磷铁矿选矿厂初步设计

1、前言高磷铁矿资源的利用对缓解我国钢铁行业铁矿石不足有举足轻重的作用。近几年，国内各高校和研究单位通过多年的选矿技术研究和攻关，使我国复杂难选铁矿石选矿技术和综合利用技术取得了一定的进展 ，但由于受我国铁矿石种类复杂以及这些脱磷方法或流程 复杂、或经济成本较高等的影响，导致我国高磷铁矿石资源的利用率很低。该次设计的目的是高效开发利用磷铁矿资源，实现矿产资源的综合利用。在设计过程 中尽可能地吸收了国内外选矿厂设计的先进方法和先进而成熟的科技成果，并结合本科期 间的学习及生产实践经验；设计过程注重理论联系实际，采用三段一闭路破碎流程，实现 多破少磨，力图达到节能降耗的目的；采用先浮后磁生产工艺流程、

2、厂区阶梯型布置，循 环水高效利用及做到水自流减少能源消耗等。1选矿厂设计依据、设计任务与资料来源选矿厂设计依据磷铁矿选矿厂初步设计(1)磷铁矿石的综合加工利用，符合国家政策，具有节约资源，尤其是扩大铁矿资源量， 缓解我国铁矿资源的短缺现状，对于建设资源节约型社会有着的重大意义，有着良好的经 济效益和社会效益；(2)直接还原铁生产工艺可靠，市场前景广阔，国家重点投资对象；资料来源本初步设计基础资料主要来源于以下几个方面：(1)本次毕业实习的实习单位 一提供的可行性研究报告：25万吨难选贫矿(低品位含 钛磁铁磷灰石)伴生矿选矿改造工程可行性研究报告、设计图纸；(2)所属区域规划总平面图；(3)中外

3、文书籍、手册及各种文献；(4)现场收集、测绘、整理的资料；(5)上网查找的相关资料。设计任务根据本次设计的选矿厂年处理的原矿量 220万吨，可知本选矿厂的类型为中型选矿厂， 并且该选矿厂的原矿来源于多个采矿区共同供应的。该选矿厂主要经济技术指标如下：(1)Fe精矿品位为65.5%,P精矿品位为36%,;(2)Fe精矿回收率为76.00%,精矿含水率为11%; P精矿回收率为86%,精矿含水率 为 12%;(3)一段磨矿细度为-200目占45%二段磨矿细度为-200目占80%.厂区概况矿区及矿床地质拥有8个主体矿山，钛磁铁磷灰石储量 2.4亿吨，保有储量2.1亿吨。铁矿赋存于太 古界群小塔子沟组

4、地层中，围岩为黑云斜长角闪片麻岩，矿体与围岩界线清楚，属中硬度 岩石，普氏硬度系数f=78,岩石稳固性好。黑云斜长角闪片麻岩岩石呈深灰色，鳞片粒 状变晶结构，片麻状构造，矿物成份主要为磷灰石、磁铁矿、角闪石、斜长石及石英。暗 色矿物多具绿泥石化，见有后期沿片麻理注入的长英质脉体。钛磁铁磷灰石含有多种有色 金属，其中P2O5含量为2.4%, S含量0.64%, TFe含量10.5%, TiO2含量4.00%,是东北地 区最大的低品位钛磁铁磷灰石矿储藏地，具有长期大规模露天开采的条件。气候特征县属北温带大陆季风气候区，尽管东南部受海洋暖湿空气影响，但由于北部蒙古高原 的干燥冷空气经常侵入，形成了半

5、干旱半湿润易旱地区。全县处于海洋性季风气候向大陆 性气候过渡的区域内，属半湿润、半干旱季风型大陆性气候。雨热同季，全年平土气温7.6C, 最高气温37C,最低气温-36.9C,年均日照时数28502950小时。年降水量平均614.7mm, 多集中在6-8月份，无霜期120155天。春秋两季多风易旱，风力一般 23级，冬季盛 行西北风，风力较强。水源供应及排水条件根据当地水文情况和现场生产实践，选矿厂生产中的尾矿经处理后的水作为生产用水 可循环使用，该矿水源充足。矿区内现有供水能力1165立方米、时,新建选厂后供用水量 为2450m3h,其中2000m3h为循环利用，450m3h为补充新水。由于

6、生产用水为循环使用，只有少部分废水经尾矿排放，因无化学药剂及过多悬浮颗粒 所以对环境无害。提高生产废水的循环利用率，使废水排放量降到最低限度，同时采取有 效废水处理措施（过滤设施）确保废水的达标排放。3电源供应总变电所容量由原来的10300KVA增容为14300KVA,市电业局已批准增容方案（该 项投资含在新建选厂投资中）。将公司2#主变由原4000KVA更换为1台S11-8000/66型变 压器，新增容量为4000KVA 0相应增加电压互感器，安装通讯远动屏。.入选矿石类型及工艺矿物学研究入选矿石类型设计的可行性和必要性开发利用矿石资源，不但综合有效回收铁矿和磷矿资源，同时也为当地带来良好的

