设计日处理3000吨的铜矿石浮选厂

1、辽 宁 科 技 大 学课程设计说明书设计题目：学 院：矿业工程学院班 级：矿加12-1姓 名：杨占东指导教师：赵通林2015年 12月 24日目 录一绪论. 21.课程设计目的及要求. 22.设计题目. 23.铜的性质. 24.矿石的铜矿物种类及性质. 24.2黄铜矿的性质. 24.3辉铜矿的性质. 25.选矿厂概况. 36.选矿厂各车间工作制. 37.选矿厂经济技术指标. 3二选矿工艺流程. 41.破碎流程的计算与论证. 41.1破碎段数的确定. 41.2预先筛分的必要性. 41.3检查筛分的必要性. 41.4 破碎流程的计算. 52.磨矿流程的计算与论证. 72.1磨矿分级作业的必要性.

2、72.2磨矿段数的确定. 73.浮选流程的计算. 104.矿浆流程的计算. 13三主要工艺设备的选择和计算. 201.破碎设备的选择和计算. 201.1粗碎设备的选择和计算. 201.2中碎设备的选择和计算. 221.3细碎设备的选择和计算. 232.筛分设备的选择和计算. 242.1二段筛分的选择和计算. 242.2三段筛分的选择和计算. 263. 磨机的选择和计算. 274. 分级设备的选择和计算. 294.1一段分级设备的选择和计算. 294.2二段分级设备的选择和计算. 305.浮选设备的选择和计算. 325.1粗选设备的选择和计算. 325.2一次精选设备的选择和计算. 325.3二

3、次精选设备的选择和计算. 335.4扫选设备的选择和计算. 341一绪论根据教学大纲要求，选矿厂设计授课结束后，于毕业设计前，学生要用两周时间进行课程设计。目的：本课程设计是矿物加工工程专业教学内容的环节之一，使学生在设计中学习，巩固和提高工程设计理论与解决实际问题的内力，综合运用所学的有关工程知识。并为毕业设计打下良好的基础。要求：设计任务书下达后，设计者必须独立认真分析与计算，按期完成设计中所规定的具体任务。设计日处理3000吨的铜矿石浮选厂铜属于门捷列夫周期系第一族元素，原子量为63.55，原子序数为29。纯铜在20时比重为8.89，熔点为1033，沸点通常为2310。铜是一种相当柔软的

4、金属，莫氏硬度为3度。纯铜是电的良导体，其导电率仅次于银，但远远超过其他金属，并且纯铜具有高度的延展性，容易锻压，可压延成百分之几毫米的薄片，也可拉成很细的铜丝。由于铜具有很多宝贵的特性且价格低廉，也就决定了它的广泛的用途，在应用上仅次于铝和铁。金属矿物：黄铜矿、辉铜矿、少量孔雀石脉石矿物：角闪石、绿泥石、少量云母在硫化矿物中，分布最广的铜矿物是黄铜矿，其中铜、铁、硫的含量差不多相等，约各占矿物的1/3.黄铜矿有点似铜的黄色，具有金属光泽，硬度不大，其条痕呈绿黑色。在黄铁矿含量较大的矿石中，磨矿矿石会过粉碎。黄铜矿很容易浮选，用少量硫化矿物阴离子捕收剂，就能很好的浮选。 黄铜矿不易氧化，是硫化

5、矿中对氧最稳定的，在中性和弱碱性介质中可长时间保持疏水。当PH=10以上时或在氧化剂长时间作用下，黄铜矿会明显氧化。它在弱碱性介质中氧化时溶液中会有H+ ,Cu2+,Fe3+,S2O42-等离子。在碱性（PH=10-11）中。氧化时溶液中有SO42-，S2O32-,S4O62-等离子。黄铜矿过度氧化后其可浮性显著下降，但还可以用苏打，硫化剂等使其得到改善。辉铜矿为铜与硫的化合物，由于它不含铁所以铜的含量几乎占矿物中量的4/5。辉铜矿具有金属光泽，呈暗色或铅灰色，硬度不大，常见于铜矿床的上部氧化带。它大多数是次生的，也有原生的，辉铜矿很脆，易过粉碎和氧化，氧化2所产生的大量铜离子会活化闪锌矿，黄

