V內蒙古科技大學畢業設計說明書摘要根據任務書要求，本次設計任務為日處理量為80萬t/a的黃沙坪鉛鋅選礦廠，產品為鉛精礦、鋅精礦。設計詳細介紹了黃沙坪選礦廠的基本情況和礦石的性質，確定了車間工作制度，進行了流程選擇計與論證。最終確定采用三段一閉路破碎流程，磨礦采用一段閉路流程，選別采用部分等可浮浮選流程，精礦采用二段脫水流程。接著對破碎、篩分、磨礦、分級、選別、濃縮和過濾等作業進行流程計算和設備選擇與計算，并對其設備選擇進行方案比較。根據選礦廠的地形條件，廠房總體布置采用階梯式配置，粗碎和中細碎廠房分廠房配置，檢查篩分廠房獨立配置，磨礦與浮選車間共廠房配置，濃縮與過濾車間分開配置，濃縮采用露天配置。本設計繪制了破碎、篩分、磨浮、脫水車間平斷面圖；設備聯系圖；數質量礦漿流程圖共9張。關鍵詞：選礦廠設計，鉛鋅礦，部分等可浮流程AbstractByfollowingtheassignment，myworkistodesignan90t/alead-zincconcentratorswithleadconcentrateandzincconcentrateasit`sproducts.Firstly,IchoosetheaddressoftheconcentratorsandthenintroducethebasicconditionofHuangShaPinglead-zincconcentratorsand.Ichooseanddemonstratetheprocessafterconfirmingtheworkshop’ssystem.So,theprocessofcrushingisthreesectionswithoneclosedcircuit;thegrindingtaketheonesectionclosedprocess.Oredressingtakesprocessofpartlyselectiveflotationinthelead-zincseparation.Dewateringtakestwosectionscircuitwithconcentrateandfilter.Thecrushing,screening,grinding,classification,oredressing,concentrationandfilterarecalculated.Comparingtoseveraldifferentprograms,theminneralprocessingequipmentsareconfirmedlastly.AccordingtothetopographyofHuangShaPing,workshopsarearrangedstepbystep.Roughcrushingisarrangedinauniqueworkshopseparatedformthemidandfinecrushing.Checkingscreeningworkshopisuniquetoo.Therearetendesigndrawingscontainedinmyworkincludethetabulateandsectionaldrawingsofcrushing,grinding,dewatering;theconnectionofequipmentetc.FurthermorethereisonedrawingmakenbyhandandtheothersaredrawedbycomputerwithAutoCAD.Keywords:mineralprocessingplantdesign;leadandzincores;partlyselectiveflotation目錄摘要 IAbstract II目錄 III第一章緒論 11.1礦山概況 11.2選廠廠址基本特點 21.3礦床和原礦性質 41.4采礦基本情況 71.5產品方案和銷售 9第二章設計流程選擇與論證 102.1破碎流程的論證及選擇 102.2磨礦流程的論證及選擇 112.3選別流程的論證及選擇 122.4脫水流程的論證及選擇 17選廠工作制度及車間生產能力 18第三章破碎流程計算與設備選擇 193.1破碎流程計算 193.1.1原始指標 193.1.2計算 193.2破碎設備的選擇 233.2.1粗碎設備的選擇和計算 233.2.2中碎設備的選擇和計算 243.2.3細碎設備的選擇和計算 253.3篩分設備的選擇和計算 27第一段破碎的預先篩分 273.3.2第二段破碎的預先篩分 273.3.3第三段破碎的預先及檢查篩分 303.3.4篩分設備選擇結果 33破碎設備選擇結果 33第四章磨礦流程計算與設備選擇 354.1磨礦流程的計算 354.1.1原始指標 354.1.2流程計算 354.2磨礦設備的選擇和計算 354.3分級設備的選擇與計算 40第五章選別流程計算 425.1選別流程的計算 42第六章礦漿流程計算 586.1磨礦礦漿流程計算 58選別礦漿流程計算 59脫水礦漿流程計算 69第七章選別及脫水設備的選擇與計算 71選別設備的選擇與計算 717.1.1計算進入各作業的礦漿體積 717.1.2.浮選機的選擇與計算 727.2脫水設備的選擇與計算 747.3過濾機的選擇與計算 75第八章輔助設備、設施的選擇與計算 778.1膠帶運輸機的選擇與計算 77礦倉的選擇與計算 788.2.1.原礦倉的選擇與計算 788.2.2.粉礦倉的確定 798.2.3.精礦倉的計算 80攪拌槽的選擇與計算 80給礦機的選擇 82設備檢修用起重機的選擇 82第九章廠房配置 839.1破碎車間設備配置 839.2磨浮車間設備配置 849.3脫水車間設備配置 85第十章結語 86參考文獻 87第一章緒論按設計任務書要求,本人所設計的選礦廠生產能力為80t/a,選礦廠廠址建立在黃沙坪鉛鋅礦選礦廠原地點,選別流程采用等可浮浮選流程,產品為鉛精礦、鋅精礦。1.1礦山概況黃沙坪鉛鋅礦位于湖南省桂陽縣西南九公里處，行政區劃，轄屬桂陽縣黃沙坪鎮。地理坐標東經112°40ˊ42ˊˊ，北緯25°39ˊ31ˊˊ。礦區東北至桂陽縣城9公里，至郴州市45公里，礦區以西至嘉禾縣城37公里，至蘭山縣78公里，至香花嶺錫礦40公里。與郴嘉、郴蘭、郴香公路相通。到郴州市后有京廣鐵路相連，往北290公里至株州冶煉廠，交通比較方便。礦區地勢平坦、開闊，屬丘陵地帶。山脈走向近于北東，地形屬于構造剝蝕地帶，山列之間形成大溝谷，山峰高度大都在海拔300米左右。礦區主峰寶嶺，海拔標高。山坡一般平緩，地勢南高于北。水系沿山谷而入溪間，向北東匯入菱河（春水），注入湘江。