筛分设备选择和计算 5
3.1 破碎设备的选择和计算 5
3.1.1 粗碎设备的选择和计算 6
3.1.2 中碎设备的选择和计算 6
3.1.3 细碎设备的选择和计算 6
3.2 筛分设备的选择和计算 8
3.2.1 第一段破碎的预先筛分 8
3.2.2 第二段破碎的预先筛分 8
3.2.3 第三段破碎的预先及检查筛分 8
第4章 磨矿分级及选别流程计算 10
4.1 磨矿分级流程的计算 10
4.2 选别流程的计算 11
4.2.1 确定分配方案 11
4.2.2 计算各产物产率 11
4.2.3 计算各产物重量 13
4.2.4 计算各产物回收率 14
4.2.5 计算未知品位 15
4.3 流程水量计算 15
4.3.1 磨矿流程 15
4.3.2 选别流程 16
4.3.3 脱水流程 17
4.4 选别过程矿浆体积的计算 18
4.5 选别过程未知浓度的计算 18
第5章 磨矿及分级设备的选择和计算 19
5.1 磨机的选择与计算 19
5.2 .螺旋分级机的选择和计算 21
第6章 浮选设备的选择和计算 23
6.1 粗选作业 23
6.2 扫选作业I 23
6.3 扫选作业II 24
6.4 浮选精Ⅰ作业 24
6.5 浮选精Ⅱ作业 24
6.6 浮选精III作业 25
第7章 搅拌槽、脱水设备的选择和计算 26

7.1 .搅拌槽的选择与计算 26
7.2 浓缩机的选择和计算 26
7.3 过滤设备的选择和计算 27
第8章 磨矿矿仓的设计与计算 28

第1章 设计的目的及任务

1.1 设计目的
1、通过课程设计，巩固和深化《选矿厂设计》课程所学内容，初步掌握设计说明书编写、工程绘图的基本方法；
2、在设计过程中，运用所学专业知识和计算机绘图知识，解决设计中所出现的基本问题，提高分析问题和解决问题的能力；
3、学会使用各种设计参考书、文献、手册、图表、国家标准和规范等资料；
4、学会使用计算机，正确进行流程和设备计算，学会使用各种绘图工具进行工程图纸的绘制；
5、通过流程计算，提高选矿厂设计过程中的计算能力，通过设备配置和绘图，提高识图和绘图能力。
1.2 设计流程
破碎阶段：三段一闭路破碎流程；
磨矿阶段：一段闭路磨矿流程；
浮选阶段：一次粗选、两次扫选、三次精选
1.3 设计规模
设计选厂规模为：2400t/d
1.4 工作制度
破碎车间工作制度：连续工作制度，每日三班，每班6.5h;
磨浮车间工作制度：连续工作制度，每日三班，每班8h；
精矿脱水车间工作制度：间断工作制度，一日一班；

第2章 破碎及筛分流程计算

设计已知条件：选矿厂规模为2400t/d，原矿最大粒度为650mm，破碎最终产物粒度为13mm，矿石真实密度，松散密度，中等可碎性矿石，破碎车间工作制度为每天3班，每班6.5h，每年工作330天，年作业率73.46%。
（1） 破碎车间小时处理量:Q=2400/(6.5x3)=123.1t/h;
（2） 总破碎比：；
（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，流程图如右图。
（4） 各段破碎比：；
（5） 各段破碎产物的最大粒度：，，；
（6） 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。初定粗碎用颚式破碎机，中碎用标准圆锥破碎机，细碎用短头型圆锥破碎机，则各段破碎机排矿口分别为：
取25mm
取100mm
采用等值筛分工作制度：
取11mm
（7） 选择各段筛子筛孔和筛分效率
粗筛：筛孔在选取，即在之间，取；
中筛：筛孔在选取，即在之间，取
细筛采用等值筛分工作制度：；
（8） 计算各产物的产率和重量
1）粗碎作业：
，为原矿中小于150mm的粒级的含量，粗筛筛孔与原矿最大粒度之比值，查图4-3，得，则。

