【铜矿7000吨日处理量的浮选厂设计12000字（论文）】

福州大学本科生毕业设计铜矿7000吨日处理量的浮选厂设计设计说明按照任务书要求，对紫金山铜矿7000吨/日选矿厂进行初步设计。紫金山铜二厂进行两周的毕业实习。初步确定了设计的工艺流程，使用三段一闭路流程，之后使用磨矿机进行磨矿，水力旋流器进行分级。选铜作业使用一粗两扫两精流程。浮选作业使用优先浮选工艺。对厂房内的设备，厂房的总体布置等进行设计，并且进行了技术经济概算。绘制了磨浮厂房平断面图，浮数质量流程图，中细碎筛分厂房平断面图，设备形象联系图，粗碎厂房平断面图，精矿浓缩过滤厂房平面图。关键词：紫金山，铜矿，选矿厂说明书目录TOC\o"1-1"\h\u26098第1章论述 论述1.1设计任务简介厂址位于福建上杭紫金山金铜矿矿区，处理品位为0.50%的硫化铜矿石，拟设计采矿规模为7000t/d，选冶处理能力为7000t/d，采用破碎—磨矿—浮选流程。1.2矿区概况紫金山铜矿床位于福建省汀江左岸、上杭县城北14.6公里处，海拔500~1000m，地形陡峻，山坡坡度较高。紫金山铜矿在海拔600到700米标高以下的地带，特点是上金下铜，因此又被称做铜娃娃戴个金帽子。紫金山早年盛产黄金，而且有许多形状奇异的石头，因此誉为“杭川第一风景名胜”之称[1,2]。紫金山矿床矿区范围内仅有沉积岩零星分布，为断裂构造发育[3]。1.3采矿概况和资源储量采矿使用框架矿柱法。随着上部矿体不断的采掘，为适应生产需要，铜矿使用露天开采。露天开采规模大、成本小，能够充分回收有用矿石[4,5]。1.4厂址选择1.4.1厂址选择基本原则1.4.1厂址选择的基本原则选矿厂一般应遵循以下原则[6]：厂址应尽量靠近矿山；要贯彻节约用地原则；厂址应尽量靠近水源；选矿厂要有可靠的电源；选择厂址要考虑适宜的交通运输条件；1.4.2厂址特点选厂地址平均坡度19-24%，可使得物料自流。厂址地理位置较为安全；离水资源近，节省运输成本；县道651与矿区公路相通，交通便捷；厂址位置的选取不影响居民生活；1.4.3原矿输入和精矿输出露采场与矿厂标高差距较大，所以采用汽车运输会产生较多费用，因此使用机车将采出的矿石通过溜井运输到硐外，之后由破碎车间进行破碎。主要作业场所是330运输平硐，矿石最终运输到紫金山铜冶炼厂。第2章2.1矿石性质2.1.1矿石的主要性质矿石真密度为每立方米2.76克，堆密度每立方米1.96克，属于中硬度矿石，含水为4%，最大粒度600毫米。2.1.2矿石的化学性质紫金山铜矿类型简单，主要有价成分为铜。脉石矿物主要为石英、明矾石。铜矿原矿铜的物相分析如表表2-1所示。`注：*表示g/t，下同名称含量/%占全铜/%硫化铜0.586.21自由铜0.0229.48结合铜0.0104.31表2-1铜矿原矿铜的物相分析2.1.3嵌布特征以及赋存状态紫金山铜矿石类型简单，如表表2-1-3所示，金属硫化物有黄铁矿；矿石属中等硬度矿石。特征以他形，自形晶粒状结构为主，典型交代构造。矿石含水率小，粘土性矿石含量少，矿石松散密度1.57为每立方米1.57吨。自然类型含量/%花岗岩型硫化铜81隐爆碎屑岩型硫化铜矿石15安玢岩型硫化铜矿石4表2-1-3紫金山铜矿石自然类型简单2.2流程设计论述2.2.1破碎筛分流程论述破碎段数的确定破碎dmax=600mm，入磨粒度d=10mm。则总破碎比为：S=600/10=60，经分析，使用三段破碎，平均破碎比Sa=S1/3=3.91。(2)洗矿的必要性原矿含泥量＜0.1%，因此不设置洗矿。(3)筛分设置中碎，细碎前设置预先筛分。2.2.2磨矿流程设备论述(1)经过分析，采用一段磨矿可满足浮选要求，故使用一段磨矿流程。(2)参考实际生产现场，原矿经过一段磨矿之后，直接进行水力分级，分级次数为一次，沉砂返回磨机进行再次磨矿。图2-2磨矿分级流程2.2.3浮选流程论述浮选工艺流程图如图2-3所示。图2-3浮选工艺流程图2.2.4精矿脱水流程论述设计精矿脱水流程，如图2-4所示；图2-4精矿脱水流程第3章工艺流程与主要设备的选择与计算3.1车间工作制度和生产能力选厂每天处理量7000吨；破碎车间工作制度设计为三班倒，运转时长为330天/年，一个班作业时长为6h。设备年作业率：破碎车间的每小时处理量为：年处理量为：磨浮车间，设备工作时长330天/年，一个班工作时长为8小时。车间小时处理量计算如下：精矿脱水车间设备运转时长为330天/年，一个班的工作时长设计为8h。3.2破碎筛分流程3.2.1洗矿的必要性原矿的含泥量＜0.1%，因此不设置洗矿。3.2.2破碎筛分流程的确定设计破碎筛分流程如图3-1所示：图3-1破碎筛分流程3.2.3流程计算查阅《选矿设计手册1988》[7]。