礦區氣候近南溫地帶，春夏多雨，秋冬干燥。據桂陽縣氣象站建國以來所掌握的氣象資料知：歷年日照平均1757.9小時，最高2263.7小時，最低1459.7小時；歷年太陽輻射度平均114.9千卡/cm,最多132.3千卡/cm，最少104.9千卡/cm。歷年平均氣溫°C，最高平均°C，最低年平均°C；歷年日平均溫度>340°C10天，最多日平均溫度>30°C29天。每年七、八月份最熱，一般在37°C歷年雨水總蒸發量平均2013mm，蒸發式，水田為，植被為。歷年總云量75%，最高總云量80%，最低總云量69%。歷年平均濕度1.68%，歷年平均相對濕度79%，最高相對濕度83%，最小相對濕度9%，歷年平均絕對濕度17.5毫巴，最大絕對濕度34.3毫巴（1967年），最小絕對濕度1.6毫巴（1963年）。歷年平均雨日180天，最多雨日224天，最少雨日142天；連續最多降雨日20天，連續無雨日33天。歷年平均暴雨日3天，最多暴雨日7天。歷年平均雨季天數80天/年。歷年平均降雨量，最多年份降雨量，最少年份降雨量，一日最大降雨量。歷年平均降雪量6.1天，最多降雪16天；歷年平均積雪5.9天，最多積雪17天，最大積雪深度22cm。歷年平均冰凍天數9天，最長冰凍天數32天，連續冰凍天數14天。冰雹次數平均4年出現一次，每年霜日14天左右，陰霧天45天左右。/秒，歷年平均風速/秒。最大年份/秒，最小年份/秒。歷年平均大風（6級以上7米/秒）日數7.6天，8級以上大風，歷年平均為6天左右，最多大風日數16天，最大風數（10分鐘平均值）20米/秒。礦區至今未發現自然地震源。礦區水文，地表水不發育，僅有東、西兩條溪流，西溪距工業礦體450米以上，東西距南部鐵礦較近。1957年測定最大流量達4455公升/秒。1.2選廠廠址基本特點（1）廠址選擇黃沙坪鉛鋅礦屬有色金屬礦山，選廠員原礦運輸量大，精礦運輸量小，故因地制宜，就礦建廠，廠址選擇在周臺下村后面山坡上，有如下優點：1)選廠不在礦體上，塌落界限和爆破危險區內2)工程地質較好3）場址大，總面積布置條件好4）距尾砂池近，生產前期的尾砂可以自流5）充分利用山地、荒地，占田少，不妨礙農田水利建設6）供水管路較短7）廠址位于生活區下風向，離生活區近，即有利于生產又方便生活8）有公路同郴嘉公路相通，交通條件好，選礦廠距出礦窿口2.6公里，廠址最高點為海拔335米，最低點為300米，選場安全條件非常好。（2）供電和供水電源來自鯉魚江火力發電廠，以3.5萬伏線路送至黃沙坪變電站，該站安有5600KW變電器一臺，直接向選廠送電，另外，礦內有2臺1560KW柴油機發電機，準備籌建火力發電廠，作補充或備用電源。水源取自選廠以東的官溪河，采用Φ300毫米管道兩段揚送至選廠；由于選礦廠每日處理礦石5000噸/日，耗水量特別大，又從距選廠的春菱江引水，用Φ800mm管道，經三段加壓送往選礦廠。由于礦區地表水不發育，現有水源不能滿足生產要求，利用了回水，主要是濃密機溢流水和尾礦庫澄清水，用固定水泵站加壓返回，這樣既保護了環境，又節約了工業用水。（3）尾礦輸送與處理尾礦池位于東北向的山谷，三面環山，自然條件好，占地少（共約17畝）基本壩工程最小，尾礦容積大，累積容積為2814600米3，有效容積為2000000米3，生產前期尾砂直接用200毫米管道架空自流輸出，管道起端坡度在5%以上，后經架空道（坡度不大），并加適量高壓水沖流后輸入尾砂地，管路全長941米，粒度過小的尾砂經礦泵揚送入尾砂池，輸送管道長900-1200米；后期尾礦需砂泵揚送，揚程47米，電機配備55千瓦，尾礦水所需澄清距離為108米，實際達到128米澄清水從溢流井通過溢流洪道流出，通過砂泵返回利用。（4）原礦和精礦產品運輸原礦經主平窿（標高346米）運至選廠，盲堅井至選廠粗礦倉運距為，礦石運輸用2K-10型架線式電機車與3固定式礦車一次牽引20輛，線路坡度9%0，軌距600毫米，電機車三臺，其中備用一臺。精礦用汽車運往郴州，再經火車運往株洲冶煉廠（部分用汽車運往水口山冶煉廠）和化工廠。（5）其它情況礦區總面積4.5平方公里，平面布置，有采掘，選礦工業場地，炸藥庫，機械汽車修理場地及工人村等，采礦工業場地設在寶嶺、觀音打座山脈，炸藥設在距平窿1350米的高地沖山谷中（工人五村），機械、汽車修理場地分布設在周臺下村前面的公路兩旁，工人村分一、二、三、四、五村，分別距生產地為1公里左右。1.3礦床和原礦性質黃沙坪鉛鋅礦屬終身條件下的高溫熱液礦床。礦床工業類型屬碳酸鹽巖石中的裂隙，充填和交代礦床。礦體多產在火成巖和石灰巖、接觸帶附近或破碎帶中，在火成巖、灰巖和砂頁巖中均有存在，但主要富集在灰巖中，礦石結構以致密塊狀為主，其次為浸染狀、角礫狀、細脈狀和條帶狀等，有95%以上礦石為原生礦。全礦區結構裂隙發育，主礦體一般為不斷層所控，圍巖蝕變現象繁多，其中與選礦關系最大的是高嶺土化和碳酸鹽化兩種，由于酸性礦化水，特別是硫酸水作用，使用巖泥化現象迅速成長。因此，在礦區的裂隙發育地區形成一部分對浮選不利的原生礦泥。其次在破碎的角礫巖地帶，碳質富集現象較嚴重，且這一帶是主要礦體富集地區，開采過程中，原礦難免不混入碳質巖石，這些對選礦操作帶來了困難。礦石貯量：B+C1貯量428萬噸，C2貯量430萬噸。礦物組成及有價成分礦石中的金屬組成，按其含量依次為：黃鐵礦、鐵閃鋅礦、方鉛礦、纖維鋅礦、黃銅礦、白鐵礦、斜方砷鐵礦、毒砂、磁黃鐵礦、白鉛礦、鉛礬、孔雀石、錫石和黝錫礦等。此外，尚伴有少量的輝鉍、輝鉬、賄銀、鎘、金及稀有元素鎵、銦、鍺、鉈、硒、碲等，其中有回收價值的主要有用礦則為方鉛礦、鐵閃鋅礦、黃鐵礦、黃銅礦和錫石等。脈石依次為石英、方解石、螢石、絹云母和綠泥石等，其中主要為石英、方解石。脈石礦與金屬礦物總量各占50%。2)主要有用礦物的嵌布特性與共生關系方鉛礦：多呈不規則粒狀集合體，充填在黃鐵礦、閃鋅礦的裂隙或間隙中，同時交代溶蝕黃鐵礦和鐵閃鋅礦，粒徑毫米以上者占91%。鐵閃鋅礦：多呈不規則粒狀集合體，嵌布于黃鐵礦的裂隙或間隙中，常常溶蝕交代黃鐵礦大部分鐵閃鋅礦中嵌有乳濁狀黃銅礦和磁黃鐵礦，粒徑毫米以上者占86.3%，鏡下挑選純度95左右的鐵閃鋅礦，其中鋅46.01%、鐵14.37%、錫0.025%。其次，除鐵閃鋅礦外，尚有少量普通閃鋅礦和極少量的纖維鋅礦。黃銅礦：一般呈不規則粒狀嵌布于黃鐵礦間隙中，溶蝕和交代黃鐵礦，并有部分黃銅礦呈乳狀嵌布于鐵閃鋅礦中，粒徑在毫米以上者占54.5%。黃鐵礦：一般呈粒狀集合體，其粒徑在毫米以上者占80.7%，黃鐵礦生成較早，其顆粒或間隙之間，常為較晚的鐵閃鋅礦、方鉛礦、黃銅礦所充填和溶蝕交代，因而形成有用礦物緊密共生，構成致密狀礦石。