年处理60万吨选厂设计 王敏敏最终版1

学号：201214440214

毕业设计说明书 GRADUATE DESIGN

设计题目：年处理60万吨伟源铁矿选矿厂设计

学生姓名：王敏敏

专业班级：12选矿2班

学 院：矿业工程学院

指导教师：牛福生 教授

2016年06月05日

摘 要

摘 要

根据对铁矿矿石性质的研究结果以及对类似选厂的考察，设计铁矿选矿厂。该设计为一次建厂，建厂规模为年处理量60万吨原矿石，根据地形考察报告设计为依山坡建厂，破碎位于同一等高线，主厂房依山坡地势而建。矿石为中等硬度，原矿最大粒度为500mm，含水量为小于2%，含泥量小于1%。采矿废石混入10%。密度3.22吨/立方米，松散度1.5。采用三段一闭路破碎流程。为了达到更好的选矿效果，采用阶段磨矿阶段选别的流程。原矿品位27.63%，经过四次磁选后精矿品位可达到66%，回收率为82.74%，产率为38.64%。总投资为3430.76万元，预计投资回收期为3.00年。

关键词：铁矿；磨矿；磁选

I

Abstract

Abstract

According to the results of the study of the nature of the iron ore and the investigation of the similar plant, the design of iron ore dressing plant. The design for a factory，Construction scale for the annual handling capacity of 600 thousand tons of raw ore，according to the terrain inspection report is designed to build factories on the slope, broken in the same contour, the main plant built by mountain terrain. The ore is of medium size and the maximum size is 500mm, the water content is less than 2%, mud content is less than 1%. The mining waste rock mixed 10%. Density 3.22 tons / cubic meter, loose degree 1.5. Three sections of a closed circuit crushing process. In order to achieve a better effect of mineral processing, the use of stage grinding stage to choose other processes.Grade 27.63%, after the four magnetic separation concentrate grade can reach 66%, the recovery rate is 82.74%, the yield was 38.64%. Total investment of $, is expected to invest in the recovery period of 3.00 years.

Keywords Iron ore; grinding; magnetic separation

II

目 录

目录

摘 要 .......................................................................................................................................................... I Abstract ......................................................................................................................................................II 目录 ......................................................................................................................................................... III 第一章 引言 ............................................................................................................................................. 1 第二章 矿石性质的分析.......................................................................................................................... 2 第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定 ...................................................... 3

3.1确定工作制度.............................................................................................................................. 3 3.2破碎筛分流程的选择与计算 ...................................................................................................... 3

3.2.1计算破碎车间生产能力 ................................................................................................... 3 3.2.2计算总破碎比及分配各段破碎比 ................................................................................... 3 3.2.3计算各段产物的最大粒度 ............................................................................................... 4 3.2.4计算各段破碎机的排矿口宽度 ....................................................................................... 4 3.2.5确定筛子的筛孔尺寸和筛分效率 ................................................................................... 5

3.2.6计算各段产物的矿量和产率 ....................................................................................... 5

3.2.7破碎筛分设备的选择与计算 ........................................................................................... 6 3.2.7.1粗碎设备........................................................................................................................ 6 3.2.7.2中碎设备........................................................................................................................ 8 3.2.7.3细碎预先及检查筛分设备 .......................................................................................... 10 3.2.7.4细碎设备...................................................................................................................... 11 3.3磨矿选别流程的选择计算 ........................................................................................................ 13

3.3.1数质量流程计算 ............................................................................................................. 13 3.3.1.1磁滑轮的计算 .............................................................................................................. 15 3.3.1.2计算第一段磨矿的矿量、产率 .................................................................................. 15 3.3.1.3选别流程的计算 .......................................................................................................... 16 3.3.2矿浆流程的计算 ............................................................................................................. 19 3.4磨矿选别主要设备的选择计算 ................................................................................................ 24

3.4.1磁滑轮的选择与计算 ..................................................................................................... 24 3.4.2一段磨矿设备的选择计算 ............................................................................................. 24 3.4.3分级机的选择计算 ......................................................................................................... 26 3.4.4二段磨矿设备的选择计算 ............................................................................................. 27 3.4.5细筛的选择计算 ............................................................................................................. 28 3.4.6磁选设备的选择 ............................................................................................................. 29

第四章 主要辅助设备的选择与计算 .................................................................................................... 31

4.1原矿仓的选择计算 .................................................................................................................... 31 4.2原矿仓下给矿机的选择计算 .................................................................................................... 32 4.3粉矿仓的选择计算 .................................................................................................................... 32 4.4粉矿仓下给矿机的选择 ............................................................................................................ 33 4.5起重设备的选择计算 ................................................................................................................ 33

III 1

目 录

4.6过滤机的选择计算 .................................................................................................................... 33 4.7真空泵的选择............................................................................................................................ 34 4.8砂泵的选择 ............................................................................................................................... 34 4.9胶带运输机的选择与计算 ........................................................................................................ 34 第五章 生产过程概述............................................................................................................................ 36 第六章 选矿厂厂址选择和设备配置 .................................................................................................... 37

6.1选矿厂厂址的选择 .................................................................................................................... 37 6.2选矿厂车间布置和设备配置的特点 ........................................................................................ 37 第七章 矿山环保与安全........................................................................................................................ 38

7.1环境保护 ................................................................................................................................... 38 7.2安全 ........................................................................................................................................... 38 第八章 选矿厂劳动岗位定员 ................................................................................................................ 39 第九章 选矿厂的技术经济分析 ............................................................................................................ 40

9.1选厂工艺投资概算 .................................................................................................................... 40

9.1.1设备概算价值 ................................................................................................................. 40 9.1.2工艺金属结构概算价值 ................................................................................................. 41 9.1.3工艺管道概算价值 ......................................................................................................... 41 9.2选矿厂基建投资概算 ................................................................................................................ 42

9.2.1厂各部门投资 ................................................................................................................. 42 9.3选矿技术经济指标计算 ............................................................................................................ 42

9.3.1精矿设计成本的计算 ..................................................................................................... 42 9.3.2选矿加工费的计算 ......................................................................................................... 43 9.4经济效果评定............................................................................................................................ 43

9.4.1选矿加工费的计算 ......................................................................................................... 43 9.4.2销售利润......................................................................................................................... 44 9.4.3经济分析（静态法） ..................................................................................................... 44

结论 ......................................................................................................................................................... 46 参考文献 ................................................................................................................................................. 47 谢辞 ......................................................................................................................................................... 48

IV 1

第一章 引言

第一章 引言

随着现代科学技术的不断发展，矿产资源耗量日益增长，对矿产资源的综合利用程度的要求逐步提高，环境保护法的日趋完善，也促进了选矿技术的迅速发展，有可能经济的处理低品位矿石。设计应力求降低投资和生产费用，以取得更大的经济效益。我国选矿工业迅速发展，选矿工艺和技术装备水平不断提高，设计建成了各种类型选矿厂，积累了大量设计和生产经验。为了能够更好的掌握和运用所学的基础理论和专业知识，并能独立解决有关选矿厂设计中的工程技术问题，我们在设计的过程中安排了到马兰庄的实习。在实习期间我们掌握了一些资料，在此基础上我们进行了大胆的设计，尽可能做到技术先进指标可靠。 此次设计还参考了《伟源铁矿扩建可行性研究报告》《伟源铁矿选厂生产流程考察报告》地形图等资料。作为选矿的重要组成部分，承担了矿石输入、处理到产品的所有工作。选矿厂设计的是否合理科学，直接影响了生产的效率、产品的优劣。设计优良的选矿厂既能节省人力和物力，又能生产出高质量的精矿；而不合理的选矿厂设计生产则会事倍功半，有时甚至得重新设计建厂，造成重大损失。