2） 中碎作业：
—产物5中小于40mm粒级含量。其数值等于原矿中小于40mm粒级含量与产物4中小于40mm粒级含量之和，
即：
中筛的筛孔与原矿最大粒度的比值，查选矿厂设计图4-3，中等可碎性矿石，得.中筛筛孔与粗碎机排矿口尺寸的比值，查选矿厂设计图4-5，中等可碎性矿石，得
则：

3） 细碎作业：细筛筛孔与原矿最大粒度之比，查图4-3，中等可碎性矿石，得。细筛筛孔与粗碎机排矿口尺寸的比值，从图4-5查得中等可碎性矿石，。细筛筛孔与中碎机排矿口尺寸的比值，从图4-6得中等可碎性矿石，则：
细筛筛孔与细碎机排矿口尺寸的比值，从图4-9查得中等可碎性矿石，得。
根据平衡关系，细碎作业可以列出以下平衡方程式：

第3章 破碎及筛分设备选择和计算

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
根据流程计算，初步拟定用PEJ 900x1200mm颚式破碎机进行计算，该机在标准条件下的生产能力为：
，
——单位排矿口宽度的生产能力，查《选矿厂设计》教材表5-1得；
——排矿口宽度。又，则：

经校正后的生产能力为：
，
式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取
——矿石密度修正系数，
——给矿粒度修正系数，,查《选矿厂设计》教材表5-7，取
——水分修正系数，矿石中含水量为3%，取=1.0
故：
需破碎机台数为：

式中 ——设计流程中，通过粗碎机的矿量，即。为不均匀系数，这里取。
故： 台，取一台
此时颚式破碎机的负荷率：

3.1.2中碎设备的选择和计算
根据流程计算，初步拟定中碎选用PYY-B1219标准液压圆锥破碎机，该机在标准条件下的生产能力为：
，
查表5-5得，又排矿口，则:

经校正后的生产能力为：

式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取
——矿石密度修正系数，
——给矿粒度修正系数，,查《选矿厂设计》教材表5-8，取;
——水分修正系数，矿石中含水量为3%，取=1.0
故：
所需破碎机台数为：
台，取一台。
此时颚式破碎机的负荷率：

3.1.3细碎设备的选择和计算
根据流程计算，初步拟定细碎选用PYT-D2213短头圆锥破碎机，该机在开路破碎标准条件下的生产能力为：
，
查表5-5得，又，则

经校正后开路条件下生产能力为：

式中 ——矿石可碎性系数，查《选矿厂设计》教材表5-6，取
——矿石密度修正系数，
——给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》教材表5-8，取
——水分修正系数，矿石中含水量为3%，取=1.0
故：
在闭路破碎时，按通过量计算的生产能力为：，根据矿石性质取，则： ,
故所需破碎机台数为：
台，取一台；
此时短头圆锥破碎机的负荷率：
通过计算可知，所选用的破碎设备均满足设计要求。

