黄沙坪铅锌选矿厂165万吨年选矿厂设计设计说明书

1、目录摘要 3Abstract 4第1章 绪论 51.1 矿山概况 51.2 选厂厂址根本特点 61.3 矿床和原矿性质 71.4 采矿根本情况 101.5 产品方案和销售 10第2章 设计流程选择与论证 112.1 破碎流程的论证及选择 112.2 磨矿流程的论证及选择 122.3 选别流程的论证及选择 122.4 脱水流程的论证及选择 152.5选厂工作制度及车间生产能力 17第3章 破碎流程计算与设备选择183.1 破碎流程计算 183.1.1 原始指标 183.1.2 计算 183.2 破碎设备的选择 203.2.1 粗碎设备的选择和计算 203.2.2 中碎设备的选择和计算 213.2

2、.3 细碎设备的选择和计算 213.3 筛分设备的选择和计算 22第一段破碎的预先筛分 223.3.2 第二段破碎的预先筛分 223.3.3 第三段破碎的预先及检查筛分 233.3.4 筛分设备选择结果 243.4 破碎设备方案比拟 243.4.1 破碎设备选择结果 25第4章 磨矿流程计算与设备选择 264.1 磨矿流程的计算 264.1.1 原始指标 264.1.2 流程计算 264.2 磨矿设备的选择和计算 264.3 分级设备的选择与计算 29第5章 选别流程计算 305.1 选别流程的计算 30第6章 矿浆流程计算 416.1 磨矿矿浆流程计算 416.2选别矿浆流程计算 426.3

3、脱水矿浆流程计算 48第7章 选别及脱水设备的选择与计算 507.1选别设备的选择与计算 507.1.1 计算进入各作业的矿浆体积 507.1.2. 浮选机的选择与计算 517.2 脱水设备的选择与计算 527.3 过滤机的选择与计算 52第8章 辅助设备、设施的选择与计算 548.1 胶带运输机的选择与计算 548.2矿仓的选择与计算 558.2.1. 原矿仓的选择与计算 558.2.2.粉矿仓确实定 558.2.3.精矿仓的计算 568.3搅拌槽的选择与计算 568.4给矿机的选择 578.5设备检修用起重机的选择 57第9章 厂房配置 599.1 破碎车间设备配置 599.2 磨浮车间设

4、备配置 609.3 脱水车间设备配置 60第10章 结语 61参考文献 61附录 相关文献原文及译文 62 摘要根据任务书要求，本次设计任务为日处理量为165t/a的黄沙坪铅锌选矿厂，产品为铅精矿、锌精矿。设计首先进行了选址工作黄沙坪铅锌矿厂，详细介绍了黄沙坪选矿厂的根本情况和矿石的性质，确定了车间工作制度，进行了流程选择计与论证。最终确定采用三段一闭路破碎流程，磨矿采用一段闭路流程，选别采用局部等可浮浮选流程，精矿采用二段脱水流程。接着对破碎、筛分、磨矿、分级、选别、浓缩和过滤等作业进行流程计算和设备选择与计算，并对其设备选择进行方案比拟。根据选矿厂的地形条件，厂房总体布置采用阶梯式配置，粗

5、碎和中细碎厂房分厂房配置，检查筛分厂房独立配置，磨矿与浮选车间共厂房配置，浓缩与过滤车间分开配置，浓缩采用露天配置。 本设计绘制了破碎、筛分、磨浮、脱水车间平断面图；设备联系图；数质量矿浆流程图共9张。皆由计算机AutoCAD绘制的。关键词：选矿厂设计，铅锌矿，局部等可浮流程 AbstractAccording to the task requirements, the design tasks for the daily processing capacity of 165t/a in Huangshaping Lead-Zinc concentrator, products for lea

6、d ore, zinc ore.Design of the first location to work - the Huangshaping Lead Zinc Mine.Details of the Huangshaping ore dressing plant and the basic situation of the ore properties, determine the workshop system, the process plan and demonstration.So, the process of crushing is three sections with on

7、e closed circuit;the grinding take the one section closed process.Ore dressing takes process of partly selective flotation in the lead-zinc separation.Dewatering takes two sections circuit with concentrate and filter.The crushing,screening,grinding,classification,oredressing,concentration and filter

8、 are calculated.Comparing to several different programs,the minneral processing equipments are confirmed lastly.According to the topography of Huang Sha Ping,workshops are arranged step by step.Rough crushing is arranged in a unique workshop separated form the mid and fine crushing.Checking screenin

9、g workshop is unique too.Grinding and separation are arranged in the same workshop.Concentration and filter are separated in different workshop and the concentration workshop is arranged in out the door. There are nine design drawings contained in my work include the tabulate and sectional drawings

10、of crushing,grinding,dewatering;the connection of equipment etc.There are drawed by computer with AutoCAD. Keywords: mineral processing plant design; lead and zinc ores;partly selective flotation第1章 绪论按设计任务书要求,本人所设计的选矿厂生产能力为165t/a,选矿厂厂址建立在黄沙坪铅锌矿选矿厂原地点,选别流程采用等可浮浮选流程,产品为铅精矿、锌精矿。1.1 矿山概况 黄沙坪铅锌矿位于湖南省桂阳县