设计选矿厂要考虑各方面因素，反复论证多做比较再做最后决定。矿石的性质会不断变化，设计选矿厂是别忘了考虑选矿厂将来的改建和扩建。

这次的选矿厂设计将会为我以后的实践工作奠定扎实的理论基础和科学的思维方法。因此我们设计了年处理60万吨原矿的伟源铁矿选矿厂。

1

第二章 矿石性质的分析

第二章 矿石性质的分析

本设计题目是伟源铁矿年处理60万吨选矿厂设计。通过查阅有关地质资料及选矿试验报告，发现伟源铁矿属于鞍山式铁矿，为沉积变质岩，主要为磁铁石英岩。矿石矿物组成较为简单，主要磁铁矿；脉石矿物以石英为主，其次为阳起石、闪石矿物、磷灰石包裹体及少量普通角闪石和辉石等；微量矿物有磷灰石、黄铁矿、黄铜矿，另外还有后期蚀变的绿泥石、碳酸盐和黑云母等矿物。该矿物粒度嵌布较细，大部分小于0.15mm，一般在0.04-0.15mm之间，部分重新晶后粒度增大至0.5-1mm，属细粒不均匀嵌布。伟源铁矿氧化程度不高，原矿品位为27.63％，原矿含水量小于2%，含泥量小于1%，矿石真比重为3.21克/立方厘米，松散系数1.50，矿石硬度系数10-13，属中等硬度，原矿最大粒度500mm，采矿过程中废石混入10%，密度3.22吨/立方米。

表2.1 矿石的多元素分析结果

成分 含量 TFe SiO2 MgO CaO 1.27 Al2O3 S 1.87

表2.2 原生矿石的铁物象分析结果

铁物象 含量 分布律 TFe 27.63 100.00 Fe3O4 24.12 87.30 赤褐铁矿 2.28 8.25

FeCO3 0.63 2.28 FeSiO4 0.46 1.66 硫化铁 0.14 0.55 Na2O P 烧失 0.30 27.63 66.76 1.47 0.047 0.043 0.61 矿石多元素分析结果见表2.1，铁物相分析结果见表2.2从分析结果可看出有工业回收价值的元素为 Fe，脉石矿物主要为石英，有害元素 S、P 及其他有害杂质含量较低。

据上两表参数，选矿的主要任务是提高铁精矿品位和降低SiO2的含量。

2

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制

度生产能力的确定

3.1确定工作制度

破碎车间工作制度应与采矿、原矿运输相一致，精矿脱水车间工作制度与选别车间相一致。

确定采用连续工作制度，如表3.1

表3.1各车间工作制度

全年开车

年工作天

车间名称

数/天

破碎车间 磨矿选别

330

车间 精矿脱水

330

90.41

7920

330

3

8

90.41

7920

330

3

8

330

业率/%

时

67.81

5940

330

3

6

设备年作

小时数/小

转天数/天 转班数/班

转时数

年设备运

日设备运

班设备运

3.2破碎筛分流程的选择与计算

3.2.1计算破碎车间生产能力

q年600000??101.01t/h t330?3?6破碎车间生产能力 q时?3.2.2计算总破碎比及分配各段破碎比

Dmax500??41.67 dmax12总破碎比S总?根据总破碎比确定采用三段一闭路破碎流程，如右图所示。并初步拟定，第一段

3

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

采用颚式破碎机，第二段采用标准圆锥破碎机，第三段采用短头圆锥破碎机。

各段破碎比分配如下：

S1?2.80

S2?3.20

S3?4.65

S总?S1S2S3?2.80?3.20?4.65?41.67

3.2.3计算各段产物的最大粒度

d2?DmaxS1?179.57mm(取180mm)

d3?(DmaxS1)S2?d2S2?59.25mm（取60mm） d5?(DmaxS1)S/2S3?12.90mm（取12mm）

图3-1破碎流程图

细碎中碎粗碎原矿分级3.2.4计算各段破碎机的排矿口宽度

计算各段排矿口宽度（b），开路破碎机排矿口应保证不超过本段所要求的产物粒度，按b?dMAX计算；闭路破碎的破碎机排矿口宽度按b?0.8d4计算。 Z4

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

b1?d2Z1?1801.6?112.5mm（取112mm）

b2?d3Z2?60/1.9?31.58mm（取31mm） b3?0.8d5?0.8?12?9.6mm（取9mm）

3.2.5确定筛子的筛孔尺寸和筛分效率

第三段的预先及检查筛分使用振动筛，筛孔尺寸为a?1.2d5?1.2?12?14.4 取15mm，筛分效率E?80%。

3.2.6计算各段产物的矿量和产率

a216??0.14，b1112?3?12：产物3中小于12mm的粒度含量. 由矿石粒度/排矿口即

查《选矿厂设计》图5.2—3得筛上累计产率为85%， ?3?12?100%?85%?15%。

??127a216??1.45，查：产物7中小于12mm的粒度含量. 由矿石粒度/排矿口即

b211《选矿厂设计》图5.2—3得筛上累计产率为33%， ?7?12?100%?33%?67%

破碎机的循环负荷

1??3?12E1?15%?80%C???163.57%?7?12E67%?80%q1?q2?q3?q5?101.01t/h

q6?q7?Cq5?163.57%?110.01t/h?165.22t/h q4?q3?q7?101.01?165.22?266.23t/h

?1??2??3??5?100%

?6??7?c?5?163.57%?100%?163.57%

?4??3??7?100%?163.57%?263.57%

5

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

3.2.7破碎筛分设备的选择与计算 3.2.7.1粗碎设备

方案1：选用:PE600×900颚式破碎机,单台处理量 q?k1 k2k3 k4qs 式中:

k1------矿石硬度修正系数，k1?1?0.05(f?14)

k2------矿石硬度修正系数， k2??s/1.6??/2.7?3.22/2.7?1.19

?s-------矿石松散密度，t/m3

?------矿石密度，t/m3

k3-----给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1，k3取1.2 dmax-----给矿最大粒度mm,取500mm

b------给矿宽度，mm

k4--------水分修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1

qs----标准条件下，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，qs?q0bp 《选矿厂设计》表6.2—2，q0?1.0 q0------单位排矿口宽度处理量， t/(mm?h)查

bp------破碎机排矿口宽度mm,取112mm qs?q0bp?1.0?112?112

因此：q=1.10×1.19×1.2×1.0×112=175.93t/h。

台数及负荷系数的计算

n?q1101.01??0.5741（取1台） q175.93η=

q1101.01?100%??100%?57.41% q175.93方案2：选用:PEF900×1200颚式破碎机,单台处理量 q?k1 k2k3 k4qs

6

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

式中:

k1------矿石硬度修正系数，k1?1?0.05(f?14)

k2------矿石硬度修正系数， k2??s/1.6??/2.7?3.22/2.7?1.19

?s-------矿石松散密度，t/m3

?------矿石密度，t/m3

k3-----给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1，k3取1.2 dmax-----给矿最大粒度mm,取500mm

b------给矿宽度，mm

k4--------水分修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1

qs----标准条件下，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，qs?q0bp 《选矿厂设计》表6.2—2，q0?1.3 q0------单位排矿口宽度处理量， t/(mm?h)查

bp------破碎机排矿口宽度mm,取112mm qs?q0bp?1.3?112?145.6

因此：q=1.10×1.19×1.2×1.0×145.6=228.71t/h

台数及负荷系数的计算

n?q1101.01??0.4417（取1台） q228.71η=

q1101.01?100%??100%?44.17% q228.71表3.2 粗碎设备方案比较

型号 台数

/台

负荷ε/%

功率 单台

总功

重量 单台

7

价格

结论

单

价

总价

总重

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

/kW

PE600×900

1

颚式破碎机 PEF900×1200

1

颚式破碎机

44.17

110

110

25

25

440000 440000

不用

57.41

95

95

19.5

19.5 234000 234000

选用

/kW

/t

/t

（元） （元）

综合比较后，PE600×900复摆颚式破碎机的负荷更符合粗碎的要求。PE600×900复摆颚式破碎机优点：构造简单，重量轻，造价低，便于维修和运输，外形高度小，需要厂房高度小；在工艺方面，工作可靠，调节排矿口方便，破碎潮湿矿石及粘土较多的矿石不易堵塞，并且复摆颚式破碎机的动颚作复杂摆动，矿石的破碎除受到与简摆颚式破碎机相同的作用外，还兼有研磨破碎的作用，因而其生产能力高。台数及工作负荷都较理想，并适合本设计，所以选用该设备。

3.2.7.2中碎设备

方案1：PYY1200/190单缸液压圆锥破碎机,单台处理量 q?k1 k2k3 k4qs 式中：

k1------矿石硬度修正系数， 查《选矿厂设计》表6.2—1 k1?1.10

k2------矿石硬度修正系数， k2??s/1.6??/2.7?1.19

k3-----给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1 k3?0.92

k4--------水分修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1 k4?1.0

q0------单位排矿口宽度处理量，查《选矿厂设计》表6.2—2 q0?4.50

bp------破碎机排矿口宽度,取31mm

qs----标准条件下，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，qs?q0bp qs?q0bp?4.50?31?139.5t/?mm?h?

