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文档简介
1、柿竹园多金属矿选厂设计说明书目录第 1 章 总论 错误!未定义书签1.1 项目提要 错误!未定义书签1.2 结论与建议 错误!未定义书签1.3 编制依据 错误!未定义书签第 2 章 项目建设背景与必要性 错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签2.1 项目由来 2.2 项目建设的必要性 第 3 章 市场或需求预测 3.1 国际、国内市场 错误!未定义书签3.2 本地市场 错误!未定义书签3.3 项目产品市场预测 错误!未定义书签3.4 市场风险预测与对策 错误!未定义书签第 4 章 项目承担单位情况 错误!未定义书签4.1 承担单位基本情况 错误!未定义书签4.2 主要
2、业务范围和业务能力 错误!未定义书签4.3 人员及其构成 错误!未定义书签4.4 现有基础条件 错误!未定义书签4.5 资产与财务状况 错误!未定义书签4.6 技术依托单位情况 错误!未定义书签第 5 章 建设规模与产品方案 错误!未定义书签5.1 建设规模 错误!未定义书签5.2 产品方案 错误!未定义书签第 6 章 项目选址与建设条件 错误!未定义书签6.1 项目选址原则、依据与要求 错误!未定义书签6.2 项目建设总用地规模及地点 错误!未定义书签6.3 建设条件分析 错误!未定义书签第 7 章 工艺技术方案和设备选型 错误!未定义书签7.1 工艺技术方案 错误!未定义书签7.2 设备选
3、型 错误!未定义书签第 8 章 项目建设方案与建设内容 错误!未定义书签8.1 项目建设的指导思想与原则 错误!未定义书签8.2 项目建设目标 错误!未定义书签8.3 项目建设总体规划布局 错误!未定义书签8.4 建设内容 错误!未定义书签第 9 章 环境保护与安全生产 错误!未定义书签9.1 环境保护 错误!未定义书签9.2 安全生产 错误!未定义书签第 10 章 组织管理与实施进度 错误!未定义书签10.1 项目实施组织管理 错误!未定义书签10.2 项目建成后的运行管理 错误!未定义书签10.3 项目实施进度 错误!未定义书签第 11 章 投资估算与资金来源 错误!未定义书签11.1 投
4、资估算 错误!未定义书签11.2 资金来源 错误!未定义书签11.3 资金使用计划 错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签第 12 章 效益分析 12.1 经济效益 12.2 社会效益 错误!未定义书签12.3 生态效益 错误!未定义书签第 13 章 招标方案 错误!未定义书签13.1 项目招标管理 错误!未定义书签13.2 招标依据 错误!未定义书签13.3 招标范围 错误!未定义书签13.4 招标组织形式 错误!未定义书签第 14 章 结论和建议 错误!未定义书签14.1 综合评价 错误!未定义书签14.2 结论 错误!未定义书签14.3 存在问题与建议 . 错误!未定义书签江西
5、理工大学2011届本科生毕业设计第一章概论1.1矿山地理位置与交通柿竹园多金属矿位于湖南省郴州市苏仙区境内,西北距郴州市 20公里。矿 区拥有土地面积15平方公里,采矿面积35平方公里,拥有国家公路与郴州市相 连,大宗货物可通过湄桥转运站转运,由京广铁路通往全国各地, 对外交通十分 便利。1.2厂区气候柿竹园矿区位于亚热带气候带中,厂区冬季长,而春、夏、秋季短。冬春两 季盛行偏北的大陆季风,多冷空气活动;夏秋两季盛行偏南风的热带海洋性湿润 季风,呈现出冬冷夏热,春秋雨水多,夏季暑热期长的气候特征。春季气候最显著的特征是开春早, 气温回升快,降水丰沛,多阴雨及冰雹大 风,降水占全年降水的37.3
6、%,日照时数220与290小时之间。夏季气候炎热, 易发生干旱,也易出现暴雨洪涝,由于平均海拔高度在400米以上,透出凉爽的 特点。秋季主要是秋高气爽天气为主,日照强,降水少,晴日多,易发生秋旱。 少数年份秋雨绵绵,冬季气候的特征是少严寒,雨雪少。1.3厂区经济情况湖南柿竹园有色金属有限责任公司是湖南省国资委的监管企业, 湖南有色金 属控股集团的核心企业,湖南有色金属股份有限公司控股子公司,是一个集采矿、 选矿、冶炼为一体的国有大型矿山企业。公司十分重视发挥技术先导作用, 通过国家“七五”、“八五”、“九五” 连续十五年的技术攻关,取得采矿、 选矿和冶炼科研技术成果,极大的提升了选 矿回收率和