设计第一，二段的破碎比S1=3，S2=5，则：各破碎段产品中最大粒度[8]为：d1=D/S1=600÷3=200mmd2=d1/S2=200÷5=40mmd3=d2/S3=40÷4=10mmB1=d1/Z1=200÷1.60=124mm（取124mm）B2=d2/Z2=40÷1.9=21.05mm（取22mm）B3=0.8d3=0.8×10=8mm（取9mm）使用双层筛进行筛分；a2=a4=12.5mmE1=90%，E2=80%,(E1,E2为中碎预先筛分和闭路筛分的等效筛分效率，a2，a4为预先筛分与闭路筛下层筛筛孔尺寸）粗碎，中碎，细碎产品重-12.5mm粒级含量分别为：，，由流程可以得出：中碎作业 细碎作业:3.2.4主要设备的选择与计算（1）粗碎设备使用颚式破碎机，破碎机给料dmax<(0.8-0.85）d[6]（d为给矿口宽度),由于dmax/0.8=600÷0.8=750mm，所以d需大于750mm,因此设计使用JM1312颚式破碎机。则单台颚式破碎机的处理量按下式计算：式中，8按计算(式中q0为单位宽度处理量，t/(mm·h))，查表计算得：，所以，所需台数（取1台），校核其负荷率：因此粗碎配置一台JM1312颚式破碎机是合适的。（2）中碎设备查阅文献，中碎破碎机给料dmax<(0.8-0.9）d[6]（d为给矿口宽度),通过计算，d1/0.9=200÷0.8=250mm，因此破碎机d需要大于250mm,为了减少转运设备等配置，简化流程，为自动化控制提供空间，应尽量减少破碎机的配置台数，参考实际现场，筛选给矿口宽度，初步选定Φ2200标准弹簧圆锥破碎机和PYY-220/350单缸液压标准圆锥破碎机，计算如下:单台Φ2200标准弹簧圆锥破碎机的处理量：查表得：K1=1.0，K2=1.02，K3=1.5，K4=1.0q0为单位宽度处理量，t/(mm·h))，查表得q0=15所需的圆锥破碎机台数（取1台）校核其负荷率：单缸液压标准圆锥破碎机计算如下：查表得：K1=1.0，K2=1.02，K3=1.5，K4=1.0所需的圆锥破碎机台数（取1台）校核其负荷率：以上两种圆锥破碎机都是选用一台就能满足生产要求，并且它们的负荷率都为80%，弹簧型圆锥碎矿机生产能力相对较低，破碎黏性矿石时破碎腔易堵塞，过铁保护装置不够可靠。因此综合考虑，选择单缸液压圆锥碎矿机。因此综合考虑节约厂房的占地面积和高度，选择单缸液压标准圆锥破碎机，数量为1台。（3）细碎设备设计选用标准中型Φ2200圆锥破碎机：(式中Qs、K1、K2、K3、K4意义同前，Kc一般取1.15-1.40)根据矿石性质，Kc=1.25，K2=1.02，K4=1.0查表得：K1=1.0，K3=1.25所以，所需的圆锥破碎机台数（取2台）校核其负荷率：经过计算，选用两台标准中型圆锥破碎机。2、筛分设备设计需要的振动筛总面积按下列公式计算[6]：式中，φ取0.9；δ0=1.57t/m3，（1）中碎预先筛分中碎预先筛分选择重型振动筛。上下层筛孔尺寸分别为18mm，12mm。初步选用SSZ1500×5600直线振动筛。本方案选择设备为SSZ1500×5600直线振动筛，其最大给料粒度为300mm，工作面积为7.31m2。所以：所需设备台数：所以选用1台设备负荷率综合考虑成本因素，选择SSZ1500×5600直线振动筛。细碎预先检查筛分细碎预先检查筛分选择直线振动筛，因为处理量较大，为减小筛子损耗，采用双层筛。上下层筛孔尺寸分别为16mm，11.5mm（粗碎产物经过上层筛后，60%进入下层筛）。初步选用ZZS2000×6500直线振动筛。其最大给料粒度为300mm，工作面积为12m2。查找标准圆锥破碎机机产品粒度特性曲线图。查表得：查表得：所需设备台数：所以选用1台设备负荷率所以，选择方案1台ZZS2000×6500直线振动筛。3.3磨矿分级流程3.3.1磨矿分级流程的选择在选矿厂中，结合矿石性质和设计要求，选定以下磨矿流程：图3-2磨矿分级流程3.3.2磨矿流程的计算选矿厂每天处理量为7000吨，最终产品-200目细度设计为65%，一班工作时长8h，并且采用三班制度。Q10=7000÷24=219.67t/h循环负荷确定为350%。Q11=Q15=219.67t/hγ10=γ15=100%Q14=CQ11=768.85t/hγ5=Cγ1=350%Q2=Q3=(1+C)Q1=988.52t/hγ2=γ3=(1+C)γ1=450%3.3.3磨矿分级设备的选择与计算球磨机的选择格子型球磨机磨矿效率高，但由于物料被磨时间短，产品相对较粗。而且维修成本高，维修难度大，格子板容易损坏。

溢流型球磨机构造简单，价格较低而且可产出较细的产品:特别是磨矿粒度为0.1~0.074mm时，用格子吸效果不好，用溢流型球磨机则较好。

自磨机的单位容积生产能力较球磨低，电耗和设备费用也高于常规球磨机，自磨实践表明，自磨机规格越大，其优越性越突出。因此自磨机适用于大型磨矿厂。