7、社 会效益和经济效益，通过对该选厂进行初步可行性研究，该选厂的设计具有以下优势：(1)地质资料齐全、资源可靠，具有开发潜力。(2)融资方式明确，建设资金有保障。(3)工艺成熟、可靠，技术有保证。矿石的工业类型矿石工业类型为磷铁矿石。矿体矿石质量较好，属易采矿石。矿石矿物成份简单，金 属矿物以磁铁矿为主，含少量赤铁矿、黄铁矿。脉石矿物主要为石英，含少量黑云母、角 闪石、方解石。磁铁矿：呈亮灰色或呈赤铁矿假象产出，磁铁矿主要为团块状、粗粒状， 组成连续断续条带与石英相间分布。石英：灰白色深灰色，他形粒状蠕虫状结构，形 态不规则，呈团块状或断续条带状与磁铁矿相间分布。角闪石、黑云母：呈柱状、鳞片状

8、呈断续条带与磁铁矿相间分布，多具绿泥石化。方解石：属低温热产物，在后期沿裂隙充 填交代，呈细脉状产出。工艺矿物学研究矿石的化学成分及含量3-1矿石的化学成分各组分含量由原矿多元素分析可知，见表 表3-1原矿化学成分及含量Tab.3-1 Chemical composition and content of ore成分TFe巳。5SiO2SAl2O3CaOMgOTiO2含量/%10.502.4039.020.047.5810.017.814.00矿石的矿物组成矿石矿物成份简单，金属矿物以磁铁矿为主，含少量赤铁矿、黄铁矿。脉石矿物主要 为石英，含少量黑云母、角闪石、方解石。磁铁矿：呈亮灰色或呈赤铁

9、矿假象产出，磁铁 矿主要为团块状、粗粒状，组成连续断续条带与石英相间分布。石英：灰白色深灰色， 他形粒状蠕虫状结构，形态不规则，呈团块状或断续条带状与磁铁矿相间分布。 角闪石、 黑云母：呈柱状、鳞片状呈断续条带与磁铁矿相间分布，多具绿泥石化。方解石：属低温 热产物，在后期沿裂隙充填交代，呈细脉状产出。矿物的结构及嵌布特征铁矿赋存于太古界群小塔子沟组地层中，围岩为黑云斜长角闪片麻岩，矿体与围岩界 线清楚，属中硬度岩石，普氏硬度系数 f=78,岩石稳固性好。黑云斜长角闪片麻岩岩石 呈深灰色，鳞片粒状变晶结构，片麻状构造，矿物成份主要为磷灰石、磁铁矿、角闪石、 斜长石及石英。暗色矿物多具绿泥石化，见

10、有后期沿片麻理注入的长英质脉体。磷矿嵌布 粒度大，一段磨矿-0.074mm含量占45%左右浮选指标较好；磁铁矿嵌布粒度相对较细， 段磨矿-0.074mm含量占80%左右，通过阶段磨矿阶段选别磁选指标较好。.破碎流程的选择与计算及工作制度生产能力的确定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，各车间工作制度如表4.1表4.1各车间工作制度Table 4.1 the working system of the workshop车间名称年工作天数/天设备年作业率/%全年开车小时数/小时年设备运转天数/天日设备运转班数/班班设备运

11、转时数破碎车间36575.346600330210磨矿选别车间36590.41792033038精矿脱水36590.417920330384.2破碎筛分流程的选择与计算计算破碎车间生产能力确定破碎车间与采矿工作制度一致，采用连续工作制度，全年工作365天，设备作业率取75.34%。因此，全年设备运转330天，每天2班，每班10小时，故：破碎车间生产能力4时=1200000 = 333.33t / ht 330 10 2计算总破碎比及分配各段破碎比破碎产物给入球磨机，根据球磨机入料粒度要求和多碎少磨原则，确定最终破碎产 品粒度为10mm。总破碎比S.=吐=700 =70心 10根据总破碎比确定采

12、用三段一闭路破碎流程，如图 4-1所示。原矿1（）粗破2r ）中破3T 416C5厂：细破77 7图4-1破碎流程图Figure 4-1 broken flow chart并初步拟定，第一段采用颗式破碎机（或旋回破碎机），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：S、S2 0 =70Si =3.25=4.2=5.13计算各段产物的最大粒度d2 =Dmax/& =700/3.25 =215.4mm , 取 215mmd3 =d2/S2 =215.4/3.25 =51.3mm, 取 51mmds =d3 s =51.3 5.13=10mm计算各段破碎机的排矿口宽度计