因此：q?1.1?1.19?0.92?1.0?139.5?168.00t/h

台数及负荷系数的计算

8

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

n?q1101.01??0.6013 取1台。 q168.00η=

q1101.01?100%??100%?60.13% q168.00方案2：PYB-1200弹簧圆锥破碎机 单台处理量 q?k1 k2k3 k4qs 式中：

k1------矿石硬度修正系数， 查《选矿厂设计》表6.2—1 k1?1.10

k2------矿石硬度修正系数， k2??s/1.6??/2.7?1.19

k3-----给矿粒度修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1 k3?0.82

k4--------水分修正系数，查《选矿厂设计》表6.2—1 k4?1.0

q0------单位排矿口宽度处理量，查《选矿厂设计》表6.2—2 q0?4.50

bp------破碎机排矿口宽度，取31mm

qs----标准条件下，当采用普通型鄂式、旋回及圆锥破碎机时，qs?q0bp

qs?q0bp?4.5?31?142.6t/?mm?h?

因此：q=1.1×1.19×0.82×1.0×142.6=153.06t/h。

台数及负荷系数的计算

n?q1101.01??0.6599 取1台。 q153.06η=

q1101.01??100%?65.99% q153.06表3.3 中碎设备方案比较

型号 台数

负荷

功率

重量

价格

结论

9

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

/台

ε/%

单台/kW

PYY1200/190单缸液压圆锥破碎机 PYB-1200弹

1

簧圆锥破碎机

65.99

110

110

25

25

550000 550000

不用

1

60.13

95

95

19.33 19.33 440000 440000

选用

总功/kW

单台/t

总重/t

单

价

总价

（元） （元）

经比较可见PYY1200/190单缸液压圆锥破碎机各项性能与PYB-1200弹簧圆锥破碎机相差不多，但造价低 ，且在同等规模的类似选矿厂中得到了很好的应用。因此PYY1200/190单缸液压圆锥破碎机适合本设计，故选用。

3.2.7.3细碎预先及检查筛分设备

振动筛筛孔 a=15mm， 筛分效率E=80% 选择圆振动筛。振动筛处理量的计算，常用的经验公式

q??Aq0?sk1k2k3k4k5k6k7k8 式中 q------振动筛的处理量，t/h q?q4?266.23 t/h A------筛面名义面积，m

?--------有效筛分面积系数：单层或多层筛的上层筛面?=0.9到0.8；双层筛的下层筛面?=0.7到0.6。 取值??0.8

2q0-------单位筛分面积容积处理量，m3/(m2?h) 按《选矿厂设计》表6.3—2

取值22.45m3/(m2?h)

?s-------矿石松散密度，t/m3，取值2.17 t/m3

k1-----细粒影响系数。 (由筛孔尺寸一半/排矿口尺寸，7.5/12=0.63查《选矿

厂设计》图5.2-4得筛上累计产率72%，)，由《选矿厂设计》表6.3---3得k1?0.76

(由筛孔尺寸/排矿口尺寸，15/12=1.25查《选矿厂设计》k2---- 粗粒影响系数。

10

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

图5.2-4得筛上累计产率35%)再根据 《选矿厂设计》表6.3---3得k2?1.06

k3--- 筛分效率系数，查《选矿厂设计》表6.3---3得k3?1.9

k4---物料种类及颗粒形状系数，查《选矿厂设计》表6.3---3得k4?1.0 k5---物料湿度系数，按湿矿石，查《选矿厂设计》表6.3---3，k5?1.0。 k6---筛分方式系数，干筛，查《选矿厂设计》表6.3---3，k6?1.0 k7---筛子运动参数系数，查《选矿厂设计》表6.3---3，k7?0.8 k8---筛面及筛孔形状系数，采取橡胶筛网，方孔，k8?0.9 代入A?=

q4

?q0?sk1k2k3k4k5k6k7k8266.23?6.20m2

0.8?22.45?2.17?0.76?1.06?1.9?1.0?1.0?1.0?0.8?0.9根据同等规模的类似选矿厂及实践经验可知破碎段筛分设备的选择要大于计算出的面积。故选用SZZ1800×3600振动筛。 台数及负荷的计算

n=6.20/6.48=0.9568 取1台 η=6.20/6.48×100%=95.68%

3.2.7.4细碎设备

拟定选用短头圆锥破碎机，单台处理量 q?k1 k2k3 k4qskc 式中：

k1—矿石硬度修正系数，查《选矿厂设计》表6.2-1，k1?1.1； k2—矿石密度系数， k2??2.7?3.22?1.19 2.7k3—给矿粒度系数，查《选矿厂设计》表6.2-1，

k4—水分修正系数，查《选矿厂设计》表6.2-1， k5—闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数,kc取1.4

11

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

qs—标准条件下开路破碎是的处理量，qs?q0bp q0—单位排矿口处理量，查《选矿厂设计》 表6.2-2，

bp—破碎机排矿口宽，bp?9mm

方案1：PYY900/60单缸液压型短头圆锥破碎机

k1?1.1 k2?1.19 k3?0.87

k4?1.0

bp?9mm

q0?4.25t/mm?h（查《选矿厂设计》表6.2-2）

qs?q0bp?4.25?9?38.25t/h

所以q?k1 k2k3 k4qskc?1.1?1.19?0.87?1.0?38.25?1.4?60.98t/h

n?q6165.22??2.70 （取3台） q60.98??165.22/3?60.98?100%?90.31% 方案2：PYD-1750弹簧短头圆锥破碎机

k1?1.1 k2?1.19 k3?1.0

k4?1.0

q0?14.0t/?mm?h?（查《选矿厂设计》表6.2-2） bp?9mm

qs?q0bp?14.0?9?126t/?mm?h?

所以q?k1 k2k3 k4qskc?1.1?1.19?1.0?1.0?126?1.4?230.91t/h

n?q6165.22??0.7155（取1台） q230.91??165.22/230.91?100%?71.55% 方案3：PYD-1200弹簧短头圆锥破碎机

k1?1.1 k2?1.19 k3?0.87 k4?1.0

bp?9mm

q0?6.5t/mm?h（查《选矿厂设计》表6.2-2）

qs?q0bp?6.5?9?58.5t/h

所以q?k1 k2k3 k4qskc?1.1?1.19?0.87?1.0?58.5?1.4?93.27t/h

12

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

n?q6165.22??1.77 （取2台） q93.27??165.22/2?93.27?100%?88.57%

表3.4 细碎设备的方案比较 功率

台数

型号

/台

PYY900/60

3

单缸液压型 PYD-1750弹簧短头圆锥破碎机 PYD-1200弹簧短头圆锥破碎机

2

88.57

110

220

25.7

51.4

440000 880000

不用

1

71.55

155

155

10.83 10.83 760000 760000

选用

90.31

110

330

16.64 33.28 200000 800000

不用

ε/%

/kW

/kW

/t

/t

元

元

负荷

单台

总功

单台

总重

单台/

总价/

结论

重量

价格

综合比较后选用PYD-1750弹簧短头圆锥破碎机，该破碎机的功率和负荷较适合本设计,而且单台机器的安装比较简单。

3.3磨矿选别流程的选择计算

3.3.1数质量流程计算

根据有关试验报告，采用如下的磨矿选别流程,如下图3.2

13

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

粉矿1磁滑轮247分 级机3一磨甩尾56粗磁8109浓缩 磁选11二磨1213细筛15161821精矿过 滤14三 磁四 磁171922水20总尾矿

图3.2 伟源铁矿磨矿选别流程 14

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

3.3.1.1磁滑轮的计算

原始指标：q ?q 600000??75.76t/h ,废石混入率10%。 t330?3?8已知：?1?27.63% 、 ?1?100% 、 ?3?10% 、 ?2?90% 、 ?3?6.7%