综上选用选用溢流型球磨机较为合适。球磨机的计算参照实际生产现场，设计粒度小于20毫米，-200目磨矿细度设计为61%，-200目粒级含量为6%，选用3660球磨机。球磨机的处理量采用容积法[9]计算：，，上式中，由于Q0=378t/h，V=54.5m3，β1=6%，β2=61%所以，查表得K1=1.0，K3=1.0，K4=m1/m2=0.90/0.92=0.98Φ3600×6000溢流型球磨机的计算：经公式计算得：K2=1.0，所以，所以，nd=Q1/Qd=0.79台(球磨机选取1台)负荷率：因此选用1台3660溢流型球磨机。分级设备选择与计算设计溢流粒度-200目占百分之六十五，溢流浓度百分之三十四,循环负荷设计为百分之三百五十。表3-1为磨矿回路物料平衡。表3-1磨矿回路物料平衡计算结果名称溢流沉砂球磨机入料固体量t/h291.67768.851060.52水量m3/h354.42192.21546.63矿浆量t/h646.09961.061607.15浓度%t/m3348065.99矿浆密度t/m31.281.881.59矿浆体积m3/h826.991806.792633.78水力旋流器的分离粒度d50(c)的计算：溢流-200目含量为65%,取d50(c)/dT=1.86，d50(c)=1.86×74=137.64由公式[9]可知：旋流器给矿的体积浓度Cv=33.75%ρ=2.76g/cm3，，Cv=65%,d50(c)=138.75μm计算得，D=45.4cm因此水力旋流器的直径取值为50厘米。由此得：旋流器直径D=500mm参考相关文献，设计使用Φ500水力旋流器[9]，计算：式中，KD=0.8+1.2÷(1+0.1×50)=1.0，所以一台水力旋流器的处理量为：所需旋流器台数：n=Vn/V=826.99×3.5÷203.5=14.2台（取15台）(式中Vn为旋流器给矿总体积量)ξ=0.5，则:ne=15ξ=15×0.5=8台，n=8+15=23台,所以总台数为23台。在满足生产的前提下，配置23台Φ500水力旋流器。3.4浮选流程3.4.1浮选流程的选择与计算原矿，精矿中铜品位为0.5%，22%，铜回收率90%。设计的浮选流程如图3-3所示：图3-3浮选流程已知：原始指标数的确定Np=C(np-ap)C=2，np=10，ap=5，所以Np=2×(10-5)=10;原始指标设计为：回收率计算：由，产率计算：，品位计算：由公式，各作业产物矿量计算：3.4.2浮选设备的选择与计算浮选机根据实际生产状况，粗选，扫选，精选分别使用70m3，70m3，20m3XCF/KYF机型，匹配吸入槽，用于返回产品[10]。以下对配置的浮选机台数进行计算：设计铜粗选、铜扫选Ⅰ、铜扫选Ⅱ的浮选时间为5min，铜精选I和铜精选II浮选时间为10min。W=K1Q(R+1/ρ)/60=K1V矿浆/60n=Wt/(VK2)其中K1=1.0，K2取0.84，(球磨机K1取值为0.1；选别有色金属K2取值为0.84)则有：所以，铜粗选用1台型号为XCF/KYF-100的浮选机，铜扫选I和铜扫选II分别用1台型号为XCF/KYF-100的浮选机，铜精选I和铜精选II分别用1台型号为XCF/KYF-20的浮选机。搅拌槽根据公式[6]计算搅拌槽的体积：V=K1tV矿浆/60=6×534.644÷60=53.46m3，K1=1.0，t取6min由V=D3π/4，解得D=4.08m(考虑预留一定的处理空间，D取4.1m）3.5矿浆流程Q1=219.67t/h,循环负荷率为350%，则：编号矿量t/h1291.672988.523988.524219.675768.856231.99713.428218.57917.0110221.5118.46128.55133.5714217.931512.12164.67173.79182.9319215表3-5磨选流程各产物矿量必需的Rn值计算:不可调节的Rn值：（3）由进行水量计算：（4）Ln值计算:根据公式，有根据公式，得Rn计算:由,求出矿浆体积:流程水量计算[8]:计算水耗指标Wg[12]3.6脱水流程3.6脱水流程3.6.1精矿脱水流程的选择设计给料浓度35%，最终过滤浓度大于90%。图3-4精矿脱水流程Q1=Q6=4.67t/hW1=Q1(1-C1)/C1=4.67×(1-0.35)÷0.35=8.673t/hW6=Q6(1-C6)/C6=4.67×(1-0.9)÷0.9=0.52t/hW3=W1-W6=8.153t/h3.6.2精矿脱水设备的选择与计算1、浓缩设备铜精矿浓缩浓密机的总面积：铜精矿浓缩浓密机的直径：所以，根据计算结果，铜精矿浓缩设备选择型号为 NG-15的浓密机一台。2、过滤设备综合考虑精矿的产量和质量，选择GW-5筒型外滤式真空过滤机：n=Q/Q0=4.67÷3=2.2350台（取3台）考虑设备备用，选择4台GW-5过滤机。3.6.3尾矿浓缩设备的选择与计算按公式计算浓密机总面积[11]：式中：F需要的浓密机面积，m2；Q给入浓缩机的固体量，Q=215×24=5160t/d；R1浓缩前矿浆的液固比，R1=(1-0.3)÷0.3=2.33；R2浓缩后矿浆的液固比，R2=(1-0.42)÷0.42=1.381；由下式计算：u0=545(ρ-1)d2，其中，ρ为截留脉石密度，真密度为2.76g/cm3，脉石d取0.012mm，由此解得u0=545×(2.76-1)×0.0122=0.138mm/s尾矿矿浓缩浓密机的总面积：F=5160×(2.33-1.381)×1.1÷(86.4×0.138×0.94)=480.6m2尾矿浓缩浓密机的直径：因此，选用NT-30高效浓缩机作为尾矿浓缩设备。