11、西南九公里处，行政区划，辖属桂阳县黄沙坪镇。地理坐标东经1124042，北纬253931。矿区东北至桂阳县城9公里，至郴州市45公里，矿区以西至嘉禾县城37公里，至兰山县78公里，至香花岭锡矿40公里。与郴嘉、郴兰、郴香公路相通。到郴州市后有京广铁路相连，往北290公里至株州冶炼厂，交通比拟方便。矿区地势平坦、开阔，属丘陵地带。山脉走向近于北东，地形属于构造剥蚀地带，山列之间形成大沟谷，山峰高度大都在海拔300米左右。矿区主峰宝岭，海拔标高505.83米。山坡一般平缓，地势南高于北。水系沿山谷而入溪间，向北东汇入菱河春水，注入湘江。矿区气候近南温地带，春夏多雨，秋冬枯燥。据桂阳县气象站建国以来

12、所掌握的气象资料知：历年日照平均1757.9小时，最高2263.7小时，最低1459.7小时；历年太阳辐射度平均114.9千卡/cm,最多132.3千卡/cm，最少104.9千卡/cm。历年平均气温17.3C，最高平均18.1C，最低年平均16.8C；历年日平均温度340C10天，最多日平均温度30C29天。每年七、八月份最热，一般在37C-38C之间，最高气温41C，一、二月份最冷，一般在5C-6C，历史上最冷为-9C，每年在0C以下约20天。历年雨水总蒸发量平均2021mm，蒸发式，水田为1277.64mm，植被为943.67mm。历年总云量75%，最高总云量80%，最低总云量69%。历年

13、平均湿度1.68%，历年平均相对湿度79%，最高相对湿度83%，最小相对湿度9%，历年平均绝对湿度17.5毫巴，最大绝对湿度34.3毫巴1967年，最小绝对湿度1.6毫巴1963年。历年平均雨日180天，最多雨日224天，最少雨日142天；连续最多降雨日20天，连续无雨日33天。历年平均暴雨日3天，最多暴雨日7天。历年平均雨季天数80天/年。历年平均降雨量1437.3mm，最多年份降雨量1992.7mm，最少年份降雨量1075.7mm，一日最大降雨量179.7mm。历年平均降雪量6.1天，最多降雪16天；历年平均积雪5.9天，最多积雪17天，最大积雪深度22cm。历年平均冰冻天数9天，最长冰冻

14、天数32天，连续冰冻天数14天。冰雹次数平均4年出现一次，每年霜日14天左右，阴雾天45天左右。矿区以南风、北风为最多。最多风向北东24%，风速一般在0.7-2.9米/秒，历年平均风速2.7米/秒。最大年份2.9米/秒，最小年份2.4米/秒。历年平均大风6级以上7米/秒日数7.6天，8级以上大风，历年平均为6天左右，最多大风日数16天，最大风数10分钟平均值20米/秒。矿区至今未发现自然地震源。矿区水文，地表水不发育，仅有东、西两条溪流，西溪距工业矿体450米以上，东西距南部铁矿较近。1957年测定最大流量达4455公升/秒。1.2 选厂厂址根本特点1厂址选择黄沙坪铅锌矿属有色金属矿山，选厂员

15、原矿运输量大，精矿运输量小，故因地制宜，就矿建厂，厂址选择在周台下村后面山坡上，有如下优点：1)选厂不在矿体上，塌落界限和爆破危险区内2)工程地质较好3场址大，总面积布置条件好4距尾砂池近，生产前期的尾砂可以自流5充分利用山地、荒地，占田少，不阻碍农田水利建设6供水管路较短7厂址位于生活区下风向，离生活区近，即有利于生产又方便生活8有公路同郴嘉公路相通，交通条件好，选矿厂距出矿窿口2.6公里，厂址最高点为海拔335米，最低点为300米，选场平安条件非常好。2供电和供水电源来自鲤鱼江火力发电厂，以3.5万伏线路送至黄沙坪变电站，该站安有5600KW变电器一台，直接向选厂送电，另外，矿内有2台15

16、60KW柴油机发电机，准备筹建火力发电厂，作补充或备用电源。水源取自选厂以东3.3公里的官溪河，采用300毫米管道两段扬送至选厂；由于选矿厂每日处理矿石5000吨/日，耗水量特别大，又从距选厂20.18公里的春菱江引水，用800mm管道，经三段加压送往选矿厂。由于矿区地表水不发育，现有水源不能满足生产要求，利用了回水，主要是浓密机溢流水和尾矿库澄清水，用固定水泵站加压返回，这样既保护了环境，又节约了工业用水。3尾矿输送与处理尾矿池位于东北向的山谷，三面环山，自然条件好，占地少共约17亩根本坝工程最小，尾矿容积大，累积容积为2814600米3，有效容积为2000000米3，生产前期尾砂直接用20

17、0毫米管道架空自流输出，管道起端坡度在5%以上，后经架空道坡度不大，并加适量高压水冲流后输入尾砂地，管路全长941米，粒度过小的尾砂经矿泵扬送入尾砂池，输送管道长900-1200米；后期尾矿需砂泵扬送，扬程47米，电机配备55千瓦，尾矿水所需澄清距离为108米，实际到达128米澄清水从溢流井通过溢流洪道流出，通过砂泵返回利用。4原矿和精矿产品运输原矿经主平窿标高346米运至选厂，盲坚井至选厂粗矿仓运距为3.15公里，矿石运输用2K-10型架线式电机车与1.2米3固定式矿车一次牵引20辆，线路坡度9%0 ，轨距600毫米，电机车三台，其中备用一台。精矿用汽车运往郴州，再经火车运往株洲冶炼厂局部用