由?1?1??2?2??3?3计算得 ?2?29.96%

3.3.1.2计算第一段磨矿的矿量、产率

q ?q 600000??75.76t/h t330?3?8 q2?q1(1?10%)?75.76?90%t/h?68.18t/h

t/h q2?q6?68.18磨矿细度：-200目级别含量为35%(-0.074mm级别含量为35%；分级溢流产品粒度-0.074mm级别含量为65%。

确定返沙比：C=300 （由《选矿厂设计》表5.2—11查得分级溢流产物粒度0.2mm，由《选矿厂设计》表5.2—9查得磨细至0.3到0.1mm时，C%为250到600，取C=300%）

q7?Cq6?300%?68.18?204.54t/h q4?q2?q7?68.18?204.54?272.72t/h

q5?q4?272.72t/h

?2??6?90%

?7??6C?90%?300%?270%

?4?360%

?5??4??2??7?90%?270%?360%

15

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

3.3.1.3选别流程的计算

数质量流程图见附图3.3

第一 ：计算必要而充分的原始指标数 Np?C(np?ap) 式中

Np-----必要而充分的原始指标数

np--------选别产物数 ap-----选别作业数

C----单金属矿石计算时，取2

Np?C(np?ap)?2?(10?5)?10

第二：按照工业试验结果与现厂生产指标分析，选用如下10个指标：

?16?64.54%、?15?52.45%、?17?7.58%、?12?7.2%、?8?49.84%、

?9?7.50%、?18?66.00%、?18?34.64%、?14?43.20%、?15?84.94%

%、?6?90.00% 并且已知：?6?29.96第三：列平衡方程计算各产物的产率、品位

?6??8??9

?8?47.74%

% ?9?42.26?6?6??8?8??9?9

?8??12??14

?12?4.54% ?14?54.32%

?8?8??12?12??14?14

?13??14??15

?13?128.14%

?13?13??14?14??15?15

?13?53.08%

16

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

?11??13?53.08% ?11??13?128.14%

?10??11??12

?10?132.68%

?10?10??11?11??12?12

?10?51.51%

?14??16??17

?16?35.45% ?17?7.75%

?14?14??16?16??17?17

?16??18??19

?19?0.81%

?16?16??18?18??19?19 ?19?2.10%

第四：根据公式?i??i?i?1、qn??nq1计算各产物的回收率、矿量

?1?27.63% q1?75.76

?2??2?2?1?29.96%?90%?97.59%

27.63%q2??2q1?90%?75.76?68.18t/h

?3??1??2?100%?97.59%?2.41%

q3?q1?q2?75.76?68.18?7.58t/h

?6??2?97.59%

q6?q2?68.18t/h

?8??8?8?1?49.84%?47.74%?86.12% q8??8q1?47.74%?75.76?36.17t/h

27.63% ?9??6??8?97.59%?86.12%?11.47%

17

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

q9?q6?q8?68.18?36.17?32.01t/h

?14??14?14?1?54.32%?43.2%?84.93%

27.63%q14??14q1?43.20%?75.76?32.73t/h

?15??15?15?1?52.45%?84.94%?161.24'.63%?10??8??15?86.12%?161.24%?247.36%

q15??15q1?84.94%?75.76?64.35t/h q10?q8?q15?36.17?64.35?100.52t/h

?11??13??14??15?84.93%?161.24%?246.17%q11?q13?q14?q15?32.73?64.35?97.08t/h

?12??10??11?247.36%?246.17%?1.19%

q12?q10?q11?100.52?97.08?3.00t/h

?16??16?16?1?64.54%?35.45%?82.81%

27.63%q16??16q1?35.45%?75.76?26.86t/h

?17??14??16?84.93%?82.81%?2.12%

q17?q14?q16?32.73?26.86?5.87t/h

?18??18?18?1?66%?34.64%?82.74%

27.63%q18??18q1?34.64%?75.76?26.24t/h

?19??19?19?1?2.10%?0.81%?0.06%

27.63%q19??19q1?0.81%?75.76?0.61t/h

q21?q18?26.24t/h

验算金属量平衡：

对于原矿?1?1?27.63%?100%?27.63%

18

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

对于尾矿

?9?9??12?12??17?17??19?19?7.5%?42.26%?7.2%?4.54%?7.58%?7.75%?0.81%?2.10%?4.19%对于精矿?18?18?66%?34.64%?22.86%

精矿的金属量加尾矿的金属量等于原矿的金属量，可认为金属量达到平衡。 数质量流程图见附件1。

3.3.2矿浆流程的计算

第一：按照下列公式计算各作业和产物水量

Wn?qn(1?Cn)1?Cn1?) L?Wk?Wo Vn?qn(CnCn?式中：

3Wn--------产物水量，m/h

Wk------ 最终产物排除的水量，m3/h

3Wo-------原矿进入选别流程的水量，m/h

Cn-------产物浓度

qn--------磨矿处理矿石量，t/h

?--------矿石密度，t/m3

第二：参照马兰庄选矿厂流程考察报告，已知产物浓度值如下

C2?98% C5?78% C6?42% C6??30% C7?85%

C8?70% C10??35% C11?70% C13?65% C13??52% C14?38% C14??25% C16?53% C16??18% C18?55% C21?90%

第三：计算各产物水量Wn (单位m3/h)及补加水量Ln,磨矿循环（一磨）：

19

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

C2?C1?C3?98%

W1?q1(1?C1)75.76?(1?98%)??1.55m3/h C198%Vq1?C111?1(C??)?25.07m3

1W(1?C2)32?q2C?68.16?(1?98%)%?1.39m/h 298V1?C212?q2(C??)?22.56m3

2W3?q3(1?C3)7.58?(1C??98%)?0.15m3/h 398%V1?C313?q3(?)?2.51m3C

3?W5??272.72?(1?78%)78%?76.92m3/h W68.16?(1?42%)o6?42%?94.15m3/h V?q(1?C6?166)?115.33m3C

6?W68.18?(1?30%)k6?30%?159.09m3/h

L6?Wk6?Wo6?159.09?94.15?64.94m3/h

W?(1?85%)7?204.5485%?36.10m3/h V1?C717?q7(C?)?99.62m3

7?W4?W2?W7?1.39?36.10?37.49m3/h C4?88%

L4?W5?W4?76.92?37.49?39.43m3/h 20

V1?C515?q5(C?)?161.m632 5?