表3-1 破碎设备选择计算表

作业名称

设备名称及规格

台数
设备允许给矿粒度mm
设计的给矿粒度mm
排矿口mm
最大排矿粒度mm
设备处理量
t/h.台
流程给矿量t/h
负荷率%

粗碎
PEJ900×1200mm颚式破碎机

1

750

650

100

160

148.125

102.8

76

中碎
PYY-B1219标准液压圆锥破碎机

1

160

160

25

47.5

129.46

84.3

72

细碎
PYT-D2213短头液压圆锥破碎机

1

110
47.5

11

13

449.712

211.57

56
3.2 筛分设备的选择和计算
3.2.1 第一段破碎的预先筛分
已知给矿量Q=123.1t/h，给矿粒度为-650mm，矿石松散密度γ=1.8t/m3,筛孔尺寸，采用固定棒条筛。筛分所需面积F=Q/(qa)
式中 q---按给矿计的1mm筛孔宽的固定条筛单位面积生产能力（m2·h·mm）
查表5-12得，当a=150mm、E=50%时q=0.68 t/（m2·h·mm）则
F=Q/(qa)=123.1/（0.68×150）=1.21m2
筛分面积一般依据给矿粒度dmax计算。
筛子宽度B=（2.5—3）dmax=2.5×600=1625mm，
筛子长度L=（2—3）B=2×1625=3250mm。
故筛分面积F=B×L=1625×3250=5281mm2=5.2m2
负荷率η=1.21/5.2=23.3%
3.2.2 第二段破碎的预先筛分
采用单层振动筛，筛分面积计算公式为：F=Q/(γq)
筛孔尺寸a=40mm,查表5—13取q=32.6m3/ m2·h, γ=1.8t/m3,则
所需筛子的有效筛分面积为：

筛子的几何面积为：
根据计算结果可选用一台YA1500x3000的圆振动筛
负荷率η=2.47/4.5=54.9%
3.2.3 第三段破碎的预先及检查筛分
1) 已知给矿量，筛孔尺寸，查表5-13取
2) 确定产物10中细粒级及粗粒级的含量：
细粒级含量：，
筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比为，查标准圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得，筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比为，查短头圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得，则代入上式得：
；
粗粒级含量：，
筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为，查标准圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得。筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为，查短头圆锥破碎机破碎产品典型粒度特性曲线图，得，则代入上式得:

3) 筛分效率采用E=65%；
4) 根据筛子的工作条件，查表5-14确定校正系数为：

5) 所需筛子的有效筛分面积：
筛子的几何面积，
根据计算结果可选用1台YA2100×4800圆震动筛。
负荷率η=8.34/10=83.4%

综上所述，筛分设备选择计算表如下：

表3-2 筛分设备选择计算表

作业名称

设备名称及规格
台数

筛孔
mm
需要的面积
m2
选择的面积m2
流程的给矿量t/h
筛分效率
%
负荷率
%
第一段
预先筛分
1625×3250
固定棒条筛

1
150
1.21
5.2
123.1
50
23.3
第二段
预先筛分
YA1500x3000圆振动筛

1

40

2.47

4.50

123.1

80

54.9
第三段
检查筛分
YA2100×4800双层圆振筛
1
16
8.34
10
334.67
65
83.4

第4章 磨矿分级流程计算及设备选择

4.1 磨矿分级流程的计算
已知：，中等可碎性矿石，循环负荷，日工作3班，每班8h。
磨矿分级为带检查筛分的一段磨矿流程。如图所示：
计算车间小时处理量：

4.2 选别流程的计算
已知条件：流程为一粗三精二扫，浮选的数质量及矿浆流程图见附件，Q17=100t/h矿石密度，粗选时间为10min，浓度为33%，精选1时间为14min，浓度为25%，精选2时间为12min，浓度为20%，精选3时间为10min，浓度为18%，扫选1时间为7min，扫选2时间为6min，最终产物为铜精矿。
4.2.1 确定分配方案
已知：c=2，np=12，ap=6
1. 计算原始指标数

