日处理3000t金矿选矿厂毕业设计说明书

1、xx大学 毕业设计目录目 录中文摘要英文摘要1 概述11.1 自然条件及矿石性质11.2 原矿运输、精矿运输及尾矿处理61.3 厂址选择依据62 破碎流程设计72.1 选矿厂的规模72.2 破碎流程的选择与计算73 主厂房流程设计103.1 主厂房选别流程的确定103.2 主厂房工作制度及处理量的确定103.3 磨矿浮选数质量流程计算103.4 磨矿浮选矿浆流程计算143.5 金氰化浸出流程的计算174 主要设备设计274.1 破碎设备的选择与计算274.2 筛分设备的选择与计算334.3 磨矿设备的选择与计算354.4 分级设备的选择与计算414.5 浮选设备的选择与计算454.6 氰化设备

2、的选择与计算505 辅助设备设计565.1 矿仓的选择与计算565.2 给料、排料设备的选择与计算585.3 胶带运输机的选择与计算585.4 氰出槽用压风设备的选择与计算595.5 板框压滤机用吹风设备的选择与计算605.6 药剂配置及添加设备的选择605.7 计量设备的选择605.8 其它槽池的选择605.9 砂泵的选择与计算615.10 真空泵的选择与计算635.11 水泵的选择与计算635.12 检修起重设备的选择与计算646 生产过程概述657 选矿厂厂址选择与设备配置677.1 选矿厂厂址的选择677.2 选矿厂车间布置和设备配置的特点678 水电供应和矿山环保及安全688.1 供

3、排水688.2 供电698.3 环境保护与安全699 选矿厂的技术经济分析719.1选矿厂基建投资概算719.2 选矿厂技术经济指标计算749.3 经济分析779.4 选矿厂主要经济指标7710 结论和建议7910.1 结论7910.2 存在的问题和建议79设计图纸目录80参考文献81谢 辞82xx大学 毕业设计摘要摘 要本设计的选矿厂是日处理3000t偏岭镇金矿选矿厂。矿石类型为金矿，黄铁矿为金的主要载体矿物，根据矿石性质采用浮选和氰化浸出的方法进行选别。工艺流程为三段一闭路破碎，一段磨矿，优先富集，一次粗选，两次精选，两次扫选，浮选精矿连续两段磨矿，氰化浸出，贵液锌粉置换。主要选用的设备有

4、破碎机，磨矿机，筛分机，分级机，浮选机，浸出槽，净化槽，压滤机，浓密机等。浮选工艺指标为原矿品位4.5g/t，精矿品位83.50g/t，回收率93。氰化浸出工艺指标为浸出率98.20，洗涤率99.55，置换率99.90，氰化浸出总回收率97.66。可见，该厂技术上可行。同时，通过经济计算判断设计的可行性。选厂的基建总投资10876.94万元，单位基建投资109.87元/t原矿，选厂总定员306人，税后年净利润28036.84万元，投资回收期0.48年。可见，该厂经济上合理。关键词：选矿厂设计，金矿，浮选，氰化浸出，锌粉置换xx大学 毕业设计摘要abstractthe ore dressing

5、plant of this design is pian ling town gold ore concentrator which can deal with 3000 tons raw ore every day. the ore type is gold and pyrite is major carrier of it. floatation and cyanide leaching is used as the main processing method according to the ore type.the technological process is three sta

6、ge with one closed-circuit crushing, one stage grinding, priority enrichment, one rougher, two cleaners, two scavengers, two stage grinding of floatation concentration, cyanide leaching. zinc powder replacement and so on. the main equipment is crushers, grinders, screens, classifiers, flotation mach

7、ines, leaching tanks, purification tanks, pressure filters and thickeners. after froth flotation, the concentrate grade can get 83.5g/t and the recovery can get 93. after cyanide leaching, the leaching rate can get98.20%, the washing rate can get 99.55%, the placement rate can get 99.90% and the tot