18、汽车运往水口山冶炼厂和化工厂。5其它情况矿区总面积4.5平方公里，平面布置，有采掘，选矿工业场地，炸药库，机械汽车修理场地及工人村等，采矿工业场地设在宝岭、观音打座山脉，炸药设在距平窿1350米的高地冲山谷中工人五村，机械、汽车修理场地分布设在周台下村前面的公路两旁，工人村分一、二、三、四、五村，分别距生产地为1公里左右。1.3 矿床和原矿性质1.矿床类型及性质黄沙坪铅锌矿属终身条件下的高温热液矿床。矿床工业类型属碳酸盐岩石中的裂隙，充填和交代矿床。矿体多产在火成岩和石灰岩、接触带附近或破碎带中，在火成岩、灰岩和砂页岩中均有存在，但主要富集在灰岩中，矿石结构以致密块状为主，其次为浸染状、角砾状

19、、细脉状和条带状等，有95%以上矿石为原生矿。全矿区结构裂隙发育，主矿体一般为不断层所控，围岩蚀变现象繁多，其中与选矿关系最大的是高岭土化和碳酸盐化两种，由于酸性矿化水，特别是硫酸水作用，使用岩泥化现象迅速成长。因此，在矿区的裂隙发育地区形成一局部对浮选不利的原生矿泥。其次在破碎的角砾岩地带，碳质富集现象较严重，且这一带是主要矿体富集地区，开采过程中，原矿难免不混入碳质岩石，这些对选矿操作带来了困难。矿石贮量：B+C1贮量428万吨，C2贮量430万吨。2.原矿根本性质1) 矿物组成及有价成分矿石中的金属组成，按其含量依次为：黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、纤维锌矿、黄铜矿、白铁矿、斜方砷铁矿、毒砂

20、、磁黄铁矿、白铅矿、铅矾、孔雀石、锡石和黝锡矿等。此外，尚伴有少量的辉铋、辉钼、贿银、镉、金及稀有元素镓、铟、锗、铊、硒、碲等，其中有回收价值的主要有用矿那么为方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿和锡石等。脉石依次为石英、方解石、萤石、绢云母和绿泥石等，其中主要为石英、方解石。脉石矿与金属矿物总量各占50%。2) 主要有用矿物的嵌布特性与共生关系方铅矿：多呈不规那么粒状集合体，充填在黄铁矿、闪锌矿的裂隙或间隙中，同时交代溶蚀黄铁矿和铁闪锌矿，粒径0.043毫米以上者占91%。铁闪锌矿：多呈不规那么粒状集合体，嵌布于黄铁矿的裂隙或间隙中，常常溶蚀交代黄铁矿大局部铁闪锌矿中嵌有乳浊状黄铜矿和磁黄铁矿，

21、粒径0.043毫米以上者占86.3%，镜下挑选纯度95左右的铁闪锌矿，其中锌46.01%、铁14.37%、锡0.025%。其次，除铁闪锌矿外，尚有少量普通闪锌矿和极少量的纤维锌矿。黄铜矿：一般呈不规那么粒状嵌布于黄铁矿间隙中，溶蚀和交代黄铁矿，并有局部黄铜矿呈乳状嵌布于铁闪锌矿中，粒径在0.043毫米以上者占54.5%。黄铁矿：一般呈粒状集合体，其粒径在0.043毫米以上者占80.7%，黄铁矿生成较早，其颗粒或间隙之间，常为较晚的铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿所充填和溶蚀交代，因而形成有用矿物紧密共生，构成致密状矿石。锡石：多呈半自形晶体，局部呈他形晶状产生，其粒度一般在毫米之间，局部较大的再毫米之

22、间，小的也有0.002毫米左右，他形精装的颗粒一般都较小；在毫米之间，显微镜的所见锡石多为板状，其长度一般在毫米之间，个别长的为毫米之间，短的也有0.03毫米左右，嵌布情况与黄铁矿、铁闪锌矿较密切，并有局部小于0.01毫米锡石分散在石类晶体中。斜方铅矿：呈他形半自形晶粒产出，常嵌布于黄铁矿间隙或脉石中，被铁闪锌矿、方铅矿交代溶蚀形成剩余状或骸晶状结构，粒度一般在毫米之间，个别大者达3毫米以上。毒砂：量少，一般呈自形晶粒状，被晚期铁闪锌矿交代溶蚀成交代剩余结构和骸晶结构，粒度一般在毫米之间。萤石：多呈细脉脉宽一般为毫米状充填在石英的间隙和其他矿物间隙中与金属矿物的关系密切。 关于砷氟硫精矿的有害

23、杂质)矿物主要是斜方砷铁矿FeAs2)毒砂 FeAs3)和萤石。根据上述的矿物组成和主要有用矿物的嵌布特性，矿 石书中细粒不均匀嵌布的多金属硫化矿，有用矿物之间共生密切，尤以铜 的嵌布粒度较细，并有一局部呈乳浊状微粒与锌密切共生。 3.原矿化学分析和物相分析原矿化学分析见表1-1,原矿五项分析见表1-2：表 1-1 原矿化学分析元素成份CuRbZnSFeMnSiO2CaOMgO含量%0.213.896.5016.7315.972.3023.094.49(Mg)1.40元素成份Al2O3FAsSbSnBiMoAg(g/T)Ti含量%4.650.540.960.0250.130.0250.0059