13、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,、 d按b=计算；闭路破碎的破碎机排矿口宽度按 b=0.8dii计算。 Zh =d2yzi =2151.6= 135mm （颗式破碎机）b =d2/Z1 =215/1.45 =149mm （旋回破碎机）b2 =d3/Z2 =51/1.9= 26.8mm,取 27mmb3 =0.8d5 =0.8 10 =8mm其中，Z值查选矿厂设计表 5.2-6。选择各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率检查筛分采用振动筛，筛孔尺寸a1 =1.2d5 =1.2x10=12mm ,筛分效率E=80%。计算各段产物的矿量和产率q = q2 = q3 =

14、 q5 = 333.33t / hq7 =q6 =q1 7 =333.33 1.38 = 247.75t/hq4 =q3 q7 =792.92t/hC =（1 - :3 42E1）, -7J2E1 =（1 -0.34 0.8） 0.66 0.8 =137.88%1二2=3=5 =100%7 =c% =137.88%6 = 7 =137.88%4 = %7 =100% 137.88% =237.88%式中 良2邛7,2 分别为原矿、产物3、7中小于本段筛孔12mm粒级的含量。ft-2 中碎后小于12mm粒级含量。振动筛筛孔与排矿口宽度的比值 电= 12 = 0.44, b227查选矿厂设计图5.

15、23中等可碎性矿石得筛上累计产率为 66%,故P3,2 =166% = 34%。?7-2 产物7中小于12mm粒级含量。振动筛筛孔与排矿口宽度的比值 a1 = = 1.5, b38查选矿厂设计图5.24中等可碎性矿石得筛上累计产率为 34%即：P7,2 = 1-34% = 66%4.3破碎筛分流程数质流程图数据整理，有破碎数质图，如图 4-2所示Q:t/hY： %原矿333.33;10012粗破333.33;100333.33;100792.92;237.884中破459.137.88a=12mm;E=80%333.33;100C细破459.137.88图4-2破碎数质图Figure4-2 b

16、roken several qualitative figure105磨矿选别流程的选择计算工作制度的确定车间名称工作制度设备年作业率/%全年开车/h作业率折算相当于/h工作制度年工作天数年班时磨矿车间连续30590.41792033038磨矿车间生产能力:q年(1 4%) 2200000(1 -4%) 2AA A7t/. =200.0 7 t / ht330 8 3选别流程制定41磷精矿40图5-1选别流程图Figure 5-1storting flow chart11数质量流程计算根据有关试验报告，采用如下的磨矿浮选流程，如下图5-2,原矿开厂2段磨矿：3_4 分级恒粗选丫6 TOC o

17、1-5 h z - 78 .一精 917i 一扫|101111819二丘|l22011 二扫1314212215三精一16尾矿磷精矿图5-2磨矿浮选流程Figure 5-2 grinding flotation process计算第一段磨矿的矿量、产率磨矿细度：-200目级别含量为45%（-0.074mm级别含量为45%）;分级返砂中-0.074mm 级别含量为7%。确定返沙比：C=300 （由选矿厂设计表5.211查得分级溢流产物粒度0.3mm, 由选矿厂设计表5.29查得磨细至0.3至I 0.1mm时，C%为250到600,取C=300%）q1 =q4 =266.67t/hq5 =Cq 二

18、300% 266.67 =800.01t/h12q2 =q3 =。q5 =1066.68t/hi = 4 =100%q2 _ 1066,68 q1 266.67= 400%生 800.01q1 255.67=300%-7 =16.81%、一：8 =1.62%、-10 =25.4%、一：11 =3.16%、P13 =31.64%、P14 =8.65%、飞=36.0%、一：16 =12.8%、% =2.88%、一二19 =0.86%、% =1.42%、15=86.0% 。选别流程的计算浮选流程的计算第一：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

19、数 pap-选别作业数 pC-计算成分，对于单金属矿石选别流程计算，不仅需要确定各产物的产量，而且还要确定有用成分在各产物中的金属含量，因而计算成分C=2oNp =C(np -ap) =2 (12-6) =1212个指标:第二：按照工业试验结果与类似厂生产指标分析，选用如下第三：列平衡方程计算各产物的产率、品位：1152.8% 86.0%15 = 1 156.69%F 36.0%1322 = 1 - 15 =100%-6.69% =93.31%:p 丁222.8% (1-86.0%)-22 二二 0.42 %2293.31%“3=。+工6、。13，13 =。15，15 + P16 ；16- 1

20、5 -15 - -161113 - -16 =8.24%=；13 - 15 =8.24% -6.69% =1.55% TOC o 1-5 h z 7 = 11 .15_：77= 11 11 ：15 157 - 15 -15 - -11)!7 - - 11 =16.02%11 二7 一 15 =16.02% -6.69% =9.33%-10-15 -1410 1015 15 . X 1410 - 15 -15 ；14 10 - ；14 =10.92%14 = 10 - 15 =10.92% -6.69%=4.23%8 = 18 -218 8 18 18 1 218 = 21 -18 - -21-