第4章辅助设备的选择与计算4.1矿仓4.1.1原矿受矿仓1、矿仓容积选用矩形矿仓，储存矿石的时长为0.9小时，堆密度每立方米1.96吨，图4-1所示。图4-1原矿仓仓形Q=qt=388.89×0.9=350.00t矿仓需要的有效容积计算：V′=Q/ρs式中：V′为设计矿仓有效容积，Q为设计矿仓所需的贮矿量，ρs=1.95t/m3所以：V′=350.00/1.95=179.49m3矿仓几何容积V=V′/K=179.495/0.9=199.432m3（K取0.9)矿仓几何参数矿仓下部容积[12]：bb取值2.4m；ll取值4m；则：V2=h×[BL+(B+b)(L+l)+bl]/b=84.33m3矿仓上部容积：V1=HLB式中H矿仓上部高度(m)因为V1=V-V2=115.102m3矿仓上部高度H=V1/(LB)=4.604m取H=4.7m4.1.2中碎缓冲仓使用矩形矿仓，储存矿石时长25分钟，堆密度取值每立方米2.05吨，图4-2所示。图4-2中碎缓冲仓Q=qt=388.89×20÷60=129.63t矿仓需要的有效容积计算：V′=Q/ρs，ρs取2.05t/m3，V′=129.63/2.05=63.23m3几何容积计算公式：，所以：V=63.23/0.9=70.26m3a、b排矿口的宽度和长度，m；A、C、B上矩形的长、宽、高，m；H下棱台高度，m；矿仓几何容积：a取0.6mb取0.6mA取4mD取4mC取3mB取4mH取2.4m4.1.3粉矿仓1、矿仓容积圆柱形平底矿仓，储存矿石的时长24小时，矿石堆密度为每立方米2.06吨，图4-4所示。图4-4粉矿仓仓形贮矿量Q=qt=388.89×24=9333.36t矿仓需要的有效容积计算：V′=Q/ρs，ρs取值2.06t/m3，V′=9333.36/2.06=4530.75m3几何容积计算公式：，所以：V=4530.75/0.9=5034.17m32、矿仓几何参数为尽可能利用土地资源，减少建设成本，查阅文献[6]选用高径比1.1。V=πR2H=2.2πR3解得R=9.0m，H=19.79m仓架高度取3m。4.1.4精矿贮矿仓采用矩形矿仓，储存矿石时长12小时，堆密度每立方米2.5吨。铜精矿贮矿量：Q=qt=4.67×24×12=1344.96t精矿贮矿仓有效容积：V′=1344.9/2.5=537.98m3几何容积V=537.98/0.9=597.76m34.2给排料设备4.2.1给料设备1、原矿仓采用给矿机给料机：给料中dmax=600mm，设计使用板式给料机进行给矿。根据处理量为388.89t/h考虑选择择GBZ240-5重型板式给矿机计算公式[14]：Qt=3600kbhρsv，式中：Qt板式给矿机的处理量，t/h；k充满系数，k取0.8；b矿仓排矿漏斗口宽度，为2.4×0.9=2.16m；h取0.54m；ρs物料堆密度，ρs为1.96t/m3；v带速，0.025-0.15m/s，v取0.10m/s。则Qt=3600×0.8×2.16×0.54×1.96×0.10=658.41t/h由于389.89÷658.41=0.591，故设计合理。2、中碎缓冲仓给料设备给料中dmax=220mm，选择GZ8给料机计算公式：，式中：振动给矿机的处理量，t/h；槽宽，由设备技术资料可知为1.3m；物料层厚度，取0.15m；物料松散密度，为1.75t/m3；查阅文献，取0.7；输送速度，m/s，通过下式计算： 式中：要求给料能力388.89/h，388.89÷438.57=0.886，所以选用一台GZ8型电磁振动给料机是合适的。4.2.2排料设备1、粉矿仓设计使用4台DP2-80型号的电液动平板闸门。2、精矿贮矿仓配置一台抓斗机3、尾矿输送车间使用型号LSGB350-4.0隔离泵，浓度45%，矿浆固体含量每小时215吨，则台数：n=[215÷2.03+215×(1-0.45)÷0.5]÷350×(1+0.5)=1.45(组)（取2组）4.3皮带运输机松散物料的输送设备现有各种不同的类型可供选择，选矿厂实际生产情况不同，采用的输送设备也不相同。但总的来看，目前选矿厂最通用的、使用最多的还是带式输送机。近20多年来，我国生产的带式输送机不断得到改进，技术性能明显提高，品种也在增加。选矿用带式输送机的主要生产厂家有山矿、沈矿、河南鹤壁通用机械、上建、五环矿设、大华重机、鑫海矿机、南昌重机等。根据物料流向，实际生产状况，从粗碎到磨矿间共配置了1#至10#共十条TD75皮带。4.3.1功能描述1#带：运输粗碎产品到中碎缓冲仓；2#带：运输中碎破碎产品、细碎破碎产品；3#带：转换运输方向；4#带：再次运输产品；5#带：运输产品到粉矿仓；6#带：转换运输方向；7#带：运输筛下产品；8#、9#、10#带：运输产品至球磨机。