3000t选矿厂设计说明书

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毕业设计(论文)说明书

(2011届)

题 目 4000T/d浮选厂初步设计

学 号 5081977106 姓 名 兰谁 专业班级 08 选矿技术(1)班 指导教师 郑老师 学院名称 桂林理工大学南宁分院

211年 06 月 22日

目 录

目 录 ........................................................................................ 1 摘 要 .................................................................................................... 5

中文摘要 ........................................................................................ 5 关键字............................................................................................. 5 Abstract ........................................................................................ 5 Key word ......................................................................................... 5 前言 ............................................................................................................. 6 课题背景............................................................................................... 5 设计简介............................................................................................... 6 第一章 绪论 .......................................................................................... 7 1.1 概论 ............................................................................................. 7 1.2 厂区概况……………………………………………………….7 1.3 矿床及原矿性质……………………………………………….8 第二章 工艺流程及主要设备的选择计算…………………………错误!未定义书签。

2.1选矿厂各车间的工作制度 .......................................................... 13 2.2破碎设备的选择和计算 ............................. 错误!未定义书签。 2.2.1破碎流程方案Ⅰ,Ⅱ及设备的选择计算 ..……………..错误!未定义书签。

2.2.2破碎流程方案Ⅲ,Ⅳ及设备的选择计算 ......................... 20

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2. 3筛分设备的选择和计算 ................................................................... 26 2. 4选别流程的计算 ......................................................................... 28

2. 4.1计算各产物的产率和回收率 .......................................... 28 2. 4.2计算各产物的重量 .......................................................... 39 2. 5矿浆流程的计算 ......................................................................... 42 2. 5.1磨矿流程 ............................................................................ 42 2. 5.2选别流程 ............................................................................ 43 2. 6磨矿设备的选择和计算 ............................................................. 52 2. 7分级设备的选择和计算 ............................ 错误!未定义书签。 2. 8浮选设备的选择和计算 ............................................................. 57 2. 8.1浮选设备的选择和计算 .................................................... 57 2. 8.2搅拌设备的选择和计算 .................................................... 66 2. 9脱水设备的选择和计算 ............................................................. 66 2. 9.1浓缩设备的选择和计算 .................................................... 66 2.9.2过滤设备的选择和计算 ..................................................... 68 第三章 主要辅助设备与矿仓的选择与计算 .................................... 70 3.1给矿设备 ..................................................................................... 71 3.1.1板式给矿机 ....................................................................... 71 3.1.2电磁振动给矿机 ............................................................... 71 3.1.3胶带运输机 ....................................................................... 72 3.2 起重设备 .................................................................................. 73 3.3 砂泵............................................................................................. 75

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3.4矿仓.............................................................................................. 77 第四章 选矿技术检测 ........................................................................ 79 4.1 选矿试验室 ..................................................................................... 79 4.1.1 建筑实验室的目的 ...................................................................... 79 4.1.2实验室的组成…….………………………………………………79 4.1.3实验室规模……….………………………………………………79 4.2 选矿化验室 ..................................................................................... 80 4.2.1 化验室的任务 .............................................................................. 80 4.2.2化验室的组成…….………………………………………………80 4.2.3化验室规模……….………………………………………………80 4.3 药剂设施 .................................................................................... 81 4.3.1 药剂设施 ...................................................................................... 81 4.3.2 各种药剂的使用情况……………………………………………81 4.3.3 各种药剂的验收和保管…………………………………………82 4.4 技术检测和控制…………………………………………………...82 4.4.生产检验内容……………………………………………………....82 4.4 日常测控制量点…………………………………………………...82 第五章 土建、供水、供电……………………………………………83 5.1 土建.................................................................................................. 83 5.1.1 选厂及生活区土建 ...................................................................... 83 5.1.2辅助厂房土建 ............................................................................... 83 5.2 供水.................................................................................................. 84

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5.2.1 供水水源…………………………………………………………84 5.2.2 水量计算 ...................................................................................... 84 5.3 供电 ............................................................................................ 84 5.3.1 电源 .............................................................................................. 84 5.3.2供电电压………………………………………………………….85 第六章 环境保护 .................................................................................... 85 6.1 概述 ................................................................................................ 85 6.2 控制与治理 ....................................................................................... 85 第七章 选矿厂技术经济分析 ............................................................ 86 7.1 基本建设投资费的计算 ........................................................... 86 7.1.1 土建投资费用 .................................................................... 87 7.1.2 设备价格,安装的概算 .................................................. 87 7.1.3 非生产性费用和其他费用 ................................................ 88 76.1.4 金属构件与工艺管道概算价值 ...................................... 88 7.1.5 各项投资费 ........................................................................ 90 7.1.6 单位基建投资费 ................................................................ 89 7.1.7 折旧费 ................................................................................ 89 7.2 生产工人定员及劳动生产率 ................................................... 89 7.2.1 生产工人定员 .................................................................... 89 7.2.2 劳动生产率 ........................................................................ 89 7.3 选矿成本计算 .......................................................................... 90 7.3.1选矿工艺指标 ..................................................................... 90

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7.4 选矿厂技术经济指标及经济分析 ........................................... 93 总结 ........................................................................................................... 95 致 谢 ....................................................................................................... 96 参 考 文 献 ............................................................................................ 96

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摘 要

中文摘要:本选矿厂是处理量为132万吨/年的中型选矿厂,原矿铅品位2.187%,锌品位8.79%,最终得到的铅精矿品位为79.91%,锌精矿品位为56.11%,铅的回收率为92.02%,锌的回收率为96.71%。

本设计采用三段一闭路破碎流程,一段闭路磨矿,由于原矿品位不高,所以其浮选流程为:铅采用一粗三精三扫选,锌选别为一粗一精三扫选。

本选矿厂是建在山坡上的,其充分利用了山体的上下高差节省了建设费用。

关键字:132万吨,铅锌矿,选矿厂初步设计

Abstract

Chinese Abstract: The capacity of the concentrator is 132 tons / year of medium-sized concentrator, ore grade of 2.187% of lead and zinc grade 8.79%, the resulting concentrate grade of 79.91% of lead and zinc concentrate grade of 56.11%, Lead recovery was 92.02%, 96.71% zinc recovery. This design uses three sections of a closed-circuit crushing process, a closed-circuit grinding, the ore grade is not high, so its flotation process: a rough three fine lead with three sweep the election, zinc is a rough sorting of a fine three-sweep election.

The concentrator is built on the hillside, and its full use of the upper and lower elevation mountain saving construction costs.