錫石：多呈半自形晶體，部分呈他形晶狀產生，其粒度一般在毫米之間，部分較大的再毫米之間，小的也有毫米左右，他形精裝的顆粒一般都較小；在毫米之間，顯微鏡的所見錫石多為板狀，其長度一般在毫米之間，個別長的為毫米之間，短的也有毫米左右，嵌布情況與黃鐵礦、鐵閃鋅礦較密切，并有部分小于毫米錫石分散在石類晶體中。斜方鉛礦：呈他形半自形晶粒產出，常嵌布于黃鐵礦間隙或脈石中，被鐵閃鋅礦、方鉛礦交代溶蝕形成殘余狀或骸晶狀結構，粒度一般在毫米之間，個別大者達3毫米毒砂：量少，一般呈自形晶粒狀，被晚期鐵閃鋅礦交代溶蝕成交代殘余結構和骸晶結構，粒度一般在毫米之間。螢石：多呈細脈（脈寬一般為毫米）狀充填在石英的間隙和其他礦物間隙中與金屬礦物的關系密切。關于砷氟（硫精礦的有害雜質)礦物主要是斜方砷鐵礦（FeAs2)毒砂（FeAs3)和螢石。根據上述的礦物組成和主要有用礦物的嵌布特性，礦石書中細粒不均勻嵌布的多金屬硫化礦，有用礦物之間共生密切，尤以銅的嵌布粒度較細，并有一部分呈乳濁狀微粒與鋅密切共生。3.原礦化學分析和物相分析原礦化學分析見表1-1,原礦五項分析見表1-2：表1-1原礦化學分析元素成份CuRbZnSFeMnSiO2CaOMgO含量（%）元素成份Al2O3FAsSbSnBiMoAg(g/T)Ti含量（%）990.096表1-2原礦物相分析分析元素鉛鋅銅氧化鉛鉛釩白鉛釩硫化鉛共計氧化鉛硫化鉛共計原生硫化次生硫化共計品位（%）//占有率（%）//85.58（95.86）10010080201004.1原礦基本物理性質礦石真密度，假密度，硬度f＝4-6,圍巖f＝4-12,含水3%，含泥量小，堆積角ρ＝38°，陷落角ρ＝48°，最大塊度為520mm1.4采礦基本情況設計院推薦的采礦方法：空場法和崩落法占12.3%，主要應用在傾角小于30°礦體的回采及頂底柱回采；淺孔留礦法占5.4%，主要應用于急傾斜和礦體產狀穩定的礦體的礦體回采上；其他主要用于干式充填法采礦，因為黃沙坪礦石品位高，礦體形狀復雜的三、四類型的礦床，礦石圍巖中等穩固到不太穩固的條件下，采用干式充填法是比較適宜的，其優點如下：①礦石回采率高，平均在95%以上；②適用于薄厚不勻，分支復合，中間夾廢石的礦體，除損失率較低外，貧化率也較低；③木材消耗量小；④采空區已充填，可以防止以后巖石移動，避免資源損失；⑤安全通風條件好；⑥可在幾個中段同時作業，適用條件較寬。當然，該法也有缺點，比如工藝復雜，循環時間長，生產能力低；充填工作復雜；成本比較高，每采一噸礦石約8-9元。隨著礦石的開采，原礦品位也在變化，變化趨勢見表1-3。表1-3近幾年原礦品位時間PbZnCu上表可知，隨著礦層下采，Pb的品位不斷降低，而Zn、S品味不斷升高，這對選礦工藝來說是非常有利的。1.5產品方案和銷售產品方案：產品方案為鉛精礦、鋅精礦、硫精礦，銀主要富集到鉛精礦中，送冶煉廠回收。其中，鉛精礦達到一級品；鋅精礦為七級品；硫精礦為二級二類。銷售方案：鉛精礦主要送至株洲冶煉廠，少量送往水口山，河南濟源等冶煉廠。鋅精礦售給株洲冶煉廠。硫精礦銷往郴州化工廠、株洲化工廠、武漢化工廠。

第二章設計流程選擇與論證2.1破碎流程的論證及選擇破碎作業的主要任務是為磨礦作業準備經濟合理的給礦粒度。制定破碎流程的主要依據是原礦的最大塊度與最終產品粒度，原礦和各段破碎產物的粒度特性，原礦的物理性質，含泥量等。原礦最大塊度：根據黃沙坪鉛鋅礦的實際情況和所采用的采礦方法，本設計原礦最大塊度為600mm最終產品粒度：由于磨礦作業的電耗占選礦廠總電耗的50～60%，而破碎作業僅占10～15%，因此盡可能減小破碎最終產物粒度，經綜合研究考察表明，球磨機最適宜的給礦粒度范圍為10～20mm，由于該礦含水較少，所以給礦粒度盡量小點，根據本選廠的設計規模，并參照其他礦山的實際情況，擬訂以18～0mm為最終破碎產品粒度。總破碎比：S＝Dmax/d＝600/15＝40由前面計算出的總破碎比S＝40，取平均破碎比(如果假定用三段破碎)Sa＝3.57，根據現場生產實際及參考類似選廠。為了達到所要求的最終破碎產品粒度，采用三段一閉路破碎流程較為合適。本設計采用的三段一閉路破碎篩分流程如圖2-1所示。2.2磨礦流程的論證及選擇磨礦是實現有用礦物單體解離和提供適宜入選粒度的重要手段，是選礦廠關鍵性作業，它直接影響選別效果，同時涉及基建投資及生產電耗。磨礦流程包括磨礦與分級。分級作業又分為預先分級，檢查分級與控制分級。所以磨礦流程便是磨礦作業與分級作業的組合。(1)預先篩分的必要性根據黃沙坪現場的原礦與粗碎產物粒度分析表可以看出原礦中細粒級含量較多，因此，在粗碎前應設置預先篩分，可用固定篩。粗碎產物中-12mm(2)采用檢查分級檢查分級的目的是為了保證溢流粒度合格，同時及時將粗粒返回磨礦機，形成合適的循環量，從而提高磨礦效率，減少礦石過粉碎現象。在本設計中采用檢查分級來保證合格粒度產品。不采用控制分級控制分級是為了獲得更細的溢流細度或是配合在一段磨礦中實現階段選別。一段磨礦細度要求達到70%時才考慮采用。本設計要求的溢流細度不大，也沒有階段選別的要求，故不設。采用一段磨礦磨礦段數主要由磨礦細度與給礦粒度，礦石性質決定，還跟有用礦物的嵌布特性，泥化程度，磨礦的必要性以及選廠規模有關。本次設計磨礦的給礦粒度為10mm(-mm硬礦石，易解離，易泥化，無階段選別。考慮以上情況，采用一段磨礦比較，合理。磨礦流程采用磨礦與檢查分級構成的一段閉路磨礦流程見圖2-2。2.3選別流程的論證及選擇選別流程設計，是整個選礦廠設計的關鍵部分，設計的成功與否，關系到能否選出合格的精礦產品，能否給企業帶來最大的經濟效益。黃沙坪鉛鋅選礦廠于1966年下半年進行試生產，1967年正式投入生產，三十多年來選礦工藝流程進行六次變革，即1966年下半年使用過短時間的兩段磨全浮選，1967年到1968年為部分混合浮選，1969年到1971年一季度為一段磨礦全浮選，1971年二季度到1998年采用一段磨礦等可浮，1999年元月到2000年6月為一段磨礦部分優先浮選，2000年7月至今為全優先浮選。各種選礦工藝流程特點對比如下:(1)兩段磨礦全浮選（1966.10～1966.12）優點：1)鉛鋅硫三種有用礦物不受抑制劑影響，有充分上浮機會；2)浮選機使用容積比等可浮少。缺點：1)抑制劑用量較多，其用量隨全浮選階段的藥劑，尤其是硫酸銅用量多而隨之增高；2)鉛鋅分離過程極難穩定，極易造成鉛鋅精礦質量低，同時減低鉛的作業效果。(2)一段磨礦鉛鋅混浮（1967～1968.12）優點：1)鉛回收率高，生產指標鉛回收率89.40%，鋅回收率91.57；2)使用浮選機容積比等可浮少；3)選礦藥劑費用比一段磨礦全浮低。