6、铁矿等，使浮选过程控制复杂化，这是选矿过程中应该注意的。辉铜矿可浮性好，用黄药，黑药和白药等阴离子捕收剂和胺做捕收剂时都很易浮，能够得到品位很高的铜精矿。在氧化铜矿中，孔雀石分布最广他是铜与碳酸及水的化合物，呈翠绿色，有的为暗绿色，玻璃或丝绢光泽，淡绿色条痕。纤维或贝壳状构造是孔雀石的特征，在其断口或磨光面上显美丽的花纹，因此大块的孔雀石可以作为贵重的装饰品。其本身可浮性好，黄药是它最好的捕收剂。所设计选矿厂处理量3000吨/日，工艺流程为三段一闭路、连续磨矿、浮选工艺流程，日产精矿量179.52吨。主要车间有破碎车间、筛分车间、磨矿分级车间、浮选车间。破碎车间工作制：破碎筛分系统设备作业率为

7、67.81%。年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。主厂房（磨矿车间和浮选车间）工作制：主厂房采用连续工作制，设备作业率为90.41%。年工作330天，每天工作3班，每班工作8小时。原矿处理量：3000吨/天；日产精矿量：179.52吨/天：原矿品位：1.48%；精矿品位：24.25%；尾矿品味：0.13%。3二选矿工艺流程破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度750mm，要求最终产品粒度12mm，采用三段一闭路破碎流程。磨矿部分：该矿石呈细粒均匀嵌布，试验表明当磨至，-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程

8、，给矿中-200目含量为10%，磨矿产品中-200目含量为85%。浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，二次精选，一次扫选，中矿采用循序返回。浮选时间：粗选6分钟，一次精选6分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟。本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度750mm，要求最终产品粒度12mm，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。破碎车间的工作制度为：年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。 总破碎比 S总=Dmax=750=62.5 终若采用二段破碎则平均破碎比为Sa=S总=7.91，查1中表2-3，一段破碎采用颚式破碎机。破碎比范围在3-6，二段破碎机的最

9、大破碎比范围为4-8.取两段最大破碎比S1S2=68<62.5， 所以不合理，所以根据矿石性质和使用破碎机的性能将总破碎比分成三段来实现。预先筛分是在矿石进入该破碎段之前预先筛出合格的粒级，可以减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的生产能力；同时可以防止富矿石产生过粉碎。在处理含水分较高和粉矿较多的矿石时，潮湿的矿粉会堵塞破碎机的破碎腔，并显著降低破碎机的生产能力。利用预先筛分除掉湿而细的矿粉，可为破碎机造成较正常的工作条件。应用预先筛分可预先筛除细粒，可预防矿石过粉碎并且能相应提高破碎机的生产能力，矿石中-200目含量为10%，且矿石为中等可碎性矿石，采用预先筛分是合理的，且矿石中含水量为

10、3.6%用预先筛分对防止破碎机堵塞起到一定作用。检查筛分的目的是为了控制破碎产品的粒度，并利于充分发挥破碎机的生产能力。因为各种破碎机的破碎产物中都存在一部分大于排矿口宽度的粗粒级，如短头圆锥破碎机在破碎中等可碎性矿石时，产物中大于排矿口宽。度的粒级含量达60%，最大粒度为排矿口的2.22.7倍；在破碎难碎性矿石时则更甚。各种破碎机破碎产物中粗粒级（大于排矿口尺寸）含量和最大相对粒度（即最大颗粒4与排矿口尺寸之比）。查1中表2-5可知当三段破碎机选用短头型圆锥破碎机时，排矿中过大颗粒含量=60%相对过大粒度Z=2.2-2.7.过大粒度含量非常高，为达到破碎最终产物要求，设置检查筛分是合理的必要