24、90.096表1-2 原矿物相分析分析元 素铅锌铜氧化铅铅钒白铅钒硫化铅共计氧化铅硫化铅共计原生硫化次生硫化共计品位%0.59/3.504.090.456.146.590.160.040.20占有率%14.42/85.5895.861006.2293.7810080201004.原矿根本物理性质矿石真密度3.45，假密度2.16，硬度f=4-6,围岩f=4-12,含水3%，含泥量小，堆积角=38，陷落角=48，最大块度为600mm。1.4 采矿根本情况推荐的采矿方法：空场法和崩落法占12.3%，主要应用在倾角小于30矿体的回采及顶底柱回采；浅孔留矿法占5.4%，主要应用于急倾斜和矿体产状稳定的

25、矿体的矿体回采上；其他主要用于干式充填法采矿，因为黄沙坪矿石品位高，矿体形状复杂的三、四类型的矿床，矿石围岩中等稳固到不太稳固的条件下，采用干式充填法是比拟适宜的，其优点如下：矿石回采率高，平均在95%以上；适用于薄厚不匀，分支复合，中间夹废石的矿体，除损失率较低外，贫化率也较低；木材消耗量小；采空区已充填，可以防止以后岩石移动，防止资源损失；平安通风条件好；可在几个中段同时作业，适用条件较宽。当然，该法也有缺点，比方工艺复杂，循环时间长，生产能力低；充填工作复杂；本钱比拟高，每采一吨矿石约8-9元。随着矿石的开采，原矿品位也在变化，变化趋势见表1-3。时间PbZnCu4.46.1616.45

26、3.976.2117.943.786.9818.983.637.2919.50表1-3 近几年原矿品位上表可知，随着矿层下采，Pb的品位不断降低，而Zn、S品味不断升高，这对选矿工艺来说是非常有利的。1.5 产品方案和销售产品方案：产品方案为铅精矿、锌精矿、硫精矿，银主要富集到铅精矿中，送冶炼厂回收。其中，铅精矿到达一级品；锌精矿为七级品；硫精矿为二级二类。销售方案：铅精矿主要送至株洲冶炼厂，少量送往水口山，河南济源等冶炼厂。锌精矿售给株洲冶炼厂。硫精矿销往郴州化工厂、株洲化工厂、武汉化工厂。第2章 设计流程选择与论证2.1 破碎流程的论证及选择破碎作业的主要任务是为磨矿作业准备经济合理的给矿

27、粒度。制定破碎流程的主要依据是原矿的最大块度与最终产品粒度，原矿和各段破碎产物的粒度特性，原矿的物理性质，含泥量等。原矿最大块度：根据黄沙坪铅锌矿的实际情况和所采用的采矿方法，本设计原矿最大块度为600mm。最终产品粒度：由于磨矿作业的电耗占选矿厂总电耗的5060%，而破碎作业仅占1015%，因此尽可能减小破碎最终产物粒度，经综合研究考察说明，球磨机最适宜的给矿粒度范围为1020mm，由于该矿含水较少，所以给矿粒度尽量小点，根据本选厂的设计规模，并参照其他矿山的实际情况，拟订以180mm为最终破碎产品粒度。总破碎比：S=Dmax/d=600/15=40由前面计算出的总破碎比S=40，取平均破碎

28、比(如果假定用三段破碎)Sa=40/3=3.42，根据现场生产实际及参考类似选厂，为了到达所要求的最终破碎产品粒度，采用三段一闭路破碎流程较为适宜。本设计采用的三段一闭路破碎筛分流程如图2-1所示。2.2 磨矿流程的论证及选择 磨矿是实现有用矿物单体解离和提供适宜入选粒度的重要手段，是选矿厂关键性作业，它直接影响选别效果，同时涉及基建投资及生产电耗。磨矿流程包括磨矿与分级。分级作业又分为预先分级，检查分级与控制分级。所以磨矿流程便是磨矿作业与分级作业的组合。 (1) 预先筛分的必要性 根据黄沙坪现场的原矿与粗碎产物粒度分析表可以看出原矿中细粒级含量较多，因此，在粗碎前应设置预先筛分，可用固定筛

29、。粗碎产物中-12mm的产物的产率较高，说明其细粒级含量较多，因此，应考虑在中碎前设预先筛分，且用双层筛作预先筛分，把符合最终破碎产物粒度的矿石筛出来，这样可以减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的处理量，也可防止矿石的过粉碎。(2) 采用检查分级检查分级的目的是为了保证溢流粒度合格，同时及时将粗粒返回磨矿机，形成适宜的循环量，从而提高磨矿效率，减少矿石过粉碎现象。在本设计中采用检查分级来保证合格粒度产品。不采用控制分级控制分级是为了获得更细的溢流细度或是配合在一段磨矿中实现阶段选别。一段磨矿细度要求到达70%-0.074mm时才考虑采用。本设计要求的溢流细度不大，也没有阶段选别的要求，故不设。采

30、用一段磨矿磨矿段数主要由磨矿细度与给矿粒度，矿石性质决定，还跟有用矿物的嵌布特性，泥化程度，磨矿的必要性以及选厂规模有关。本次设计磨矿的给矿粒度为15mm(-0.074mm含量为10%)，矿石属中硬矿石，易解离，易泥化，无阶段选别。考虑以上情况，采用一段磨矿比拟，合理。磨矿流程采用磨矿与检查分级构成的一段闭路磨矿流程见图2-2。2.3 选别流程的论证及选择选别流程设计，是整个选矿厂设计的关键局部，设计的成功与否，关系到能否选出合格的精矿产品，能否给企业带来最大的经济效益。黄沙坪铅锌选矿厂于1966年下半年进行试生产，1967年正式投入生产，三十多年来选矿工艺流程进行六次变革，即1966年下半年