8、al recovery is 97.66%. it can be seen that this concentrator is reasonable in technology.at the same time, this design is judged by economic interestment calculation. choose 108,769,400 yuan of the factory capital construction total investment, unit capital construction invests in 109.87 yuan/ ton o

9、f run-of-mine, choose general factory fixed number of staff members or passengers 306 men , after-tax profits, returns on investment expects 0.48 year. it can be seen that this concentrator is reasonable in teconomic.key words： design of concentrator，gold ore，flotation, cyanide leaching, zinc powder

10、 replacementxx大学 毕业设计说明书1 概述1.1 自然条件及矿石性质1.1.1 自然条件偏岭镇位于鞍山市东南部，岫岩满族自治县的西北部边缘，镇政府所在地距县城32公里，西以分水岭与海城市孤山镇分界；南与滚马岭与兴隆乡接壤； 东到一颗树岭与苏子沟镇毗邻，北至古洞岭与大房身乡相连，大盘公路与海岫铁路穿境而过。偏岭镇位于本溪满族自治县西北山区，东经12357，北纬4124。东部、东北部分别与清河城、抚顺毗邻，西南与本溪市明山区接壤，西北与高官相接，辖偏岭、新农、西麻户、直河、红光、法台、松树台、后崴子、中寨子、泥塔、小夹河、北三家子、沿龙13个村。镇址偏岭村距县城35公里。总面积276

11、.26公里。总人口1.46万人。境内山脉呈东西走向横贯全镇，地势北高南低，三面靠山，一面环水。流经境内的河流有太子河、五道河、小夹河。偏岭镇为温凉湿润气候区，平均海拔200米左右，山峰海拔500米左右，植被较好，年平均气温6.37.0摄氏度，无霜期141天，年平均降水量为786mm，年蒸发量1200mm，干燥度为0.73，常年主导风向为北北西风，频率为15%，平均风速2.5米/秒，夏季盛行东南风，频率为15%，平均风速1.9米/秒，地形由东南向西北呈长方形，地势逐渐抬升。偏岭镇辖区面积24995.827公顷，其中耕地2670.047公顷，园地147.640公顷，牧草地0.233公顷,城镇及工矿

12、用地1100.093公顷，交通用地148.12公顷，水域766.006公顷，未利用土地2292.520公顷。1.1.2 矿区地质及矿石性质（1）矿床地质概况偏岭镇金矿为大型复脉型金矿床。金主要与黄铁矿伴生，特别是石英脉中或石英脉与片麻岩接触处的黄铁矿化为重要而直接的找矿标志。围岩蚀变主要有绢云母化、黄铁矿化、矽化、绿泥石化及碳酸盐化。（2）原矿化学组成的研究原矿产品光谱分析结果见表1.1-1。表1.1-1 原矿产品光谱分析元素cu 、pbmo、ni、znco、zrag、cdfemnvtite含量（%）0.020.010.00210.050.0050.10.0003元素as、ca、cr、sb、w

13、au、bi、ge、th、sn含量（%）0.000.000原矿产品化学多元素分析结果见表1.1-2。表1.1-2 原矿产品化学多元素分析元素cupbznsfeassbmoau（g/t ）ag(g/t)含量（%）0.0050.0150.0120.664.680.0010.0170.00524.501.63（3）矿石矿物组成的研究该矿区矿石物质组成比较简单。金属矿物以黄铁矿为主，其次有闪锌矿及铁的氧化物等。非金属矿物有石英、碳酸盐、长石、白云母等。其它矿物含量都很少。金银矿物有自然金（银金矿）和碲金矿、自然银等。矿石矿物组成见表1.1-3。表1.1-3 矿石矿物组成及含量统计表金属矿物非金属矿物金银