11、的。图1 破碎流程图1.4 破碎流程的计算（1）确定工作制度，计算小时处理量Q3000R=36=166.67（t/h）（2）计算总破碎比SDmax750终12（3）计算破碎比分配（4）计算各段产物的最大粒度d=Dmax7502S=250.00(mm)5=S=4.00=62.50(mm) 取63mm25（5）计算各段破碎机排矿口宽度（e）d2250.00 e=156.25（mm） 取e=156（mm）d563 e=33.36（mm） 取e=33（mm）计算e 细碎用短头圆锥破碎机 按e=0.8d8计算 e=0.8d8=0.8×12=9.6(mm) 取e=10（mm） （6）计算筛孔尺寸

12、a和筛分效率E 二段筛分采用振动筛筛孔尺寸a介于排矿口宽度e=33mm与最大尺寸d5=63mm之间，所以取a=40（mm），筛分效率E2=85%。 三段等值筛分工作制度a=12d8=1.2×12=14.4（mm），取a=14（mm） E3=80% （7）计算各产物的矿量和产率，产物编号如图2 Q1=Q2=Q6=Q8=166.67(t/h) d8=Q3=Q22-40E2=166.67×0.28×0.85=39.67(t/h)式中：2-40=0.28筛口尺寸/排矿口尺寸=40/156=0.26， 查1图2-5可知： Q4=Q2-Q3=166.67-39.67=127.

13、00(t/h） Q=Q8-147E3=(Q6-146+Q10)E103-14所以 Q10=8=247.32（t/h)0.620.810-14E3 式中：筛口尺寸/排矿口尺寸=14/33=0.42 查1图2-7 5-14=33%6-14-14筛口尺寸/排矿口尺寸=14/10=1.4 查1图2-10 10=62%-14Q9=Q10=247.32（t/h)Q7=Q6+Q10=166.67+247.32=413.99（t/h) 1=2=6=8=100% 3=4=5=2-3=100%-23.80%=76.20% 9=10=C=148.39%67=6+10=148.39%+100%=248.39%预先分级

14、的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于6-8mm，其中合格粒度大于15%时才考虑。原矿为10%时采用。故一段前不加入预先分级。检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间内的矿石通过量，从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。因此，本矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。本矿石矿物呈细粒均匀嵌布，试验表明当磨至-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上。矿石的入选粒度为12mm，含量为85%且矿石嵌布粒度均匀。满足入选粒度小于0.15mm磨矿细度为-0.074含量大于70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程，并在一段加入预先分级

15、。V1规定工作效率=90.41% 因为两段皆为全闭路连续磨矿。所以m=1 K=0.82 V2磨矿流程如图3。7（1）确定主厂房的工作制，计算磨矿车间的小时处理量拟定工作制为：330天，3班，8小时（2）计算用的原始指标根据磨矿产品中-200目含量为85%，查1表2-10 取d终=0.1（mm） 8=25% 根据d终=0.1（mm）， 查1表2-8 取C1=220% C2=300%（3）计算各产物的矿量和产率Q1=Q4=Q7=133.28（t/h)Q5=Q1C1=133.28×2200%=293.22（t/h)Q2=Q3=Q1+Q5=133.28+293.22=426.50（t/h)4

16、=1+(7-1)/(1+km)=10%+(85%-10%)/(1+0.821)=51.21% 将二段磨矿流程变为预先和检查筛分分开的等效流程计算如图4：87=85% 8=25% Q4=Q7+Q8 （1）Q47=Q77+Q87（2）联立方程（1),（2）可求： Q7'=Q1(4-8')/(7'-8')=133.28(51.21%-25%)/(85%-25%)=58.31（t/h) Q7=Q8=Q4-Q7=133.28-58.31=74.97（t/h)Q8=CQ8=300%*74.97=224.91(t/h)Q9=Q8=Q8+Q8=74.97+224.91=299.