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

1?C41V4?q4(?)?121.88m3

C4?L5?Wk6?W5?W7?159.09?76.92?36.10?118.27m3/h

W8?36.17?(1?70%)?15.50m3/h

70%1?C81V8?q8(?)?26.73m3

C8?W9?Wk6?W8?159.09?26.73?132.36m3/h

C9?16%

1?C91V9?q9(?)?177.99m3

C9?100.52?(1?35%)?186.68m3/h

35?.08?(1?70%)W11??41.61m3/h

70%Wk10?1?C111V11?q11(?)?71.75m3

C11?Wk13?Wo1397.08?(1?52%)?89.61m3/h

52?.08?(1?65%)??52.27m3/h

65%1?C131V13?q13(?)?82.42m3

C13?L13?Wk13?Wo13?89.61?52.27?37.34m3/h

Wo14?32.73?(1?38%)?53.40m3/h

38%1?C141 V14?q14(?)?63.57m3

C14?Wk14?32.73?(1?25%)?98.19m3/h

25%L14?Wk14?Wo14?98.19?53.40?44.79m3/h

C15?64%

21

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

W15?Wk13?Wo14?89.61?53.40?36.21m3/h

1?C151V15?q15(?)?56.18m3

C15?Wo10?W15?W8?36.21?15.50?51.71m3/h

C10?66%

L10?Wk10?Wo10?186.68?51.71?134.97m3/h

1?C101V10?q10(?)?83.00m3

C10?W12?Wk10?W11?168.68?41.61?127.07m3/h

C12?5%

L11?Wo13?W11?52.27?41.61?10.66m3/h

1?C121V12?q12(?)?57.93m3

C12?1?C161 V16?q16(?)?32.16m3

C16?Wk16?26.86?(1?18%)?122.36m3/h

18%L16?Wk16?Wo16?122.36?23.82?98.54m3/h

C17?4%

W17?Wk14?Wo16?98.19?23.82?74.37m3/h

1?C171V17?q17(?)?142.70m3

C17?W18?26.24?(1?55%)?21.47m3/h

55%1?C181V18?q18(?)?29.62m3

C18?W19?Wk16?W18?122.36?21.47?100.89m3/h

22

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

C19?1%

V19?q19(1?C191?)?60.58m3 C19?W21?26.24?(1?90%)?2.92m3/h

90%1?C211V21?q21(?)?11.06m3

C21?C21?90%

W22?W18?W21?21.47?2.92?18.55m3/h W20?W9?W12?W17?W19?434.69m3/h

矿浆流程图见附件2。

23

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

3.4磨矿选别主要设备的选择计算

3.4.1磁滑轮的选择与计算

磁滑轮的选择与计算根据类似选厂的生产实际选择，选择CT-67Φ630×750型永磁磁力滚筒。样本处理能力140t/h。

3.4.2一段磨矿设备的选择计算

?按新生成级别计的单位磨机容积处理量的计算：q??k1k2k3k4q0 式中：

k1—可磨性系数， 根据相对可磨性试验结果选取； 《选矿厂设计》表6.4-1； k2—磨机直径校正系数，

《选矿厂设计》表6.4-2； k3—磨机型式校正系数，

k4—磨机给矿和产品粒度差别系数， k4?m1； m2m1—在设计给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量；

m2—在工业试验或生产给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量； ?q0—生产或工业试验磨机按新生成级别计的单位容积处理量，t/(m3?h)；

Vdq?单台磨机处理量计算qd?

?d2??d1式中：

qd—设计磨机1台处理量，t/h； Vd—设计磨机有效容积，m3；

?d，?d—分别为设计；磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中（分级机溢流中

12

-200目的含量） -0.074mm含量，%；

?d查《选矿厂设计》表5.2-10。

124

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

磨机台数计算：n?qn台 q方案1：选用MQG2100×3000湿式格子型球磨机。 参照类似选矿厂球磨机，取单位生产能力 q0?1.17t/m3h 查资料k1?1.0 k2?0.85 k3?1.0 k4?1.0 代入公式：q??1.0?1.0?1.0?1.0?1.17?0.9945t/m3h

qd?9?0.9945?34.66t/h

35%?9.2%台数：n?q2? 68.18/34.66=1.9655 取2台 qdη=

q268.18??100%?98.36% qd2?34.66方案2：选用MQG2700×2100湿式格子型球磨机。参照类似选矿厂球磨机，取单位生产能力q0?1.17t/m3h

查资料k1?1.0 k2?1.0 k3?1.0 k4?1.0 代入公式：q??1.0?1.0?1.0?1.0?1.17?1.17t/m3h

qd?10.1?1.17?45.80t/h

35%?9.2%台数：n?q268.18??1.49 取2台 qd45.80η=

q268.18??100%?75.62% qd2?45.8025

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

表3.5一段球磨机设备方案比较

台

负荷

型号

数/

ε/% 台

MQG2100×3000格子型球磨机 MQG2700×2100格子型球磨机

2

75.62 260

520 61.00 122.00 1313000 2626000

不选用

2

98.27 210

420 45.47 90.94

675000 1350000

选用

/kW

/kW

/t

单台

总功

单台

总重/t 单台/元 总价/元

结论

功率

重量

价格

综合比较后选用MQG2100×3000湿式格子型球磨机，因为其负荷率适宜，且功率较小，重量小，价格低，其筒长较长，磨矿产品粒度较细。因类似选矿厂的生产实践MQG2100×3000适合本设计。

3.4.3分级机的选择计算

选取高堰式双螺旋分级机做为粗磨矿的分级设备。其主要优点是设备构造简单，工作可靠操作方便；在闭路磨矿中能与球磨机自流连接；与水力旋流器相比电耗较低高堰式螺旋分级机适用于粗粒分级，溢流最大粒度为0.4—0.15mm。规格（螺旋直径D）由下式计算：

D??0.08?0.10324q1 mk1k2式中：q1—按溢流中固体计的处理量，见数质量流程图。因磨机为2个系列，故

q1?68.18?34.09t/h 2m—螺旋个数，m=2

k1—矿石密度校正系数，查《选矿厂设计》表6.5—1，k1?1.28 k2—分级粒度校正系数，查《选矿厂设计》表6.5—2，k2?1.81 代入D式得：

26

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

D??0.08?0.10324?34.09?1.288m （取1.5m）

2?1.28?1.81选2FG－15Φ1500型高堰式双螺旋分级机，每个系列1台，共2台。 在2008年3月马兰庄铁矿实习期间我们参观了马兰庄新建选矿厂后，结合指导老师及多位专业人士的现场经验得出结论：在螺旋分级机与球磨机的配置中，离球磨机较近的一个螺旋的作用（所带返砂）较大，而远离球磨机的一个螺旋的作用（所带返砂）较小。而本设计和马兰庄新建选矿厂属同等规模即年处理量60万吨原矿，依据该选矿厂的生产实际本设计最终选用FG—15Φ1500单螺旋分级机。

3.4.4二段磨矿设备的选择计算

参照同规模类似选矿厂选用MQY2700×3600湿式溢流型球磨机。

?q??k1k2k3k4q0 式中：

k1—可磨性系数， 根据相对可磨性试验结果选取； 《选矿厂设计》表6.4-1；k2?1.0 k2—磨机直径校正系数，

《选矿厂设计》表6.4-2；k3?1.0 k3—磨机型式校正系数，

k4—磨机给矿和产品粒度差别系数， k4?m1； m2m1—在设计给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量；

m2—在工业试验或生产给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量； ?q0—生产或工业试验磨机按新生成级别计的单位容积处理量，t/m3?h； 单台磨机处理量计算qd?式中：

Vdq?

?d2??d1qd—设计磨机1台处理量，t/h；

Vd—设计磨机有效容积，m3；?d1查《选矿厂设计》附表8，Vd?20.6

27

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

?d，?d—分别为设计；磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中（分级机溢流中

12

-200目的含量） -0.074mm含量，%；

?d查《选矿厂设计》表5.2-10。

1 磨机台数计算：n?qn台 q参照类似选矿厂球磨机，取单位生产能力q0?0.70t/m3h（0.5～0.8 t/m3h之间选取），入磨细度-200目含量为30%，细筛之下-200目含量为70%。

查资料k1?1.0 k2?1.0 k3?1.0 k4?1.0 代入公式：q??1.0?1.0?1.0?1.0?0.70?0.70t/h

qd?Vdq?12?0.70??21.00t/h

?d2??d170%?30%台数及负荷的计算：

n?q40.4??1.92 （取2台） qd21.00η=40.4/（2×21.00）=96.19%

由细度要求选用溢流型球磨机，其优点是：构造简单、维修量小、产品粒度细。（一般在0.2mm以下，一般用于第二段和第三段磨矿作业中。）缺点是：处理量比同规格格子型球磨机小，易产生过粉碎现象。有时也用于一段磨矿，当磨机直径大于3.6米时，一段磨矿多采用溢流型球磨机。因为对于大规格磨机一般与水力旋流器组成闭路（无相应规格的分级基于之配套）采用溢流型的球磨机可减少磨机排矿中粗粒的含量，从而减轻矿浆泵及旋流器的磨损。