缺點:1)鉛鋅浮選過程中的精礦質量控制要求較嚴，它可左右分離過程中的鉛鋅精礦質量；2)硫不容易上浮，主要是在鉛鋅混浮選中受石灰的抑制，選硫是極難活化，造成硫回收率僅19.78%；3)鉛鋅分離的抑制劑用量高于等可浮。(3)一段磨礦全浮選一段磨礦全浮其優缺點與兩段磨礦全浮選相同，僅浮選流程較為簡單，無需再磨，而指標卻優于兩段磨礦全浮，不過它的選礦油藥消耗，尤其是黃藥、氰化物消耗較高。(4)等可浮流程優點：1)保持了全浮選流程優點，有用礦物上浮不受抑制劑影響，有充分上浮機會，克服了全優浮因混選中CuSO4的添加而使鉛分離困難等缺點。2)鉛鋅分離抑制劑用量可大幅度下降，硫氮使用成功，取消氰化物，SN-9對鉛捕收性好；3)硫回收率最高，達到50%；4)選礦藥劑成本低于前三個流程，平均僅3.82元/t；5)流程穩定，操作簡單。缺點；1)設備裝機容量大，浮選機機容積高于前三種流程,達(兩段磨礦浮選的浮選機容積,部分混合浮選機容積134m3,一段磨礦全浮浮選機容積134m3)；2)浮選時間長，鉛損失于鉛混選尾礦和鉛分離尾礦兩處，操作較難控制；3)硫精礦質量差，品位只有32%；4)鋅精礦質量較差，品位只有44%左右。(5)部分優先浮選流程（99.1～2000.6）優點：1)保留了原等可浮的優點；2)硫精礦品位達40%，鋅精礦品位達45%；3)減少裝機容量180千瓦。缺點：1)丟掉了22%左右的硫回收率。(6)全優浮選流程隨著井下開采的向下延伸，儲藏于深部礦體礦石性質發生了很大變化，嚴重影響了選礦工藝技術經濟指標，生產上一度走向低谷，在嚴重的情況下選礦廠于2000年3月對深部礦體主要采場礦物進行了可選性研究，黃沙坪深部礦體內約占50%以上的采場為帶弱酸性礦物，這部分礦物可浮性差，上浮速度慢，粗選作業回收率低，然而，等可浮流程又限制了鉛區回收率，它是在自然pH值條件下無調整劑的浮選工藝，在生產實踐中鉛等可浮區pH值有時僅為5～6，鉛達不到適宜的浮選條件而造成技術經濟指標嚴重滑坡的現象，在這種情況下要隨著礦石性質的變化而變化，并提出了隨著礦石性質的變化如何穩定提高選礦技術指標降低選礦成本的全優專項研究課題。1）經過科學、充分的全優小型浮選試驗后，得出以下結果：a：解決了因受礦石性質的自身限制及工藝流程的客觀影響，可以在浮選作業之前添加介質pH調整劑及抑制劑，有效的實現了鉛鋅、鋅硫的分離。b：用全優浮選工藝流程適合于黃沙坪礦石性質的變化帶來的影響，鉛區采用乙硫氮和乙丁黃藥作為組合捕收劑，實現了對較難選礦物的有效捕收，獲得了高質量的產品，特別是鋅精礦的品位可穩定在45%以上。c：適應現有磨礦細度，簡化了工藝流程，降低了能耗、藥耗等成本，操作簡便，中礦循環量少，少跑槽，對礦物適應性強。d：尋找出了理想的浮選條件，pH值在10～11范圍內為最佳狀態。e：減少了石灰用量，減低了PH值，總尾礦水可直接外排具有良好的社會及環保效益。f：提高了產品質量及回收率，包括銀回收率，總體經濟效益顯著。2)工業試驗評述a：鉛精礦品位的提高由于石灰和硫酸鋅等抑制劑都被提前加在球磨機內，鐵閃鋅礦和黃鐵礦都與抑制劑和調整劑充分接觸，且作用時間長，相對等可浮流程抑制更加穩定，故鉛精礦中的閃鋅礦和黃鐵礦含量下降，主品位得到穩定提高。b：鉛回收率的提高首先在鉛區采用乙硫氮和丁黃藥作組合捕收劑劑，選擇性好，選擇能力強，其次等可浮流程中，鉛等可浮混選和鉛鋅分離兩個作業都會損失鉛，相當于兩個缺口跑鉛，操作控制較難，而全優浮選只有鉛優先掃選一個缺口損失鉛，易控制，所以鉛回收率較等可浮流程時有明顯提高。c：鋅精礦品位提高一方面是使磨礦細度-74um由65～70%提高到70～75%，鐵閃鋅礦單體解離更加充分。另一方面抑制黃鐵礦的石灰乳由鋅粗選前添加改為在球磨機內添加。使石灰乳與黃鐵礦及其他雜質的作用時間延長了一倍以上，抑制劑效果更加理想，所以鋅質量穩定突破45%以上。d：鋅回收率的提高由于石灰提前加載球磨機內，且屬于一次性添加，用量減少一半，使得鋅優先區的pH值由原來的12以上控制到10左右，為輕拉輕壓創造了條件，在保證黃鐵礦不被活化的前提下，鐵閃鋅礦都充分上浮，鋅尾損失率由原來的6.32%減為5.39%。缺點:使硫回收困難。經過以上對比分析，在本設計中采用等可浮浮選流程見圖2-3。圖2-3等可浮浮選流程圖2.4脫水流程的論證及選擇一般地，當要求浮選精礦含水量為10%～15%時，采用濃縮和過濾兩段脫水流程就能滿足要求，根據黃沙坪的礦石性質，用戶對產品的要求以及國家對產品含水的有關規定，本設計確定各精礦產品含水量為：鉛精礦10%，鋅精礦9.8%。因此，脫水流程可選擇兩段脫水流程見圖2-4。(1)車間工作制度參照我國礦山生產實際，選礦廠各車間的工作制度設定如下：1)破碎車間：設備年運轉天數330天，3班/天，6小時/班；2)磨浮車間：設備年運轉天數330天，3班/天，8小時/班；3)脫水車間：設備年運轉天數330天，3班/天，8小時/班。(2)車間生產能力根據各車間的工作制度可計算各車間的生產能力，根據設計生產規模800000t/a，計算結果如下：破碎車間：年處理量800000噸，日處理量2425噸，小時處理量135噸；磨浮車間：年處理量800000噸，日處理量2425噸，小時處理量135噸。第三章破碎流程計算與設備選擇3.1破碎流程計算原始指標(1)按原礦計的生產能力為800000t/a；(2)破碎車間為連續工作制度，年工作330天，每天3班，每班6小時；(3)礦石屬中等可碎性礦石，礦石密度δ＝3.45t/m3，Δ＝2.16t/m3；(4)原礦最大粒度Dmax＝600mm，最終破碎粒度為15mm；計算(1)破碎車間小時處理量Q＝＝135t/h(2)破碎比：S＝eq\f(Dmax,d)＝＝40(3)根據總破碎比,選用三段一閉路破碎流程見圖3-1。(4)平均破碎比:Sa＝初定S1＝3.2，S2＝3.5;則S3(5)計算各段破碎產品的最大粒度d4＝eq\f(Dmax,S1)＝＝d8＝eq\f(d4,S2)＝＝d11＝eq\f(d8,S3)＝＝(6)各段破碎機排礦口寬度初步確定粗碎用旋回破碎機，中碎用標準圓錐破碎機，細碎用短頭圓錐破碎機，排礦口寬度為：e4＝eq\f(d4,Z1max)＝＝，取e4＝118mme8＝eq\f(d8,Z2max)＝＝，取e8＝29mm采用第二種等值篩分工作制度,e13×d11×15＝12mm取e13＝12mm(7)各段篩子的篩孔尺寸和篩分效率預先篩分的篩孔尺寸a的取值范圍e≤a≤dmax，閉路篩子的篩孔按等值篩分的篩孔尺寸大小確定。