14、矿物含量(%)硫化物含量(%)氧化物含量(%)种类含量(%)自然金微黄铁矿1.62褐铁矿0.34石英32.67碲金矿极微闪锌矿0.16磁铁矿0.17碳酸盐28.77自然银极微方铅矿0.03赤铁矿0.11长石10.74黄铜矿0.03孔雀石微白云母15.03辉钼矿0.02绢云母2.27磁黄铁矿微磷灰石1.38斑铜矿微金红石0.32辉铜矿微萤石0.17辉铋矿微绿泥石0.17铜蓝微锆石微合计1.680.6297.52（4）主要金属矿物的嵌布粒度及嵌布特征通过对黄铁矿，方铅矿堪布粒度统计，发现黄铁矿以粗细不均堪布，但以粗粒堪布为主，而方铅矿以细粒堪布为主。-0.037mm级别中，含量占92.31%，见表

15、1.1-4。表1.1-4 主要金属矿物粒度嵌布统计表矿物粒级黄铁矿方铅矿备注含量(%)累计含量(%)累计0.1552.9752.970.150.1013.0665.850.100.0749.0774.920.070.05311.3486.260.050.0375.1591.417.697.69-0.0378.5910092.31100合计100100黄铁矿在矿石中为主要的金属硫化物，多呈自形晶，半自形晶及他形不规则状产出。少量黄铁矿为粒状，细粒状，脉状等产出在脉石中。在黄铁矿的裂隙中多被方铅矿，闪锌矿黄铜矿及自然金矿物充填。黄铁矿为自然金的主要载体矿物。方铅矿在矿石中呈细小粒状，脉状产出在黄铁

16、矿的裂缝中。少量的方铅矿产于脉石中，并与碲金矿关系密切。方铅矿为碲金矿的主要载体矿物。闪锌矿成不规则粒状及脉装产出在脉石中，由部分闪锌矿沿黄铁矿的裂缝充填。石英在矿石中为主要的脉石矿物，石英多以他形不规则粒状集合体产出，颗粒粗细不等。其颗粒间隙中多被碳酸盐，白云母等矿物充填。部分石英裂隙分布由自然金及金属矿物等。石英最大的粒度为0.6mm，最小为0.02mm，一般均在0.40.02mm之间。长石呈他形不规则状，粒状长条板状等产出在石英间隙中，其长石颗粒有碳酸盐及白云石和绢云母等矿物充填，粒度一般在0.10.02mm之间。（5）金矿物的相对含量该矿区两种金矿物以自然金为主（包括银金矿），其相对含

17、量为97.46%，碲金矿的含量为2.54%，见表1.1-5。 表1.1-5 金矿物相对含量统计表矿物自然金碲金矿合计相对含量97.46%2.54%100%（6）原矿金矿物的嵌布粒度及其共生关系该矿区矿石中自然金的粒度测定是采用光片与溶矿法相结合而得出自然金在各级别中的含量，在-0.053mm以下级别中是在显微镜下光片中得出的自然金的粒级含量。而0.053mm以上各级别中是用浮选原矿采用溶矿法得出自然金的粒级含量。通过上述两种方法，发现自然金的粒度较细，多以细粒金或以微细粒金嵌布在矿石中，粗粒金较少，详见表1.1-6。采用人工重砂晶淘洗及溶矿法富集，在双筒镜下，见到粗粒金，自然金的粒度最大为0.

18、250.15mm，碲金矿多以微细粒金嵌布在矿石中，见表1.1-7。表1.1-6 自然金在矿石中浸染粒度统计表级别（mm）0.3-0.0740.074-0.0740.053-0.0370.037-0.010.01-0.0050.005-0.0010.001含量（%）2.771.0611.7236.7236.1811.320.23表1.1-7 碲金矿在矿石中浸染粒度统计表级别（mm）0.01-0.0050.005-0.0010.001合计含量（%）45.4056.9717.63100自然金主要嵌布在黄铁矿及其裂缝中，占79.81%；呈其他状态产出者约占20%，所以本区黄铁矿为金的主要载体矿物，而碲