31、使用过短时间的两段磨全浮选，1967年到1968年为局部混合浮选，1969年到1971年一季度为一段磨矿全浮选，1971年二季度到1998年采用一段磨矿等可浮，1999年元月到2000年6月为一段磨矿局部优先浮选，2000年7月至今为全优先浮选。各种选矿工艺流程特点比照方下: (1) 两段磨矿全浮选1966.101966.12优点：1) 铅锌硫三种有用矿物不受抑制剂影响，有充分上浮时机；2) 浮选机使用容积比等可浮少。缺点：1) 抑制剂用量较多，其用量随全浮选阶段的药剂，尤其是硫酸铜用量多而随之增高；2) 铅锌别离过程极难稳定，极易造成铅锌精矿质量低，同时减低铅的作业效果。(2) 一段磨矿铅锌

32、混浮19671968.12优点：1) 铅回收率高，生产指标铅回收率89.40%，锌回收率91.57；2) 使用浮选机容积比等可浮少；3) 选矿药剂费用比一段磨矿全浮低。缺点:1) 铅锌浮选过程中的精矿质量控制要求较严，它可左右别离过程中的铅锌精矿质量；2) 硫不容易上浮，主要是在铅锌混浮选中受石灰的抑制，选硫是极难活化，造成硫回收率仅19.78%；3) 铅锌别离的抑制剂用量高于等可浮。(3) 一段磨矿全浮选一段磨矿全浮其优缺点与两段磨矿全浮选相同，仅浮选流程较为简单，无需再磨，而指标却优于两段磨矿全浮，不过它的选矿油药消耗，尤其是黄药、氰化物消耗较高。(4) 等可浮流程优点：1) 保持了全浮选

33、流程优点，有用矿物上浮不受抑制剂影响，有充分上浮时机，克服了全优浮因混选中CuSO4的添加而使铅别离困难等缺点。2) 铅锌别离抑制剂用量可大幅度下降，硫氮使用成功，取消氰化物，SN-9对铅捕收性好；3) 硫回收率最高，到达50%；4) 选矿药剂本钱低于前三个流程，平均仅3.82元/t；5) 流程稳定，操作简单。缺点；1) 设备装机容量大，浮选机机容积高于前三种流程,达161.7m3 (两段磨矿浮选的浮选机容积113.4m3,局部混合浮选机容积134m3,一段磨矿全浮浮选机容积134m3)；2) 浮选时间长，铅损失于铅混选尾矿和铅别离尾矿两处，操作较难控制；3) 硫精矿质量差，品位只有32%；4

34、) 锌精矿质量较差，品位只有44%左右。(5) 局部优先浮选流程1999.12000.6优点：1) 保存了原等可浮的优点； 2) 硫精矿品位达40%，锌精矿品位达45%；3) 减少装机容量180千瓦。缺点：1) 丢掉了22%左右的硫回收率。(6) 全优浮选流程随着井下开采的向下延伸，储藏于深部矿体矿石性质发生了很大变化，严重影响了选矿工艺技术经济指标，生产上一度走向低谷，在严重的情况下选矿厂于2000年3月对深部矿体主要采场矿物进行了可选性研究，黄沙坪深部矿体内约占50%以上的采场为带弱酸性矿物，这局部矿物可浮性差，上浮速度慢，粗选作业回收率低，然而，等可浮流程又限制了铅区回收率，它是在自然p

35、H值条件下无调整剂的浮选工艺，在生产实践中铅等可浮区pH值有时仅为56，铅达不到适宜的浮选条件而造成技术经济指标严重滑坡的现象，在这种情况下要随着矿石性质的变化而变化，并提出了随着矿石性质的变化如何稳定提高选矿技术指标降低选矿本钱的全优专项研究课题。1经过科学、充分的全优小型浮选试验后，得出以下结果：a：解决了因受矿石性质的自身限制及工艺流程的客观影响，可以在浮选作业之前添加介质pH调整剂及抑制剂，有效的实现了铅锌、锌硫的别离。b：用全优浮选工艺流程适合于黄沙坪矿石性质的变化带来的影响，铅区采用乙硫氮和乙丁黄药作为组合捕收剂，实现了对较难选矿物的有效捕收，获得了高质量的产品，特别是锌精矿的品位

36、可稳定在45%以上。c：适应现有磨矿细度，简化了工艺流程，降低了能耗、药耗等本钱，操作简便，中矿循环量少，少跑槽，对矿物适应性强。d：寻找出了理想的浮选条件，pH值在1011范围内为最正确状态。e：减少了石灰用量，减低了PH值，总尾矿水可直接外排具有良好的社会及环保效益。f：提高了产品质量及回收率，包括银回收率，总体经济效益显著。2) 工业试验评述a：铅精矿品位的提高由于石灰和硫酸锌等抑制剂都被提前加在球磨机内，铁闪锌矿和黄铁矿都与抑制剂和调整剂充分接触，且作用时间长，相对等可浮流程抑制更加稳定，故铅精矿中的闪锌矿和黄铁矿含量下降，主品位得到稳定提高。b：铅回收率的提高首先在铅区采用乙硫氮和丁