21、18 - ：8 =182.18%18-y8 - 22 =182.18%-93.31% =88.87%19 = 2122飞 19 = ：21 21 - ： 22 221419 = 22 2 - 2 =1，19 =166.63%22 = 19 - 21 =166.63% -93.31% =73.32%20 =1118 =9.33% 88.87% =98.20%6=7 - 8=16.02% 182.18% =198.20%9 = 714 =16.02% 4.23% =20.25%12 =；11016 =10.92% 1.55% =12.47%17 = 181g =88.87% 166.63% =25

22、5.5%第四：根据公式酬=%乳律1、qn = q1计算各产物的回收率、矿量-1 = ；：4 =2.8%q1 =q4 =266.67t/h16.87% 16.2% 八；7 = 7 71 = =96.52%2.8%q7 = 7=0.1602 266.67 =42.72t/h1.62% 182.18% ,；8 二.8 8 -1 = =105.40%2.8%q8 =1.8218 266.67 = 485.82t/h10=丁。10：125.4% 10.92%2.8%-99.06%。0 =#10=0.1092 266.67 = 29.12t/h11二：11 11/ x3.16% 9.33%2.8%= 10

23、.53%qn = 11。=0.0933 266.67 = 24.88t / h-13二：13 13131.64% 8.24%2.8%-93.11%q13 二 13qi =0.0824 266.67 =21.97t / h-14 -14 14 - ：18.65% 4.23%2.8%-13.07%q14 = 14。=0.0423 266.67 =11.28t/h15；16=：16 16 . ：1 =12.8% 1.55% rccc/ =7.09%2.8%qi6=16。=0.0155 266.67 =4.13t/h；18=-18 18 . -1 =2.88% 88.87% 二 91.41%2.8%q

24、18= /q =88.87% 266.67 = 236.99t / h；19二：19 19：1 二0.86% 166.63% l - cc/ =51.18%2.8%q19=/q = 166.63% 266.67 = 444.35t/h=：21 21：1 =73.32% 1.42% =37.18%2.8%q21=21q =73.32% 266.67 =195.52t/h；6 = 7；8 =96.52% 105.4% =201.92%；9 =；10 vl =99.06% 10.53% =109.59%” =”4=93.11%13.07%=106.18%；17 =；18；19=91.41%51.18

25、%=142.59%；20 =；18=10.53%91.41%=101.94%；22 二 % 一 ；15 =100% -86.0% =14.0%q6 =涧1 = 198.2% 266.67 = 528.54t / hq9 = 9。=20.25% 266.67 = 54.00t/h。2 = 12=12.47% 266.67 =33.25t/hq15 = Zq =6.69% 266.67 =17.84t/hq17 =170 =255.5% 266.67 =681.34t/hq20 f ,20q =98.2% 266.67-261.87t/h第五：计算未知产物的品位162.8% 201.92%198.

26、2%= 2.85%：9 = ：1 ；9.9 口2.8% 109.59%20.25%= 15.15%-12 - -1 ；12 122.8% 106.18% =23.84%12.47%M7二-1 ；17.172.8% 142.82%255.5%= 1.57%20 二 -1 ；20202.8% 101.94% 0,=2.91%98.2%第六：磷矿矿量平衡验算原矿：Q热矿=p1Pqi = 2.8% M 266.67 = 7.47t / h精矿：Q/，915 =36.0% 17.84 = 6.42t/h尾矿：QP矿=一：2/22 =0.42% 24883 = 1.05t/h故有QM +QP 矿=6.42

27、+1.05 = 7.47= Q品所以，P矿矿量平衡5.5.2磁选流程的计算: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 pnp-选别产物数 pap-选别作业数C-计算成分，对于单金属矿石选别流程计算，不仅需要确定各产物的产量,而且还要确定有用成分在各产物中的金属含量，因而计算成分C=2oNp =C(np-ap) =2 (8-4)=8第二：按照工业试验结果与类似厂生产指标分析，分配原始指标。17因为N 29164.8,61.829.53,5.62354.93;1.85铁精粉循环水图5-3数质量流程图Figure 5-3 flow chart of qu

28、alityq 166.43,62.4126 2.2,13.083344.99,16.87 6.0,9.643039尾矿216.35,81.1338 m24.040循环水225.6矿浆流程的计算磨矿流程矿浆计算(一段磨矿)碎矿作业为干法作业，所以不对其进行矿浆计算。则矿浆计算由磨矿作业开始q1 =266.67t/h 。(1)确定浓度Cn。必须保证的浓度：磨矿作业浓度 Cmi=76% ,分级溢流浓度 C4=45%。不可调节的浓度：原矿水分为4% (即原矿浓度 Ci =96%),分级返砂浓度 C5 =84%(2)按&= -84 =0.19184一C计算液固比 CnR1 =100-CiCi100-96