7、资源综合利用率。与此同时,在新产品开发和研究也取得了不断的进 步,产品由单一化向多元化发展,由初级产品向精深加工方向发展, 公司以成为 最大的钨精矿、铋精矿及铋锭的生产基地。长期以来,公司依托资源优势,认真 落实科学发展观,以建立现代化企业制度为目标,不断完善战略运营管理模式, 积极拓展国内、国外两个市场,加强对外贸易和经济技术合作, 使企业走上了良 性发展的轨道。产业基础日益完善,产品结构日趋合理,经济实力不断加强。形 成了年采选生产能力150余万吨,年冶炼能力6000吨,拥有固定资产10亿元, 净资产4亿元,年销售收入5亿元的规模效益生产企业。公司现有在册职工3100 多人,其中工程技术管
8、理人员 311人,具有中高级技术职称人员217人。1.4采矿方法采用分段凿岩,阶段崩矿矿房采矿法,矿房采空后用碎石一次充填,为确保 后期露天安全分期开采开拓方式采用平窿溜井无轨斜基开拓, 主平窿口标高380m,主溜井标高 自380m至 490m标高,井深110m井径4m,副溜井标高自490m至550m标高,直 径2m,无轨斜巷自490m标高至558m标高。1.5厂址选择本设计选厂厂址在柿竹园东坡区,地貌属丘陵地区,附近山峦叠嶂,相差高 度较大,山坡在山顶部较陡,半山以下较缓,坡度适合选厂布置,地形坡度为 18°左右,工程地质较好,建厂区植物层可种植植物外, 其他各土层均可作为建 筑物
9、的天然地基,没有大的拆裂。50第二章矿石性质2.1矿石类型柿竹园多金属矿是以钨、铋为主,伴生有钼、萤石、石榴石、铁(磁铁矿、 磁黄铁矿)的多金属矿床。钨矿物主要有白钨矿、黑钨矿、假象半假象白钨矿和 钨华;铋矿物有辉铋矿、自然铋、铋华和斜方辉铅铋矿;钼有辉钼矿和钼华。其 他金属矿物有黄铁矿、磁铁矿、磁黄铁矿、锡石、黄铜矿等。非金属矿物有萤石、 石榴石、方解石、石英、角闪石、绿泥石和云母等。矿石中有用矿物种类多、嵌 布粒度细、共生关系复杂。黑钨矿和白钨矿共生,白钨矿和含钙的萤石、方解石 和石榴石共生,有用矿物需要细磨才能单体解离。根据矿体的产状、矿石特点及岩石类型,矿体分为I、U、川和W四个矿带,
10、 各带之间没有明显的界限,多呈渐变过渡状态, 其中川矿带是富矿带,是矿山前 期生产和科研主要对象。柿竹园多金属矿为特大型接触交代矽卡岩矿床, 工业类型属云英岩 矽卡 岩复合型钨钼铋多金属矿床。矿体赋存于花岗岩与中、上泥盆统灰岩接触带附近 的矽卡岩、大理岩中。本设计的对象即川矿带富矿段产于正接触带下部紧贴花岗岩一侧的云英岩 网脉一一矽卡岩中。矿石结构有自形一一半自形粒状、交代假象、交代残余、溶蚀、固液体分离、 压碎等;矿石构造中主要有浸染状、网状、条带状、块状等。2.2矿石工艺矿物学特性柿竹园多金属矿川矿带富矿段矿石中主要金属矿物为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿和辉铋矿,次为锡石、磁铁矿、黄铁矿和少量钽
11、、铌、铍等,主要非金属矿物 为萤石、石榴子石、透辉石、石英和云母等,其次为长石、绿泥石、方解石和电 气石等。石榴子石和透辉石为矽卡岩矿石的主要造岩矿物,石英和云母为云英岩石的 主要造岩矿物。川矿带富矿段矿样多元素化学分析见表2-1,主要矿物组成分析结果见表2-2。表2-1矿样多元素化学分析成份WOMoBiSnCuPbZnS含量,0.180.0310.110.110.0350.0360.0440.83成份FeMnAsPAg*Au*总炭烧失量含量,8.240.700.00250.0238.170.011.045.81成份SiO2Al 2OCaOMgOK2ONstOCaFz含量,34.3410.70
12、26.231.091.490.3221.24* Au、Ag 为 g/t。表2-2原矿中主要矿物组成分析金属矿物含量,%脉石矿物含量,%黑钨矿0.06石英15.0白钨矿0.15钾长石3.5辉钼矿0.047斜长石4.7辉铋矿0.07白云母、绢云母7.6自然铋0.013绿泥石6.4辉铅铋矿*0.05绿帘石5.4方铅矿0.02铁铝榴石5.6黄铜矿0.10钙铁榴石4.2闪锌矿0.07黑云母2.0黄铁矿0.90黄玉4.0磁黄铁矿0.60闪石、辉石3.0磁铁矿3.20萤石21.24褐铁矿0.30方解石6.3锡石0.10白云石3.2独居石*0.32其它*1.86合计6.0094.0*注:辉铅铋矿包括各种铅、