37、黄药作组合捕收剂剂，选择性好，选择能力强，其次等可浮流程中，铅等可浮混选和铅锌别离两个作业都会损失铅，相当于两个缺口跑铅，操作控制较难，而全优浮选只有铅优先扫选一个缺口损失铅，易控制，所以铅回收率较等可浮流程时有明显提高。c：锌精矿品位提高一方面是使磨矿细度-74um由6570%提高到7075%，铁闪锌矿单体解离更加充分。另一方面抑制黄铁矿的石灰乳由锌粗选前添加改为在球磨机内添加。使石灰乳与黄铁矿及其他杂质的作用时间延长了一倍以上，抑制剂效果更加理想，所以锌质量稳定突破45%以上。 d：锌回收率的提高由于石灰提前加载球磨机内，且属于一次性添加，用量减少一半，使得锌优先区的pH值由原来的12以上

38、控制到10左右，为轻拉轻压创造了条件，在保证黄铁矿不被活化的前提下，铁闪锌矿都充分上浮，锌尾损失率由原来的6.32%减为5.39%。缺点:使硫回收困难。经过以上比照分析，在本设计中采用等可浮浮选流程见图2-3。2.4 脱水流程的论证及选择一般地，当要求浮选精矿含水量为10%15%时，采用浓缩和过滤两段脱水流程就能满足要求，根据黄沙坪的矿石性质，用户对产品的要求以及国家对产品含水的有关规定，本设计确定各精矿产品含水量为：铅精矿10%，锌精矿9.8%。因此，脱水流程可选择两段脱水流程见图2-4。图2-3等可浮浮选流程图2.5选厂工作制度及车间生产能力(1) 车间工作制度参照我国矿山生产实际，选矿厂

39、各车间的工作制度设定如下：1) 破碎车间：设备年运转天数330天，3班/天，6小时/班；2) 磨浮车间：设备年运转天数330天，3班/天，8小时/班；3) 脱水车间：设备年运转天数330天，3班/天，8小时/班。(2) 车间生产能力根据各车间的工作制度可计算各车间的生产能力，根据设计生产规模165t/a，计算结果如下：破碎车间：年处理量1650000吨，日处理量5000吨，小时处理量277.8吨；磨浮车间：年处理量1650000吨，日处理量5000吨，小时处理量208.3吨。第3章 破碎流程计算与设备选择3.1 破碎流程计算3.1.1 原始指标(1) 按原矿计的生产能力为1650000t/a；

40、(2) 破碎车间为间断工作制度，年工作330天，每天3班，每班6小时；(3) 矿石属中等可碎性矿石，矿石密度=3.45t/m3，=2.16t/m3；(4) 原矿最大粒度Dmax=600mm，最终破碎粒度为15mm；3.1.2 计算(1) 破碎车间小时处理量Q=5000/(63)=277.8 t/h(2) 破碎比：S=Dmax/d=600/15=40(3)根据总破碎比,选用三段一闭路破碎流程见图3-1。(4) 平均破碎比: Sa=401/3=3.42，初定S1=3.2，S2=3.5那么S3=3.57(5) 计算各段破碎产品的最大粒度d4=Dmax/s1=600/3.2=187.5mmd8=d2/

41、s2=187.5/3.5=53.6mmd11=d5/s3=53.6/3.57=15.0mm(6) 各段破碎机排矿口宽度初步确定粗碎用旋回破碎机，中碎用标准圆锥破碎机，细碎用短头圆锥破碎机，排矿口宽度为：e4=d2/Z1max=187.5/1.6=117.2mm，取e4=118 mm e8=d5/Z2max=53.6/1.9=28.2mm，取e8=29 mm采用第二种等值筛分工作制度,e13=0.8d11=0.815=12 mm取e13=12 mm(7) 各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率预先筛分的筛孔尺寸a的取值范围ea dmax，闭路筛子的筛孔按等值筛分的筛孔尺寸大小确定。粗筛: e4a1d4 即

42、118a1188，取a1=130 mm，E1=50%中筛: e8a2d8 即29a154，取a2=50 mm，E2=80%细筛: 采用等值筛分工作制度a3=1.2d11=1.215=18,取 a3=18mm E3=65% (8) 计算各产物的产率和产量1) 粗碎作业：Q1=5000/36=277.8 t/h； 1=100 %Q2=Q1E1=277.80.320.5=44.4t/h 2Q2/Q1100%=44.4/277.8=16%Q3Q4Q1-Q2277.8-44.4233.4 t/h 341284Q5Q1277.8 t/h； r5r1100 %式中原矿中小于130mm的粒级含量粗筛的筛孔尺寸

43、与原矿最大粒度比值130/6000.22，在?选矿厂设计?图43中,查中等可碎性矿石得0.3232。2中碎作业： Q6=Q1E2=277.80.4650.8=103.3 t/h 6Q6/Q1100%=103.3/277.8=37% Q7=Q8=Q5-Q6=174.5 t/h 785663 Q9Q5Q1277.8t/h 951100式中产物5中小于50mm粒级含量。其数值等于原矿中小于50mm粒级含量与产物4中小于50mm粒级含量之和，即：=E1+4中筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度比值50/6000.083，从?选矿厂设计?图4-3查中等可碎性矿石得19，中筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度比值50/1

44、180.42，从图4-5中查中等可碎性矿石得0.4444那么=E1+40.440.464646.53) 细碎作业：Q11=(Q9Q13)E3即Q1=(Q1Q13)E3故Q13= Q11-E3)/ E3 =277.81-0.53960.65/0.680.65408.1 t/h13408.1/277.8146.9Q12Q13408.1t/h 1213146.9Q10=Q9+Q13=277.8+408.1=685.9 t/h10913100146.9246.9Q11=Q1=277.8 t/h, 111100式中产物13中小于18mm的粒级含量，细筛的筛孔尺寸与细碎机排矿口宽度比

45、值18/151.5，从?选矿厂设计?图4-9中查中等可碎性矿石得68 式中产物9中小于18mm的粒级含量，其数值等于原矿中小于18mm粒级含量，粗碎机排矿口产物中小于18mm粒级含量和中碎机排矿产物中小于18mm粒级含量的三者之和。即： E1E2+4E2+8细筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值18/6000.03，从?选矿厂设计?图4-3中查中等可碎性矿石得9；细筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度比值18/1180.153，从图4-5查中等可碎性矿石得28，细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度比值18/290.62，从图4-6中查中等可碎性矿石得48。 那么0.040.280.80.