29、96= 0.042D 100-C4100 -4545=1.222100 -C5100-Cm1Cm100 -7676= 0.316(3)按Wn =qn Rn计算水量W1=qR =266.67 0.042 = 11.12t/hW4 =q4R =266.67 1.222 = 325.92t/hW5 =q5R5 =800.01 0.191 =152.4t/hWm =qm1Rm1 =1066.68 0.316-336.86t/hWm2 =W4 W5 =325.92 152.4 =478.32t/hW2W5 =11.12 152.4 =163.52t/h23(4)按Ln =W作业-z Wn计算补加水量。L

30、mi =Wmi -W2 =336.86-163.52 =173.34t/hLm2 =Wm2 -W3 =478.32-336.86 =141.46t/h m磨矿流程不计算矿浆体积，故从略。浮选流程矿浆计算流程图如图5-2所示：(1)确定浓度Cn。必须保证的浓度：粗选作业浓度Cm3 =31%；精选I作业浓度 品4=23%精选II作业浓度Cm5 =25% ；精选III作业浓度Cm6=25%扫选I作业浓度Cm7 =29% ；扫选II作业浓度 Cm8 =27%不可调节的浓度：粗选精矿浓度C7=36%;精选I精矿浓度 C10=45%精选II精矿浓度C13=40%;精选III精矿浓度C15=41%扫选I精矿

31、浓度 C18=32%;扫选II精矿浓度 C21=32.5%(2)按“:1001计算液固比:CRm3100 -Cm3Cm3100 -3131= 2.2 2 6m4100 -Cm4Cm4100-2323=3.34824Rm5100 -Cm5100-25Cm5 -25= 3.00100 -Cm6m6 一Cm6100-2525= 3.00Rm7100 -Cm7 _ 100-29Cm7 =29= 2.448Rm8100 -Cm8Cm8100-2727= 2.704R7 =100-C7C7100 -3636=1.778100 -C10R10 ;cC10100 -45-1.2 2 245R13100 -C1

32、3100 -4040= 1.50R15100-C15C15100-4141= 1.44= 2.125100 -C18 100 -32R18 =C1832100 -C21C21100 -32.532.5= 2.077(3)按 Wnqn Rn计算水量:Wn3 = qm3Rm3 = 528.54 0.316 = 1176.43t / hWn4 ; qm4%4 =54.0 3.348 = 180.78t / hWm5 =qm5Rm5 =33.25 3.00 = 99.75t/hWm6 =qm6Rm6 =21.97 3.00-65.91t/hWm7 = qm7%7= 681.34 2.448 = 166

33、8.06t/h25Wm8 =qm8%8 =444.35 2.704 =1201.39t/h叫=q7R =42.72 1.778 = 75.95t/hW8 =Wm3 -Wz =1176.42-75.95 =1100.47t/hW =q10R。=29.12 1.222 =35.59t/hW =Wm4 -W0 =180.78-35.59 =145.19t/hW13 =q3R3 =21.97 1.50 = 32.96t/hW14 =Wm5 -W13 =99.75-32.96 =66.79t/hW15 =。5旦5=17.84 1.44-25.7t/hW16 =Wm6 -叫5 =65.91 25.7= 4

34、0.21t/h岫二q18R8 =236.99 2.125 = 503.60t / hW21 = q21 R21 = 195.52 2.077 = 406.08t / hW6 =W4 咐 M =325.92 145.19 503.60 = 974.71t/hW9 =W7 W4 =75.95 66.79 =142.74t/h岫 =M 皿6 =35.59 40.21 =75.8t/hW7 =W8 W21 =1100.47 406.08 =1506.55t/h岫 =Wm7 -M =1668.06-503.60 =1164.46t/hW2oM =145.19 503.60= 648.79t/hW =Wm

35、8 -%1 =1201.39-406.08 = 795.31t/h(4)按Ln =W乍业-Z Wn计算补加水：Lm3 =Wm3 -W6 =1176.42-974.74= 201.71t/hLm4 =Wm4 -W5 =180.78-142.74 =38.04t/h26Lm5 =Wm5 -皿2 = 99.75 - 75.8 = 23.95t/hLm6 =Wm6 -皿3 = 65.91 - 32.96 = 32.95t / hLm7 =Wm7 -W73 = 1668.06 -1506.55 = 161.51t/hLm8 =Wm8 -榻-1201.39 -1164.46 - 36.93t / h按Vn

36、 =Wn#计算矿浆体积qm11066.68/ 3.、Vm1 =Wm1 强=336.86382=616.1( m . h)Vm2= Wm2qm21066.683qm2 =478.32 = 757.56( m3 h):3.82Vm3=Wm3二1176.43 528.54 1314.78(m3 h)：3.82Vm4=Wm4qm4 =180.78 540 194.92(m3 h) :3.82Vm5= Wm5qm5 =99.75 3325 =108.45( m3/h) ：3.82Vm6= Wm6qm6 =65.91 2197 = 71.66(m3 h) :3.82Vm7=Wm7qm7 =1668.06

37、681.34 = 1846.42( m3 h：:3.82Vm8= Wm8qm8 =1201.39 444.35 =1317.71(m3.h)33.82V1 =叫 +q； =11.12 12；7 -80.93( m3/h)V2 =W2 生=163.52 1066.68 = 442.76( m3 h)3.82q3 ccc cc 1066.683 ,、V3 =W3 =336.86 = 6 1 .6(m h)3.82q“266 673.V4 -W4 曳-325.92 -395.73 m h).82q5800.01V5 -W5 =152.4-361.83(m : h).8227q6V6 =W6 528.