13、铋的矿物;独居石还包括褐帘石、 氟碳酸铈镧矿、金红石、 铌板钛矿、锆石、黑稀金矿、硅酸钍矿、沥青铀矿等;其它脉石矿物包括粘土矿物、矽灰 石、磷灰石等。2.3设计原始指标原矿品位:Mo:0.08% Bi:0.12%精矿品位:Mo:43% Bi:20% Bi:25.34%矿石真比重:S =3.14t/m3含水含泥:小于4%矿石硬度:78,中硬矿石原矿最大给矿粒度:Dma>=550mm最终破碎产物粒度:dma>=10mm第三章工艺流程的选择和计算3.1选矿厂工作制度和处理量的确定3.1.1选矿厂工作制度的确定破碎车间:一般应和采矿工作制度一致,有连续工作制度及间断工作制度之 分,此次设计
14、采用每天三班,每班六小时的工作制度。磨矿与浮选车间:采用连续工作制度,即每天三班,每班八小时。精矿脱水车间:一般和主厂房一致,若精矿量很少,可采用间断工作制度。 此设计采用与主厂房一致的工作制度,即每天三班,每班八小时。综上,选厂的工作制度如表3-1所示:表3-1选厂工作制度车间:工作制度:破碎车间每天3班,每班6小时磨浮车间每天3班,每班8小时脱水车间每天3班,每班8小时3.1.2处理量的计算已知此设计的选矿厂规模是 3000t/d,即日处理量Qd=3000t/d。小时处理量:破碎车间:Q1=Q/t 1=3000/ (3X 6) =166.7 (t/h )磨浮:Q2=Q/t 2=3000/(
15、3 X 8)=125 (t/h )脱水车间:Q3=Q/t 3=3000/(3 X 8)=125 (t/h )3.2破碎流程的选择和计算3.2.1破碎流程的选择3.2.1.1破碎段数的确定总破碎比:S=Dma>/d max=550mm/10mm=55米用两段破碎难以达到此破碎比,因此在此设计中米用三段破碎流程,参考选 矿厂设计表4-3,定各段破碎比如下:粗碎:Si=3中碎:S2=3.5细碎:S=5.243.2.1.2预先筛分的必要性矿石硬度为7-8,中硬矿石,原矿中细粒物料含量较少,无需设置预先筛分。3.2.1.3检查筛分的必要性在破碎机的排矿中都含有小于排矿口宽度的产物和大于排矿口宽度的
16、产物,此设置检查筛分是必要的。另外,矿石含水含泥小于4%无需洗矿,无需手选。综上,采用如图 3-1所 示的破碎流程:原矿1Q粗碎5图3-1破碎流程图3.2.2破碎流程的计算3.2.2.1破碎车间小时处理量。Q=Qt=3000/(3X 6) =166.7 (t/h )3.2.2.2总破碎比S=D/d=550/10=553.2.2.3各段破碎比粗碎:S=3 中碎:S2=3.5细碎:S=5.243.2.2.4各段破碎产物最大粒度d2=DnaJS1 =550mm/3=183.3mmd3=cb/S 2=183.3mm/3.5=52.4mmd5=d*S3=52.4mm/5.24=10mm3.2.2.5计算
17、各段破碎机排矿口宽度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,初步确定粗碎采用颚式破碎机,中碎采用标准型圆锥破碎机,细碎采用短头型圆锥破碎机, 各段排矿口宽度如下:e2=cb/Z 诚=183.3/1.6=114.58( mr) 取 e2=115mmea=da/Z 2max=52.4/1.9=27.57 (mrj)取 ea=26mme7由筛分工作制度确定,此设计选择等值筛分工作制度,e7=0.8 Xd5=8 (mm 取 e?=8mm322.6确定筛子筛孔尺寸及筛分效率采用等值筛分工作制度,筛孔尺寸:a=1.3d5=13mm e7=0.8d 5=8mm 筛分效率:E=60%322.7
18、计算各产物的产率和重量粗碎和中碎:Q=Q=Q=166.7t/h丫 1= 丫 2= 丫 3=100%细碎:Q=Q=166.7t/h丫 5=100%根据物料平衡关系,可列出下关系式:Q=(Q3 J3 +Q7 j3)E3J3 产物3中小于13mm的粒级含量,筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值 Z3=a/ea=13/26=0.5,查图 4-6 , J3=32%7J3 产物3中小于13mm的粒级含量,筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值 Zz=a/e7=13/8=1.625,查图 4-9, 了'=75%16670.6-166.7 0.320.75-299.32(t/h)丫 7=Q/Q1=179