46、6280.48 0.539653.96 3.2 破碎设备的选择 3.2.1 粗碎设备的选择和计算根据流程计算，初步拟订粗碎用PXZ-700/100旋回破碎机进行计算，该机在标准条件下的生产能力为：Q0=q0e式中q0单位排矿口宽度的生产能力，查表5-1可知q0=3.0 t/(mmh) e排矿口宽度，e=100 mm那么 Q0=3.0100=300 t/h经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：Q=K1K2K3Q0式中K1中等硬度矿石，k1=1.0。那么K2=/2.73.45/2.71.28给矿最大粒度Dmax与给矿口宽度B之比： a=Dmax/B=600/700=0.86，查?选矿厂设计?中

47、表5-7可知K3=1.00。故Q=1.01.281.00300=383.3 t/h所需破碎机台数为：n=Q3/Q=277.8/383.3=0.72，取1台负荷率为：=Q流/(nQ设)100%=277.8/(1383.3)100%=72%3.2.2 中碎设备的选择和计算初步拟订用PYY1650/285标准圆锥破碎机，该机在标准条件下的生产能力为：Q0=q0e式中q0单位排矿口宽度的生产能力，查表5-1可知q0=7 t/(mmh) ；e排矿口宽度，e=29 mm。那么 Q0=729=203 t/h经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：Q=K1K2K3Q0式中K1中等硬度矿石，k1=1.0。K2

48、=/2.73.45/2.71.28上段破碎机排矿矿口宽度e与本段破碎机给矿口宽度B之比： a=e/B=118/285=0.41，查表5-8可知K3=0.90。故Q=1.01.280.90203=233.9 t/h所需破碎机台数为：n=Q7/Q=174.5/233.9=0.75，取1台负荷率为：=Q流/(nQ设)100%=174.5/(1233.9)100%=75%3.2.3 细碎设备的选择和计算初步拟订选用PYD-1750短头圆锥破碎机，该机在开路破碎标准条件下的生产能力为：Q0=q0e式中q0单位排矿口宽度的生产能力，查表5-1可知q0=14.0 t/(mmh)； e排矿口宽度，e=12mm

49、。那么 Q0=14.012=168t/h经过可碎性，密度，粒度校正后开路条件下的生产能力为：Qk=K1K2K3Q0式中K1中等硬度矿石，k1=1.0K=/2.73.45/2.71.28本段破碎机排矿矿口宽度e与本段破碎机给矿口宽度B之比：a=e/B=12/100=0.12，查表5-8可知K3=1.06。故Q=1.01.281.06168=227.9t/h在闭路破碎时，按通过量计算的生产能力为Qb=KQk根据矿石性质取K=1.15,那么，Qb=KQk1.15227.9262.1t/h所需破碎机台数为：n=Q12/Q=408.1/262.1=1.56，取2台负荷率为：Q流/(nQ设)100%=40

50、8.1/(2262.1)100%=78%3.3 筛分设备的选择和计算3.3.1第一段破碎的预先筛分 给矿量Q=277.8 t/h,给矿粒度6000mm,筛孔尺寸a=130mm,采用固定棒条筛。筛分面积一般根据给矿粒度dmax计算:筛子宽度B=(2.53)dmax36001800mm长度L2B218003600mm.筛子面积 FQ/(qa),其中Q277.8 t/h,a130mm,q0.72(查表5-10)FQ/(qa)277.8/0.72/1302.97 m23.3.2 第二段破碎的预先筛分采用单层振动筛，筛分面积计算公式为： F=Q/(V)筛孔尺寸a=50mm,查表5-11可知,q=37.6

51、m3/m2.h, r=2.16t/m3;有效筛分面积 F1 =Q1/(V)=277.8/37.6/2.16=3.42m2几何面积 F=F1/0.85=3.42/0.85=4.02m2根据计算结果可选用一台YAH1536圆振动筛。3.3.3 第三段破碎的预先及检查筛分选用振动筛(1)给矿量Q=685.9t/h,筛孔尺寸a=18mm,查表5-11可知q=24.25m3/m2.h,松散密度r=2.16t/m3;(2)确定产物10中细粒级及粗粒级的含量,通过查产物8和产物13的产品粒度特性曲线来确定:/筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比9/280.32，查?选厂设计?中表4-6可知0.24。筛孔尺寸

52、之半与第三段破碎机排矿口之比9/130.69，查?选矿厂设计?中表4-9可知0.26。那么：细粒级含量/ 0.241000.26146.9/246.90.252粗粒级含量：/筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比18/290.62，查?选矿厂设计?中表4-6可知0.46。 筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比18/131.39，查?选矿厂设计?中表4-9可知0.38。那么：粗粒级含量：/ 0.46100+0.38146.9/246.90.4123筛分效率E654根据筛子的工作条件，查表确定校正系数为： K=0.71; K=1.12; K=1.75; K=1.0; K=1.0; K=1.0; (5) 所需

53、筛子的有效筛分面积： F=Q/ (KKKKKKq.r) =685.9/(0.711.121.751.01.01.024.252.16) =9.41m筛子的几何面积FF/0.859.41/0.8511.1 m根据计算结果取圆振动筛YAH2148一台，几何面积为(29 )m。3.3.4 筛分设备选择结果筛分设备选择见表3-3。序号作业名称设备名称及规格台数筛孔mm需要的面积m2选择的面积m2流程的给矿量t/h筛分效率%负荷率%1粗筛固定棒条筛2中筛H-1735重型振动筛1454.026.129480753细筛YAH2148圆振动筛21811.129742.986565表3-3 设备选择计算表 3.