Keywords: 132 million tons, lead and zinc mine, concentrator preliminary

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design

前言

课题背景:一方面随着人类对矿的不断开采,矿的质量在不断下降,表现在品位越来越低,采掘深度不断下降,使得原来开采就可以用,变成了需要用一些设备对其进行富集才能利用。另一方面,人类为了眼前的利益,常常没有综合开采矿资源,往往只选取一种矿物,而把其他共生的矿物丢掉,这样在资源日趋短缺的今天是非常浪费资源的;同时随着科学技术的发展,新的选矿设备的出现,新药剂的合成使原来无法利用的资源可以通过合理设计,从而使其可以开发利用起来,这就使得合理的矿厂设计日趋迫切。

设计简介:本设计矿厂年处理铅锌矿132万吨,是针对大新铅锌矿的初步设计。设计过程总的来讲分四阶段:现场参观实习,主要设备、流程的计算,绘图-得到初步设计。

本设计吸取了德宝铜矿的厂房设计及设备布局经验,加上自己对现代选矿厂的理解而设计。本设计作为选矿厂的初步设计,按照选矿厂初步设计的要求设计,并根据矿石的性质和处理粒度进行设备的选型,再配置的厂房。给矿最大粒度为700mm,所以破碎流程考虑采用三段一闭路流程,由于磨矿粒度小于0.2mm只要求在60%——65%,所以磨矿则采用一段闭路磨矿,浮选流程:铅采用一粗三精三扫选,锌选别为一粗一精三扫选。在进行相关计算后,磨浮车间采用两个系列。最终的精矿经浓缩干燥之后存储于精矿仓,尾矿则输送至尾矿坝。

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由于时间比较仓促,资料也有一定的限制,加上设计者本人水平有限,在设计中难免会有错误和遗漏之处,恳请批评与指正。

第一章 绪论

1.1 概论

本设计是对大新铅锌矿选矿厂的初步设计,年产量为132万吨原矿的大型选厂,大新,产品为铅精矿和锌精矿,铅精矿和锌精矿达到国家等级标准。主要用电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域,促进国家经济建设的发展。

本设计的特点,根据大新的地形特点,选厂适宜山坡建厂,呈阶梯型配置,充分利用了山坡的高差,实现矿浆自流。工艺流程包括:破碎、筛分、磨浮、脱水流程,设备基本用大型化,操作实行自动化控制和管理,这样既节省投资,又节省了人力、财力、物力,从而提高生产率。

1.2 厂区概况 一、地理位置

选矿厂位于斜坡上,厂房呈阶梯式布置,以上至下布置有原矿,粗中细破碎车间,粉矿仓,磨浮,浓缩和过滤车间,精矿仓等。 (二)气象

地处云贵高原南缘,石山泥岭间杂遍布,形成许多不完整的小盆地。属温暖多雨的南亚热带季风气候,冬春微寒,夏季炎热,

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秋季凉爽,四季气温变化不明显。年平均温度21.3℃,极端最高温度39.8℃,最低气温-2.2℃。年平均降雨量1326毫米,降雨多集中在夏秋季,冬春较少。境内主要河流有黑水河、桃城河、榄圩河,有中型水库4座,小型水库14座 (三)供水和供电

矿区的最大河流环水河,有北向南流入长江,在矿段西缘通过,生产用水及生产区的生活用水均取自于环水的河床潜流。

矿区能利用大新水资源量为21.38亿立方米,可开发利用达16.86亿立方米,已建有水电站9个,总装机容量288万千瓦,年发电量6550万千瓦小时。 (四)尾矿坝

矿区尾矿坝位于距厂矿下方,充分利用自流的地理条件,节约运费。

1.3 矿床及原矿性质

1.矿床及其组成

矿床:属于中低温热液裂隙充填矿床。

矿体组成:矿体由出银山矿段,在地表面以上,柏录山矿段,低于地表86~96米。

围岩:灰岩,泥石砂岩和页岩。 2.矿物组成

①金属矿物:主要是闪锌矿,方铅矿和黄铁矿及微量黄铜矿。

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次为褐铁矿,菱铁矿,白铅矿,铅矾,异极矿等。

各金属矿物相对含量 矿物名闪锌称 含量(﹪)

闪锌矿:颜色为浅黄色,松脂色及黑褐色。 闪锌矿化学分

矿物名产状 Zn℅ Pb℅ Fe℅ S Cd SiO2 CaO 称 闪锌矿 脉状 58.78 0.93 3.87 31.02 0.344 2.91 0.917

闪锌矿光谱分析 元素 Fe Si 含量(%)

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方铅黄铁矿 褐铁矿 铅矾 白铅矿 异极矿 其他 矿 矿 85.4 7.45 4.12 0.32 1.12 1.05 0.3 0.39 Mg Pb Zn As Sb Ae Ga Ag Cd G 4.0.2≤5 2 0.001 ~~≤≤≤≤≤0.001 ~≤3.0.3 1 0.39.0.00.00.00.05 4 2 1 1 09

方铅矿:颜色,黑铅灰色。

结晶粒度:1.05~0.02mm,一般在0,03~0.015mm。 化学分析 矿物名产状 称 方铅矿 细粒块72.98 3.80 状 光谱分析 FeSiAeMgNiPbZnAsSbGaIn% Cd% ≤≤0.0265 Ag% 2.60 15.37 0.46 3.40 Pb Zn% Fe% S% CaO% SiO2% % % % % % % % % % % 3.0 ≤0.≤≤≤≤4.≤≤≤0.00.00.79.15 0.0.00.00.000.03 52 33 01 05 85

黄铁矿化学分析 矿物名称 黄铁矿

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01 45 02 25 产状 S% Pb% Zn% Sb% CaO% SiO2% Fe% 脉状 48.68 0.188 0.45 0.015 2.183 2.46 48.49

光谱分析 FeSiAeMgNi% PbZnAsSbMa% Cd% Ti% % % % % % % % % 33.0.8 0.00.2 0.070.30.70.1 0.1 0.000.00.008

②脉石矿物:主要是砂页岩,次为石英,方解石。 ③主要金属矿物的单体解离度。 粒级16 30 0.5 60.19 79.45 60.45 60 0.25 68.87 86.14 67.89 100 0.15 68.47 94.15 91.75 150 0.15 98.41 99,42 95.23 200 0.074 98.87 98.17 6 5 3 6 1 3 1 (mm) 1 方铅矿 闪锌矿 56.15 黄铁矿 48.65

④多元分析 元素 含量(%

Pb Zn Cu S Fe Ga Ge In Cd Au Ag 0.510.6 69 0.010.2 79 7.10.006 35 0.003 0.002 0.10.38 (g/22(g/T) 12

⑤相分析:物相代表不强,只讲氧化率:Pb<10%,Zn<8% 原矿锌相分析 名称 含量(%) 相对含量(%)

出银山,柏录山矿体矿组合样分析结果 矿体元素 出银山 0.56 柏录山 2.07 柏录山 1.72

⑥其他物理性质

比重Θ﹦2.88~3.02 普硬度f﹦5~8 安息角p﹦37`可磨性系数0.9。

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T) 氧化率 0.787 7.13 硫化锌 10.21 90.45 残渣 0.047 0.42 锌总量 10.88 100.0 Pb Zn Ga Cd Ge In 10.69 7.83 8.38 0.0035 0.08 0.001 0.001 0.05 0.07 0.003 0.002 0.0015 未分析 0.0015 未分析

第二章 工艺流程及主要设备的选择计算

2.1 选矿厂各车间的工作制度 年工作日数 日工作班数 班工作时数

2.2 破碎设备的选择和计算

已知所要设计的选矿厂规模为4000t/d,原矿最大粒度为700mm,破碎最终产物粒度为12~0mm或10~0mm;矿石松散密度γ﹦1.9t/m3,堆比重为3.0 t/m3,中等可碎性矿石;破碎车间工作制度每年日,每日3班,每班6.5时。