3.4.5细筛的选择计算

细筛有固定筛和机械振动筛两种。是指小于筛孔1mm的设备,细筛能提高筛分效率,做磨矿设备的回路分级设备,也是提高精矿品位为目的选别回路, 在近几年来唐山陆凯科技生产的高频细筛具有生产能力大，工作稳定、减少过粉碎,筛分效率高等优点。它高于旋流器和分级机以及尼龙细筛，根据类似选矿厂选用的陆凯高频振网筛,

28

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

型号为MVS2020,面积为4m2的高频振网双层筛,筛孔尺寸为0.3和0.15mm,筛子角度为30度,筛分效率在40%～50%左右,共用6台，每台筛分面积为4平方米。样本处理量为每平方米2.5～5吨每小时。S=4×6=24m2

单位面积处理量为97.08/24=4.01t/（m2·h）

3.4.6磁选设备的选择

由于本矿石磁性较强，所以采用弱磁选设备，本设计欲采用湿式弱磁场永磁筒式磁选机，该机型广泛用于强磁性矿物的选别以及过滤前或再磨前矿浆的浓缩作业。永磁筒式磁选机的处理量一般根据类似厂矿相同规格、相同性能磁选机的实际指标选取。永磁筒式磁选机广泛用于强磁性矿物的选别及过滤前或再磨前矿浆的粗选和浓缩作业,为了防止磁选机堵塞,粗选作业选用大直径高强度的磁选机，精选作业选用低强度的磁选机。

一磁的选择与计算：选用CTB1050×2400

q?q0?(L?0.2)

q----磁选机处理量（干矿），t/h

q0----单位有效筒长处理量t/(m·h) 取类似选矿厂指标，q0?27.27 L------磁选机几何筒长，m

q0=27.27 t/(m·h)

q=27.27×（2.4-0.2）=59.99 t/h n=68.18/59.99=1.14 （取2台） 二磁的选择与计算：选择CTB1050×2400

q?q0?(L?0.2)

q=27.27×（2.4-0.2）=59.99t/h n=104.75/59.99=1.75 （取2台） 三磁的选择与计算：选用CTB750×1800

q?q0?(L?0.2)

29

第三章 选矿工艺流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定

q=27.27×（1.8-0.2）=43.63 t/h n=32.73/43.63=0.75 （取1台） 四磁的选择与计算：选用CTB750×1800

q?q0?(L?0.2)

q=27.27×（1.8-0.2）=43.63 t/h

n=30.03/43.63=0.69 （取1台）

30

第四章 主要辅助设备的选择与计算

第四章 主要辅助设备的选择与计算

4.1原矿仓的选择计算

原矿仓上部设有原矿堆场，采用自卸卡车运矿。已知最大粒度为500mm。设计采用矩形漏斗型矿仓，三面倾斜从矿仓底部排矿。该矿仓结构简单，造价便宜，对本设计较为适用。设计原矿仓贮矿时间为2.5小时。 计算所需要的有效容积：V?式中：

V—矿仓的有效容积，m3

m—所需要的贮矿量，t m?q1?t?101.01t/h?2.5h?252.52t ρ—矿石的松散密度，t/m3， ??代入公式：V?m?m?

?s1.5?3.26?2.17t/m3 1.5?252.52?116.37m3 2.17矿仓的利用率一般为K=0.9，所以矿仓的几何体积为：

Vo?KV?116.37/0.9?129.3m3

确定原矿仓的尺寸：如图

图4.1原矿仓尺寸

确定尺寸：B=5m ,L=6m ,H=8m ,b=1.5m ,l=1.5m , H1=4m , H2=4m ,

31

第四章 主要辅助设备的选择与计算

??arctgH2?53??50? L?l????????V?V1?V2?BLH1?13L?tan??BL?Ltan??H2bl ??44??3?5?6?4??6??5?5??6??4??1.5?1.5???148.9m?Vo5?1.55?1.5????13满足贮矿条件。

4.2原矿仓下给矿机的选择计算

已知给矿粒度500mm，给矿量101.01t/h，拟定电振给矿机。规格型号GZ10电磁振动给矿机。

4.3粉矿仓的选择计算

考虑到结构简单，造价便宜。设计采用高架式圆形平底矿仓，设计贮矿时间为24小时。计算矿仓的有效容积：V?V—矿仓的有效容积，m3

m—所需要的贮矿量，t m?q2?t?68.18t/h?24h?1636.32t ρ—矿石的松散密度，t/m3， ??代入公式： V?m?公式及符号意义同前

?s1.5?3.26?2.17t/m3 1.5m??24?68.18=754.06m3

2.17根据总有效容积确定采用2个矿仓，并确定其几何形状如下： 直径D=8m，H=10m 利用率K=0.9，则V0?每个矿仓的几何容积

V754.06??838m3 K0.9V0838??419m3 222?D?每个矿仓的计算几何容积：V????H?502.4m3?419m3

?2?结论，此形状的矿仓满足要求

32

第四章 主要辅助设备的选择与计算

4.4粉矿仓下给矿机的选择

电磁振动给料机结构简单，操作方便，无旋转部件，不须润滑，给料比较均匀，给矿量可调，多用于粒度为0.6~500mm的松散物料。所以粉矿仓下采用电振给矿机。根据给矿量选择GZ3下振型电磁振动给料机。给矿量为68.18t/h，采用4台GZ3下振型电磁振动给料机，每台给矿机样本给矿量17.05t/h。能够满足流程给矿的要求。

4.5起重设备的选择计算

查《选矿厂设计》表7.5-1，选择各个车间的起重设备：

粗碎和筛分车间最重不允许拆卸检修部件重量为7.55t，故采用10t单梁电动起重机；

中、细碎车间最重不允许拆卸部件重量为5t，故采用10t单梁电动起重机； 一段磨矿车间最重不允许拆卸检修部件重量为10t，故采用10t电动桥式起重机 二段磨矿车间最重不允许拆卸检修部件重量为10t，故采用10t电动桥式起重机 磁选及过滤车间重不允许拆卸检修部件重量为10t，故采用10t电动桥式起重机 精矿车间选用5吨抓斗桥式起重机。

4.6过滤机的选择计算

筒型外滤式真空过滤机是一种专门用于过滤粗粒磁铁精矿的高效过滤机，单位面积处理量很高，在精矿粒度0.8—0mm的情况下可达3t/?m2?h?。滤饼水分较一般筒型过滤机高。依据类似选矿厂选用GW—20筒型外滤式真空过滤机。 计算台数：n?式中：

n—过滤机的台数

q—需要过滤的干精矿量，t/h A—每台过滤机的过滤面积， m2

q26.24??0.394（取1台） Aq060.66q0——过滤机单位面积处理量，t/?m2?h? 查《选矿厂设计》表6.12-4，对于磁铁精

33

第四章 主要辅助设备的选择与计算

矿q0?0.8?1.0t/m2?h，取3.333t/?m2?h?