17、88（t/h)Q6=Q4+Q9=133.28+299.88=433.16(t/h)1=4=7=100% 2=Q228=320% 1133.3=2=320% 8=Q828=225.27% 1133.55=Q.28=220%11336=4+9=100%+225.27%=325.27% 9=8=225.27%1100;100%图例：矿量，t/h；产率，%9原始数据如下：Q=133.28（t/h） 7=1.48%16=24.25% 14=12.26% 11=8.45% 18=4.24% 16=92.00% E16=95.00% E14=90.00% E11=85.00%浮选时间：粗选6分钟，一次精选6

18、分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟。 浮选流程如图6图6 浮选流程图（1）计算必要而充分的原始指标数NP=C（np-ap）=2×（8-4）=8（2）按工业试验结果与现厂生产指标分析，先用的8个指标如下：16=24.25% 14=12.26% 11=8.45% 18=4.24% 16=92.00% E16=95.00% E14=90.00% E11=85.00%（3）列平衡方程计算各产物产率n、各产物的回收率和未知产物的品位 16=16792%1.48%=5.61% 19=7-16=100%-5.61%=94.39% 1624.25%1019=（1-16)100%-92.00%)1.48

19、%=(94.39%=0.13%1914=16165.61%24.E=25%=11.69%17=14-16=11.69%-5.61%=6.08% 17=1414-161611.69%12.=26%-5.61%24.25%.08%=1.20% 176E16=1614=16=92%95%100%=96.84%14E1617=14-16=96.84%-92%=4.84% E=141413=14=96.84%100%=107.6%13E1490%11=13-17=107.6%-4.84%=102.76%1111=7=102.76%1.48%=18%118.45 13=11+17=18%+6.08%=24

20、.08% 1718%8.45%+6.08%1.1913=1111+17=%=6.62%1324.08%15=13-14=24.08%-11.69%=12.39% 13=%=1.30% 1512.39%E11=111110=102.76%85%=120.89%10E1120=10-7=120.89%-100%=20.89% 15+18=2018=20-15=20.89%-10.88%=10.01% 18=187=10.01%1.48%4.24%=3.49% 20=15+18=12.39%+3.49%=15.88%1820=1515+181812.39%1.30%+3.49%4=.24%.88=1

21、.94%201510=9+20=100%+15.88%=115.88% 112010=77+20100%1.48%+=15.88%1.94%=1.55%10115.88%12=10-11=115.88%-18%=97.88% 12=1010-1111115.88%1.55%-18%8=.45%=0.28% 1297.88%12=10-11=120.89%-102.76%=18.13% 19=12-18=18.13%-10.01%=8.12% 由Qn=Q7*n计算各作业产物的矿量： Q10=Q710=133.28115.88%=154.44(t/h)Q11=Q711=133.2818.00%=2

22、3.99(t/h)Q14=Q714=133.2811.69%=15.58(t/h)Q16=Q716=133.285.61%=7.48(t/h)Q18=Q718=133.283.49%=4.65(t/h)Q12=Q10-Q11=154.44-23.99=130.45(t/h)Q17=Q14-Q16=15.58-7.48=8.10(t/h)Q13=Q11+Q17=23.99+8.10=32.09(t/h)Q15=Q13-Q14=32.09-15.58=16.51(t/h)Q19=Q12-Q18=130.52-7.72=125.80(t/h)Q20=Q15+Q18=16.51+4.65=21.16(