19、.56% Q 6=Q=299.32t/h丫 6= 丫 7=179.56%综上,计算结果如表3-2所示:表3-2破碎流程数据产品产率丫( %产量Q (t/h )1100166.72100166.73100166.74279.56466.025100166.76179.56299.327179.56299.323.3磨矿流程的选择和计算3.3.1磨矿流程的选择磨矿段数的确定:当磨矿细度不超过 72%、于0.074mm时,采用一段磨矿;若磨矿细度要求7285%、于0.074mm甚至更高时,采用两段磨矿,此设计磨矿细度为-200目90%米用两段磨矿。预先分级的必要性当给矿中合格粒级含量不小于1415%
20、寸,需设置预先分级,此处原矿为中 硬矿石,破碎产品最终粒度为10mm -200目占10%无需预先分级检查分级的必要性为使磨矿最终产品符合选别要求, 需要设置检查分级。对于初磨的产品,其 细度高于15%同样设置检查分级。综上,采用如图3-2所示的两段全闭路磨矿流程:图3-2磨矿流程图图3-3磨矿流程图展开形式3.3.2磨矿流程的计算计算原始资料:磨矿车间处理量:Q=3000t/d=125t/h磨矿产品细度:-200目(-0.074mm)占90%最适合的循环负荷:初磨:Ci=300%细磨:C2=3OO%磨矿机给矿、分级机返砂、分级机溢流中计算级别 (-200目)的含量:最初给矿,中等可碎性矿石,给
21、矿粒度10mm查选矿厂设计表 4-8有:B i=10%分级机溢流:B 7=90%查选矿厂设计表4-10 ,分级机返砂:B 8=13%两段磨机的生产能力比值:k=q2/q 1=0.80.85,取k=0.83两段磨机的容积之比值m这里为两段全闭路磨矿,m=1计算:将磨矿流程展开,如图3-3所示:一段磨矿:Q=Q=Q=125 (t/h )Q=CQ=300%< 125=375 ( t/h )Q=Q=Q+Q=125+375=500( t/h )两段磨矿:Q=Q=Q=125(t/h)B 4=B 计(B 7- B 1)/(1+km)=10+(90- 10)/(1+0.83 x 1)=53.72(%)查
22、选矿厂设计表 4-10有:B 5=6%Q7 =Q( B 4- B 8)/( B 7- B 8)=125 x (53.72-13)/(90-13)=66.10(t/h)Q7 =Q8 =Q- Q7 =125-66.10=58.90(t/h)Q8 =CQ8 =300%X 58.90=176.7(t/h)FfFQ=Q=Q8+Q8 =58.9+176.7=235.6(t/h)Q=Q+Q=125+235.6=360.6(t/h)丫1 = 丫 4=丫 7=100%丫 3=丫 2=400% 丫 5=300% 丫 6=289%Y 8= Y 9=189%B 6=(Y 7 B7+丫8 B 8)/Y 6=39.64%
23、B 9=(丫 6 B6- 丫4直 4)/丫 9=32.20%B 3=(丫 4B4+丫5 B 5)/丫 3=17.93%B 2=(丫 1B1+丫5 B 5)/丫 2=7%综上,最终计算结果见如表3-3所示。3.4选别流程的选择和计算3.4.1选别流程的选择根据相关选矿试验及参观现场相关流程资料,确定对本设计的钼铋采用图3-4所示的选别流程,图示选别作业均为浮选。表3-3磨矿流程数据计算级别:-200 目( -0.074mm)产品产量Q(t/h)产率丫( %计算级别含量 3 (%112510010.0025004007.00350040017.93412510053.7253753006.0063
24、60.628939.64712510090.008235.618913.009235.618932.20图3-4选别流程图3.4.2选别流程的计算3.4.2.1计算原始指标数的确定表3-4选别原始指标产品:铋品味3(%钼品位3 ' (%产品:铋品味3 (%钼品位3 ' (%10.120.08353.9635.283.43360.24340.05372.21710.367.68382.260.01181.26390.01890.460.09426.350.012100.04430.86111511.35440.680.010121.53450.015130.180.054612.