4.3.2选型1、1#带设计选用皮带型号为TD75，皮带宽度为800毫米，堆密度每立方米1.76吨，式Qv=S·VC中：Qv皮带运输机的运输能力，m3/s；S取S=0.0608m2；V取1.25m/s；C倾角系数，倾斜角度取14°，C=0.90；所以，Qv=0.0608×1..25×0.90=0.06848m3Qm=0.0684×1.75×3600=430.92t/h校核：要求运输能力388.89 t/h，388.89÷430.92=0.902Dmax+200mm=670.58mm<800mm故设计合理。2、2#、3#、4#带：dmax=55mm，选用皮带型号为TD75型，宽度为800毫米，矿石堆密度每立方米2.05吨，公式为Qv=S·VC[12]：Qv皮带运输机的运输能力，m3/s；S取值为0.1530m2；V取1.25m/s；C倾角系数，倾斜角度取12°，C=0.92；所以，Qv=0.1530×1.25×0.92=0.176m3Qm=0.176×2.05×3600=1298.88t/h校核：要求运输能力975.74t/h，975.74÷1298.88=0.7512×55+200mm=310mm<800mm故设计合理。3、5#、6#带dmax=13mm，选用皮带型号为TD75，宽度为800毫米,矿石堆密度每立方米2.05吨，公式Qv=S·VC中，Qv皮带运输机的运输能力，m3/s；SS取0.0608m2；V取1.25m/s；C倾角系数，倾斜角度取12°，C=0.92；所以，Qv=0.0608×0.92×0.8=0.0699m3Qm=0.0699×2.05×3600=515.86t/h要求运输能力389.89t/h，389.89÷515.86=0.76dmax=13mm，3.3×13+200mm=242.9mm<800mm故设计合理。4、7#带dmax=12mm，选用皮带型号为TD75，宽度为800毫米,矿石堆密度每立方米2.05吨，公式Qv=S·VC中，Qv皮带运输机的运输能力，m3/s；S取0.0608m2；V取1.25m/s；C倾角系数，倾斜角度取12°，C=0.92；所以，Qv=0.0608×1.25×0.92=0.0699m3Qm=0.0699×2.05×3600=515.862t/h校核：要求运输能力388.89t/h，388.89÷515.862t=0.753.3×12+200=240mm<800mm故设计合理。5、8#、9#带：dmax=10mm，选用皮带型号为TD75，宽度为800毫米,堆密度每立方米2.05吨，公式Qv=S·VC中，Qv皮带运输机的运输能力，m3/s；S查阅文献，取值为0.0638m2；V取1.25m/s；C倾角系数，倾斜角度取3°，C=1；所以，Qv=0.0638×1.0×1=0.0638m3Qm=0.0638×2.05×3600=448.7t/h校核：要求运输能力388.89t/h，388.89÷448.7=0.867dmax=10mm，3.3×10+200mm=233mm<800mm故设计合理。6、10#带dmax=10mm，选用皮带型号为TD75，宽度为800毫米,堆密度每立方米2.05吨，公式Qv=S·VC中，Qv皮带运输机的运输能力，m3/s；S取0.0638m2；V取1.7m/s；C倾角系数，倾斜角度取12°，C=0.92；所以，Qv=0.0638×1.7×0.92=0.0939m3Qm=0.0939×2.05×3600=692.98t/h要求运输能力388.89t/h，388.89÷692.98=0.56Dmax=13mm，3.3×13+200mm=242.9mm<800mm故设计合理。4.4检修起重设备4.4.1粗碎车间颚式破碎机检修最大件重32t，故选择电动桥式，起重能力为50/10t。4.4.2中细碎、筛分车间检修起重设备选电动葫芦，起重能力为：2t。圆锥破碎机最大件重19t，故选电动桥式，起重能力为20t。4.4.3转运站运输机驱动辊为1.45t，故选3台电动单梁起重机，起重能力为2t。4.4.4粉矿仓10#皮带驱动轮重1.45t，选用电动葫芦，起重能力为2t。4.4.5主厂房球磨机最大件重为45t，故选用起重机为电动双梁桥式，起重能力50/10t；浮选机机组最大件重为34t，故选用起重机为电动双梁桥式，起重能力50/10t。4.4.6精矿脱水车间陶瓷过滤机最大件重为7t，故选用电动单梁起重机，起重能力为10t。4.4.7尾矿输送车间隔离泵最大件重为27t，故选用电动双梁桥式起重机，起重能力为30t。 第5章厂房总体布置与设备配置5.1厂房总体布置厂房总体布置依次为粗碎车间，中细碎车间，筛分车间，在筛分车间之后配置有粉矿仓，根据物料自流的方向，由西向东依次是磨矿车间，浮选车间，精矿浓缩车间，并且附近配有尾矿运输车间和尾矿浓缩池，如图5-1所示。粗碎车间、磨矿浮选车间的厂房、精矿过滤和尾矿输送车间使用单层式厂房，中细碎及筛分车间建筑形式采用混合式厂房；图5-1厂房总体布置方案

5.2厂房设备配置设备配置必须使得设备可以正常运行，满足工艺流程的需要，维修方便，操作简单[6]。破碎车间采用三段一闭路，筛分设备和中细碎设备设置在同一个厂房内，设备采用纵向配置，中细碎及筛分厂房，按照物料流动的方向，配置在同一个跨度内，细碎和中碎设备处在同一个水平高度。5.2.2磨浮车间物料由皮带被运输到球磨机，并且配置23个水力旋流器，可以进行分级。浮选车间，浮选机设备采用纵向配置，在浮选机周边配置搅拌槽，可以对矿浆进行搅拌，沿纵向一次配置储药槽，搅拌槽，鼓风机，渣浆泵。