根据设计条件和要求,要完成破碎任务,至少需要3段磨矿,因此可能的方案有:

方案编号 设备名称规格和主要技术条件 粗碎 PJ 900×1200 中碎PYY 破碎流程 破碎产物粒度(mm) 12 工作制度 班/h 6.5 破碎 330 3 6.5 磨浮 330 3 8 精矿脱水 330 3 8 Ⅰ 三段一闭路 14

1650/285 细碎 PYD-2200 粗碎 PJ 900×1200 中碎 PYB1750 细碎 PYY2200/130 粗碎 PJ 900×1200 中碎PYY 1650/285 细碎 PYD1750 粗碎 PJ 900×1200 中碎PYY 1650/285 细碎 PYY1650/100 Ⅱ 三段一闭路 12 6.5 Ⅲ 三段开路 10 6.5 Ⅳ 三段开路 10 6.5

2.2.1破碎流程方案Ⅰ,Ⅱ及设备的选择计算

采用三段一闭路破碎流程,破碎最终产物粒度为12mm,工作制度6.5h每班。

⑴计算破碎车间小时处理量; Q=

4000=205.13(t/h) 6.5?3⑵计算总破碎比; S=

D700==58.33 d12⑶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,如图所示

15

⑷计算各段破碎比;

平均破碎比Sa=358.33=3.87 取S1=S2=4.0

根据总破碎比等于各段破碎比的乘积,则第3段破碎比S3为: S3=

58.33Sa==3.64 4.0?4.0S1?S2⑸计算各段破碎产物的最大粒度; d2=

700D= =175(mm) 4.0S1d3= d7=

d2175==43,75(mm) S24.0d343.75==12(mm) S33,64⑹计算各段破碎机排矿口宽度; e2= e3=

175d2= =109.375(mm),取150mm 1.6Z1max43.75d3= =23.03(mm),取25mm

1.9 Z2maxe7,采用等值筛分工作制度,e7= 0.8 d7= 0.8×12 =9.6(mm) 取10mm

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(注:Z1max, Z2max分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒度)

⑺选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率; 粗碎段:由于未用到筛子,因此E1=100% 中碎段:由于也未用到筛子,因此E2=100%

细碎段:采用等值筛分工作制度,即a3=1.3 d7=1.3×12=15.6(mm) 取14mm,e7= 0.8 d7= 0.8×12 =9.6≈10(mm),E3=60% ⑻计算各产物的产率和重量; ①

粗碎作业

Q1=Q2=205.13(t/h),?1=?2=100% ②

中碎作业:

Q3=205.13(t/h),γ3=100% ③

细碎作业:

?14?14Q5=(Q3β3+Q7β7) E3

Q1(1??3?14E3)即Q7=, ?14?7?E3式中,?3?14,细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z1=

14=250.56,从图4—6中,查中等可碎性矿石,得?3?14=0.40=40.00%

?14β7,细筛的筛孔尺寸与,细碎机排矿口宽度的比值Z1=

14=1.4,10?14从图4—9中,查中等可碎性矿石,得β7=0.75=75.00%

Q1(1??3?14E3)Q7==205.13?(1?0.40?0.60)=346.44(t/h), ?14?7?E30.75?0.60γ7=

346.44×100%=168.89% 205.1317

Q6=Q7=346.44(t/h),γ6=γ7=168.89%

Q4=Q3+Q7=205.13+346.44=551.57(t/h),γ4=γ3+γ7=268.89%

⑼绘制破碎数量流程图;(略)

⑽方案Ⅰ,Ⅱ破碎设备生产能力的计算;

粗碎(PJ900×1200)

Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.91.6=1.19 K3,

DmaxB=700900=0.78,查表5—7,0.85?0.780.78?0.701.00?K?1.04,得3K3?q0, 查表5?1得q0=1.25 e=150mm

Q=1.0?1.19?1.02?1.25?150=227.59t/h 所需要的台数n=1.1?205.13227.59?0.99 取n=1

负荷率为?=205.13227.59×100%=90.13%

中碎(PYY 1650/285,PYB1750)

方案Ⅰ:采用PYY 1650/285 Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.91.6=1.19

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K3=1.02

K3,

Dmax1500.55?0.530.53?0.40==0.53,查表5—8,,得K3=1.008 ?B2851.00?K3K3?1.06查表5-5得得q0=8.0 e=25mm

Q?1.0?1.19?1.008?8.0?25?239.90t/h

所需要的台数n=1.1?205.13?0.94 取n=1

239.90负荷率为?=

205.13×100%=85.50% 239.90方案Ⅱ:采用PYB1750 Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.9=1.19 1.6Dmax150==0.60,查表5—8,得K3=0.98 B250K3,

查表5-3得得q0=9.0 e=25mm

Q?1.0?1.19?0.98?9.0?25?262.40t/h

所需要的台数n=1.1?205.13?0.86 取n=1

262.40负荷率为?=

205.13×100%=78.17% 262.40③细碎( PYD-2200,PYY2200/130) 方案Ⅰ:采用PYD-2200 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e

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K,破碎闭路系数,K =1.275 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.9?1.19 1.6e100.15?0.0770.077?0.075=0.077,查表5—8,,得K3=1.14 ?B1301.08?K3K3?1.17K3,=

查表5?4得q0=24.0, e=10mm

Q?1.275?1.0?1.19?1.14?24.0?10?415.12t/h,

所需要的台数n=1.1?354.65?0.97 取n=1

415.12负荷率为?=

346.44?0.8346=83.46% 415.12方案Ⅱ:采用PYY2200/130 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数,K =1.275 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.9?1.19 1.6e100.15?0.0770.077?0.075=0.077,查表5—8,,得K3=1.14 ?B1301.08?K3K3?1.17K3,=

查表5?5得q0=25.0, e=10mm

Q?1.275?1.0?1.19?1.14?25.0?10?432.42t/h,

所需要的台数n=1.1?346.44?0.88 取n=1

432.42负荷率为?=

346.44?0.8014=80.14% 432.4220

2.2.2破碎流程方案Ⅲ,Ⅳ及设备的选择计算

采用三段开路破碎流程,破碎最终产物粒度为10mm,工作制度6.5h每班。

⑴计算破碎车间小时处理量; Q=

4000=205.13(t/h) 6.5?3⑵计算总破碎比; S=

D700==70 d10⑶初步拟定破碎流程;

根据总破碎比,选用三段开路破碎流程,如图所示

⑷计算各段破碎比; 平均破碎比Sa=370=4.12 取S1=S2=4.0

根据总破碎比等于各段破碎比的乘积,则第3段破碎比S3为: S3=

70Sa==4.375 4.0?4.0S1?S221

⑸计算各段破碎产物的最大粒度; d2=

700D= =175(mm) 4.0S1d3= d6=

d2175==43,75(mm) S24.0d343.75==10(mm) S34.375⑹计算各段破碎机排矿口宽度; e2= e3=

175d2= =109.375(mm),取150mm 1.6Z1max43.75d3= =23.03(mm),取25mm

1.9 Z2maxe6,采用等值筛分工作制度,e6= 0.8 d6= 0.8×10 =8(mm) (注:Z1max, Z2max分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒度)