为满足生产需要考虑过滤机的备用故选用2台GW—20筒型外滤式真空过滤机。

4.7真空泵的选择

查《选矿厂设计》表6.12-5，得GYW-12型筒型内滤式真空过滤机的真空计示压力55~80kPa，抽气量0.5~2m3 m-2 min-1。抽气速率（0.5~2）×12=6~24 m3 min-1。选择SK-27型水环式真空泵，2台。

4.8砂泵的选择

选矿厂常用的砂泵有普通型砂泵和沃曼渣浆泵，本处选择沃曼渣浆泵4台。沃曼渣浆泵用于输送强磨蚀、高浓度渣浆，可以多级串联使用，多级串联后可以远距离输送。

4.9胶带运输机的选择与计算

设计中所用的胶带运输机运距短，且没有大倾角，所以此金属矿选用TD75型胶带运输机。带宽：B?式中：

B—带宽，m q—输送量，t/h v—带速，m/s， k—断面系数， γ—物料容重，t/m3 c—倾角系数 δ—速度系数

表4.1胶带运输机参数

34

q k?vc?第四章 主要辅助设备的选择与计算

物料

倾角

输送量

作业

序号

数量 β

q(t/h)

(°)

粗碎—

1

中碎 中、细碎—筛分 筛上—

3

细碎 筛下—

4

粉矿仓 粉矿仓

5

上集矿 粉矿仓

6

—磨机 废石输

7

送 精矿输

8

送

2

0

29.27

320

2.5

1.6

1.0

1.0

151

500

1

20

7.58

320

2.0

1.6

1.0

1.0

86

500

2

0

60.18

320

2.17

1.25 0.81

1.0

28

500

1

0

101.01

355

2.17

1.6

1.0

1.0

286

500

1

20

101.01

355

2.17

1.25 0.81

1.0

360

500

1

12

165.22

400

2.17

1.25 0.85

1.0

423

500

2

2

14

266.23

400

2.17

1.25 0.85

1.0

570

650

1

16

101.01

355

2.17

1.25 0.88

1.0

362

500

系数k γ

(t/m)

3

带速

断面

容重

v(m/s)

倾角系数c

速度系数δ

计算带

带宽

宽

B(mm)

B1(mm)

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第五章 生产过程概述

第五章 生产过程概述

原矿自矿山运至露天原矿堆场堆存，自卸卡车将原矿堆场堆存的矿石给入破碎车间内的原矿仓。原矿仓下设电振给矿机，给矿机将原矿给入600×900复摆鄂式破碎机进行粗碎，然后由1#皮带给入中碎1200标准圆锥破碎机，经过标准圆锥破碎机破碎后，由2#皮带给入筛子进行预先筛分; 筛下产物由4#皮带经过磁滑轮分选给入粉矿仓贮存。废石经过7#皮带运到废石厂;筛上产物由3#皮带进入第三段1750短头圆锥破碎机进行细碎，破碎产物也由8#皮带进入2#皮带与中碎产品合并，给入筛子进行检查筛分。筛上产物又由3#皮带进入短头1750圆锥破碎机进行破碎，。

粉矿仓底部安装4台GZ3自同步电振给矿机。仓中物料经过5#皮带由给矿机给到6#皮带上，然后给入MQG2100×3000格子型球磨机。球磨机与Ф1500高堰式单螺旋分级机组成闭路磨矿作业。分级机溢流（-200目占35%）进入一磁，所产生的精矿进入浓缩磁选，浓缩磁选精矿进入MQY2100×4000溢流型球磨机 进行二段磨矿，溢流产品给入到陆凯高频细筛进行分级，筛上产物返回至浓缩磁选，筛下产品进行二段磁选，磁选所产生的精矿，再进第三段磁选得到最终精矿。各段所产生的尾矿直接送入尾矿库，最终精矿经过滤送到精矿仓外运。

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第六章 选矿厂厂址选择和设备配置

第六章 选矿厂厂址选择和设备配置

6.1选矿厂厂址的选择

设计选矿厂厂址选择在平缓的山坡上，选矿厂的供水、排水和供电较方便，也有利于实现矿浆自流。厂址距尾矿库较近，特别是厂址在山坡上，基本不占用农田。

6.2选矿厂车间布置和设备配置的特点

选矿厂的原矿堆场要有平整、开阔的场地，可贮存大量的原矿石。原矿仓上部标高与原矿堆场标高一致，这保障了原矿场贮存的矿石向原矿仓供矿的方便和由原矿仓向粗碎机供矿的连续性，稳定性。

破碎流程分布在同一等高线上，呈一条线排布，这样能减少皮带运输的高差。原矿仓和破碎车间相连，粗碎和筛分各自单设厂房，中碎和细碎作业在同一厂房内完成，这样布置在一个厂房可以减少厂房的长度节省建筑费用，这样就减少了起重设备。破碎产物由皮带运至筛子进行预先检查筛分，筛下产物由皮带给入粉矿仓。

磨矿和磁选车间布置在一个坡度较缓的山坡上，这对保证矿浆尽量自流创造了条件。尽量根据地形设计，减少了土方量，节约了基建投资。过滤室设在比磁选车间低的水平上，以便矿浆自流。选后的尾矿经矿浆泵至尾矿库，这样布置从高差到管道走向都比较顺畅。

尾矿库距选厂较近，既便于尾矿输送，也便于澄清水向选厂磨选车间输送的方便。

37

第七章 矿山环保与安全

第七章 矿山环保与安全

7.1环境保护

该选矿厂采用的是磁选法，在整个选矿过程没有添加任何药剂，回水重新在选厂内使用，尾矿贮存在尾矿库，不会对环境产生污染。

该选矿厂在处理的矿石中，在破碎车间和筛分车间会有粉尘飞扬，为此需增设除尘设备。磨矿和磁选基本上是湿法作业，因此不会有粉尘的污染。

选矿过程产生的尾矿流入尾矿库，在尾矿库沉淀后，澄清水仍然返回选厂循环利用，避免了水资源的浪费；同时，防止了尾矿随意流入环境而对环境造成污染。选厂利用三面靠山，谷口较小的尾矿库来贮存尾矿，其优点是容积大，坝堤较短，排矿方便。对尾矿库周围注意植被，从而减少了对环境及植被生态的影响。

该选厂主要碎矿、磨矿设备远离生活区，故噪声产生的影响较小。 在选厂道路两旁，周围空地种植树木，花坛，草坪等进行绿化。

7.2安全

在选矿过程中，难免会产生一些危害生产安全，不利健康的问题。为了保证生产中不受这些危害和不利健康因素的影响，保证劳动安全和工人健康，根据国务院《关于加强安全和劳动安全监察工作的报告通知》精神及有关矿山安全规程和安全卫生设计规定，设计中应采取必要的劳动保护措施，保证职工安全生产、并改善劳动条件。

（1）为了防范雷电，厂房应设避雷针，变压器应设避雷针保护，并采取防止高电位从各种管线传入的措施。

（2）各类电器设备不带电的金属部分均采取接地或零保护，接地电阻值必须满足安全生产的要求。高压开关柜具有五防功能，以免误操作酿成事故。

（3）尾矿库设排洪沟，确保坝体安全。

（4）各生产车间的机械设备传动部分均设置安全防护罩或防护隔栏。在容易发生伤害和电伤的电器开关、控制箱等危害地点应设置安全标志，以利于安全。

（5）在容易发生事故的部位要设置警示标志。

38

第八章 选矿厂劳动岗位定员

第八章 选矿厂劳动岗位定员

选矿厂设计劳动定员，应该根据国家有关部门制定的劳动人事政策和规定，结合具体生产特点和条件进行编制。

劳动岗位定员根据，《选矿设计手册》表13.1-1 P588确定。

在册人员根据选厂工作制度和正常出勤率确定，连续工作制的在册人员系数取1.08

表8.1选厂生产人员定员表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23

工种

2

矿仓工 粗碎工 1号皮带 中细碎工 筛分工 4号皮带 5号皮带 破碎班长 主机工 副机工 高频筛工 过滤工 砂泵工 天车工 抓斗工 化验员 取样工 尾矿工 水泵工 电工 钳工 段长 合计