38、543= 974.71 += 1113.07( m /h)3.82q7V7 =W742.723=75.95 =87.13(m h)3.82V8 =W8q8P485.82q .=1100.47=1227.65(m3 h)3.82V9 =W9鱼=142.74 40 =156.88(m3 h)3.82V10 一 W10、29,123 .=35.59 =43.21(m3 h)3.82V11 =W-q124,883= 145.19 =151.7(m h)3.82V12 =W12要= 75,8 33.25 =84,5(m3 h)3.82q13V13 =皿3;21,973=32.96 38.71(m h)3

39、.82V14 =叫4q411,283= 66.79 =69.74(m . h)3.82V15 =W15q1517 843 t= 25,7= 30.4( mh)3.82V16 - W16、4.13q= 40.21=41.3(m3 h)3.82V17 -W17= 1506.55 681,34 =1684.91(m3. h)3.82V18 =叫8q18=503,6 236,99 =565.64(m3 h)3.82V19 =9q19444,353 .二 1164.46 =1280.78(m . h)3.82V20 =W20.261,873-= 648.79 = 717.34(m3. h)3.82q21

40、V21 - W21:195.523.= 406.08-457.26(m : h)3.82V22 =W22 q2 =795.31 248,83 860.45(m3. h)3.8228(6)按& =和Cn计算某些作业和产物中的固液比&和浓度Cnqn1 Rn% 必=32=0.44 8qm2 1066.68-11c,Cm2 = = = 69.04%1 Rm2 1 0.448W2163.52R2 = = =0.1 5 3q21066.6811C2 = = =86.7%1 R21 0.153W3336.86R =0.3 1 6q 1066.68-11c,C3 = = = 76.0%1 R3 1 0.316

41、W8 1100.47R8 = = =2.2 6 5q8485.8211C8 = = = 30.63%1 R81 2.265W9 142.74R992.6 4 3q954.011C9 = = = 27.45%1 R91 2.643W6974.71R6 = 61.8 4 4q6528.5411C635.16%1 R61 1.844Wi145.19R11 = 15.8 3 5qn24.88-11c,C11 = = =14.63%1 + R1+5.835由466.79R14 - 5.9 2 1q1411.28_11C14 -14.45%1R14 1 5.921小二%=给二9.254q164.13_11

42、C16 = = =9.75%1 R161 9.254cW22795.31 门日R22 -3.1 9 6q22248.83_11C22 - 23.83%1 R221 3.196皿91164.46R19 一 192.621q19444.35-11c,C19 = = = 27.62%1 + R9 1+2.621W 73.81R12 -2.220q1233.25-11c,C12 =! =31.1%1 R121 2.220W171506.55R17=2.211q17681.34_11C17 =31.14%1 R71 2.21129W20坐=2.4 7 7q20261.8711”,C20 = = = 28

43、.76%1R201 - 2.477(7)浮选冲水量粗选：Wk7=q7 0.8 =42.72 0.8 = 34.18t/h一精：叫卜 10=。00.8 =29.120.8 =23.30t/h二精：W卜 13=。30.8=21.970.8-17.58t/h三精：四卜 15=q150.8 =17.840.8 =14.27t/h一扫：叫卜 18=。80.8 =236.990.8=189.59t/h二扫：叫卜21=q210.8 =195.520.8 = 156.42t /h浮选矿浆水量平衡 L浮选=Lm1 Lm2 Lm3 J / Lm6 J7=809.89t / hW孚=W5 W -W =25.7 79

44、5.31 -11.12 = 809.89t/h所以浮选矿浆水量平衡磁选流程矿浆计算流程图如图5-1所示：(1)确定浓度Cno必须保证的浓度：一段磁选作业浓度 Cm9 =23.6%;二段磁选作业浓度 Cm13=25%;磨矿作业浓度Cm12 =72% ;不可调节的浓度：一段磁选给矿浓度C22 =23.83%;一段磁选精矿浓度C 23=71%；三段磁选精矿浓度C34 =67%;回收磁选作业浓度Cm10 =20.5%三段磁选作业浓度Cm14 =24%回收磁选精矿浓度C25 =68%二段磁选精矿浓度C32 =66%水力旋流器精矿浓度C31 =30%30水力旋流器沉砂浓度C29 =70%;(2)按 Rn