25、480.012140.03471.28178.2816.64480.280.0121816.85490.012215.3621.265116.520.0112212.65522.46233.253.515520.320.0122418.23568.29263.2828.48576.250.011279.53580.85286.741.295925.340.01129206010.86311.2733.27612.370.012327.88620.032340.5637.02产品:铋品味3(%钼品位3 ' (%产品:铋品味3 (%钼品位3 ' (%注:表格中产品1的数据为已知的给
26、矿指标,不计入原始指标的范畴N=C(np-a p)C计算成分,C=1+e=1+2=3 e参与流程计算的金属种类数,e=2; np流程中的选别产物数,np= (5+8+5+5 X 2=46;ap流程中的作业数,ap=23;M=3X( 46-23)=69。3.4.2.2原始指标数的分配M=NY +2 +Nr +N+NNy Wn p-a p=23 N b w 2(n p-a p)Ne< 23 N e'W 23 N bW 46 N b'W 46Ny+Np +Nt w 46 N y +N? '+2' W 46 综上所述条件,及该设计具体情况,确定如表3-4所示的原始
27、指标。342.3计算过程a. 利用所定的原始指标,根据产率平衡及产品中的金属量的平衡,计算各产品的产率丫,并通过对产率进行校核求得各混合产物的产率;b. 计算产品中混合产物的铋的品位 B ;c. 计算产品中未知的钼的品位 B 'd. 按公式:n二心计算各产物中钼和铋的回收率,并进行校核;ae. 按公式Qn =Q!n计算各产物的产品质量。计算结果,如表3-5所示。表3-5选别流程数据产品:产率丫(%铋品味b(%铋回收率£(%钼品位B' (%钼回收率£ '(%产量Q(t/h )1100.0000.12100.000.08100.000125.002106
28、.3020.15133.850.081108.261132.8832.0555.2890.413.4388.1022.574104.2480.0543.440.01520.159130.3152.3714.7894.443.06690.8502.966111.3470.0654.090.01824.597139.1870.91710.3679.187.6888.0441.1581.4541.2615.260.1542.8061.8294.8490.4618.590.095.4556.0610106.4990.0435.500.01419.142133.12110.6011575.1511.35
29、85.2960.75120.3161.534.030.6962.7480.39137.1000.1810.650.054.4378.871499.3990.0324.850.01214.704124.25150.98613.09107.567.97098.2251.2316101.3460.0437.450.01214.959126.68170.4338.2829.8416.6489.9660.54180.55316.8577.721.1948.2600.69190.6208.6644.7612.71998.6330.78200.62315.7381.601.2059.3760.78210.3
30、405.3615.1721.2690.2700.42220.28112.6529.592.3838.3630.35230.1043.252.823.514.5670.13240.51918.2378.790.7424.8090.65250.4415.9421.8517.92898.9030.55260.2533.286.9328.4890.2360.32270.1889.5314.923.6918.6680.23280.0696.743.891.291.1160.09290.4492074.900.6573.6930.56300.3143.418.9224.69596.8850.39310.2
31、121.272.2533.2788.2520.27320.1027.886.686.7948.6330.13330.2451.402.8630.07692.2320.31340.1850.560.8637.0285.5820.23350.0603.961.998.8096.6490.08360.1520.20.254381.6030.19370.0332.210.619.6123.9800.04381.1912.2622.430.0110.1641.4939100.1550.01815.020.01214.795125.19401.3652.1424.280.0110.1901.7141101
32、.2790.0217.650.01214.964126.60420.3176.3516.770.0120.0480.40431.0480.867.510.0110.1421.31440.9000.685.100.0100.1121.1245100.3790.01512.550.01214.851125.47460.14412.4814.920.0120.0220.18470.1741.281.850.0120.0260.22481.1240.282.620.0120.1691.404999.2550.0129.930.01214.683124.07500.26610.1922.580.0120
33、.0380.33510.14616.5220.130.0110.0200.18520.1202.462.450.0120.0180.15530.18415.3723.520.0120.0270.23540.1592.443.230.0120.0240.20550.10820.3218.290.0120.0160.14560.0768.295.230.0110.0100.09570.0476.252.430.0110.0060.06580.1120.850.790.0130.0180.14590.07125.3414.900.0110.0100.09600.03710.863.390.0140.