⑺选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率; 粗碎段:由于未用到筛子,因此E1=100% 中碎段:由于也未用到筛子,因此E2=100%

细碎段:采用等值筛分工作制度,即a3=1.2d6=1.2×10=12(mm) ,e6= 0.8 d6= 0.8×10 =8(mm),E3=65% ⑻计算各产物的产率和重量; ① 粗碎作业:

Q1=Q2=205.13(t/h),?1=?2=100% ② 中碎作业:

Q3=205.13(t/h),γ3=100%

22

③细碎作业: Q4=Q1β3?12 E3

细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z1=

12=0.48,从图254—6中,查中等可碎性矿石,得?3?12=0.37=37%

?12Q4=Q1β3 E3=205.13×0.37×0.65=49.33(t/h),

γ4=

49.33×100%=24.05% 205.13155.80×100 5.13Q5=Q6=205.13-49.33=155.80(t/h),γ5=γ6==75.95%

Q7=205.13(t/h),γ7=100% ⑼绘制破碎数 量流程图;(略) ⑽方案Ⅲ,Ⅳ破碎设备生产能力的计算; ① 粗碎(PJ900×1200) Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.9=1.19 1.6K3,

Dmax7000.85?0.780.78?0.70==0.78,查表5—7,,得K3=1.02 ?B9001.00?K3K3?1.04q0, 查表5?1得q0=1.25 e=150mm

Q=1.0?1.19?1.02?1.25?150=227.59t/h 所需要的台数n=1.1?205.13?0.99 取n=1

227.59

23

负荷率为?=

205.13×100%=90.13% 227.59② 中碎(PYY 1650/285,PYY 1650/285) 方案Ⅲ,Ⅳ:采用PYY 1650/285 Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.9=1.19 1.6Dmax1500.55?0.530.53?0.40==0.53,查表5—8,,得K3=1.008 ?B2851.00?K3K3?1.06K3,

查表5-5得得q0=8.0 e=25mm

Q?1.0?1.19?1.008?8.0?25?239.90t/h

所需要的台数n=1.1?205.13?0.94 取n=1

239.90负荷率为?=

205.13×100%=85.50% 239.90③ 细碎(PYD1750 ,PYY1650/100) 方案Ⅲ:采用PYD1750 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数,K =1.275 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.9?1.19 1.6eB80.15?0.080.08?0.075?=0.08,查表5—8,,得K3=1.14

1001.08?K3K3?1.17K3,=

查表5?4得q0=14.0,

24

e=8mm

Q?1.275?1.0?1.19?1.14?14.0?8?193.72t/h,

所需要的台数n=1.1?155.80?0.88 取n=1

193.72负荷率为?=

155.80?0.8042=80.42% 193.72方案Ⅳ:采用PYY1650/100 Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数,K =1.275 查表5?6得K1=1.0 K2=

1.9?1.19 1.6e?22??22pb-?23pb?0.15?0.080.08?0.075K3,==0.08,查表5—8,,得K3=1.14 ?B?18pb-?23pb1.08?K3K3?1.17查表5?4得q0=12.0, e=8mm

Q?1.275?1.0?1.19?1.14?12.0?8?166.05t/h,

所需要的台数n=1.1?155.80?1.03 取n=2

166.05负荷率为?=

155.80?0.3128=31.28%

166.05?3破碎设备方案技术经济比较表:

方案编号 设备名称规格和技术条件 Ⅰ 台数 负荷率(%) 90.13 设备总重(吨) 178.183 设备总功设备总价备注 率(瓦) 值(万元) 545 181000+190000+300000﹦ 粗碎 PJ 1 900×1200 25

中碎PYY 1650/285 1 85.50% 671000 细碎 1 PYD-2200 Ⅱ 粗碎 PJ 1 900×1200 中碎 1 PYB1750 细碎 1 PYY2200/130 Ⅲ 粗碎 PJ 1 900×1200 中碎PYY 1650/285 1 83.46 90.13 179.063 545 78.17 80.14 181000+190000+320000﹦691000 90.13 156.163 355 85.50 181000+190000+190000﹦561000 细碎 1 PYD1750 Ⅳ 粗碎 PJ 1 900×1200 中碎PYY 1650/285 1 80.42 90.13 128.783 355 181000+190000+190000﹦561000 85.50 细碎 2 PYY1650/100 31.28

根据流程方案比较和设备方案技术经济比较,虽然开路流程较经济,但从现场经验来看,多数选择闭路流程,因此相对来说选择方案Ⅰ较合理,负荷率较均衡,经济。

26

破碎设备选择计算表:

序作号 业名称 1 2 粗碎 设备名称及规格 3 台数 设备允许的给矿粒度mm 5 750~0 设计排矿的给口矿粒mm 度mm 6 700~0 7 150 最大给矿粒度mm 8 700 设备的处理量t/(h台) 9 180~270 流程的给矿量t/h 负荷率% 备注 4 10 205.13 11 90.13 12 简摆1 颚式破碎机PJ 900×1200 标准单缸液压圆锥破碎机PYY 1650/285 短头弹簧圆锥破碎机PYD-2200 1 中碎 240~0 150~0 25 175 210~425 205.13 85.50 细碎 1 100~0 25~0 10 43.75 120~340 354.65 83.46 2.3 筛分设备的选择和计算

1.根据破碎流程的选择和计算,破碎流程应采用三段一闭路流程方案,则Q=Q4=551.57t/h 公式F=

Q

?K1K2K3K4K5K6?q 27

其中?=0.85 Q=551.57 t/h γ=1.9

查表5?11得q=21.7

1a7?7K1 ,?3,2==0.28,查表4?6得?3?7=0.22=22﹪

25e31a7?72==0.7,查表4?9得?7?7=0.26=26﹪ ?7,

10e7则

?3?7Q3??7?7Q7Q3?Q7×100=

0.22?205.13?0.26?346.44×100=24.51﹪

205.13?346.44查表5—12得,

K2 ,?3?14,

20?24.5124.51?30,K1=0.6902 ?0.6?K1K1?0.814a==0.56,查表4?6得?3?14=0.62=62﹪ 25e3?7?14,

14a==1.4,查表4?9得?7?14=0.38=38﹪ 10e7则

?3?14Q3??7?14Q7Q3?Q7×100=

0.62?205.13?0.38?346.44×100=46.92﹪

205.13?346.44查表5—12得,

K3 =1.15 K4=1.0 K5=1.0 K6=1.0

40?46.924.962?50,K2=1.1384 ?1.0?K2K2?1.2F=

551.57

0.85?0.6902?1.1384?1.15?1.0?1.0?1.0?1.9?21.728

=17.42㎡

2.根据现场经验优先考虑选择自定中心振动筛,由筛孔尺寸大小,为便于安装于维修,考虑选择单层筛,因此可能的方案有:

方案筛分规几何编号 格型号 面积㎡ 方案SZZ15004.5 Ⅰ ×3000 方案SZZ15006 Ⅱ ×4000 方案SZZ18006.48 Ⅲ ×3600 台数 负荷总重(t) 总功总价值备注 率% 率(kw) (元) 96.78 96.78 89.61 8.936 7.746 30 45 19600 20100 4 3 3 13.878 51 270000

根据表,选择方案Ⅰ较经济,合理。 3.筛分设备选择计算表

序号 作业设备名台数 筛孔需要选择流程负荷筛分备注 名称 称及规mm 的面的面的给率% 效格 积㎡ 积㎡ 矿量率% (t/h) 1 2 3 4 筛分 SZZ15004 ×3000 5 14 6 7 17.42 4.5 8 9 10 551.57 96.78 65 11

2.4 选别流程的计算

2. 4.1计算各产物的产率和回收率 ㈠,计算原始指标数(已知给矿指标)

Np=C(np-ap)=3×(26-13) =39

㈡, 原始指标数的分配

Np=Nr+N?zn+N?pb+N?zn+N?pb=39

29

Nr≤np-ap≤26-13≤13 N?zn≤np-ap≤26-13≤13

N?pb≤np-ap≤26-13≤13

N?zn≤2(np-ap)≤2×(26-13≤26 N?pb≤2(np-ap)≤2×(26-13)≤26

可分配方案是:

方案Ⅰ:?3pb,?4pb, ?7pb,?8pb,?9pb,?10pb, ?13pb,?14pb,?15pb,?16pb,

?18pb,?19pb,?20pb,?21pb,?22pb,?23pb,?25pb,?26pb ,?27pb,?28pb,?29pb,?31pb,?33pb,?34pb,?35pb,?36pb,?3zn,?7zn,?13zn,?18zn,?22zn,?9zn,?15zn,?20zn,?25zn,?27zn,?29zn,?33zn,?35zn,

方案Ⅱ:?3pb,?7pb,?13pb,?18pb,?22pb,?9pb,?15pb,?20pb,?25pb,?27pb,

?29pb,?33pb,?35pb, ?3pb,?7pb,?9pb,?13pb,?15pb,?18pb,?20pb,?22pb,

?25pb,?27pb,?29pb,?33pb,?35pb,?3zn,?7zn,?13zn,?18zn,?22zn,?9zn,?15zn,?20zn,?25zn,?27zn,?29zn,?33zn,?35zn,

由于设计已给出所有产物的数据,因此直接用所给出的数据进行计算。

㈢计算各产物的产率和回收率 ⑴计算22,27,36的产率和回收率

?1??22??27??36????1?1pb??22?22pb??27?27pb??36?36pb ????????????2222zn2727zn3636zn?11zn?22=

??1????1pb-?36pb???27zn-?36zn?-??1zn-?36zn???27pb-?36pb????22pb-?36pb???27zn-?36zn?-??22zn-?36zn???27pb-?36pb?

30

100????2.187-0.126??56.11-0.265?-?8.79-0.265??0.429-0.126????79.91-0.126??56.11-0.265?-?2.82-0.265??0.429-0.126?

=2.52℅

?27=

??1????22pb-?36pb???1zn-?36zn?-??1pb-?36pb???22zn-?36zn????22pb-?36pb???27zn-?36zn?-??22zn-?36zn???27pb-?36pb?

100????79.91-0.126??8.79-0.265?-?2.187-0.126??2.82-0.265????79.91-0.126??56.11-0.265?-?2.82-0.265??0.429-0.126? =15.15℅

?36=?1-?22-?27=100-2.52-15.15=82.33℅

?22pb??27pb?22pb?2279.91?2.52??2.82?2.52?0.81% ??92.08%,?22zn?22zn22??1zn8.79?1pb2.187?27pb?270.429?15.15??56.11?15.15?96.71% ???2.97%,?27zn?27zn27??1zn8.79?1pb2.187?36pb??36pb?360.126?82.33??0.265?82.33?2.48% ??4.95%,36zn?36zn36??1zn8.79?1pb2.187校核:?22pb+?27pb+?36pb=92.08+2.97+4.95=100℅

?22zn+?27zn+?36zn=0.81+96.71+2.48=100℅

⑵计算18和23的产率和回收率

?18??22??23? ?????????2222pb2323pb?1818pb?18??=

22pb-?23pb??22?18pb-?23pb

?79.91-69.30??2.52

73.09-69.30 =7.05℅

?23=?18-?22=7.05-2.52=4.53℅

31

?18pb??23pb?18pb?1873.09?7.05??5.97?7.05?4.79% ??235.61%,?18zn?18zn18??1zn8.79?1pb2.187?23pb?2369.30?4.53??7.70?4.53?3.98% ???143.53%,?23zn?23zn23??1zn8.79?1pb2.187校核:?22pb+?23pb=143.53+92.08=235.61℅ ?22zn+?23zn=0.81+3.98=4.79℅ ⑶计算13和19的产率和回收率

?17??13??23???17??18??19? ??18??19??13??23???18?18pb??19?19pb??13?13pb??23?23pb??13??=

18pb-?19pb??18-??23pb-?19pb??23?13pb-?19pb

?73.09-53.91??7.05-?69.30-53.91??4.53

56.13-53.91=29.51℅

?19=?13+?23-?18=29.51+4.53-7.05=26.99℅

?13pb??19pb?13pb?1356.13?29.51??15.13?29.51?50.79% ??757.38%,?13zn?13zn13??1zn8.79?1pb2.187?19pb?1953.91?26.99??16.78?26.99?49.98% ???655.30%?19zn?19zn19??1zn8.79?1pb2.187校核:?17=?13+?23=29.51+4.53=34.04℅

?17=?18+?19=7.05+26.99=34.04℅

?13pb+?23pb=757.38+143.53=900.91℅ ?18pb+?19pb=235.61+665.30=900.91℅ ?13zn+?23zn=50.79+3.98=54.77℅ ?18zn+?19zn=4.79+49.98=54.77℅

32

⑷计算7和14的产率和回收率

?11??7??19???11??13??14? ????????131479???13?13pb??14?14pb??7?7??9?9pb??7??=

13pb-?14pb??13-??19pb-?14pb??19?7pb-?14pb

?56.13-38.53??29.51-?53.91-38.53??26.99

44.87-38.53 =16.45℅

?14=?7+?19-?13=16.45+26.99-29.51=13.93℅

?7pb?7pb?744.87?16.45??19.83?16.45?37.11% ???337.50% ,?7zn?7zn7??1zn8.79?1pb2.187?14pb??14pb?1438.53?13.93??22.90?13.93?32.32% ??245.42%,?14zn?14zn14??1zn8.79?1pb2.187

校核:?11=?7??19=16.45+26.99=43.44℅ ?11=?13??14=29.51+13.93=43.44℅

?7pb+?19pb=337.50+665.30=1002.80℅ ?13pb+?14pb=757.38+245.42=1002.80℅ ?7zn+?19zn=37.11+49.98=87.09℅

?13zn+?14zn=54.77+32.32=87.09℅

⑸计算3和8的产率和回收率

?5??3??14???5??7??8? ??7??8??3??14???7?7pb??8?8pb??3?3pb??14?14pb?