5.2.3尾矿输送车间尾矿输送车间隔离泵采用横向配置。5.2.4厂房建筑模数1、厂房跨度和柱距（1）粗碎厂房：原矿仓纵横向平面最大尺寸为6m，检修场地参考柱距6m6+6=12m，所以厂房纵向尺寸应该大于12米；由分析可得，厂房横向尺寸应不小于：6m；2×60M+30M=15m，4×30M=12m，因此厂房长轴尺寸为15米，厂房跨度为12米(厂房柱距使用60M数列，粗碎厂房的跨度采用扩大模数30M）。（2）中细碎及筛分厂房：中碎缓冲矿仓纵横向最大尺寸为5m；标准中型Φ2200圆锥破碎机纵向平面尺寸为4.7m，横向平面尺寸为12.8m；筛分部分横向平面尺寸为15m，纵向平面尺寸为3.115m，检修场地参考柱距尺寸为6m，柱距数为2。4+4.7+3.115=11.815m，则厂房纵向尺寸应大于11.815米。12.8+15=27.8m，厂房横向尺寸应大于27.8米4×60M=24m，因此厂房跨度为24米；厂房长轴尺寸:5×60M=30m。（3）磨矿浮选厂房：水力旋流器机组纵向尺寸为6.32m，球磨机纵向尺寸，横向尺寸为8.8m和17m；检修场地参考柱距尺寸为6m，柱距数为4。8.8+6.32+6×4=39.12m，磨矿跨间纵向尺寸应不小于39.12米；（17+6.32）×2=46.64m，厂房横向尺寸应不小于46.64米；厂房长轴尺寸为13×60M=78m。（4）精矿过滤厂房：过滤机纵,横向平面最大尺寸为2.57m，2.975m，检修场地参考尺寸为6m，柱距数为3。2.57×6+6×3=33.42m,则厂房纵向尺寸应不小于33.42米：；主通道设置为2m，2.975+4=6.975m；因此厂房横向尺寸应该大于6.975米。厂房跨度为2×60M=12m；厂房长轴尺寸为10×60M=60m。（5）尾矿输送厂房：根据实际现场进行布置。2、厂房高度计算柱顶标高计算[14]公式为：H=H1+h1+h2，如图5-2所示：图5-2厂房高度（1）粗碎厂房：原矿仓高度为6.7m，颚式破碎机安装高度为4.4m，排矿仓安装高度为10m；颚式破碎机竖向最大尺寸2.08m；厂房跨度为12m。H1=a+b+c+d+e=6.7+4.4+10+2.08+0.5=23.68mH=H1+h1+h2=23.68+2.3+0.5=26.48m（2）中细碎及筛分厂房：筛分安装高度为3m；圆锥破碎机安装高度5.4m。筛分设备最大高度为2.03m，给料机安装高度为1.995m；检修组件尺寸为2.1m；H1=a+b+c+d+e=2.03+1.995+3+5.4+2.1=17.525mH=H1+h1+h2=17.525+2.14+0.5=20.165m（3）磨矿车间：水力旋利器机最大安装高度为3.15m，球磨机安装最大高度为6.8m；检修组件尺寸为1.75m。H1=a+b+c+d+e=6.8+3.15+1.75+1.5+0.6=13.8mH=H1+h1+h2=13.8+2.75+0.6=17.15m（4）浮选车间：浮选机纵最大安装高度为4.2m，最大检修组件尺寸为4.5m；H1=a+b+c+d+e=4.2+0.5+4.5+1.5+0.3=11mH=H1+h1+h2=11+2.14+0.5=13.64m（5）精矿过滤厂房：过滤机安装最大高度为3.45m，最大检修组件尺寸为3.2m。H1=a+b+c+d+e=3.45+0.5+3.2+1.2+0.3=8.65mH=H1+h1+h2=8.65+2.14+0.5=11.29a'qm（6）尾矿输送厂房：根据现场进行布置。5.2.5厂房辅助设施辅助设施按照相关规定进行设计[15,16]。第6章经济概算6.1选厂劳动岗位定员6.1.1劳动定员工种一班二班三班合计人数粗矿仓岗位1113粗碎岗位11135#、6#、7#皮带岗位1113中细碎及筛分岗位22261#、2#、3#、4#皮带2226粉矿仓岗位11138#、9#、10#皮带岗位2226破碎中控岗位1113球磨岗位1113浮选岗位1113化验员1113加药岗位1113精矿浓缩岗位1113精矿过滤岗位1113抓斗岗位1113尾矿浓缩岗位1113尾矿输送岗位1113浮选中控岗位2226机修3339总计25252575表6-1作业人数表生产工人在册人数=75×1.26=95（人）工程技术人员=75×15%=12（人）管理人员=75×12%=9（人）服务人员=10（人）选厂总定员=95+12+9+10=126（人）(在册人员系数，连续工作制取1.26，间断工作制取1.08）6.1.2劳动生产率实物劳动生产率选厂全员实物劳动生产率=2475000÷126=19642.86t/(人·a)生产工人实物劳动生产率=2475000÷95=26052.63t/(人·a)（2）货币劳动生产率品位18%-24%铜精矿单价37000元/t铜，则：年选矿产品总价值=44383