54、4 破碎设备方案比拟方案二：原矿最大粒度为600mm, 破碎最终产物粒度为15mm。工作制度：每天三班，每班6h。粗、中、细破碎比分别为：3.2、3.5、3.57,改变初碎设备。方案三：原矿最大粒度为 600mm,破碎最终产物粒度为15mm。工作制度：每天三班，每班5.5h。粗、中、细破碎比分别为：3.2、3.5、3.57。方案四：原矿最大粒度为600mm,破碎最终产物粒度为15mm。工作制度：每天三班，每班6h。粗、中、细破碎比分别为：3.15、3.5、3.63。破碎设备方案比照见表3-1。表3-1 破碎设备方案比照结果表 方案工艺段设备名称与规格台数负荷率功率/KW质量/t粗碎PXZ-70

55、0/100旋回破碎机 16515591.9中碎PYY1650/285弹簧标准型圆锥破碎机16715537.82细碎PYD-1750弹簧短头型圆锥破碎机270155250.52粗碎PJ12001500鄂式破碎机160160110.38中碎PYY1650/285单缸液压标准圆锥16715537.82细碎PYD-1750弹簧短头型圆锥破碎机270155250.52粗碎PXZ-700/100旋回破碎机 17115591.9中碎PYY1650/285弹簧标准型圆锥破碎机17215537.82细碎PYD-1750弹簧短头型圆锥破碎机283155250.52粗碎PXZ-700/100旋回破碎机1581109

56、1.9中碎PYY1650/285弹簧标准型圆锥破碎机17015537.82细碎PYD-1750弹簧短头型圆锥破碎机270155250.52根据方案比拟结果可知，方案一设备投资少，电耗低，设备负荷率均衡，选定方案一。3.4.1 破碎设备选择结果表3-2 破碎设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数设备允许给矿粒度mm设计给矿粒度mm排矿口mm最大排矿力度mm设备处理量t/h台流程给矿量t/h台负荷率%1粗碎PXZ-700/100 旋回破碎机1580580100130409.05277.8722中碎PYY1650/285标准圆锥破碎机12401812950284.01174.5753细碎PYD

57、1750 短头圆锥破碎机28556.612152306.18 408.178第4章 磨矿流程计算与设备选择4.1 磨矿流程的计算4.1.1 原始指标(1)磨矿车间生产能力：Q=5000/24=208.3 t/h(2)给矿粒度为：15-0mm(-0.074mm，含量为8%(3)磨矿细度：-0.074mm含量占67%(4)循环负荷：C=320%(5)年工作330天,日工作三班,每班工作8小时4.1.2 流程计算Q11=5000/24=208.3 t/hQ17=Q11=208.3 t/h式中C磨机循环负荷，由表4-9,4-7可知C=250%600%，取C=320%，Q16=CQ11=320%208.

58、3=666.6 t/hQ14=Q15=Q11+Q16=208.3+666.6=874.9 t/h，r16=r11+C=420 %4.2 磨矿设备的选择和计算(1) 设计条件：1) 给矿量：Q=208.3t/h2) 磨矿细度：-0.074% 占67%3) 给矿粒度：15-0mm4) 给矿细度：-0.074mm占8%5) 中等可碎性矿石(2) 现场条件：磨矿流程采用一段闭路磨矿,给入磨矿机的矿石粒度为200mm，其中-0.074mm级别含量为6，磨矿细度为0.15mm(-0.074mm含量占72)，应用27003600mm格子型球磨机，每台处理能力为40t/h.,磨矿机的单位生产能力(-0.074

59、mm级别计算)q0=40(67%-8%)/18.5=1.27t/hm3。根据磨矿细度-0.074mm不超过72%，宜采用一段闭路磨矿流程，磨矿机采用格子型，初步选择MQG32003600，MQG36003900，MQG36004500，MQG32004500球磨机进行计算和方案比拟。(3) 计算不同规格球磨机的q值q=q0K1K2K3K4式中 q设计磨机按新生成计算级别计的单位容积生产能力，t/m3 h；q0现场磨机按新生成计算级别计的单位容积生产能力，q0=1.27t/m3 h；K1被磨矿石的磨矿难易系数，查表5-13可得K1=1.0；K2磨矿机直径校正系数，由表5-15确定；K3设计磨机的

60、型式校正系数，由表5-16，得K3=1.0；K4设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数，可近似按下式计算： K4=m/m式中m设计磨机按新生成计算级别计的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力，查表5-17可知m=0.93；M现场磨机按新生成计算级别计的不同给矿粒度条件下的相对生产能力，查表5-17可知m=0.90；故K4=m/m=0.93/0.90=1.03对MQG32003600球磨机，K2由表5-15可知K2=1.07q=1.271.01.071.01.03=1.40t/m3hV=Q流(2-1)/q=208.3(0.67-0.08)/1.40=87.78m3对MQG32004