33

?3??=

7pb-?8pb??7-??14pb-?8pb??14?3pb-?8pb

?44.87-21.80??16.45-?38.53-21.80??13.93

24.51-21.80 =50.04℅

?8=?3+?14-?7=54.04+13.931-6.45=51.52℅

?3pb?3pb?324.51?54.04??30.99?54.04?190.52% ???605.63%,?3zn?3zn3??1zn8.79?1pb2.187?8pb?821.80?51.52??32.27?51.52?185.73% ??513.55%,?8zn?8zn8??1zn8.79?1pb2.187?8pb??5??3??14=54.04+12.93=67.97℅

?5??7??8=16.45+51.52=67.97℅

?3pb+?14pb=605.63+245.42=851.05℅ ?7pb+?8pb=337.50+513.55=851.05℅ ?3zn+?14zn=190.52+32.32=222.84℅ ?7zn+?8zn=37.11+185.73=222.84℅

⑹计算34和35的产率和回收率

?34??35??36? ?????????3535zn3636zn?3434zn?34=

??36zn-?35zn??36

?34zn-?35zn0.265-7.21??82.33? =

0.39-7.21=83.84℅

?35=?34-?36=83.84-82.33=1.51℅

34

?34zn????34zn?340.39?83.840.14?83.84??3.72%,?34pb?34pb34??5.37% ?1zn8.79?1pb2.187?0.895?1.51?0.42%

2.187?35zn??35zn?357.21?1.515353pb?,?35pb????1.21%,

?1zn8.79?1pb校核:?34zn-?35zn=3.72-1.24=2.48℅

?34pb-?35pb=5.37-0.42=4.95℅

⑺计算31和33的产率和回收率

?32??31??35???32??33??34? ??33??34??31??35????33?33zn??34?34zn??31?31zn??35?35zn?31?34zn-?33zn??34-??35zn-?33zn??35?=

?31zn-?33zn0.39-16.90??83.84-?7.21-16.90??1.51?=

1.69-16.90 =90.04℅

?33=?31+?35-?34=90.04+1.51-83.84=7.71℅ ?31zn??33zn????31zn?311.69?90.040.196?90.04??17.31%,?31pb?31pb31??8.07% ?1zn8.79?1pb2.187???33zn?3316.90?7.710.947?7.71??14.80%,?33pb?33pb33??3.12% ?1zn8.79?1pb2.187校核:

?32??31??35=90.04+1.51=91.55℅ ?32??33??34=7.71+83.84=91.55℅

?33zn+?34zn=17.31+1.21=18.52℅ ?7zn+?8zn=14.80+3.72=18.52℅

35

?31pb+?35pb=8.07+0.42=8.49℅ ?33pb+?34pb=3.12+5.37=8.49℅

⑻计算26和29的产率和回收率

?30??26??33???30??29??31? ????????29312633????29?29zn??31?31zn??26?26zn??33?33zn

?31=

??31zn-?29zn??34-??33zn-?29zn??33

?26zn-?29zn=

?1.69-35.83??90.04-?16.90-35.83??7.71

4.85-35.83 =94.51℅

?29=?26+?33-?31=94.51+7.71-90.04=12.18℅ ?26zn?26pb?260.202?94.51?26zn?264.85?94.51,???52.15%?26pb???8.73%

?1zn8.79?1pb2.187???29zn?2935.83?12.180.714?12.18??49.64%,?29pb?29pb29??3.78% ?1zn8.79?1pb2.187?29zn?校核:

?30??26??33=94.51+7.71=102.22℅ ?30??29??31=12.18+94.04=102.22℅ ?26zn+?33zn=52.15+14.80=66.95℅ ?29zn+?31zn=49.64+17.31=66.95℅

?26pb+?33pb=8.73+3.12=11.85℅ ?29pb+?31pb=3.78+8.07=11.85℅

36

⑼计算25和28的产率和回收率

?25??27??28? ???25?25zn??27?27zn??28?28zn?27zn-?28zn??27? ?25=

?25zn-?28zn =

?56.11-42.59??15.15

49.57-42.59=29.34℅

?28=?25-?27=29.34-15.15=14.19℅ ?25zn????25zn?2549.57?29.340.481?29.34??165.46%,?25pb?25pb25??6.45% ?1zn8.79?1pb2.187?0.536?14.19?3.48%

2.187?28zn??28zn?2842.59?14.198282pb?,?28pb????68.75%,

?1zn8.79?1pb校核:?25zn-?28zn=165.46-68.75=96.71℅

?25pb-?28pb=6.45-3.48=2.97℅

⑽计算21的产率和回收率

?25+?26=?21+?28+?29

?21=?25+?26-?28-?29=29.34+94.51-14.19-12.18=87.48℅ ?21zn????21zn?218.94?97.480.173?97.48??99.22%,?21pb?21pb21??7.92% ?1zn8.79?1pb2.187?25zn+?36zn=165.46+52.15=217.61℅

?21zn+?28zn+?29zn=99.22+68.75+49.64=217.61℅

?25pb+?26pb=6.45+8.73=15.18℅

?21pb+?28pb+?29pb=7.92+3.48+3.78=15.18℅

37

⑾计算16和20的产率和回收率

?16??20??21? ???16?16zn??20?20zn??21?21zn?21zn-?20zn??21? ?16=

?16zn-?20zn =

?8.94-35.61??97.48

13.14-35.61=115.70℅

?20=?16-?21=115.70-97.48=18.22℅ ?16zn????16zn?1613.14?115.700.789?115.70??172.96%?16pb?16pb16??41.74% ?1zn8.79?1pb2.187?20zn?20pb?204.12?18.22?20zn?2035.61?18.22???73.74%,?20pb???33.82% ?1zn8.79?1pb2.187校核:?16zn-?20zn=3.72-1.24=2.48℅

?16pb-?20pb=41.74-33.82=7.92℅

⑿计算10和15的产率和回收率

?12??10??20???12??15??16? ????????15161020????15?15zn??16?16zn??10?10zn??20?20zn?10=

??16zn-?15zn??16-??20zn-?15zn??20

?10zn-?15zn=

?13.14-35.72??115.70-?35.61-35.72??18.22

17.07-35.72 =139.97℅

?15=?10??20-?15=139.97+18.22-115.70=42.49

38

?10zn??15zn???10zn?1017.07?139.972.26?139.97??271.82%?10pb?10pb10??144.64% ?1zn8.79?1pb2.187?15pb?157.05?42.49?15zn?1535.72?42.49???172.60%,?15pb???136.72% ?1zn8.79?1pb2.187校核:

?12??10??20=139.97+18.22=158.19℅ ?12??15??16=42.49+115.70=158.19℅ ?10zn+?20zn=271.82+73.74=345.56℅ ?15zn+?16zn=172.60+172.96=345.56℅

?10pb+?20pb=144.64+33.82=178.46℅ ?15pb+?16pb=136.72+41.74=178.46℅

⒀计算4和9的产率和回收率

?6??4??15???6??9??10? ????????910415????9?9zn??10?10zn??4?4zn??15?15zn?4=

??10zn-?9zn??10-??15zn-?9zn??15

?4zn-?9zn=

?17.07-35.15??139.97-?35.72-35.15??42.49

21.49-35.15 =187.03℅

?9=?4+?15-?10=187.03+42.49-139.97=89.55℅ ?4zn??9zn?