.7×20%×37000=32843.94万元选厂全员货币劳动生产率=32843.94÷126=260.67万元/(人·a)生产工人货币劳动生产率=32843.94÷95=345.73万元/(人·a)6.2选厂工艺投资概算6.2.1工艺设备概算价值主要工艺设备名称型号台数功率/kW重量/t最大件重/t单价/万元颚式破碎机1300*1130mm的JM1312颚式破碎机126022031.8171圆锥破碎机YY-220/350圆锥破碎机128079.918.33.2振动筛SSZ1500×5600直线振动筛1104.8549振动筛ZZS2000×6500直线振动筛1136.643.5圆锥破碎机标准中型2200圆锥破碎机2260851930球磨机Φ3600×6000116002174575水力旋流器Φ500230.085搅拌槽Φ44001非标浮选机XCF-2023718.793.0KCF-100313233.511陶瓷过滤机GW-541.16.328精矿浓密机NG-15型周边传动15.59.1245尾矿浓密机NT-30型周边齿条传动17.532.7855辅助设备设备名称型号数量外形尺寸功率/kW总重/t最重部件重量单价/万元1#皮带运输机TD751B=800mm,L=100m1100.0625/m22#皮带运输机TD751B=1200mm,L=110m1500.0875/m23#皮带运输机TD751B=1200mm,L=12m1500.0875/m24#皮带运输机TD751B=1200mm,L=85m1500.0875/m25#皮带运输机TD751B=800mm,L=38m500.0625/m26#皮带运输机TD751B=800mm,L=8m500.0625/m27#皮带运输机TD751B=800mm,L=80m1100.0625/m28#皮带运输机TD751B=800mm,L=20m400.0625/m29#皮带运输机TD751B=800mm,L=66m1000.0625/m210#皮带运输机TD751B=800mm,L=20m1000.0625/m2原矿受矿仓1V=221.95m3颚式破碎机排矿仓1V=400m3中碎缓冲仓1V=82.3m3粉矿仓1V=5034.17m3铜精矿仓1V=739.71m3重型板式给矿机GBZ240-537533×6718×2080305012电磁振动给料机GZ822300×1300×3004.03.1532平板闸门DP2-80型60.4抓斗机10t22.2水隔离泵LSGB350-4.04组2.3100/6组电动双梁起重机50/10t435电动桥式起重机30t115电动抓斗起重机10t10.36电动单梁起重机2t40.75电动葫芦2t10.75表6-2设备费用表由上表计算可得设备总价为3629.16万元运杂费率取6%，设备运杂费3629.16×6%=217.75万元安装间接费率取2.5%，设备安装间接费3629.16×2.5%=90.729万元工艺设备概算价值=3629.16+217.75+90.729=3937.64万元6.2.2金属构件概算价值设备总重为700.15t金属构件重量所占标准设备百分比为8%，安装间接费率取2%，构件单价取0.28万元，金属构件概算价值=700.15×8%×0.28×(1+2%)=15.42万元6.2.3工艺管道概算价值主产房管道概算价值=3324.8×2.5%×(1+1.35%)=84.24万元(3324.8万元为厂房设备总价，零件费率取值为1.35%)过滤厂房管道概算;128×2.5%×(1+0.34%)=3.31万元(128万元为过滤车间设备总价，零件费率取值为0.34%）选厂工艺管道概算：84.24+3.31=87.55万元所以，选厂工艺概算为3937.64+15.4+87.55=4040.59万元6.3选厂基建投资概算名称投资权重占比/%选矿工艺50土建15电气8给排水5其他部门22表6-3为投资权重占比固定资产=选矿工艺概算价值/选矿工艺占投资权重=4040.59÷50%=8081.18万元。土建投资=8081.18×15%=1212.177万元电气费用=8081.18×8%=646.45万元给排水费用=8081.18×5%=404.059万元其他费用=8081.18×22%=1778.86万元总投资=8081.18÷(1-10%)=8979.08万元单位基建投资额=8979.08×10000÷(8000×330)=34元/t流动资金占总投资20%-30%，总投资=8979.08÷(1-20%)=11223.85万元，将上述计算结果列于表6-3：项目选矿工艺土建电气给排水其他合计基建投资单位基建投资额选厂总投资权重/%402010525100金额（万元）4040.591212.177646.45404.0591778.868979.0812816.7234元/t11223.85表6-3选厂基建投资分配6.4选厂精矿设计成本6.4.1成本计算(1)原料费=8.62+1.14=9.764元/t（矿石费8.62元/t，矿石运输费为1.14元/t）