1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 2

昼夜人员 2 2 1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 2

1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 2

备注

6 3 3 3 3 3 3 3 6 6 3 3 3 3 3 3 3 3 3 6 6 3 81 6

兼放矿

兼2号皮带 兼3号皮带

兼给料皮带、分级机、粗选 兼浓缩磁选、精选

兼真空泵

老白班2人 老白班8人 10

选厂生产人员：91×1.08＝99人

选厂总定员：99÷84％＝118人（生产人员占总定员的84%）

39

第九章 选矿厂的技术经济分析

第九章 选矿厂的技术经济分析

9.1选厂工艺投资概算

9.1.1设备概算价值

表9.1设备明细表

设备名称

电振给矿机 颚式破碎机 标准圆锥破碎机 皮带运输机 短头圆锥破碎机 圆振动筛

电动单梁桥式起重机 皮带运输机 格子型球磨机 溢流型球磨机

电动双梁桥式起重机 分极机 筒式磁选机 筒式磁选机 陆凯高频细筛 过滤机

电动单梁桥式起重机 抓斗桥式起重机 真空泵 渣浆泵 立泵 合计

型号规格

GZ10

PE600×900 PYB1200 TD75 PYD1750

SZZ1800×3600 LD型、Q=10吨 TD75

MQG-2100×3000 MQY-2700×3600 Q＝10吨Lk=16.5米 FG-1500 CTB1024 CTB750 MVS2020 GW—20

Q=10吨、Lk=10.5米 Q＝5吨Lk=13.5米 SK-27 150ZJ-65 2PNL

台数 1 1 1 4 1 1 2 5 2 2 2 2 4 2 6 2 2 1 2 4 2

重量（T） 3.75 19.5 25 10.83 10.578 3.92 45.47 60.63 19.3 11.167 4.524 2.045 3.25 5.42 2.71 21.4 1.3 2 0.2

3.75 19.5 25 10.83 10.578 3.92 90.94 121.26 38.6 22.334 18.096 8.18 26 10.84 2.71 21.4 2.6 8 0.4 485.688

价格（万元） 6

23.4 44 76 28 10 67.5 58.5 17 14.4 20.25 9.9 4 24.8 10 22 2 2 0.5

6 23.4 44 9.5 76 28 20 6.3 135 117 34 28.8 81 19.8 24 49.6 20 22 4 8 1 757.4

备注 206.9 445.9

104.6 757.4

设备原价总费用:757.4万元

运杂费=设备原价×设备运杂费率 见《选矿厂设计》表12.1—1

=757.4?4.5%=34.1万元

设备安装及间接费=设备原价×设备安装及间接费率

=757.4?2.8%=21.21万元

40

第九章 选矿厂的技术经济分析

选矿设备概算价值=设备原价+运杂费+设备安装及间接费

=757.4+34.1+21.21=812.71万元

9.1.2工艺金属结构概算价值

金属结构构件概算价值=金属结构件重量?单位重量价值

金属结构件重量=工艺设备总重×金属结构件重量占工艺设备总重百分比 见《选矿厂设计》表12.1—3

金属结构构件概算价值=工艺设备总重?8%?单位重量价值

=485.688?8%?0.89=34.6万元

9.1.3工艺管道概算价值

工艺管道概算价值=工艺管道价值+管道零件费（包括安装费及间接费） 工艺管道价值=设备原价×2.5%

主厂房工艺管道价值=主厂房设备原价×2.5% 过滤车间工艺管道价值=过滤车间设备原价×2.5% 主厂房工艺管道价值=445.9×2.5%=11.12万元 过滤车间工艺管道价值=104.6×2.5%=2.62万元 管道零件费=工艺管道价值×工艺管道零件费率

主厂房管道零件费=主厂房工艺管道价值×主厂房工艺管道零件费率 =11.12×0.3%=0.0334万元

过滤车间道零件费=过滤车间工艺管道价值×过滤车间工艺管道零件费率 =2.62×0.55%=0.01441万元 管道零件费=主厂房管道零件费+过滤车间道零件费 =0.0334+0.01441=0.0478万元

工艺管道价值=主厂房工艺管道价值+过滤车间工艺管道价值+管道零件费

=11.12+2.62＋0.0478=13.79万

选矿工艺概算价值=设备价值+金属结构价值+工艺管道价值

=812.71+21.21+13.79=918万元

41

第九章 选矿厂的技术经济分析

9.2选矿厂基建投资概算

9.2.1厂各部门投资

表9.2选矿厂个部门投资分配

项目 比例（%） 金额（万元）

选矿工艺

土建

电气

给排水

其它

合计

38.25 812.71

20.58

437.42

10.29

218.711

5.1

109.36

25.78

546.78

100 2124.98

固定资产=选矿工艺概算价值/40%=812.71/38.25%=2999.8万元 土建投资=2124.98×20.58%=437.42万元 电气费用=2124.98×10.29%=218.711万元 给排水费用=2124.98×5.1%=109.36万元 其他费用=2124.98×25.78%=546.78万元 考虑不可预见费10-15% ，取15%； 选厂基建总投资额=

2124.98?2499.98万元 85%单位基建投资额=选厂基建总投资额/每年处理的原矿吨数

＝2499.98÷60＝41.67元/吨原矿

考虑流动资金占总投资的20-30%，取25%； 总投资=2499.98÷（1－25%)=3333.31万元

9.3选矿技术经济指标计算

9.3.1精矿设计成本的计算

精矿设计成本=制造费用+期间费用 制造费用=直接费用+间接费用

直接费用=原料费+辅助材料费+生产用水费+电费+生产人员工资+职工福利费 间接费用=基本折旧费+修理费+其他制造费

原料费=80元/吨×选矿比=80×2.89=214.4元/吨精矿

42

第九章 选矿厂的技术经济分析

辅助材料费（钢球，衬板）=70元/吨精矿 生产用水费用=6元/吨精矿 电费=20元/吨精矿

生产工人费=2000元/人×118人×12月/231818吨=12.216元/吨精矿 福利费=工资额×14%/年精矿量

=2832000×14%/231818=1.71元/吨精矿

直接费用=原料费+辅助材料费+生产用水费+电费+生产人员工资+职工福利费

=214.4+35+6+20+12.216+1.71=287.616元/吨精矿

基本折旧费=单位基建投资×选矿比×折旧率

=41.67×2.68×5%=5.5838元/吨精矿

修理费=单位基建投资×选矿比×4%

=41.67×2.68×4%=4.467元/吨精矿 其他制造费用=1.00元/吨精矿

间接费用=5.5838+4.4467+1.00=11.0308元/吨精矿 制造费用=直接费用+间接费用

=287.616+11.0308=298.65元/吨精矿 期间费用=企业管理费+财务费用+销售费用

=25+25+4=54元/吨精矿

设计精矿成本=制造费用+期间费用

=298.65+54=352.65元/吨精矿

9.3.2选矿加工费的计算

选矿加工费=扣除原矿费用的以上各项之和/选矿比

=（352.65－40）÷2.68=116.66元/吨精矿

9.4经济效果评定

9.4.1选矿加工费的计算

处理原矿量60万吨/年

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第九章 选矿厂的技术经济分析

生产精矿:60÷2.68=23.388万吨 总产值=生产精矿量?每吨价格

=23.388×500=11694万元

9.4.2销售利润

销售利润=产品销售收入（总产值）-成本-税金 税金主要指增值税

增值税=应纳税额-当期进项税额 应纳税额=应纳税额=

销售额?税率，铁精粉应纳增值税率为13%

1?税率11694万元 ?0.13?1345.3271.13当期进项税额=应纳税额?20%

=1345.327?20%=269.06万元

增值税=应纳税额-当期进项税额

=1345.327-269.06=1076.267万元 城建及教育附加费=增值税?4%

=1076.267?4%=43.05万元

产品销售利润=总产值-产品总成本-增值税-城建及教育附加费

=11694-（352.65×23.388）-1722.016-68.88 =1655.3258万元

净利润=产品销售利润-所得税 =产品销售利润×（1-33%）

=1655.3258×(1-33%)=1109.068万元

9.4.3经济分析（静态法）

投资回收期

T?KM

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第九章 选矿厂的技术经济分析

式中: T----投资回收期，年； K----基建投资总额，万元； M----净利润，万元； T?3333.31?3.00年

1109.068

表9.3主要经济指标

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15

指标名称 选厂年处理矿石 年产精矿 精矿品位 选比

年工作天数 日工作小时数 破碎车间 磨选车间 选厂定员 生产人员 管理人员 选厂基建投资 总投资 税后利润 投资回收期

单位 万吨 万吨 ％ —— 天 时 时 时 人 人 人 万元 万元 万元 年

数量 60 23.388 66 2.68 365 24 18 24 118 99 19 2499.98 3333.31 1109.068 3.00

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