???4zn?421.49?187.035.33?187.03??457.26%,?4pb?4pb4??455.82% ?1zn8.79?1pb2.187??10.94?89.55?9zn?935.15?89.55??358.04%,?9pb?9pb9??449.90% ?1zn8.79?1pb2.18739

校核:

?6??4??15=187.03+42.49=229.52℅ ?6??9??10=89.55+139.97=229.52℅ ?4zn+?15zn=457.26+172.60=629.86℅ ?9zn+?10zn=358.04+271.82=629.86℅

?4pb+?15pb=455.82+136.72=592.54℅

?9pb+?10pb=447.90+144.64=592.54℅

⒁计算2的产率和回收率

校核:?2=?3+?4=54.04+187.03=241.07℅

?2=?8+?9+?1=51.52+89.55+100=241.07℅ ?2zn=?3zn+?4zn=605.63+455.82=1061.45℅

?2zn=?8zn+?9zn+?1zn=513.55+447.90+100=1061.45℅

?2pb=?3pb+?4pb=190.52+457.26=647.78℅

?2pb=?8pb+?9pb+?1pb=185.73+362.05+100=647.78℅

2.4.2计算各产物的重量

根据原矿处理量为4000t/d,分两个系列进行选别,则每个系列处理的原矿量为2000 t/d,即Q1=2000/24=83.33 t/h,选别流程的工作制度为每日三班,每班8h。

⑴Q22=Q1?22=83.33×0.0252=2.10t/h

Q27=Q1?27=83.33×0.1515=12.62t/h

40

Q36=Q1?36=83.33×0.8233=68.61t/h

校核Q22+Q27+Q36=2.10+12.62+68.61=83.33t/h ⑵Q18=Q1?18=83.33×0.0705=5.87t/h

Q23=Q1?23=83.33×0.0453=3.77t/h

校核Q22=Q18-Q23=5.87-3.77=2.10t/h ⑶Q13=Q1?13=83.33×0.2951=24.59t/h

Q19=Q1?19=83.33×0.2699=22.49t/h

校核Q17=Q13+Q23=24.59+3.77=28.36t/h

Q17=Q18+Q19=5.87+22.49=28.36t/h

⑷Q7=Q1?7=83.33×0.1645=13.71t/h

Q14=Q1?14=83.33×0.1393=11.61t/h

校核Q11=Q7+Q19=13.71+22.49=36.20t/h

Q11=Q13+Q14=24.59+11.61=36.20t/h

⑸Q3=Q1?3=83.33×0.5454=45.03t/h

Q8=Q1?8=83.33×0.5152=42.93t/h

校核Q5=Q3+Q14=45.03+11.61=56.64t/h

Q5=Q7+Q8=13.71+42.93=56.64t/h

⑹Q34=Q1?34=83.33×0.8384=69.87t/h

Q35=Q1?35=83.33×0.0151=1.26t/h

校核Q36=Q34-Q35=69.87-1.26=68.61t/h ⑺Q31=Q1?31=83.33×0.9004=75.03t/h

Q33=Q1?33=83.33×0.0771=6.42t/h

41

校核Q32=Q31+Q35=75.03+1.26=76.29t/h

Q32=Q33+Q34=6.42+69.87=76.29t/h

⑻Q26=Q1?26=83.33×0.9451=78.76t/h

Q29=Q1?29=83.33×0.1218=10.15t/h

校核Q30=Q26+Q33=78.76+6.42=85.18t/h

Q30=Q29+Q31=10.15+75.03=85.18t/h

⑼Q25=Q1?25=83.33×0.2934=24.45t/h

Q28=Q1?28=83.33×0.1419=11.83t/h

校核Q27=Q25-Q28=24,45-11.83=12.62t/h ⑽Q21=Q1?21=83.33×0.9748=81.23t/h 校核Q24=Q25+Q26=24.45+78.76=103.21t/h

Q24=Q21+Q28+Q29=81.23+11.83+10.15=103.21t/h

⑾Q16=Q1?16=83.33×1.1570=96.41t/h

Q20=Q1?20=83.33×0.1822=15.18t/h

校核Q21=Q16-Q20=96.41-15.18=81.23t/h ⑿Q10=Q1?10=83.33×1.3997=116.64t/h

Q15=Q1?15=83.33×01.4249=35.41t/h

校核Q12=Q10+Q20=116.64+15.18=131.82t/h

Q12=Q15+Q16=35.41+96.41=131.82t/h

⒀Q4=Q1?4=83.33×1.8703=155.85t/h

Q9=Q1?9=83.33×0.8955=74.62t/h

校核Q6=Q4+Q15=155.85+35.41=191.26t/h

42

Q6=Q9+Q10=74.62+116.64=191.26t/h

⒁校核Q2=Q3+Q4=45.03+155.85=200.88t/h

Q2=Q1+Q8+Q9=83.33+42.93+74.62=200.88t/h

2.5 矿浆流程的计算

2. 5.1磨矿流程 ①确定浓度Cn

﹤1﹥必须保证的浓度 磨矿作业浓度Cm=75℅

分级溢流浓度Cc=45℅

﹤2﹥不可调节的浓度

原矿水分5℅,即Co=95℅,分级反砂浓度Cs=80℅ ②按Rn=100-Cn计算液固比R1/,R4/,R5/,Rm

CnR1/=

/=R4100-95100-Co==0.053

95Co100-45100-Cc==1.222

45CcR5/=Rm=

100-Cs=100-80=0.25

80Cs100-75100-Cm==0.333

75Cm43

③按Wn=QnRn计算水量W1/,W4/,W5/,Wm

W1/=Q1/R1/=83.88×0.053=4.42(t/h)

//W4/=Q4R4=83.33×1.222=101.83(t/h)

W5/=Q5/R5/=Q1/CR5/=83.33×3.5×0.25=72.91(t/h)

Wm=QmRm=(Q1/+Q5/)Rm=(Q1/+Q1/C)Rm=(83.33+83.33×3.5) ×

0.333 =124.87(t/h)

④按Ln=W作业-?Wn计算补加水Lm和Lc

Lm=Wm-W/1-W/5=124.87-4.42-72.91=47.54(t/h) L/c=W/4+W5-Wm=101.83+72.91-124.87=49.87(t/h)

磨矿流程不计算矿浆体积,故从略 2. 5.2选别流程

﹤1﹥必须保证的作业浓度 铅粗选作业浓度Cr1=43.65℅ 锌粗选作业浓度Cr2=40℅ 铅精选Ⅰ作业浓度Ck1=44℅ 铅精选Ⅱ作业浓度Ck2=43℅ 铅精选Ⅲ作业浓度Ck3=44.44℅ 铅精选Ⅳ作业浓度Ck4=59.17℅ 锌精选作业浓度Ck5=50.99℅ ﹤2﹥不可调节的选别精矿浓度 铅粗选精矿浓度C3=37.45℅ 锌粗选精矿浓度C25=51.55℅

