課程設計說明書
設計題目： 日處理2500噸的銅礦石浮選廠
班級： 礦加2010
學生姓名： 穀保明
指導教師： 趙通林
2023年 12月 13日
根據教學大綱要求，《選礦廠設計》授課結束後，於畢業設計前，學生要用兩周時間進行課程設計。
目的：本課程設計是礦物加工工程專業教學內容的環節之一，使學生在設計中學習，鞏固和提高工程設計理論與解決實際問題的內力，綜合運用所學的有關工程知識。並為畢業設計打下良好的基礎。
要求：設計任務書下達後，設計者必須獨立認真分析與計算，按期完成設計中所規定的具體任務。
《設計日處理2500噸的銅礦石浮選廠》
該礦石其主要金屬黃銅礦、輝銅礦極少量孔雀石，脈石礦物以角閃石、綠泥石為主，並含有少量雲母等，礦石密度3000kg/m3,，鬆散密度為1800kg/m3，原礦含水4%，銅礦石品位為1.48%。
硬度中等，在黃鐵礦含量較大的礦石中，磨礦礦石會過粉碎。黃銅礦很容易浮選，用少量硫化礦物陰離子捕收劑，就能很好的浮選。
所設計選礦廠處理量2500噸/日，工藝流程為三段一閉路、階段磨礦、粗細分級、浮選工藝流程，日產精礦量134.64噸。主要車間有破碎車間、篩分車間、浮選車間。
原礦處理量：2500噸/天；日產精礦量：134.64噸/天：原礦品味：1.48%；精礦品味：24.25%；尾礦品味：0.12%。
破碎部分：本礦石屬於中硬度礦石，採用三段一閉路破碎流程。
磨礦部分：該礦石呈細粒均勻嵌布，試驗表明，當磨至-200目含量為85%時，其單體解離度可達95%以上，故磨礦參考流程為兩段全閉路磨礦流程，給礦中-200目含量為10%，磨礦產品中-200目含量為85%。
浮選部分：單一硫化礦浮選，選用一次粗選，2次精選，一次掃選，中礦採用循序返回。
本礦石屬於中硬度礦石，普氏硬度f=8-12，原礦中最大粒度500mm，要求最終產品粒度12mm，為完成最終破碎產品粒度採用三段一閉路破碎流程，如圖1。
總破碎比若採用二段破碎則平均破碎比為查①中表5.2-5 一段破碎機顎式破碎機和旋迴破碎機。破碎比範圍在3-5，二段破碎機的最大破碎比範圍為4-8.
取兩段最大破碎比所以不合理，所以根據礦石性質和使用破碎機的效能將總破碎比分成三段來實現。
1．確定工作制度，計算小時處理量
q==138.89（t/h）
2．計算總破碎比
s總===41.67
3．計算各段破碎比
平均破碎比s0==3.47
取s1=3.2 s2=3.2
根據總破碎比等於各段破碎比的乘積，則第三段破碎比s3為
s3===4.07
4．計算各段產物最大粒度
d2===156.25 mm
d5===48.83mm
d10===12.00 mm
5．計算各段破碎機排礦口寬度
破碎機排礦口寬度與破碎機型式有關，即與最大相對粒度有關，初步確定粗碎用顎式破碎機、中碎用標準型圓錐破碎機、細碎用短頭型圓錐破碎機，排礦口寬度為：
z1max=1.6 z2max=1.9
b1===97.66mm 取98mm
b2==25.7mm 取26mm
b3= 0.8d8 = 0.8×12=9.6mm 取9mm
6．確定各段篩子篩孔尺寸a和篩分效率e
第一段採用棒條篩，第二段採用振動篩。
一段：a1=50 mm e1=60%
二段：a2= 1.2d11 = 14.4mm 取a2=15 e2=80%
7．計算各產物的礦量和產率
粗/中碎作業：
q1=q2=q6=q8=138.89 t/h100%
q3=q1e1=133×0.48×0.6=40.
00 t/h =×100%=×100%=28.80% q4=q5=q2-q3=138.89-40.
00=98.89 t/h ==1-=1-28.80=71.
20% q6=q3+q5=q1=q2=133 t/h100%
c=(1-e2)/ e2 = (1-0.43×0.8)/0.75×0.8=109.33%
q9=q10=×q1=151.85 t/hc=109.33%
q7=q6+q10 = 151.85+138.89=290.74 t/h
預先分級的目的在於分出給礦中已經合格的粒級。一般第一段前很少用預先分級，只是給礦粒度小於6-8mm，其中合格粒度大於15%時才考慮。原礦為10%時採用。故一段前不加入預先分級。
檢查分級的目的是保證磨礦產品粒度合格，將粗粒級返回磨機，增加磨機單位時間內的礦石通過量，從而提高磨機效率減少礦石過粉碎。因此，本選礦廠的磨礦流程每段都採用檢查分級。
本礦石礦物呈細粒均勻嵌布，試驗表明，當磨至-200目含量為85%時，其單體解離度可達95%以上。
礦石的入選粒度為12mm，含量為85%且礦石嵌布粒度均勻。滿足入選粒度小於0.15mm磨礦細度為-0.
074含量大於70%-85%.故採用兩段閉路磨礦流程，並在一段加入預先分級。
規定工作效率=90% 因為兩段皆為全閉路連續磨礦。所以m==1 k=0.8
1. 確定主廠房的工作制，計算磨礦車間的小時處理量
擬定工作制為：330天，3班，8小時
q==100（t/h)
2. 計算磨礦流程
已知：q1=100 t/h =10% m=1 k=0.8
取 c1=350% c2=300%
計算各產物的礦量和產率
q1=q4= q7=100 t/h q5=q1c1=100×350%=350 t/h
q3=q2=q1+q5=100+300=400t/h
q9=q8=217.16 t/h q6=q7+q8=100+217.16=317.16 t/h
計算各產物產率
原始資料如下：
q=100（t/h） =1.48% =24.25% =12.
26% =8.454.24% =92.
00% e16=95.00% e14=90.00e11=85.
00%浮選時間：粗選6分鐘，一次精選6分鐘，二次精選8分鐘，掃選7分鐘。
流程如圖3
1. 計算必要而充分的原始指標數
np=c（np-ap）=2×（8-4）=8
2. 列平衡方程計算各產物產率、各產物的**率和未知產物的品位
=-=10.76%
q=q7
t/ht/ht/ht/h
t/ht/h
t/ht/h
t/ht/h
q20=q15+q18=12.39+3.54=15.93 t/h
校核：q10=q11+q12=18+97.93=115.93
q10=q20+q1=15.93+100=115.93
平衡 q13=q17+q11=6.08+18=24.08
q13=q14+q15=11.67+12.39=24.08
平衡原始指標：
必須保證的適宜濃度：
一段磨礦濃度ki=78.00兩段磨礦濃度kiv=75.00%
粗選作業濃度kv=22.08一次精選作業濃度 kvi=20.81%
掃選作業作業kvii=21.62二次精選作業濃度kviii=20.00%
一次分級溢流k4=28.00二次分級溢流濃度k7=23.20%
補課調節濃度：
磨機給礦濃度k1=96.00一次分級返砂濃度k5=80.00%
二次分級返砂k8=78.00粗選精礦濃度k11=25.00%
掃選精礦濃度k18=24.00一次精選精礦濃度k14=32.00%
二次精選精礦濃度k16=38%
`1. 按公式計算固液比rn值
22. 按公式wn=qnrn和平衡方程計算各作業、各產物水量wn值
3.按ln=w作業-wn計算補加水lⅴ、lⅵ、lⅶ、lⅷ
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