粗篩:e4≤a1≤d4即118≤a1≤188，取a1＝130mm，E1＝50%中篩:e8≤a2≤d8即29≤a1≤54.8，取a2＝50mm，E2＝80%細篩:采用等值篩分工作制度，a311×15＝18,取a3＝18mm，E3＝65%(8)計算各產物的產率和產量1)粗碎作業：Q1＝＝135t/h；r1＝100%Q2＝Q1βE1＝135××0.5＝22t/hγ2＝eq\f(Q2,Q1)×100%＝16%Q3＝Q4＝Q1-Q2＝135-22＝113t/hγ3＝γ4＝γ1－γ2＝81.4％Q5＝Q1＝135t/h；r5＝r1＝100%式中β——原礦中小于130mm的粒級含量。粗篩的篩孔尺寸與原礦最大粒度比值Z1＝＝0.2，在《選礦廠設計》圖4－3中,查中等可碎性礦石得β＝0.32＝32％。2）中碎作業：Q6＝Q1βE2＝135××0.8＝50t/hγ6＝eq\f(Q6,Q1)×100%＝＝37%Q7＝Q8＝Q5-Q6＝85t/hγ7＝γ8＝γ5－γ6＝63％Q9＝Q5＝Q1＝135t/hγ9＝γ5＝γ1＝100％式中β——產物5中小于50mm粒級含量。其數值等于原礦中小于50mm粒級含量與產物4中小于50mm粒級含量之和，即：β＝βE1+βγ4中篩的篩孔尺寸與原礦最大粒度比值Z1＝＝0.083，從《選礦廠設計》圖4-3查中等可碎性礦石得β＝19％，中篩的篩孔尺寸與粗碎機排礦口寬度比值Z2＝＝0.42，從圖4-5中查中等可碎性礦石得β＝0.44＝44％，則：β＝βE1+βγ4××0.44＝0.4646＝46.5％3)細碎作業：Q11＝(Q9β＋Q13β)E3即：Q1＝(Q1β＋Q13β)E3故：Q13＝γ13＝＝146.9％Q12＝Q13γ12＝γ13＝146.9％Q10＝Q9+Q13＝135+198.30＝333.33t/hγ10＝γ9＋γ13＝100＋146.9＝246.94％Q11＝Q1＝135t/h,γ11＝γ1＝100％式中β——產物13中小于18mm的粒級含量，細篩的篩孔尺寸與細碎機排礦口寬度比值Z3＝＝1.5，從《選礦廠設計》圖4-9中查中等可碎性礦石得β＝68％式中β——產物9中小于18mm的粒級含量，其數值等于原礦中小于18mm粒級含量，粗碎機排礦口產物中小于18mm粒級含量和中碎機排礦產物中小于18mm粒級含量的三者之和。即：β＝βE1E2+γ4βE2+βγ8細篩的篩孔尺寸與原礦最大粒度的比值Z1＝＝0.03，從《選礦廠設計》圖4-3中查中等可碎性礦石得β＝9％；細篩的篩孔尺寸與粗碎機排礦口寬度比值Z2＝＝0.153，從圖4-5查中等可碎性礦石得β＝28％，細篩的篩孔尺寸與中碎機排礦口寬度比值Z3＝＝0.62，從圖4-6中查中等可碎性礦石得β＝48％。則:β×××××0.48＝0.5396＝53.96％3.2破碎設備的選擇粗碎設備的選擇和計算根據流程計算，初步擬訂粗碎用700/100旋回破碎機進行計算。①計算該機器在標準條件下的生產能力：＝1×××式中Q——在設計條件下破碎機的生產能力(t/h)；Q0——在標準條件下破碎機的生產能力(t／h)；Q0＝＝1.25t/mm·h×90mm——破碎饑在開路破碎排礦口寬度為1mm時，破碎標準狀態礦石的單位生產能力（）。由《選礦廠設計》表5-1查得：PEF900×1200破碎機的在（）范圍內，取＝e——破碎機排礦口寬度（mm）。由前面計算可知：e＝90mm。K1——礦石可碎性系數(見表5—6)；設計礦石為中等可碎性礦石，查表取K1＝1.0。K2——礦石密度修正系數，按下式計算：K2＝eq\f(δ,2.7)＝eq\f(3.45,2.7)K3——給礦粒度修正系數(見表5—7)。由于給礦最大粒度Dmax與給礦口寬度B之比：Z1＝eq\f(Dmax,B)＝＝0.67。查表取K3＝1.06。②計算所需破碎機的臺數：n1＝eq\f(KQ0,Q)＝＝0.87；取n1＝1臺。式中：ni——設計需要的破碎機臺數(臺)；Q0——需要破碎的礦量(t/h)；Q——所選破碎帆的生產能力(t/h·臺)；K——~1.2。③計算設備負荷率：η＝eq\f(Q0,ni×Q)×100%＝×100%＝72%中碎設備的選擇和計算初步擬訂中碎設備用PYB-1200型標準圓錐破碎機進行計算。①計算該機器在標準條件下的生產能力：×××式中Q——在設計條件下破碎機的生產能力(t/h)；Q0——在標準條件下破碎機的生產能力(t／h)；Q0＝·h×22mm＝99t/h——破碎饑在開路破碎排礦口寬度為1mm時，破碎標準狀態礦石的單位生產能力（）。由《選礦廠設計》表5-1查得：PYB-1200破碎機的~4.5）范圍內，取e——破碎機排礦口寬度（mm）。由前面計算可知：e＝22mm。K1——礦石可碎性系數(見表5—6)；設計礦石為中等可碎性礦石，查表取K1＝1.0。K2——礦石密度修正系數，按下式計算：K2＝eq\f(δ,2.7)＝eq\f(3.45,2.7)＝1.28K3——給礦粒度修正系數(見表5—8)。由于上一段排礦口寬度e＝90mm與給礦口寬度B（由《中國選礦設備手冊》查得B＝170mm）之比：Z2＝eq\f(e,B)＝eq\f(90,170)＝0.53。查表取K3＝1.0。②計算所需破碎機臺數為：n2＝eq\f(KQ0,Q)＝＝0.88；取n2＝1臺。式中：ni——設計需要的破碎機臺數(臺)；Q0——需要破碎的礦量(t/h),Q0＝Q7＝85t/h；Q——所選破碎帆的生產能力(t/h·臺)；K——不均勻系數，K＝1.1-1.2。③計算設備負荷率為：η＝eq\f(Q0,n×Q)×100%＝×100%＝88%細碎設備的選擇和計算初步擬訂細碎設備選用PYY1650/100型短頭圓錐破碎機進行計算。①計算該機器在開路破碎標準條件下的生產能力：×××式中Q——在設計條件下破碎機的生產能力(t/h)；Q0——在標準條件下破碎機的生產能力(t／h)；Q0＝·h×8mm＝96t/h——破碎饑在開路破碎排礦口寬度為1mm時，破碎標準狀態礦石的單位生產能力（）。由《選礦廠設計》表5-1查得：PYY1650/100破碎機的e——破碎機排礦口寬度（mm）。由前面計算可知：e＝8mm。K1——礦石可碎性系數(見表5—6)；設計礦石為中等可碎性礦石，查表取K1＝1.0。K2——礦石密度修正系數，按下式計算：K2＝eq\f(δ,2.7)＝,2.7)K3——給礦粒度修正系數(見表5—8)。由于上一段排礦口寬度e＝8mm與給礦口寬度B（由《中國選礦設備手冊》查得B＝100mm）之比：Z3＝eq\f(e,B)＝eq\f(8,100)＝0.08。查表取K3＝1.13。②計算破碎機閉路破碎的生產能力：閉路破碎時，破碎機的生產能力按下式計算：×式中Q——開路破碎時，破碎機的生產能力(t/h)；Q＇——閉路破碎時，破碎機的生產能力(t/h)；K——~1.4。