23、t/h)=Q10-Q7 12原始指标：必须保证的适宜浓度：一段磨机浓度KI=78.00% 俩段磨矿浓度KIV=75.00% 粗选作业浓度KV=22.08% 一次精选作业浓度 KVI=20.81% 扫选作业作业KVII=21.62% 二次精选作业浓度KVIII=20.00% 一次分级溢流K4=28.00% 二次分级溢流浓度K7=23.20% 不可调节浓度：磨机给矿浓度K1=96.40% 一次分级返砂浓度K5=80.00% 二次分级返砂K8=78.00% 粗选精矿浓度K11=25.00% 扫选精矿浓度K18=24.00% 一次精选精矿浓度K14=32.00% 二次精选精矿浓度K16=38%矿浆流程

24、图如图8131）按公式Rn=1Kn-1计算固液比Rn值R1=1K-1=1.964-1=0.0373 10R4=1K-1=1.28-1=2.5714 40R5=11K-1=.80-1=0.2500 50R7=1K-1=1.232-1=3.3103 70R8=11K-1=78-1=0.2821 80.R11=1K-1=125-1=3.0000 110.R14=1K-1=132-1=2.1250 140.R16=1K-1=138-1=1.6316 160.R18=1K-1=1-1=3.1667 180.24 （14RI=1K-1=1I0RIV=1RV=1RVI=1K-1=1VIRVII=1K-1=1

25、VII0RVIII=112）按公式Wn=QnRn和平衡方程计算各作业、各产物水量Wn值W1=Q1R1=133.280.0373=4.97(t/h) W4=Q4R4=133.282.5714=342.72(t/h) W5=Q5R5=293.220.2500=73.31(t/h) W7=Q7R7=133.283.3103=441.20(t/h) W8=Q8R8=299.880.2821=84.60(t/h)W11=Q11R11=23.993.0000=71.97(t/h) W14=Q14R14=15.582.1250=33.11(t/h) W16=Q16R16=7.481.6316=12.20(t

26、/h) W18=Q18R18=4.653.1667=14.73(t/h) WI=QIR2=426.500.2821=120.32(t/h) WIV=Q8RIV=299.880.3333=99.95(t/h) WV=Q10RV=154.443.5290=545.01(t/h) WVI=Q13RVI=32.093.8054=122.12(t/h) WVII=Q12RVII=Q12R12=W12(t/h)WVIII=Q14RVIII=15.584.0000=62.32(t/h) W2=W5+W1=73.31+4.97=78.28(t/h) （ 15W3=WI=120.32(t/h)WIV=W9=99

27、.95(t/h)WII=W4+W5=342.72+73.31=416.03(t/h) WIII=W7+W8=441.20+84.60=525.80(t/h) W6=W4+W9=342.72+99.95=442.67(t/h) W12=WV-W11=545.01-71.97=473.04(t/h) W15=WVI-W14=122.12-33.11=89.01(t/h) W17=WVIII-W16=63.32-12.20=51.12(t/h)W13=W11+W17=71.97+51.12=122.09(t/h) W19=WVII-W18=W12-W18=473.10-14.73=458.37(t/

28、h)W20=W15+W18=89.01+14.73=103.74(t/h)W10=W7+W20=441.20+103.74=544.94(t/h)（3）按平衡方程计算各作业补加水量Ln值 LI=WI-W2=120.32-78.28=42.04(t/h) LII=WII-W3=416.03-120.32=295.71(t/h) LIII=WIII-W6=525.80-442.67=83.13(t/h) LIV=WIV-W8=99.95-84.60=15.35(t/h) LV=WV-W10=545.01-544.94=0.07(t/h) LVI=WVI-W13=122.12-122.09=0.03

29、(t/h) LVII=WVI-W12=0(t/h)16（5）按公式Vn=Qn(Rn+17V18=Q18(R18+1)=4.65(3.1667+13.2)=16.18(t/h)VI=Q2(RI+11)=426.50(0.2821+3.2)=253.60(t/h)VIV=Q8(RIV+188(0.3333+1)=299.3.2)=193.66(t/h)VV=Q10(RV+11)=154.44(3.5290+3.2)=593.28(t/h)VVI=Q13(RVI+11)=32.09(3.8054+3.2)=132.14(t/h)VVII=Q12(RVII+1(R12+1)=Q12)=V12VVIII