2. 原始指标数的分配

3. 分配方案

4. 原始指标值的选择

4.2.2 计算各产物产率
计算产物32、33的产率
由ε33=r33β33/β1得：
r33 =ε33β1/β33=0.95×0.008/0.25=3.04%
r32= r17- r33=100%-3.04%=96.96%
计算产物29、34的产率
r29= r33+ r34
r29β29= r33β33+ r34β34
解得r29= r33（β33-β34）/（β29-β34）
=3.04%×（25.0-8.5）/（22.0-8.5）=3.72%
r34= r29-r33=3.72%-3.04%=0.68%
计算产物23、30的产率
r23+ r34= r29+ r30
r23β23+ r34β34= r29β29+ r30β30
解得
=
r30= r23+r34-r29=5.65%+0.68%-3.72%=2.61%
r28= r23+r34=5.65%+0.68%=6.33%
校核 r28= r29+r30=3.72%+2.61%=6.33%
计算产物19、24的产率
r19+ r30= r23+ r24
r19β19+ r30β30= r23β23+ r24β24
解得
=
r24= r19+ r30-r23=10.54%+2.61%-5.65%=7.5%
r21= r19+r30=10.54%+2.61%=13.15%
校核 r21= r23+r24=5.65%+7.5%=13.15%
计算产物26、31的产率
由r33=（β1-β32）/(β33-β32)得
β32=（β1- r33β33）/（1- r33）=（0.8%-3.04%×25.0%）/(1-3.04%)=0.041%
r26= r31+ r32
r26β26= r31β31+ r32β32
解得r26= r32（β32-β31）/（β26-β31）
=96.96%(0.041-0.46)/(0.06-0.46)=101.57%
r31= r26-r32=101.57%-96.96%=4.61%
计算产物20、25的产率
r20+ r31= r25+ r26
r20β20+ r31β31= r25β25+ r26β26
解得
=
r20= r25+ r26-r31=6.54%+101.57%-4.61%=103.5%
r22= r20+r31=103.5%+4.61%=108.11%
校核 r22= r25+r26=6.54%+101.57%=108.11%
r27= r24+r25=7.5%+6.54%=14.04%
r18= r17+r27=100%+14.04%=114.04%
校核 r18= r19+r20=10.54%+103.5%=114.04%
4.2.3 计算各产物重量
按Qn=Q11rn算出各产物的重量
Q33=Q17r33=100×0.0304=3.04 t/h
Q32=Q17-Q33=96.96 t/h
Q29=Q17r29=100×0.0372=3.72 t/h
Q34=Q29-Q33=0.68 t/h
Q23=Q17r23=100×0.0565=5.65 t/h
Q30=Q23+Q34-Q29=5.65+0.68-3.72=2.61 t/h
Q28=Q23+Q34=5.65+0.68=6.33 t/h
校核 Q28=Q29+Q30=3.72+2.61=6.33 t/h
Q19=Q17r19=100×0.1054=10.54 t/h
Q24=Q19+Q30-Q23=10.54+2.61-5.65=7.5 t/h
Q21=Q19+Q30=10.54+2.61=13.15 t/h
校核 Q21=Q23+Q24=5.65+7.5=13.15 t/h
Q26=Q17r26=100×1.0181=101.81 t/h
Q31=Q26-Q32=101.81-96.96=4.85 t/h
Q20=Q17r20=100×1.0372=103.72 t/h
Q25=Q20+Q31-Q26=103.72+4.85-101.81=6.76 t/h
Q22=Q20+Q31=103.72+4.85=108.57 t/h
校核 Q22=Q25+Q26=6.76+101.81=108.57 t/h
Q27=Q24+Q25=7.5+6.76=14.26 t/h
Q18=Q17+Q27=100+14.26=114.26 t/h
校核 Q18=Q19+Q20=10.54+103.72=114.26 t/h
4.2.4 计算各产物回收率
按εn= rnβn/β1算出各产物的回收率，已知ε33=95.0%
ε32=ε17-ε33=100%-95.0%=5.0%
ε29= r29β29/β1=3.72%×22.0/0.8=102.3%
ε34=ε29-ε33=102.3%-95.0%=7.3%
ε23= r23β23/β1=5.65%×16.0/0.8=113%
ε30=ε29+ε34-ε29=113%+7.3%-102.3%=18%
ε28=ε23+ε34=113%+7.3%=120.3%
校核 ε28=ε29+ε30=102.3%+18%=120.3%
ε19= r19β19/β1=10.54%×8.0/0.8=105.4%
ε24=ε19+ε30-ε23=105.4%+18%-113%=10.4%
ε21=ε19+ε30=105.4%+18%=123.4%
校核 ε21=ε23+ε24=10.4%+113%=123.4%
ε31= r31β31/β1=4.61%×0.46/0.8=2.65%
ε26=ε31+ε32=2.65%+5.0%=7.65%
ε25= r25β25/β1=6.54%×0.5/0.8=4.09%
ε20=ε25+ε26-ε31=4.09%+7.65%-2.65%=9.09%
ε22=ε20+ε31=9.09%+2.65%=11.74%
校核 ε22=ε25+ε26=4.09%+7.65%=11.74%
ε27=ε24+ε25=10.4%+4.09%=14.49%
ε18=ε17+ε27=100%+14.49%=114.49%
校核 ε18=ε19+ε20=105.4%+9.09%=114.49%
4.2.5 计算未知品位