44

铅精选Ⅰ精矿浓度C7=61.35℅ 铅精选Ⅱ精矿浓度C13=58.14℅ 铅精选Ⅲ精矿浓度C18=59.52℅ 铅精选Ⅳ精矿浓度C22=60.24℅ 锌精选精矿浓度C27=49.50℅ 铅扫选Ⅰ精矿浓度C9=44.25℅ 铅扫选Ⅱ精矿浓度C15=45.25℅ 铅扫选Ⅲ精矿浓度C20=22.88℅ 锌扫选Ⅰ精矿浓度C29=51.55℅ 锌扫选Ⅱ精矿浓度C33=20.75℅ 锌扫选Ⅲ精矿浓度C35=11.32℅ ﹤3﹥按R100-Cnn=C计算液固比

nRr1,Rr2,Rk1,Rk2,Rk3,Rk4,Rk5,R3,R20,R25,R27,R29,R33和R35

R100-Cr1r1=C=100-43.65r143.65=1.291

R100-Cr2r2=C=100-40r240=1.50

R100-Ck1k1=

C=100-44=1.273

k144R100-Ck2k2=C=100-43=1.326k243

R100-Ck3k3=

C=100-44.44=k344.441.250

45

R7,R13,R18,R22,R9,R15,

Rk4=Rk5=

100-59.17100-Ck4==0.690

59.17Ck4100-50.99100-Ck5==0.961

50.99Ck5R3=R7=

100-37.45100-Cr3==0.670

37.45Cr3100-61.35100-Cr7==0.63

61.35Cr7100-58.14100-Cr13==0.72

58.14Cr13100-59.52100-Cr18==0.68

59.52Cr18100-60.24100-Cr22==0.66

60.24Cr22R13=R18=R22=R9=

100-44.25100-Cr9==1.26

44.25Cr9100-45.25100-C15==1.21

45.25C15100-22.88100-C20==3.07

22.88C20100-51.55100-C25==0.94

51.55C25100-49.50100-C27==1.02

49.50C27100-51.55100-C29==0.94

51.55C29100-20.75100-C33==3.82

20.75C33100-11.32100-C35==7.83

11.32C3546

R15=R20=R25=R27=R29=R33=R35=

﹤4﹥按Wn=QnRn计算水量Wr1,Wr2,Wk1,Wk2,Wk3,Wk4,Wk5,W3,

W7,W13,W18,W22,W9,W15,W20,W25,W27,W29,W33和W35

由数质量流程图得知;

Qr1=Q2=200.88(t/h ) Qr2=Q24=103.21(t/h) Qk1=Q5=56.64(t/h) Qk2=Q11=36.20(t/h) Qk3=Q17=28.36(t/h) Qk4=Q18=5.87(t/h) Qk5=Q25=24.45(t/h) Q3=45.08(t/h) Q7=13.71(t/h) Q13=24.59(t/h) Q18=5.87(t/h) Q22=2.10(t/h) Q9=74.62(t/h) Q15=35.41(t/h) Q20=15.18(t/h) Q25=24.45(t/h) Q27=12.62(t/h) Q29=10.15(t/h) Q33=6.42(t/h) Q35=1.26(t/h)

从而得出:

Wr1=Qr1Rr1=200.88×1.291=259.34(m3/h)

Wr2=Qr2Rr2=103.21×1.50=154.82(m3/h) W3=Q3R3=45.08×0.669=30.15(m3/h)

W4=Wr1-W3=259.34-30.15=229.19(m3/h) Wk1=Qk1Rk1=56.64×1.273=72.10(m3/h)

47

W7=Q7R7=13.71×0.63=8.64(m3/h) W8=Wk1-W7=72.10-8.64=63.46(m3/h)

Wk2=Qk2Rk2=36.20×1.326=48.00(m3/h) W13=Q13R13=24.59×0.72=17.70(m3/h) W14=Wk2-W13=48.00-17.70=30.30(m3/h)

Wk3=Qk3Rk3=28.36×1.250=35.45(m3/h) W18=Q18R18=5.87×0.68=3.99(m3/h) W19=Wk3-W18=35.45-3.99=31.46(m3/h)

Wk4=Qk4Rk4=5.87×0.69=4.05(m3/h) W22=Q22R22=2.10×0.66=1.39(m3/h) W23=Wk4-W22=4.05-1.39=2.66(m3/h)

Wk5=Qk5Rk5=24.45×0.961=23.50(m3/h) W27=Q27R27=12.62×1.02=12.87(m3/h) W25=Q25R25=24.45×0.94=22.98(m3/h) W28=W25-W27=22.98-12.87=10.11(m3/h) W29=Q29R29=10.15×0.94=9.54(m3/h) W33=Q33R33=6.42×3.82=24.52(m3/h) W35=Q35R35=1.26×7.83=9.86(m3/h)

W26=W24-W25=Wr2-W25=154.82-22.98=131.84(m3/h) W30=W26+W33=131.84+24.52=156.36(m3/h) W31=W30-W29=156.36-9.54=146.82(m3/h) W32=W31+W35=146.82+9.86=156.68(m3/h)

48

W34=W32-W33=156.68-24.52=132.16(m3/h) W36=W34-W35=132.16-9.86=122.30(m3/h)

W21=W24-W28-W29=154.82-10.11-9.54=135.17(m3/h) W20=Q20R20=15.18×3.07=46.60(m3/h) W16=W21+W20=135.17+46.60=181.77(m3/h) W15=Q15R15=35.41×1.21=42.85(m3/h) W12=W15+W16=42.85+181.77=224.62(m3/h) W10=W12-W20=224.62-46.60=178.02(m3/h)

W9=Q9R9=74.62×1.26=94.02(m3/h) W6=W9+W10=94.02+178.02=272.04(m3/h) W4=W6-W15=272.04-42.85=229.19(m3/h)

﹤5﹥按Ln=W作业-?Wn计算补加水Lr1,Lr2和Lk1,Lk2,Lk3,Lk4,Lk5

(m3Lr1=Wr1-W4/-W8-W9=259.34-101.83-63.46-94.02=0.03/h)

(m3/Lr2=Wr2-W21-W28-W29=154.82-135.17-10.11-9.54=0h)

Lk1=Wk1-W3-W14=72.10-30.15-30.30=11.65(m3/h) Lk2=Wk2-W7-W19=48.00-8.64-31.46=7.90(m3/h) Lk3=Wk3-W13-W23=35.45-17.70-2.66=15.09(m3/h) Lk4=Wk4-W18=4.05-3.99=0.06(m3/h) Lk5=Wk5-W25=23.50-22.98=0.02(m3/h)

1﹤6﹥按Vn=Q(计算水量Vr1,Vr2,Vk1,Vk2,Vk3,Vk4,Vk5,Vn nRn+)? 49

本文来源:https://www.bwwdw.com/article/uq2p.html

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