30、=Q14(RVIII+11)=15.58(4.0000+3.2)=67.19(t/h)V3=VI=253.60(t/h) VII=V4+V5=384.37+164.94=549.31(t/h) V2=V1+V5=46.62+164.94=211.56(t/h) V9=VIV=193.66(t/h) VIII=V7+V8=482.85+178.04=660.89(t/h)V6=V4+V9=384.37+193.66=578.03(t/h) V12=VV-V11=593.28-79.47=513.81(t/h) V15=VVI-V14=132.14-37.98=94.16(t/h)V17=VVII

31、I-V16=67.19-14.54=52.65(t/h) V19=VVII-V18=512.50-16.18=496.32(t/h)V13=V11+V17=79.47+52.65=132.12(t/h)V20=V15+V18=94.16+16.18=110.34(t/h) 18V10=V7+V20=482.85+110.34=593.19(t/h)（6）绘制日处理3000吨的铜矿石浮选厂数质量流程图如图9产率%品味%矿量t/h水量t/19三主要工艺设备的选择和计算粗碎有颚式破碎机和旋回破碎机初步设定以下俩个方案：方案一：拟用 PE900*1200 A型颚式破碎机 参考1中附录1 P254方案二

32、：拟用 PJI1200*1500型颚式破碎机 参考1中附录1 P254方案一：选用颚式破碎机，Dmax=750（mm），eI=156（mm）最大给矿粒度750mm，小时处理能力Q=166.67t/h。破碎机排矿口宽度eI查附表。选择PE900*1200 A颚式破碎机，给矿口宽度为760mm，排料口宽度为100-250，生产能力180-350t/h（1）处理量按下式的计算：Q0=q0e=1.30156=202.8(t/h)Q0-单位排矿口宽度处理量，t（/mmh），查1中表3-1取q0=1.30 e-破碎机排矿口宽度，mm。Q=K1K2K3K4Q0=1.01.1851.01.0202.8=240

33、.32(t/h)Q0-单位排矿口宽度处理量，t（/mmh）f-矿石普氏硬度系数；s-矿石松散度，t/m3；-矿石密度，t/m3；dmax-给矿最大粒度，mm；b-给矿口宽度，mm；（2）破碎机台数n的计算20（3）破碎机负荷量计算 qd、Q-分别为破碎机作业的设计矿量、单台处理量，t/h。qd166.67100%=100%=69.35% nQ1240.32=方案二：选用颚式破碎机，Dmax=750（mm），eI=156（mm）查1中附表2，选用颚式破碎机PJ1200*1500（1）处理量的计算：Q0=q0e=1.90156=296.4(t/h)，t（/mmh），查1中表3-1取q0=1.90

34、Q0-单位排矿口宽度处理量e-破碎机排矿口宽度，mm。Q=K1K2K3K4Q0=1.01.1251.081.0296.4=333.45t/hQ0-单位排矿口宽度处理量，t（/mmh）f-矿石普氏硬度系数；s-矿石松散度，t/m3；K3-给矿粒度修正系数，K3=dmax/b=750/1200=0.625查表3-7 K3=1.08dmax-给矿最大粒度，mm；b-给矿口宽度，mm；（2）破碎机台数n计算式中k-不均匀系数。（3）破碎机负荷量的计算 =qd166.67100%=100%=50.00% nQ1333.45qd、-分别为破碎机作业的设计矿量、单台处理量，t/h。（4）粗破破碎机方案对比如