19、金矿主要嵌布在方铅矿中，占71.40%，见表1.1-8。表1.1-8 金矿物嵌布状态统计表状态自然金（%）碲金矿（%）备注包裹金黄铁矿43.78脉石8.763.18方铅矿0.2471.40其他矿物0.03裂缝金黄铁矿36.03脉石22.00.18其他矿物0.38粒间金黄铁矿，脉石5.66方铅矿，黄铁矿2.92454方铅矿，脉石20.7合计100100自然金在矿石中主要以圆粒状，椭圆粒状，麦粒状等产出，其次为叶片状，细脉状。自然金与黄铁矿极为密切，多产出在黄铁矿及其裂缝中，有少量的自然金产出在脉石中，多被脉石包裹，有极少的自然金呈细脉状与方铅矿呈连晶产于黄铁矿的裂缝中。碲金矿在矿石中呈现极细的点

20、滴状，细小粒状集合体产出在方铅矿中及其边部。由极少量的碲金矿与自然金呈连生体产于脉石的裂缝及方铅矿中。（7）原矿中金矿物的单体解粒度及其连生特性的研究原矿产品筛析分为六个级别。并分别在镜下进行了自然金单体解离度的考查，见表1.1-9。表1.1-9 原矿产品中自然金分布状态筛级(mm)产率(%)金品位(g/t)金属量(g)金属分布率(%)单体金(%）连生体金（%）备注au-gau-pyau-py-gau-gu-py1/31/81/31/81/81/80.1529.681.020.30312.942.230.1014.541.830.26611.361.411.500.0747.613.050.2

21、329.913.802.473.640.0562.903.960.1154.913.950.960.046.854.270.29212.471.809.630.830.21-0.0438.422.951.13348.4038.841.452.540.290.29合计1002.34199.9940.6414.8812.322.476.3012.663.73表中符号：au-自然金，py-黄铁矿，cu-黄铜矿，pb-方铅矿，g-脉石，1/3-分子为金矿物，分母为载体矿物。 从表10看出，自然金呈单体占40.64%，呈连生体占59.36%。金与黄铁矿和金与脉石构成成德连生体各1/2，由此看出，金的单体

22、是较低的。（8）矿石及其组成矿物的其它物理、化学、物理化学性质原矿最大粒度800mm，矿石硬度f=12，含水量2%，动堆积角25，矿石真密度2.74，堆密度1.6。1.2 原矿运输、精矿运输及尾矿处理1.2.1 原矿运输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推入破碎车间内的原矿仓。1.2.2 精矿运输本设计的最终精矿为金泥，定期将金泥送往金冶炼厂进行冶炼。1.2.3 尾矿处理本设计最终会产生浮选尾矿、氰化尾渣、和一部分废弃贫液。浮选尾矿由泵输送至尾矿库，浮选尾矿坝的溢流作为回水用泵输送至主厂房作为回水利用。氰化尾渣输由泵送至氰化尾矿库，等待技术成熟后，加以二次利用。由于氰

23、化物为剧毒物质，所以外排贫液以及氰化尾矿库溢流必须进行污水处理，拟采用碱氯法进行处理，主要消耗石灰和氯气，处理后氰根含量低于5mg/l。由于国家规定尾矿库必须单独设计，所以尾矿库的设计及尾矿处理不在本设计说明书之内。1.3 厂址选择依据厂址选择在平缓的山坡上，基本不占用农田。选矿厂的供水、排水和供电较方便。厂址距尾矿库较近，便于运输尾矿及尾矿回水利用。852 破碎流程设计2.1 选矿厂的规模偏岭镇金矿选矿厂日处理量为3000t，为较大型有色金属选矿厂。2.1.1 破碎车间工作制度的确定破碎车间的工作制度，采用连续工作制，全年工作365天。破碎车间全年设备运转330天，每天3班，每班运转5.5h

24、。2.1.2 设备年作业率的计算破碎车间的设备年作业率为破碎设备全年实际运转小时数与全年日历小时数之比，即： 破碎设备年作业率2.1.3 破碎车间生产能力的计算2.2 破碎流程的选择与计算2.2.1 破碎段数及各段破碎比的确定因破碎产物给入球磨机，根据参考文献中表5.2-3，并且本着多碎少磨的原则，确定最终破碎产品粒度，由矿石性质知给矿最大粒度。总破碎比 根据总破碎比值采用三段一闭路破碎流程。破碎筛分的流程图见图2.2-1。并初步拟定，第一段选用颚式破碎机，第二段选用标准圆锥破碎机，第三段选用短头圆锥破碎机。各段破碎比分配如下： 2.2.2 各段破碎产物最大粒度的计算 原矿1 粗碎2 中碎43