45、=100 .Cn计算液固比:CnRm9100 一59Cm9100 -23.6二 3.23723.6Rm10100-Cm10Cm10100-20.5=3.8 7 820.5Rm12100 Cm12Cm12100 -72 =0.3 8 972Rm13100-Cmi3Cm13100-25=3.025Rm14100 -Cm14Cm14也0=3.16724100 - C22C22100-23.83=3.19623.83100 - C23R23 ;C23100 -7171= 0.409R25100 - C25C25100-68= 0.40168100 -C29R29 二八C29100 -7474= 0.3

46、51-100-C3131R31 - 八C31100-3030= 2.333100 - C32C32100 -6666= 0.515-100 - C34D34R34 ,C34100 -67 = 0.4936731(3)按Wn =qn R计算水量:Wm9 =qmgRmg =248.83 3.237 =805.54t/hWmi0 =qmioRmi0 =204.11 3.878 = 791.54t / hWmi2 qmi2Rmi2 =164.8 0.389 = 64.1t / hWmi3 =qmi3%3 =82.4 3.0 = 247.2t / hWm14 =qm14Rm14 =37.41 3.167

47、 = 118.47t / h%2=q22R2 =248.83 3.196 = 795.31t/h% =q23% =44.72 0.409-18.27t/hW5 =q25&5 =37.68 0.471-17.73t/h%9=q29R9 =164.8 0.351 =57.91t/hW31 = q31 R31 =82.4 2.333 = 192.26t/hW32 = q32 R2 = 37.41 0.515 = 19.27t / hW34 = q3404 = 32.48 0.493 = 16.0t/hWm11 -W29 W51 =57.91 192.26 = 250.17t/hW24 =Wm9 -%

48、=805.54-18.27 = 787.27t/hW26 =Wm10 -W25 =791.5417.73 =773.81t/hW27 =W23 W25 =18.27 17.73 = 36.0t/hW30 =Wm12 =64.1t/hW28 二7 W30 =36.0 64.1 =100.1t/hW33 =Wm13 -也2 =247.2-19.27 =227.93t/hW35 =Wm14 -W34 =118.47-16.0 =102.47t/h32W38 =W26 % W35 =773.81 227.93 102.47 = 1104.21t/h(4)按Ln =W乍业-Z Wn计算补加水：Lm9 =

49、Wm9 -W22 =805.54-795.31 =10.23t/hLm10 二Wm10 Wm =791.4 787.29 =4.11t/hLm11 =Wmn -W28 =250.17-100.1 =150.07t/hLm12 =Wm12 -%9 =64.1-57.91 = 6.19t/hLm13 =Wm13 -W31 =247.2-192.26 = 54.94t/hLm4 =Wm14 -W32 =118.47 -19.27 =99.2t/h(5)按Vn =Wn +与计算矿浆体积Vm9 -Wm9 qm9) =805.54 248.83 -870.68(m3 h) TOC o 1-5 h z :3

50、.82Vm10 =Wm10 M =791.54 H1 =844.97( m3 h) 3.82q247.23.Vm11 =Wm11 qm1 =250.17 = 314.88(m . h)：3.82Vm12 =Wm12 驷=64.1 1648 =107.24( m3 h) 3.82Vm13 =Wm13 驷=247.2 粤=268.77(m3, h) 3.82qm1437.413Vm14 =Wm14 =118.47128.26(m . h).82q2344.723V23 =W233 =18.2729.98(m . h )3.82V25 =W25 q5 =17.73 3768 =27.59(m3 h)

51、3.82V29 =W29 =57.91 1648 =101.05( m3 h)3.82V31 =W31 q1 =192.26 82.4 =213.83( m3 h)3.8233 TOC o 1-5 h z q3237.413V32 =W32 十竺=19.27 += 29.06(m /h)3.82q3432.48V34 =W34 =16.0 = 24.5( m h).82V24 =W24 q24 =787.27 204.11 =840.7( m h) ：3.82q26166.43,3.、V26 =W26 + =773.81 +=817.38(m3/h)：3.82V27 m7 =36.0 82 =

52、57.57(m3 h) :3.82V30 =W30 驷=64.1 1648 = 107.24( m3 h)V28 =W28 =100.1 2472 =164.81( m3 h)Qqq44.993V33 -W33史=227.93-239.71(m h )3.82q354.933V35 =W35=102.47 =103.76(m . h)：3.82V38 =W38 q38 =1104.21 216.35 =1160.85( m3 h) ：3.82(6)按Rn =叫和Cn计算某些作业和产物中的固液比Rn和浓度Cnqn1 RnRm11Wn11250.17=1.01qm11247.2Cm1111= 49

53、.8%一1Rm11一 1 1.01DW24787.27- 3.8 5 7q24204.11C24 =11= 20.59%R241R24 一1 3.857DW26773.81=4.646q26166.43C26 =11= 21.52%R261 R26 一1 4.646W2736.0- 0.437q2782.40C27 =11= 69.59%R271R27 一1 0.437DW28100.1280.405q28247.2C28 =11= 71.2%R281R28 一1 0.405R30W30C30R33R35q30W33q33W35q35Ws8q38补加总水量:港=5.06644.99102.47