易碎性礦石取大值，難碎性礦石取小值。設計礦石為中等可碎性礦石，故取K＝1.25。③計算所需破碎機臺數：n3＝eq\f(KQ0,Q)＝＝1.57；取n3＝2臺。式中：ni——設計需要的破碎機臺數(臺)；Q0——需要破碎的礦量(t/h),Q0＝Q12＝198.30t/h；Q——所選破碎帆的生產能力(t/h·臺)；K——不均勻系數，K＝1.1-1.2。④計算設備負荷率為：η＝eq\f(Q0,n×Q)×100%＝×100%＝68%3.3篩分設備的選擇和計算第一段破碎的預先篩分已知給礦量Q＝135t/h,給礦粒度600～0mm,篩孔尺寸a＝130mm,采用固定棒條篩。篩分面積一般根據以下經驗公式計算:F＝eq\f(Q,qa)＝2式中：F——條篩的篩分面積（m2）；Q——給入條篩的礦量（t/h）；q——按給礦計的1mm篩孔寬的固定條篩單位面積生產能力（t/m2·h·mm）；a——條篩篩孔寬度（mm）。確定了篩分面積后，確定篩子的寬度B和長度L。在設計中，固定條篩的寬度和長度常按以下經驗公式確定：篩子寬度：B＝(2.5～3)Dmax＝3×600＝1800mm長度：L＝2B＝2×1800＝3600mm.第二段破碎的預先篩分初選自定中心振動篩，本設計采用單層振動篩，篩分面積計算公式為：＝eq\f(Q,γ)＝＝2式中：Q——振動篩的受礦量(t/h)；Q＝Q5＝135t/h——振動篩的有效篩分面積系數；單層篩或雙層篩的上層篩面＝0.8-0.9；取＝0.8。——振動篩幾何面積(m2/臺)；——振動篩單位面積的平均容積生產能力，(m3/m2·h)，本段篩分篩孔尺寸a2＝40mm，所以由表5—11查得：＝m3/m2·h；γ——篩分物料松散密度(t/m2)；已知γ＝2.16t/m2。、、、、、——修正系數，見《選礦廠設計》表5—12。確定的值：給礦中小于篩孔之半（20mm）的顆粒含量：＝+××0.23）×100%＝25%式中——產物5中小于20mm的粒級含量。其數值等于原礦中小于20mm粒級含量與產物4中小于20mm粒級含量之和。——原礦中小于20mm粒級含量。在設計中，假定中篩的篩孔尺寸為a2＝20mm，則中篩的篩孔尺寸與原礦最大粒度的比值Z1＝eq\f(20,500)＝0.04。從《選礦廠設計》圖4-3中，查中等可碎性礦石，得＝0.11＝11%。——產物4中小于20mm粒級含量。在設計中，中篩的篩孔尺寸與粗碎機排礦口寬度的比值Z2＝eq\f(20,90)＝0.22。從《選礦廠設計》圖4—5中，查中等可碎性礦石，得：＝0.23＝23%。查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝0.7。確定的值：給礦中大于篩孔尺寸（40mm）的顆粒含量：＝1-＝1-（+××0.42）＝0.568＝56.8%式中——產物5中大于40mm的粒級含量。——原礦中小于40mm粒級含量。在設計中，中篩篩孔尺寸與原礦最大粒度的比值Z1＝eq\f(40,500)＝0.08，從《選礦廠設計》圖4—3中，查中等可碎性礦石，得：＝0.15＝15%；——產物4中小于40mm粒級含量。在設計中，中篩的篩孔尺寸與粗碎機排礦口寬度的比值Z3＝eq\f(40,90)＝0.44＝44%。從《選礦廠設計》圖4—5中，查中等可碎性礦石，得：＝0.42＝42%。查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝1.28。確定的值：查閱《選礦廠設計》表5—12，由于E＝80%，故取＝1.3。確定的值：查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝1.0。確定的值：查閱《選礦廠設計》表5—12，根據礦石含水率為2％，含泥＜1％，故取確定的值：查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝1.0。根據計算結果可選用1臺SZZ1250×2500自定中心振動篩(篩分面積為3.1m2SZZ1250×2500型自定中心振動篩技術參數型號面積篩孔尺寸給料粒度處理能力外形尺寸（mm）質量SZZ1250×250021-40mm≤100mm100t/h2762×1714×680第三段破碎的預先及檢查篩分由于設計的篩分設備用在細碎之前，初選自定中心振動篩，本設計采用單層振動篩，篩分面積計算公式為：＝eq\f(Q,γ)＝＝2式中：Q——振動篩的受礦量(t/h)；Q＝Q10——振動篩的有效篩分面積系數；單層篩或雙層篩的上層篩面＝0.8-0.9；取＝0.8。——振動篩幾何面積(m2/臺)；——振動篩單位面積的平均容積生產能力，(m3/m2·h)，本段篩分篩孔尺寸a2＝12mm，所以由表5—11查得：＝m3/m2·h；γ——篩分物料松散密度(t/m2)；已知γ＝2.16t/m2。、、、、、——修正系數，見《選礦廠設計》表5—12。①確定的值：給礦中小于篩孔之半（6mm）的顆粒含量：＝eq\f(+,+)＝eq\f(1××0.28,1+1.7344)×100%＝24.1%式中——給礦10中小于6mm粒級含量，其數值等于產物9中小于6mm立即含量與產物13中小于6mm立即含量之和。——產物9中小于6mm的粒級含量。其數值等于原礦中小于6mm粒級含量、產物4中小于6mm粒級含量和產物8中小于6mm立即含量的三者之和。即：＝++在設計中，細篩篩孔尺寸之半與原礦最大粒度的比值Z1＝eq\f(6,500)＝0.012，從《選礦廠設計》圖4-3中，查中等可碎性礦石，得＝0.02。細篩篩孔尺寸之半與粗碎機排礦口寬度的比值Z2＝eq\f(6,90)＝0.067，從《選礦廠設計》圖4-,5中，查中等可碎性礦石，得＝0.06。細篩篩孔尺寸之半與中碎機排礦口寬度的比值Z3＝eq\f(6,22)＝0.273，從《選礦廠設計》圖4-,5中，查中等可碎性礦石，得＝0.19。×××××——產物13中小于6mm的粒級含量，在設計中，細篩的篩孔尺寸之半與細碎機排礦口寬度的比值Z1＝eq\f(6,8)＝0.75。從《選礦廠設計》圖4—9中，查中等可碎性礦石，得：＝0.28。查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝0.7。確定的值：給礦中大于篩孔尺寸（12mm）的顆粒含量：＝1-＝1-×1.7344,1+1.7344)＝0.437＝43.7%式中——產物10中大于12mm的粒級含量.