25、6c5 细碎7图2.2-1 破碎筛分流程图 2.2.3 各段破碎机排矿口宽度的计算开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按计算。闭路破碎机的排矿口宽度按计算。z值按参考文献中表5.2-6选取。 2.2.4 筛子的筛孔尺寸和筛分效率的确定预先检查筛分采用振动筛，其筛孔，筛分效率。2.2.5 各产物的矿量和产率的计算 由参考文献中图5.2-3和图5.2-5查取、得： 破碎筛分的数量流程图见图2.2-2。原矿 181.82；100.001 粗碎2 中碎 243.28；133.80 425.09；233.80436 181.82；100.00c 细碎57图2.2-2 破碎筛

26、分的数量流程图3 主厂房流程设计3.1 主厂房选别流程的确定根据矿石性质，并参考类似选矿厂的生产实践，确定主厂房的选矿工艺流程及药剂添加情况。主厂房工艺流程图见图3.1-1，药剂制度图参见附图1。3.2 主厂房工作制度及处理量的确定选矿厂主厂房各车间的工作制度，采用连续工作制，全年工作365天。磨矿浮选车间和氰化车间全年设备运转330天，每天3班，每班8小时，设备年作业率90.41%。主厂房各车间小时处理原矿量为：3.3 磨矿浮选数质量流程计算3.3.1 确定原始指标（1）磨矿分级系统由主厂房的小时处理量知。由参考文献中表5.2-9确定磨机合适的循环负荷 c=300%。（2）浮选系统计算成分c

27、=2，选别产物数，选别作业数，所以不包括原矿在内的必要而充分的原始指标数为。确定单元组成的指标数为：，。参考类似选矿厂的生产资料，选取如下原始指标： g/t； g/t； g/t； g/t； g/t； g/t； g/t； g/t； g/t； g/t； g/t； ；891112151314161710搅拌浮选尾矿2019222321242528262729303134363537393842433245444647484950545551525356脱药浓缩缓冲槽调浆槽脱水浓缩再磨系统回水缓冲槽回水缓冲槽二段洗涤氰化尾渣缓冲槽贵液池污泥脱氧空气锌粉置换贫液池浮选精矿1346572一段浸出一段洗涤3

28、340二段浸出1841净化过滤金泥外排贫液说明：、分别代表一段磨矿、一段分级、优先富集、粗选、一精选、一扫选、二精选、二扫选作业。再磨系统为连续两段闭路磨矿。图3.1-1 主厂房工艺流程图另外，g/t。3.3.2 磨矿分级流程计算 3.3.3 浮选流程计算（1）列平衡方程计算各产物的产率 （2）根据公式计算各产物的矿量 计算结果见附图1。（3）根据公式计算各产物的回收率 （4）根据公式计算未知产物的品位 3.3.4 数质量流程统计磨矿浮选的数质量流程图见附图2。3.4 磨矿浮选矿浆流程计算3.4.1 计算公式（1）按下式计算已知值的各作业和产物水量值 （2）按下式计算各作业和各产物的矿浆体积值

29、 （3）按下式计算未知产物的浓度 3.4.2 原始指标的确定对于许多作业来说，为保证生产操作的正常进行，必须保证适宜的作业浓度，如磨矿、浮选、螺旋分级机溢流的浓度等。另外，螺旋分级机的返砂、浮选精矿的含水量较为稳定，也应作为原始指标。根据参考文献中表5.5-1给出的某些作业和产物浓度范围并参考类似选矿厂的生产资料，确定浓度原始指标。在生产过程中，浮选精矿要加一定量的冲洗水，按参考文献表5.5-2给出的浮选作业泡沫精矿溜槽冲洗水定额确定每吨干矿补加水按计。 （1）浓度指标 （2）精矿冲洗水精矿冲洗水按每吨干矿计算。 3.4.3 计算产物水量（1）计算已知浓度产物的水量 （2）按平衡方程计算未知浓