4.3 流程水量计算
4.3.1 磨矿流程
（1） 液固比

（2） 水量

（3） 补加水量
由公式计算：
磨矿补加水：
分级补加水：
4.3.2 选别流程
必须保证的浓度：粗选作业浓度CI=33%；精选I作业浓度CII=25%；精选II作业浓度CIII=20%；精选III作业浓度CIV=18%。
不可调节浓度：粗选精矿浓度C19=45%；精选I精矿浓度C23=46%；精选II作业浓度C29=47%；精选III作业浓度C33=48%；扫选I精矿浓度C25=35%；扫选II精矿浓度C31=32%。
（1）按Rn=(100-Cn)/ Cn计算液固比RI、RII、RIII、RIV、R19、R23、R29、R33、R25和R31：
RI=(100-CI)/ CI=（100-33）/33=2.03
RII=(100-CII)/ CII=（100-25）/25=3
RIII=(100-CIII)/ CIII=（100-20）/20=4
RIV=(100-CIV)/ CIV=（100-18）/18=4.56
R19=(100-C19)/ C19=（100-45）/45=1.22
R23=(100-C23)/ C23=（100-46）/46=1.17
R29=(100-C29)/ C29=（100-47）/47=1.13
R33=(100-C33)/ C33=（100-48）/48=1.08
R25=(100-C25)/ C25=（100-35）/35=1.86
R31=(100-C31)/ C31=（100-32）/32=2.215
（2）按Wn=QnRn计算水量WI、WII、WIII、WIV、W19、W23、W29、W33、W25和W31
由前面的计算可知QI= Q18=114.26t/h, QII= Q21=13.15t/h, QIII= Q28=6.33t/h,
QIV=Q29=3.72t/h, Q19=10.54t/h, Q23=5.65t/h, Q29=3.72t/h, Q33=3.04t/h, Q25=6.76t/h, Q31=4.85t/h,则
WI=Q18RI=114.26×2.03=231.95t/h
WII=Q21RII=13.15×3=39.45t/h
WIII=Q28RIII=6.33×4=25.32t/h
WIV=Q29RIV=3.72×4.56=16.96t/h
W19=Q19R19=10.54×1.22=12.88t/h
W20= WI- W19=231.95-12.88=219.07t/h
W23=Q23R23=5.65×1.17=6.63t/h
W24= WII- W23=39.45-6.63=32.82t/h
W29=Q29R29=3.72×1.13=4.20t/h
W30= WIII- W29=25.32-4.20=21.12t/h
W33=Q33R33=3.04×1.08=3.30t/h
W34= WIV- W33=16.96-3.30=13.65t/h
W25=Q25R25=6.76×1.86=12.55t/h
W31=Q31R31=4.85×2.125=10.31t/h
W22= W20 +W31=219.07+10.31=229.38t/h
W26= W22- W25=229.38-12.55=216.83t/h
W32= W26- W31=216.83-10.31=206.52t/h
（3）按计算不加水LI、LII、LIII和LIV
粗选：LI= WI-（W17+W24+ W25）=216.83-（150+32.82+12.55）=36.58t/h
精I：LII= WII-（W19+W30）=39.45-（12.88+21.12）=5.45 t/h
精II：LIII= WIII-（W23+W34）=25.32-（6.63+13.65）=5.04t/h
精III：LIV= WIV-W29=16.95-4.20=12.75t/h
4.3.3 脱水流程
选别所得的铜精矿拟采用浓缩和过滤两段脱水流程，且滤液返回浓缩机。
（1）原始指标
最终铜精矿含水量为12%；浮选铜精矿33的浓度为；浓密机底流浓度确定为。
（2）各产物水量计算