35、表1。21表1 粗碎破碎机方案对比序号 方案一 方案二型号PE900*1200A复摆式颚式破碎机 PJI1200*1500简摆式颚式破碎机台数 1 1功率/kw 110 185方案一和方案二比较，PE900*1200A复摆式颚式破碎机重量小，功率低，且此种破碎机成本低，对于处理量不大的厂矿来说经济负担比较小。所以选用方案一PE900*1200A复摆式颚式破碎机一台，详细性能见表2。型号及规格排矿主转最大处理进料口调轴给矿量 口节范/粒度/ /mm 围R/mi/mm t/h/mm n传动电动机最重件质量/t类型型号功率电压/kW /V外形尺寸 质量/tPE900*900×180-100

36、-复摆 760 1201200 350 250 0A200 110 3803200*2754*315037选用标准型圆锥破碎机，Dmax=250（mm），eII=33（mm），B=查1中附表3，PYY-BT1219标准型单杠液压圆锥破碎机 （1）处理量的计算：250qs=q0bp=4.533=148.5(t/h)q0-单位排矿口宽度处理量，t（/mmh），查1中表3-3,取q0=4.5。 bp-破碎机排矿口宽度，mm。Q=K1K2K3K4Q0=1.01.1851.01.0148.5=167.06t/hQ0-单位排矿口宽度处理量，t（/mmh）f-矿石普氏硬度系数；s-矿石松散度，t/m3；-矿

37、石密度，t/m3；K3-给矿粒度修正系数，K3=e/b=30/350=0.0857查表3-7 K3=1.0e-给矿最大粒度，mm；b-给矿口宽度，mm；（2）破碎机台数n的计算22k-不均匀系数。（3）破碎机负荷量的计算 qd、Q-分别为破碎机作业的设计矿量、单台处理量，t/h。qd127.00100%=100%=76.02% nQ1167.06=（4）PYY-BT1219标准型单杠液压圆锥破碎机性能见表3。表3 PYY-BT1219标准型单杠液压圆锥破碎机结构参数型号 型号及规格 最大处理进料给矿量 排矿口调节口粒度/ 范围/mm /mm /mm t/h132-253 传动电动机 型号 功率

38、电压/kW /V 380 PYY-单缸BT12标准 19 188 240 16-38 JS13155 7-10选用短头型圆锥破碎机，Dmax=62.5（mm），eIII=10（mm）B=查1中附表3-2，选用短头型PYY-DT1610（1）处理量的计算：式中q0-单位排矿口宽度处理量，t（/mmh），查1中表3-4,取q0=14。bp-破碎机排矿口宽度，mm。Q=K1K2K3K4Q0=1.01.1251.01.0140=157.5(t/h)Q0-单位排矿口宽度处理量，t（/mmh）f-矿石普氏硬度系数；s-矿石松散度，t/m3；-矿石密度，t/m3；K3-给矿粒度修正系数，K3=e/b=10/

39、100=0.1查表3-7 K3=1.12e-给矿最大粒度，mm；b-给矿口宽度，mm；23QKcc=KcQ=1.15157.5=181.13(t/h)（2）破碎机台数n的计算n=k-不均匀系数。（3）破碎机负荷量的计算qd、Q-分别为破碎机作业的设计矿量、单台处理量，t/h。=（4）PYY-DT1610短头型圆锥破碎机性能见表4。表4 PYY-DT1610短头型圆锥破碎机类型型号及规格进料口/mm最大给矿粒度/mm处理量 / t/h传动电动机排矿口调节范围/mm 型号功率/kW电压/VPYY短头型 -DT1610100 85 100-200 7-14JS137-10155 380表5 破碎设备

40、汇总表由于矿石是中等可碎性矿石及破碎后产品粒度为12mm，在细碎前增加预先筛分和检查筛分。固定筛适用于大块物料的筛分效率低，结合矿石性质矿石含水量3.6%，所以选择振动筛。圆振动筛结构新颖，强度高，耐疲劳，寿命长，维修简单，振动参数合理，噪音小，筛分效率高等特点。二段筛分选用圆振动筛2YA2460见表6， aII=50（mm） E2=85%24表6 圆振动筛2YA2460结构参数类型 圆振动筛型号及规格 2YA2460工作面积/m214筛网层数/层 2最大给料粒度/mm 200处理量/t/h 260-780筛孔大小/mm 6-50振次748（1）需要的振动筛总面积的计算Q=FVk1k2k3k4