30、度产物的水量 3.4.4 计算补加水量 其中，可以加入螺旋分级机溢流中，可由的水管补加，可由的水管补加，可由的水管补加。所以各个浮选作业处不需要设置补加水管。3.4.5 计算未知浓度 3.4.5 计算矿浆体积矿浆体积按公式计算，计算结果见附图1。3.4.6 磨矿浮选水量平衡验算原矿进入选别流程的水量：补加的总水量： 最终产物排出的总水量： 所以3.4.7 矿浆流程统计磨矿浮选的矿浆流程图见附图2。3.5 金氰化浸出流程的计算3.5.1 确定原始指标（1）再磨系统按照以上计算结果和类似选矿厂的生产资料，确定如下原始指标（表示计算级别-350目的百分含量）。 另外，两段磨机容积之比m=1，第二段磨

31、机按新生成计算级别的单位生产能力与第一段磨机按新生成计算级别的单位生产能力之比k=0.80 ，取两段磨机的循环负荷，。（2）氰化系统氰化工艺流程中各产物应标明的指标为：固体含金品位；液体含金品位；矿浆浓度c（%）；固体液体含金量、；氰化矿量 和液体量，以及固体和液体中的回收率（%）、（%）。根据类似选矿厂的实际生产资料，确定如下原始指标： 3.5.2 计算条件根据参考文献中第169页确定下列计算条件。（1）在没有加入氰化物以前，给入一段浸出作业的矿浆中，液体不含金，即。（2）洗涤作业的各层浓密机给矿量与排矿量相等，则：（3）给入各段浸出槽的矿浆浓度与浸出槽排出的矿浆浓度相等，则：（4）多层浓密

32、机的溢流，贫液中所含固体极少，可以忽略不计，则： （5）在二层浓密机的上下两层中，同一层的溢流和排矿中液体含金品位相同，则： （6）多层浓密机内，固体金不再继续溶解，已溶金也不发生沉淀，则： （7）同一液体，分别进入流程中的不同地点，其液体含金品位不变，则： 3.5.3 计算中用到的平衡条件（1）浸出前后含金量平衡（2）洗涤前后液体量和液体含金量平衡（3）各段洗涤的下层液体量和液体含金量平衡3.5.4 再磨系统流程计算（1）计算各个产物的矿量和产率首先按参考文献中公式5.2-1计算24中的-350目含量： （2）计算已知浓度的产物的水量 （3）计算补加水量调浆槽中补加水（4）计算未知浓度的产物

33、水量 （5）计算未知浓度 3.5.5 氰化浸出系统流程计算（1）根据已知浓度计算相关产物的液体量 （2）计算已知固体含金品位的产物的固体含金量 （3）根据平衡条件计算相关液体量和液体含金量根据第一段浸出前后含金量平衡得： 根据第二段浸出前后含金量平衡得： 根据第二段洗涤前后液体量平衡得： 根据第二段洗涤前后液体含金量平衡得： 根据第二段洗涤下层液体量和液体含金量平衡得： 根据第一段洗涤前后液体量平衡得： 根据第一段洗涤前后液体含金量平衡得：根据第一段洗涤下层液体量和液体含金量平衡得： （4） 置换作业计算49、51可以不用考虑，48、50的成分与36可以认为一致，则： （5）计算未知的液体品位

34、 （6）计算未知产物浓度 （7）按公式计算各个产物中固体和液体中金的回收率计算结果见附图3。（8）浸出指标的计算第一段的作业浸出率第二段的作业浸出率总浸出率（9）洗涤指标的计算第一段的作业洗涤率第二段的作业洗涤率总洗涤率（10）置换指标的计算作业置换率总置换率（11）总回收率的计算3.5.6 氰化流程水量平衡验算原矿进入选别流程的水量：补加的总水量：最终产物排出的总水量： 所以3.5.7 氰化流程统计氰化厂的数质量矿浆流程见附图3。3.5.8 主厂房水量平衡验算原矿进入选别流程的水量：补加的总水量： 主厂房的总排水量： 所以3.5.8 主厂房总排水量主厂房的总排水量：3.5.9 主厂房工艺过程