34、0070.05610.0392.370.780.0120.0060.05620.0730.0320.020.0130.0120.09产品:产率丫铋品味3铋回收率£P钼品位钼回收率£ '产量Q(%(%(%3' (%(%(t/h )3.5矿浆流程的计算3.5.1磨矿矿浆流程的计算3.5.1.1 确定浓度Cn必须保证的浓度:一段磨矿作业浓度:G=70%二段磨矿作业浓度:Cm=75%分级溢流浓度:C4=5O% C 7=30%不可调节的浓度:原矿浓度:G=97% (原矿水分:3%)分级返砂(沉砂)浓度:C5=8O% Cs=75%3.5.1.2计算过程:a.按公式R,1
35、00 -CnCn计算液固比R;b. 按公式Wn =QnRn计算各作业及产品的水量;C.按公式Ln乍业八W,计算补加水;d. 计算未知的作业浓度;e. 按公式VQn(Rn 1A )计算矿浆体积计算结果如表3-6所示:表3-6磨矿矿浆流程数据产品(作业)矿量Q(t/h )浓度C(%液固比R水量W(t/h)补加水L3(m/h )矿浆量V3(m/h)1125970.0313.8743.673500700.429214.29373.524125501.000125.00164.815375800.25093.75213.187125302.333291.67331.488235.6750.33378.5
36、3153.579235.6750.33378.53153.57一段磨矿500700.429214.29116.67373.52二段磨矿235.6750.33378.530.00153.57一次分级50069.570.438218.754.46377.99二次分级360.649.341.027370.20166.67485.043.5.2选别矿浆流程的计算3.5.2.1钼铋等浮矿浆流程的计算3.5.2.1.1 确定浓度Cn必须保证的作业浓度:粗选作业浓度:C =29%精选作业浓度:Q=20% C k2=20%不可调节的选别精矿浓度:粗选精矿浓度:G=45%精选精矿浓度:G=43% C 11=43
37、%扫选精矿浓度:C9=35% C 13=35%3.5.2.1.2 计算过程:a.按公式R,100 -CnCn计算液固比R;b. 按公式Wn二QnRn计算各作业及产品的水量;c. 根据水量平衡,计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量;d. 按公式G.舛)计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓 度;e. 按公式R=WQn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比;f. 按公式Ln二W乍业八W,计算补加水;g. 按公式Vn=Qn(Rn 1/' )计算矿浆体积。3.5.2.2钼铋分离矿浆流程的计算3.5.2.2.1 确定浓度Cn必须保证的作业浓度:粗选作业浓度:C =28%精选作业浓度:Q=25%
38、C k2=25% C k3=25% C k4=25% C k5=25%不可调节的选别精矿浓度:粗选精矿浓度:C7=45%精选精矿浓度:Q=40% C 26=40% C 31=40% C 34=40% C 36=40%扫选精矿浓度:C23=32% C 28=32%3.522.2 计算过程:a.按公式R =100-CnCn计算液固比R;b. 按公式Wn二QnRn计算各作业及产品的水量;c. 根据水量平衡,计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量;d. 按公式6.g)计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓 度;e. 按公式R=WQn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比;f. 按公式Ln二W乍业八W,计
39、算补加水;g. 按公式V=Qn(Rn 1A )计算矿浆体积。3.5.2.3铋硫混浮矿浆流程的计算3.5.2.3.1 确定浓度Cn必须保证的作业浓度:粗选作业浓度:C =28%精选作业浓度:Q=23% C k2=23%不可调节的选别精矿浓度:粗选精矿浓度:Q=45%精选精矿浓度:0=42% C 46=42%扫选精矿浓度:6=33% C 48=33%3.5.2.3.2 计算过程:a.按公式R,100 -CnCn计算液固比b.按公式WQnRn计算各作业及产品的水量;c. 根据水量平衡,计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量;d. 按公式Cn =Qn(Qn .W)计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓
40、 度;e. 按公式R=WQn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比;f. 按公式Ln二W乍业舛计算补加水;g. 按公式Vn =Qn(Rn 八)计算矿浆体积。3.5.2.4铋硫混浮矿浆流程的计算3.5.2.4.1 确定浓度G必须保证的作业浓度:粗选作业浓度:C =25%精选作业浓度:Gi=22% C k2=22%不可调节的选别精矿浓度:粗选精矿浓度:Gi=30%精选精矿浓度:C55=33% C 59=33%扫选精矿浓度:C57=30% C 61=30%3.524.2 计算过程:a.按公式“罟计算液固比住b.按公式Wn二QnRn计算各作业及产品的水量;c.根据水量平衡,计算扫选作业及各作业尾矿产品的
41、水量;d.按公式CnW)计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度;e. 按公式R=WQn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比;f. 按公式Ln乍业-' W,计算补加水;g. 按公式VQn(Rn 1A )计算矿浆体积计算结果具体见表3-7 :表3-7浮选矿浆流程数据产品:产率丫(%产量Q(t/h )浓度C(%液固比R水量W(t/h)补加水L3(m/h )矿浆量V(m/h )钼 铋 等 浮1100.000125.00302.33291.67331.4832.0552.57451.223.143.964104.248130.3128.802.47322.18363.6870.9171.1
42、5431.331.521.8881.4541.8214.955.6910.3310.9194.8496.06351.8611.2613.1910106.499133.1228.912.46327.41369.80110.6010.75431.331.001.24120.3160.399.919.093.593.72137.1008.87351.8616.4819.311499.399124.2528.552.50310.93350.50粗选106.302132.88292.45325.3212.07367.64精I2.3712.96204.0011.855.1312.80精n0.9171.15
43、204.004.593.074.95扫I111.347139.1829.132.43338.66382.99n 扫19 od2462钮钳分离7155 a42166 a38a896 a36315 z37 z12O34004.50166077022182 a53 ao21249 £1o323 a3331282 a23 a2456 a373422626223 a4o4a85 a2732 ao6 s108115182a333128 a12 a9265 a11a27933221423327 a4o4aa333 a02413 s7a28 a3432 a4o153 aa53a.64119555 a
44、o6 a339 a4o82 a53 a37ao2988914 aa318275271312 a653I 精a52o o3332a752n 精1 a55 a52o o36 £124 a31精93 a52o o38113 ao1精13 a52o o329 a11 a1V 精32 a52o o396 a53 aaI 扫a4322463962n 扫56 a37342262钳硫混浮831911142121922937829524a4855 a76 a48111655854211333 o2822442188295248 a4852 ao3 a7422 a74s1740151141333 o25
45、82o3349528275283I 精11325331718252 sn 精a3253331a541I 扫9927.852扫n100.379125.4727.882.59324.50364.46钳硫分离510.1460.18302.330.430.48520.1200.1520.773.810.570.62550.1080.14332.030.270.32560.0760.0914.905.710.540.57570.0470.06302.330.140.15580.1120.1420.353.910.550.59590.0710.09332.030.180.21600.0370.0513.5
46、16.400.300.31610.0390.05302.330.110.13620.0730.0917.354.760.430.46粗选0.2660.33253.001.000.071.10精I0.1840.23223.550.810.090.89精n0.1080.14223.550.480.200.52扫I0.1590.2022.483.450.680.75扫n0.1120.1420.353.910.550.59产品:产率丫(%产量Q(t/h )浓度C(%液固比R水量W(t/h)补加水L3(m/h )矿浆量V(m/h )第四章 选矿设备的选择和计算4.1破碎设备的选择和计算4.1.1粗碎设备的选择计算粗碎设备主要有旋回破碎机、颚式破碎机,其选型主要考虑给矿最大粒度、 生产能力和矿石可碎性三种因素。大中型选矿厂即可用颚式破碎机,也可用旋回 破碎机;中小型选矿厂常用颚式破碎机。本设计日处理量 3000t,中等可碎性矿石,最大给矿粒度550mm选用PE900X 1200型颚式破碎机作为粗碎
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