(2)计算得设备材辅助料消耗费用=15.581元/t，药剂消耗费用=2.065元/t；辅助材料费=(15.581+2.065)÷(1-7%)=18.974元/t(3)总水耗费用为2.29×75%×0.6＋0.687×3=3.09元/t(其中回水率为75%，回水价格0.6元/t，新水价格3元/t，新水用量为0.687m3/(t·h))(4)电费=1元每吨原矿(5)工人平均工资4700元/月,单位劳动支出费用=4700×(1＋11%)×12×91÷(8000×330)=2.16元/t(6)车间经费：平均工资5000元/月，福利基金总额11%估算，故，单位管理人员支出=(1＋11%)×12×30÷(8000×330)×5000=0.75元/t；单位折旧费=34×95%÷10=3.23元/t；(其中折旧年限为10年，残值率5%）单位维修费用=(8081.18×3%+8081.18×3.5%)×10000÷(8000×330)=1.99元/t；大修理费按3%,小修理费按3.5%计算)劳动保护费：按工资19.5%确定，则：单位劳动保护支出(4500×91+5000×30)×19.5%×12÷(8000×330)=0.496元/t；其他：按车间成本权重1%-2%估算。单位车间经费支出=(0.75+3.23﹢1.99＋0.496)÷(1-1%)=6.53元/t(7)尾矿输送费=0.02元/t(8)企业管理费=(9.764+18.974+3.09+1.117+2.16+6.53+0.02)÷(1-2.5%)=42.元/t6.5选厂经济效果评价6.5.1静态法评价总销售额为32843.94万元。(2)收税金与利润：eq\o\ac(○,1)增值税。税率为17%；eq\o\ac(○,2)所得税。应纳税所得额的税率为33%；eq\o\ac(○,3)城市建设税。税率为1%；eq\o\ac(○,4)教育费附加。税率为2%。eq\o\ac(○,5)资源税，按每吨原矿1.2元计。产品销售税金机附加计算得6156.26万元利润总额=32843.94-46.716×7000×330÷10000-32843.94×(17%+0.7%)-6156.26=10082.9万元所得税=10082.9×33%=3327.35万元税后利润=10082.9×(1-33%)=6755.53万元(3)投资回收期：eq\o\ac(○,1)现金流量表的编制由前述计算，建设期为2年，第3年投产，总投资11223.85万元，编制现金流量，如表6-5所示：表6-5现金流量表(全部投资)序号项目建设期生产期年限12345221现金流入1.1销售收入32843.9432843.9432843.9432843.941.2回收固定资产余值600.781.3回收流动资金2244.77流入小计32843.9432843.9432843.9434689.452现金流出2.1固定资产投资2500.35580.882.2流动资金2244.77紫金山铜矿7000t/d浮选厂设计福州大学本科生毕业设计2.3经营成本97029702970297022.4销售税金及附加6156.266156.266156.266156.262.5所得税3327.353327.353327.353327.35流出小计2500.35580.8819185.619185.619185.619185.63净现金流量-2500.3-5580.889592.89592.89592.89592.84累计净现金流量-2500.3-8081.181511.6211104.4220692.2230290.02注：为计算需要与说明方便，只截取前5年及最后一年数据进行说明。eq\o\ac(○,2)财务净现值(FNPV)：式中，预定折现率i=14%，由现金流量表可估算得：FNPV(i=14%)=30267.4万元eq\o\ac(○,3)投资回收期的计算：Pt=3-1+1511.62÷8081.18=2.19aeq\o\ac(○,4)投资效果系数，用下式表示：E＝1/Pt，E=1/2.19=0.4566.5.2技术经济指标表6-6为设计技术经济指标：表6-6选矿厂设计的主要技术经济指标序号指标名称单位数量备注1选矿厂设计规模：年处理矿石量万吨/年231年产精矿量万吨/年4.438376铜精矿年输送尾矿量万吨/年226.5622选矿工艺指标：原矿铜品位%0.5精矿铜品位%22尾矿铜品位%0.0788铜精矿铜回收率%90铜精矿产率%2.045选矿比52.046以铜精矿计选矿方法及工艺浮选“一粗二扫二精”磨矿细度%61一段磨矿3选矿主要设备及型号JM1312颚式破碎机台1粗碎YY-220/350圆锥破碎机台1中碎标准中型Φ2200圆锥破碎机台2细碎Φ3600×6000溢流型球磨机台1磨矿KYF/XCF-20浮选机台2精选KYF/XCF-100台1粗选KYF/XCF-100台2扫选4选矿辅助材料及消耗量：钢球吨/年4455衬板吨/年11721.6石灰吨/年16335丁铵黑药吨/年148.5丁基黄药吨/年1982#油吨/年49.5水玻璃吨/年495陶瓷滤