4.4 选别过程矿浆体积的计算
按Vn=Qn(Rn+1/δ)计算矿浆体积VI、VII、VIII和VIV
粗选： VI=Q18(RI+1/δ)=114.26(2.03+1/3.2)=267.65 m3/h
精I： VII=Q21(RII+1/δ)=13.15(3+1/3.2)=43.56 m3/h
精II：VIII=Q28(RIII+1/δ)=6.33(4+1/3.2)=27.30 m3/h
精III：VIV=Q29(R4+1/δ)=3.72(4.56+1/3.2)=18.11 m3/h
V19=Q19(R12+1/δ)=10.54(1.22+1/3.2)=16.17 m3/h
V20= VI- V19=267.65-16.17=251.48 m3/h
V31=Q31(R31+1/δ)=4.85(2.125+1/3.2)=11.82m3/h
V22= V20+V31=251.48+11.82=263.3 m3/h
V25=Q25(R25+1/δ)=6.76(1.86+1/3.2)=14.67 m3/h
V26= V22- V25=263.3-14.67=248.63 m3/h
V32= V26- V31=248.63-11.82=236.81 m3/h
4.5 选别过程未知浓度的计算
（1）按式Cn=100/(1+ Wn/ Qn)计算某些作业和产物的未知浓度
C24=100/(1+ W24/ Q24)=100/(1+38.18/9.06)=19.18%
C30=100/(1+ W30/ Q30)=100/(1+25.53/3.15)=10.98%
C34=100/(1+ W34/ Q34)=100/(1+16.51/0.82)=4.73%
C32=100/(1+ W32/ Q32)=100/(1+241.47/113.44)=31.9%
C26=100/(1+ W26/ Q26)=100/(1+249.68/117.13)=31.93%
C20=100/(1+ W20/ Q20)=100/(1+264.68/117.13)=31.93%
C22=100/(1+ W22/ Q22)=100/(1+277.37/131.2)=32.1%
（2）按下式计算工艺过程总补加水量
= W33+ W32- W17=3.3+206.52-150=59.82t/h
校核 = LI+ LII+ LIII+ LIV=36.58+5.45+5.04+12.75=59.82t/h
（3）按下式计算选厂总耗水量（未含磨矿）
=（1.1～1.15） =1.13×59.82=67.60t/h
（4）按下式计算选别流程单位耗水量（未含磨矿）Wg
=/ Q17=67.60/100=0.676 m3/（t·h）

第5章 磨矿及分级设备的选择和计算

5.1 磨机的选择与计算
设计条件：给矿量100t/h(2400t/d),给矿粒度13mm，磨矿细度为-0.074mm65%，给矿中-0.074mm粒级占9%，中等可碎性矿石。
现场条件：磨矿流程是一段闭路磨矿，磨矿机采用DxL=2100x3000溢流型球磨机，给矿粒度是12mm，其中-0.074mm的级别含量为10%，最终产物-0.074mm65%，每台处理能力为18t/h。
根据磨矿细度为-0.074mm65%，现用一段闭路磨矿流程，磨矿机采用湿式格子型，初步选择球磨机、球磨机和进行计算和方案比较。
（1） 计算现场生产磨机单位生产能力（-0.074mm级别计算） 式中q0=18t/h