——產物4中小于12mm的粒級含量，其數值等于原礦中小于12mm粒級含量、粗碎機排礦產物中小于12mm粒級含量和中碎機排礦產物中小于12mm粒級含量的三者之和，即：＝++在設計中，細篩的篩孔尺寸與原礦最大粒度的比值Z1＝eq\f(12,500)＝0.024，從《選礦廠設計》圖4—3中，查中等可碎性礦石，得：＝0.04。細篩的篩孔尺寸與粗碎機排礦口寬度的比值Z2＝eq\f(12,90)＝0.133，從《選礦廠設計》圖4—5中，查中等可碎性礦石，得：＝0.13。細篩的篩孔尺寸與中碎機排礦口寬度的比值Z3＝eq\f(12,22)＝0.55。從《選礦廠設計》圖4—6中，查中等可碎性礦石，得：＝0.39＝39%。故：＝++×××××0.39＝35.91%——產物13中小于12mm的粒級含量。在設計中，細篩的篩孔尺寸與細碎機排礦口寬度的比值Z4＝eq\f(12,8)＝1.5。從《選礦廠設計》圖4—9中，查中等可碎性礦石，得：＝0.68＝68%。查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝1.13。③確定的值：由《選礦廠設計》表5—12，由于E＝65%，故取＝1.75。④確定的值：查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝1.0。⑤確定的值：查閱《選礦廠設計》表5—12，根據礦石含水率為2％，含泥＜1％，故取＝1.0。⑥確定的值：查閱《選礦廠設計》表5—12，取＝1.0。根據計算結果可選用2臺SZZ1500×3000自定中心振動篩(篩分面積為4.5m2SZZ1500×3000型自定中心振動篩技術參數型號面積篩孔尺寸給料粒度處理能力外形尺寸（mm）質量SZZ1500×300026-16mm≤100mm245t/h3320×1638×787篩分設備選擇結果篩分設備選擇見表3-3。表3-3設備選擇計算表序號作業名稱設備名稱及規格臺數篩孔mm需要的面積m2選擇的面積m2流程的礦量t/h篩分效率%負荷率%1粗篩固定棒條篩2中篩SZZ1250×25000自定中心振動篩16-40803細篩SZZ1250×25000自定中心振動篩26-162×65 表3-2破碎設備選擇計算表序號作業名稱給礦量t/h·臺負荷率%設備型號臺數最大給料粒度mm設計給礦粒度mm排礦口尺寸mm設備處理量t/h重量t1粗碎79700/100旋回破碎機175050090180m32中碎78PYB-1200標準圓錐破碎機114514322110-168253細碎76PYY1650/100短頭圓錐破碎機2858100-200第四章磨礦流程計算與設備選擇4.1磨礦流程的計算原始指標(1)磨礦車間生產能力：Q＝＝101t/h(2)給礦粒度為：15-0mm(含量為8%(3)磨礦細度：含量占67%(4)循環負荷：C＝320%(5)年工作330天,日工作三班,每班工作8小時流程計算Q11＝＝101t/h，r11＝100%Q17＝Q11＝101t/h，r17＝r11＝100%Q16＝CQ11＝320%×101＝323t/h，r16＝320%式中:C——磨機循環負荷，由表4-9可知,溢流產物中最大粒度為。再查表4-7可知C＝250%～600%，取C＝320%。Q14＝Q15＝Q11+Q16＝101+323＝424t/hr14＝r14＝r11+C＝420%4.2磨礦設備的選擇和計算(1)設計條件：1)給礦量：Q＝101t/h2)磨礦細度：-0.074%占67%3)給礦粒度：15-0mm4)給礦細度：占8%5)中等可碎性礦石(2)現場條件：磨礦流程采用一段閉路磨礦,給入磨礦機的礦石粒度為15～0mm，其中級別含量為8％，磨礦細度為(-含量占72％)，應用φ2700×3600mm格子型球磨機，每臺處理能力為45t/h.。根據磨礦細度（）不超過72%，宜采用一段閉路磨礦流程，磨礦機采用格子型，初步選擇MQG2100×3000，MQG2700×2100，MQG2700×2700，MQG2700×3600，MQG3200×3000球磨機進行計算和方案比較。(3)計算不同規格球磨機的q值＝式中：——設計磨機按新生成計算級別計的單位容積生產能力，t/（m3·h）；——現場磨機按新生成計算級別計的單位容積生產能力t/（m3·h）。＝eq\f(45×(0.72-0.08),18.5)·m3——被磨礦石的磨礦難易系數，查表5-13可得＝1.0；——磨礦機直徑校正系數，由表5-15確定，取＝0.86；——設計磨機的型式校正系數，由表5-16，得＝1.0；——設計與現場生產磨礦機給礦粒度、產品粒度差異系數，可近似按下式計算：＝eq\f(m,m′)＝eq\f(0.96,0.90)式中：m——設計磨機按新生成計算級別計的不同給礦粒度、產品粒度條件下的相對生產能力，查表5-17可知m＝0.96；m’——現場磨機按新生成計算級別計的不同給礦粒度條件下的相對生產能力，查表5-17可知m＇＝0.90；對MQG2100×3000球磨機，K2由表5-15可知K2 ××1.07＝1.26t/（m3·h）對MQG2700×2100球磨機，K2由表5-15可知K2 ××1.07＝1.80t/（m3·h）對MQG3600×6000球磨機，K2由表5-15可知K2＝0,77 ××1.07＝1.19t/（m3·h）對MQG2700×3600球磨機，K2由表5-15可知K2 ××1.07＝1.33t/（m3·h）對MQG3200×3000球磨機，K2由表5-15可知K2××1.07＝1.57t/（m3·h）(4)計算不同規格球磨機的臺數根據教材P74式5-19得設計磨礦機的生產能力：＝eq\f(,-)式中設計磨礦機的生產能力（不包括閉路磨礦的返砂量）（t/臺.h）

設計磨礦機的有效容積

設計磨礦機按新生成計算級別計的單位容積生產能力（t/m3.h）;

設計磨礦機給礦中小于計算級別的含量（小數代入）

——設計磨礦機排礦中小于計算級別的含量，即要求的磨礦細度（小數代入），＝0.67。