35、耗水量主厂房的工艺耗水量：3.5.10 主厂房单位耗水量上述计算只考虑工艺过程的用水量，其它用水量没有计算在内，如冲刷地板、冲洗设备、冷却设备等用水，这些水量按工艺过程用水量的10%计算。所以选矿厂的总耗水量为：处理一吨矿的耗水量：3.5.11 主厂房新补加水量如果选矿厂利用回水，回水量为：则需要补加的新水量为：4 主要设备设计4.1 破碎设备的选择与计算4.1.1 计算所用公式（1）开路破碎计算所用公式开路破碎时，处理量按参考文献中公式6.2-1计算： 式中 q设计条件下破碎机处理量，t/h ； 矿石硬度修正系数，由参考文献中表6.2-1查取； 矿石密度修正系数，； 矿石松散密度， ； 给矿

36、粒度修正系数，由参考文献中表6.2-1查取； 水分修正系数，由参考文献中表6.2-1查取； 标准条件下（中硬矿石，松散密度1.6）开路破碎时处理量，t/h，当采用普通型颚式、圆锥破碎机时，； 单位排矿口宽度处理量，由参考文献中表6.2-2查取； 破碎机排矿口宽度，mm。（2）闭路破碎计算所用公式闭路破碎时，处理量按参考文献中式6.2-2计算： 式中 闭路破碎时，破碎机的处理量，t/h ； 闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.31.4； 、同上式。4.1.2 粗碎设备的选择与计算（1）粗碎设备型号的选择粗碎设备采用颚式破碎机，根据原矿最大粒度和颚式破碎机的排矿口宽度，查参考文献中附表1选

37、用颚式破碎机的型号为：方案a：pj12001500，其进料口长宽=1500mm1200mm；方案b：pj15002100，其进料口长宽=2100mm1500mm。（2）颚式破碎机处理量的计算颚式破碎机为开路破碎，处理量按公式计算。方案a：pj12001500，其进料口长宽=1500mm1200mm =1.13 =150mm =1.90 破碎机台数 破碎机负荷 方案b：pj15002100，其进料口长宽=2100mm1500mm =1.27 =150mm =2.70 破碎机台数 破碎机负荷 （3）方案比较颚式破碎机设备方案比较见表4.1-1。表4.1-1 颚式破碎机设备方案比较表编号型号规格台数

38、总功率（kw) 总价值（万元）总质量(t)负荷率（%）结论apj12001500116090110.3851.17优bpj150021001250110187.6532.22劣经比较，选用方案 a。理由 ：方案 a总功率小，总价值低，总质量低，负荷也比较合适。4.1.2 中碎设备的选择与计算（1）中碎设备型号的选择中碎设备采用标准圆锥破碎机，根据一段破碎产物的最大粒度和标准圆锥破碎机的排矿口宽度，查参考文献中附表3选用标准圆锥破碎机的型号为：方案a：pyy1750/285，其进料口宽度为285mm；方案b：pyy2200/350，其进料口宽度为350mm；方案c：pyb2200，其进料口宽度为

39、350mm。（2）标准圆锥破碎机处理量的计算标准圆锥破碎机为开路破碎，处理量按公式计算。方案a：pyy1750/285，其进料口宽度为285mm =0.96 =34mm =8.15 破碎机台数 破碎机负荷 方案b：pyy2200/350，其进料口宽度为350mm =1.11 =34mm =16.00 破碎机台数 破碎机负荷 方案c：pyb2200，其进料口宽度为350mm =1.11 =34mm =14.50 破碎机台数 破碎机负荷 （3）方案比较标准圆锥破碎机设备方案比较见表4.1-2。表4.1-2 标准圆锥破碎机设备方案比较表编号型号规格台数总功率（kw)总价值（万元）总质量(t)负荷率（