41、k5k6k7k8=293.82(m2)F-振动筛几何筛分面积、=14q0-单位筛分面积容积处理量，m3/(m2h);-矿石松散度t/m3；K1-K2-影响因素修正系数，见1中先表2-5再看表3-13；（2）筛子台数的确定：n=（3）筛分机负荷量计算=（4）圆振动筛2YA2460工作参数见表7。型号项目 层数 工作面积/m2 筛孔尺寸/mm结构参数 2 14 6-50 编织项目 振幅/mm 振次/min-1 处理量/t/h 总重/t252YA2460给料粒度/mm 筛分效率/% 外形尺寸/mm 200 856019*3916*3839电动机功率/Kw 筛面倾角/° 30 20圆振动筛结

42、构新颖，强度高，耐疲劳，寿命长，维修简单，振动参数合理，噪音小，筛分效率高等特点。三段筛分选用圆振动筛2YA2460 aIII=14（mm） E2=80% （1）需要的振动筛总面积Q=FVk1k2k3k4k5k6k7k8=313.25(m2)F-振动筛几何筛分面积、=14q0-单位筛分面积容积处理量，m3/(m2h);q0K1-K2-影响因素修正系数，见1中先表2-5；K1-细粒影响修正系数；K1=K2-粗粒影响修正系数；K214/2=0.23_K1=14/2=14=14（2）筛子台数的确定：n=（3）筛分机负荷量计算=（4）圆振动筛2YA2460工作参数筛如表7。 筛分设备汇总表见表8。二段

43、筛分圆振动筛2YA2460126三段筛分 圆振动筛 2YA2460 23. 磨机的选择和计算参照资料：设计中参照的类似选矿厂实际资料如下：采用一段闭路磨矿流程，给矿粒度为20-0mm，其中-200目含量为6%，磨矿细度为-200目含量为60%（0.2mm），用的是2100×3000mm溢流型球磨机，台式处理能力是16.5吨/时。 查1中附表8初步拟定两种方案：湿式溢流型球磨机MQY3600×4500。湿式格子型球磨机MQG3600×3900。方案一：采用容积法计算（1）新生级别的生产能力qq'=q0'k1k2k3k4=0.991.01.300.97

44、1.0=1.25(th-1m-3)式中：q'-设计磨机按新生成级别计的单位容积处理量，th-1m-3；q0'-参考磨机按新生成级别计的单位容积处理量，th-1m-3；qQ0(2-1)0'=V=16.5(60%-6%)=0.99(th-1m-3)09k1-矿石相对可磨性系数，k1=1.0；k2-磨机直径校核系数，查1中表3-17，k2=1.30；k3-磨机给矿和产品粒度差别系数，查1中表3-18，m1=0.89，m2=0.92，k3=m1m=0.97；2m1-设计磨机新生成计算级别的相对生产能力；m2-参考磨机新生成计算级别的相对生产能力；k4-磨机型式校正系数，查1中表

45、3-19，k4=1.0。（2）磨机总容积的计算V=Q(3-1)133.28(85%-10%)q'=1.25=79.97(m3)式中1，3-分别为设计磨机给矿中的-200目含量和其产品中-200目含量，%；1=10%，3=85%；V-磨矿总容积，m3。（3)分配容积因为两段全闭路，所以m=1，则V32=V1=0.5V=39.99(m)(4)磨机台数计算 n1=n2=V1V=39.99=0.98，取1台有41（5）校核27负荷率：=V1V100%=39.99100%=97.54%>90%,合适；有41通过率：qQ1(1+CI)通1=nV=133.28(1+2.2)=10.40(t/h)<12(t/h),合适；有1