（2）计算：
式中 ——现场磨机按新生成计算级别计的单位容积生产能力，；
——设计磨机按新生成计算级别计的单位容积生产能力，；
——被磨矿石的磨矿难易度系数，参考《选矿厂设计》教材表5-13确定，取；
——磨机直径校正系数，参考《选矿厂设计》教材表5-15确定；
——设计磨机的型式校正系数，参考《选矿厂设计》教材表5-16确定，溢流型球磨机取；
——设计与现场生产磨机给矿粒度、产品粒度差异系数，，（式中——设计磨机按新生成计算级别的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力；——现场磨机按新生成计算级别的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力；，参考《选矿厂设计》教材表5-17确定，取，m=0.92.m.=0.92,所以；=0.92/0.92=1.0
对湿式格子型球磨机，查表5-16，=1.17，
则q=1.0x1.17x1.0x1.0x1.1=1.287t/m3.h；
对湿式格子型球磨机，查表5-16得，
则q=1.0x1.25x1.0x1.0x1.1=1.375 t/m3.h;
对，查表得=1.25.
则q=1.0x1.25x1.0x1.0x1.1=1.375 t/m3.h;
(3)计算台数，，式中Q=100t/h，
对溢流型球磨机，q=1.287t/m3.h,有效容积V=18.5 m3
则，取3台；
此时磨机负荷率
对溢流型球磨机，q=1.375 t/m3.h,有效容积V=21.8 m3，
则，取2台；
此时磨机负荷率
对溢流型球磨机，q=1.375 t/m3.h,有效容积V=26.2 m3，
则：，取2台。
此时磨机负荷率
（4） 球磨机设备选择方案比较
表5-1 球磨机设备选择方案比较
方案
球磨机型号规格
台数/台
负荷率/%
功率/kW
总功率/kW
单重/t
总重/t
Ⅰ
MQG2700×3600
3
78.40
400
1200
77
231
Ⅱ
MQG3200×3000
2
93.41
500
1000
107.7
215.4
Ⅲ
MQG3200×3600
2
77.72
630
1260
114.7
229.4
由方案比较结果可知，方案2总功率最小，同时设备的重量又小，所以选择方案2；选择MQG3230磨机两台。
校核：用球磨机单位容积的小时通过量A来校核。

满足磨机的工作要求，因此此选择是合适的。
表5-2 磨矿设备选择计算表
设备名称及规格
台
数
给矿粒度
mm
产品粒度
(-200目 %)
需要的有效容积/m3
选择的有效容积 /m3
单位处理量
t/m3 h
负荷率η %
MQY3200×3000湿式格子型球磨机

2

13

65

21.8

21.8

1.375

93.41

5.2 螺旋分级机的选择和计算
已知条件：设计的给矿量Q11=100t/h,返砂量为Q16=3Q11=300t/h,矿石密度为3.2t/h,分级机溢流细度65%-0.074mm，初选球磨机两台，则根据一台球磨机对应一台分级机，因此分级机也选两台。
（1） 螺旋分级机形式选择。根据分级溢流细度大于0.15mm采用高堰式分级机。每台分级机生产能力为（1.1为矿量波动系数）
（2） 计算螺旋分级机直径，
，
式中——分级机螺旋直径（m）；

——按溢流中固体重量计的处理量（）；
——分级机螺旋个数；
——矿石密度校正系数，，
（式中——标准矿石密度，一般取；——设计的矿石密度）
可得：
——分级粒度校正系数，参考《选矿厂设计》教材表5-22得。
由上述条件可知，
Q=55t/h,
m=2(双螺旋)，
则，
因此可以选用高堰式螺旋分级机2FG-20两台。
（3） 按照返砂量计算分级机的处理能力，
，
n为螺旋转速r/min,易知返砂量满足设计要求。
（4）计算负荷率η
由得：
设备处理量Q0=[(D+0.08)/0.103]2×(mK1K2)/24
=[(2.0+0.08)/0.103]2×（2×1.25×1.40）/24=59.47t/h
所以：分级的负荷率η=Q/Q0=55/59.47=92.48%

表5-3 分级设备选择计算表

设备名称及规格

台数
分 级 溢 流
返 砂
溢流细度
(-200目%)
流程给矿量
(t/h)
设备处
理量
(t/h台)
负荷率
%
流程给
矿量
(t/h)
设备处
理量
(t/h台)
负荷率
%
2FG-20Ф2000高堰式双螺旋分级机

2

65

55

5