40、%）结论apyy1750/285115512037.8262.27优bpyy2200/350128015074.527.27劣cpyb-220012601308430.09劣经比较，选用方案 a。理由 ：方案 a总功率小，总价值低，总质量低，负荷也比较合适。4.1.3 细碎设备的选择与计算（1）细碎设备型号的选择细碎设备采用短头圆锥破碎机，根据二段破碎产物的最大粒度和短头圆锥破碎机的排矿口宽度，查参考文献中附表3可选用的短头圆锥破碎机的型号为：方案a：pyy1200/80，其进料口宽度为80mm；方案b：pyy1750/100，其进料口宽度为100mm；方案c：pyy2200/130，其进料口

41、宽度为130mm；方案d：py d -1750，其进料口宽度为100mm；方案e：py d- 2200，其进料口宽度为130mm。（2）短头圆锥破碎机处理量的计算短头圆锥破碎机为闭路破碎，处理量按公式计算。方案a：pyy1200/80，其进料口宽度为80mm =0.99 =8mm =6.70 破碎机台数 破碎机负荷 方案b：pyy1750/100，其进料口宽度为100mm =1.15 =8mm =14.00 破碎机台数 破碎机负荷 方案c：pyy2200/130，其进料口宽度为130mm =1.30 =8mm =25.00 破碎机台数 破碎机负荷 方案d：py d -1750，其进料口宽度为1

42、00mm =1.15 =8mm =14.00 破碎机台数 破碎机负荷 方案e：py d- 2200，其进料口宽度为130mm =1.30 =8mm =24.00 破碎机台数 破碎机负荷 （3）方案比较标准圆锥破碎机设备方案比较见表4.1-3。表4.1-3 短头圆锥破碎机设备方案比较表编号型号规格台数总功率(kw) 总价值（万元）总质量(t)负荷率（%）结论apyy1200/8043808070.480.35 劣bpyy1750/100231012071.266.04 中cpyy2200/130128015073.465.43 优dpyd-175023108010166.04 中epyd-220

43、012801308568.16 中经比较，选用方案c。理由 ：方案c设备台数少，总功率小，总价值虽比方案e高，但液压圆锥破碎机易于实现过铁保护和自动调节，重量及外形尺寸较小，负荷较高，利用率高。4.2 筛分设备的选择与计算4.2.1 计算所用公式振动筛的处理量由参考文献中式6.2-1计算： 需要的振动筛总面积由参考文献中式6.2-2计算： 式中 振动筛的处理量，t/h；需要的振动筛总面积，； 振动筛总给矿量 ，=425.09t/h； 有效筛分面积系数，单层筛取=0.85；单位筛分面积容积处理量，由参考文献中表6.3-2查取得=20.1； 矿石松散密度，=1.60；影响因素修正系数，由参考文献中

44、表6.3-3查取。给料中小于筛孔尺寸之半的颗粒含量为 式中和分别由参考文献中图5.2-3和图5.2-5查取，=0.17，=0.29。所以 给料中大于筛孔尺寸的颗粒含量为 所以 =0.68 =1.18 =1.87 =1.0=1.0 =1.0 =1.0 与筛子类型有关4.2.2 振动筛方案拟定（1）振动筛型号的选择圆振动筛适用于大块和中细粒物料散状物料筛分；结构、振动参数合理；处理量大、筛分效率高、应用广泛。本设计选矿厂筛子的小时处理量较大，故选择处理量较大的圆振动筛。根据预先及检查筛分的最大给料粒度为65mm，筛孔尺寸为12mm，处理量为425.09t/h，查参考文献中附表7可选择的圆振动筛的类型有：方案a：ya2160圆振动筛；方案b：yah2448圆振动筛；方案c：ya2460圆振动筛。（2）振动筛处理量的计算方案a：ya2160圆振动筛=0.72 a=13 最少台数 负荷率 方案b：yah2448圆振动筛=0.71 a=10 最少台数 负荷率 方案c：ya24