54、 =20.7 8 54.931104.215.104216.35C381R30一 1 0.389 一111R33一 1 5.066 一111R35一 1 20.7851111= 4.59%1R3816.48%C35C331 5.10472%16.38%:一.兹选=Lm9 Lm10 Lm11 Lm12 Lm13 L-m14-10.23 4.11 150.07 6.19 54.94 99.2 =324.74t/h工-总=工 L浮选 +Z L磁选=809.89 + 324.74 = 1134.63t/h皿5 W34 W38 -W =25.7 16.00 1104.21-11.12-1134.79t/

55、h所以选别过程水量平衡。按下式计算选矿厂总耗水量 -0 ：、L0 =(1.11.15户 L =1.13 1134.79 =1282.31t/h按下式计算选矿厂流程单位耗水量:、-01282.31266.67= 4.81t/h356破碎筛分设备的选型与计算破碎设备的选型与计算粗碎设备的选择计算万案一：拟选用简摆型PJ120OX1500颗式破碎机。颗式破碎机技术参数如表6-1:表6-1颗式破碎机主要技术性能参数Tab.6-1 jawbreakers main technology function parameter型号进料口尺寸/mmx mm取大进料粒度/mm排料口调整范围/mm处理能力m3/h

56、主轴转速/r/min电动机功率/kW重量/tPJ1200 5001200 M5001000150 40310160160110.38开路破碎时每台处理量;qK2 K3K4qs(Ki矿石硬度修正系数，Ki =1-0.05(f -14)或查选矿厂设计表6.2-1;P PK2 矿石密度修正系数，K2=-；21.6 2.7f矿石普氏硬度系数；P矿石松散密度，t/m3;P矿石密度，t/m3;K3 给矿粒度修正系数，K3=1+0.8-dmx或查选矿厂设计表6.2-1; bdmax给矿最大粒度，dmax = 700mm;b给矿口宽度，b=1200 mmK4水分修正系数，查选矿厂设计表 6.2-1;36度。q

57、0单位排矿口宽度处理量，见选矿厂设计表6.2-2; bpr破碎机排矿口宽其中，取K1=1 -0.05(f -14)=1.0；K2K33.82 d 小=1.41;2.7700=1 +(0.8 ) =1.22 ;1200K4=1.0；破碎机规格为 PE1200X1500,故 q0=1.9, bp =135;贝U qs =q0 Mbp=1.9 X35=256.5;则破碎机处理量为:q = K1K2K3K4qs =1 1.41 1.22 1 256.5 =441.231 h故破碎机台数n=% = 33咨=0.756 (取 1 台) q 441.23设备作业率外=75.6%。拟选用复摆型PE900X12

58、00颗式破碎机。颗式破碎机技术参数如表6-2:表6-2颗式破碎机主要技术性能参数型号进料口尺寸ZmmXmm取大进料粒度Zmm排料口调整范围Zmm处理 能力 Zm3/h主轴转速ZrZmin电动机功率ZkW重量ZtPE900X1200900 M2007501302518022511044.13Tab.6-2 jawbreakers main technology function parameter开路破碎时每台处理量;q = K1K2K3K4qs(62)37Ki矿石硬度修正系数，3=10.05(f -14)或查选矿厂设计表6.2-1;一、一、一 一 一Pc P1.6 2.7K2 矿石密度修正系数

59、，K2 = ；f 矿石普氏硬度系数；Ps矿石松散密度，t/m3;P矿石密度，t/m3;K3 给矿粒度修正系数，K3=1+0.8-d吧或查选矿厂设计表6.2-1;d max给矿最大粒度，d max = 500mm ；b 给矿口宽度，b = 700mm；K4 水分修正系数，查选矿厂设计表 6.2-1;q。一一单位排矿口宽度处理量，见选矿厂设计表6.2-2;bp 破碎机排矿口宽度，其中，K1 =1-0.05(f -14)=1.0；700900K3 =1+(0.8)=1.02 ;3=1.0；破碎机规格为 PEJ900X1200,故 q0=1.28, bp=135;贝Uqs =q0 Mbp=1.28 3

60、5=172.8;则破碎机处理量为：q = K1K2K3K4qs =1.0 1.41 1.02 1.0 1 72 =2 4.51 h故破碎机台数n=曳 =更咨=1.34 (取2台)q 248.538K2 矿石密度修正系数,K2设备作业率=%=333.33 =67.1%nq 2 248.5由以上分别计算可得如下结果：表6-3粗碎设备比较Table 6-3 coarse crushing equipment型号台数功率/kw重量/t负荷率结论PJ1200 5001160110.3875.6%优PE900X1200211044.1367.1%差两者比较，PJ1200X1500的效率更高一些，且数量少，