根據教材P75式5-20得磨礦機臺數：n＝Q0/Q＝eq\f(,)式中：——設計磨礦機需要的臺數(臺)；——設計流程中需要磨礦的礦量(t/h),＝＝101t/h；——設計磨礦機的生產能力(t/臺·h)。磨礦機負荷系數()的計算：＝eq\f(,)對MQG2100×3000球磨機，＝1.26t/m3·h,＝9m2 ＝eq\f(,-)＝×9,0.67-0.08)＝eq\f(,)＝＝5.25取＝6臺＝eq\f(,)＝×100%＝87.58%對MQG2700×2100球磨機，＝1.80t/m3·h,＝2 ＝eq\f(,-)＝×10.1,0.67-0.08)＝eq\f(,)＝＝3.3取＝4臺＝eq\f(,)＝×100%＝81.95%對MQG2700×3600球磨機，＝1.33t/m3·h,＝2 ＝eq\f(,-)＝×8)＝eq\f(,)＝＝2.54取＝3臺＝eq\f(,)＝×100%＝84.38%對MQG3200×3000球磨機，＝1.57t/m3·h,＝2＝eq\f(,-)＝×21.8,0.67-0.08)＝eq\f(,)＝＝1.74取＝2臺＝eq\f(,)＝×100%＝87.05%對MQG3600×6000球磨機，＝1.19t/m3·h,＝57m2 ＝eq\f(,-)＝×57,0.67-0.08)＝eq\f(,)＝＝0.88取＝1臺＝eq\f(,)＝×100%＝87.85%(5)磨機方案比較磨機方案比較見表4-1。表4-1磨機方案對比方案球磨機規格臺數負荷率（%）單臺重量/t功率/KW/臺ⅠMQG2100×30006210ⅡMQG2700×21004260ⅢMQG2700×36003400ⅣMQG3200×30002500根據方案比較結果可知，方案Ⅱ,Ⅲ的負荷率偏低，而方案Ⅳ的重量、功率與方案Ⅰ、Ⅱ相比較更優，且便于配置，故選用方案Ⅳ，即選用MQG3200×3000格子型球磨機2臺。4.3分級設備的選擇與計算已選定MQG3200×30003，分級機溢流細度67%-。(1)根據分級機溢流細度可采用高堰式分級機。每臺的生產能力為：Q＝101×計算螺旋分級機的直徑:×eq\r(,eq\f(24Q,mK1K2))式中：m——螺旋分級機螺旋個數，m＝2；K1——礦石密度校正系數，按下式計算。K1×（δ2-δ1×式中：δ2——設計的礦石密度（t/m3）δ2＝3.45（t/m3）；δ1——標準礦石密度，一般取2.7（t/m3）；K2——分級粒度校正系數，由于分級機溢流細度為67%-，查教材P35表4-9（溢流產物中不同級別含量之間的對應關系）得，溢流產物中最大粒度為98mm；查教材P80表（分級粒度校正系數K2、K2'值）得，K2＝1.×eq\r(,eq\f(24×62.5,2××1.40))＝1.83（m）選用2FG-20φ2000型高堰式雙螺旋分級機2臺(2)按返砂量計算分級機的生產能力Q＝135mK1nD3/24式中：n——螺旋轉數，由附表2-6可知n＝3.6r/min；M、k1、D——意義同前。故：Q＝eq\f(135×2×××23,24)＝447.12t/h>Q16＝363.65（t/h）由工藝流程計算結果可知，分級機選擇符合要求。計算負荷率η

由：eq\r(,eq\f(24Q,mK1K2))得：

設備處理量：Q0＝(eq\f(,))×eq\f(mK1K2,24)＝(eq\f(,))×eq\f(2××1.40,24)＝t/h

則：負荷率η＝eq\f(Q,Q0)＝＝%(3)選擇結果：分級設備選擇結果見表面4-2。表4-2分級設備選擇計算表作業名稱設備名稱及規格臺數溢流粒度%礦石密度t/m3設備處理量t/h·臺流程給礦量t/h負荷率%分級溢流2FG-20Φ2000高堰式雙螺旋分級機267第五章選別流程計算5.1選別流程的計算(1)選別流程圖圖5-1選別流程圖及編號已知條件：原礦含鉛、鋅兩金屬，Q17＝Q11＝101t/h,＝3.8％,＝7.5％，γ17＝100％，ε17＝100％，最終產物為鉛精礦，鋅精礦，其中鉛精礦＝71％，ε35＝91％，鋅精礦β’54＝45.5％，ε’54＝92％。圖5-1選別流程圖及編號計算原始指標數Np＝C(np-ap)＝3×（30-15）＝45原始指標的分配。＝3.8＝7.5＝13.2＝3.5＝27.2β’524＝9.2＝38.7β’527＝6.8＝52.6β’530＝5.3＝61.3β’533＝71β’535＝2.8＝0.4＝1.4β’521＝9.3＝3.3＝12.5＝23.6＝41.0＝51.0β’538＝11.8＝1.0＝4.4β’52＝12.8＝1.6β’544＝22.5,β’543＝0.5＝1.2β’546＝31.2β’547＝3.8＝0.7β’549＝42.6,β’550＝16.7＝1.4β’556＝20.8＝0.6β’552＝45β’553＝28.6,＝0.5β’554＝45.5β’555＝38.7ε35＝91ε’554＝92其中β——鉛品位，β’5——鋅品位,ε——鉛回收率，ε’5——鋅回收率計算各產物的產率。計算產物19，22γ17＝γ19+γ22γ17β17＝γ19β19+γ22β22解得：γ19＝γ17（β17-β22）/（β19-β22）＝100×（3.8-0.3）/（13.2-0.3）＝27.1（％）γ22＝72.9％計算產物20，21，18γ20＝γ21+γ22γ20β20＝γ21β21+γ22β22解得：γ20＝γ22（β22-β21）/（β20-β21）×（0.3-1.4）/（0.4-1.4）＝80.2％γ21＝7.3％γ18＝γ17+γ21＝100+7.3＝107.3％校核γ18＝γ19+γ20＝27.1+80.2＝107.3％3）計算產物35，41γ35＝β17ε35/β35×91/71＝4.9％γ41＝γ19-γ35＝27.1-4.9＝22.2%4)計算產物33，36γ33＝γ35+γ36γ33β33＝γ35β35+γ36β36解得：γ33＝γ35（β35-β36）/（β33-β36）×（71-51）/（61.3-51）＝9.5（％）γ36＝4.6％5)計算產物30,34,32γ30+γ36＝γ33+γ34γ30β30+γ36β36＝γ33β33+γ34β34解得：γ30＝(γ33(β33-β34）-γ36(β36-β34))/(β30-β34)××(51-41)/（52.6-41）＝12.7（％）γ34＝12.7+4.6-9.5＝7.8％γ32＝γ33+γ34＝9.5+7.8＝17.3％校核γ32＝γ30+γ36＝12.7+4.6＝17.3％6)計算產物27,31,29γ27+γ34＝γ30+γ31γ27β27+γ34β34＝γ30β30+γ31β31解得：γ27＝(γ30(β30-β31）-γ34(β34-β31))/(β27-β31)××(41-23.6)/（38.7-23.6）＝15.4（％）γ31＝γ34+γ27-γ30＝7.8+15.4-12.7＝10.5％γ29＝γ30+γ31＝12.7+10.5＝23.2％校核γ29＝γ27+γ34＝15.4+7.8＝23.2％7)計算產物24,28,26γ24+γ31＝γ27+γ28γ24β24+γ31β31＝γ27β27+γ28β28解得：γ24＝(γ27(β27-β28）-γ31(β31-β28))/(β24-β28)××(23.6-12.5)/（27.2-12.5）＝19.5（％）γ28＝19.5+10.5-15.4＝14.6％γ26＝γ27+γ28