南華大學核資源工程學院畢業設計頁共64頁引言我國銅礦儲量居世界第4位，主要銅礦工業類型有斑巖型銅礦床，矽卡巖型礦床，層狀型礦床，火山沉積型礦床和銅-鎳硫化物型礦床。銅鐵礦石主要產于矽卡巖礦床中，有的產于火山巖礦床和變質礦床。這類礦石中含銅一般為中等，含鐵量卻變化較大，高者可達50%以上，低者才10%—20%,礦石一般儲量較小，品位不高，礦物組成復雜，礦石中有用的礦物較多，主要以黃銅礦為主，含有磁鐵礦、磁黃鐵礦和黃鐵礦，且伴有脈石礦物，常見的脈石礦物有石榴石、方解石、石英、滑石、蛇紋石、黑云母、白云石及硬石膏等矽卡巖造巖礦物為主。根據礦石有用礦物含量，常用的選別的方案有兩種，一是先磁后浮，二是先浮后磁，即先浮選銅硫礦石后磁選鐵或者先磁選鐵礦石再浮選銅礦，由于兩種各有利弊，需要根據實際情況來選擇。通常情況下，由于考慮提高銅的回收率和鐵精礦的質量，選擇先浮后磁流程。在生產中有的選礦廠以銅礦物為主，有的以鐵礦物為主，一般硫化鐵礦物均作為次要產品。銅鐵礦較單一礦物成分復雜，作為難選的銅礦石，如何提高其礦產資源的可利用性，提高礦石選別指標，一直是選礦研究者關注的重要問題。在此情況下，進行了年處理50萬噸原礦的某銅鐵選礦廠設計，最終產品為銅精礦、硫精礦、鐵精礦。本設計中銅鐵礦樣來自安徽某矽卡巖型銅鐵礦，通過對其礦石特性、選礦試驗結果和產品要求的研究，確定了合理的工藝流程、設備，并進行了廠房、設備的合理配置，保證了礦產資源的綜合利用，獲得了較好的技術經濟指標。

1緒論本設計依照設計任務書的要求，為年處量50噸原礦石的銅鐵礦選礦廠設計，屬于工程設計。設計的選廠處理量為50萬噸/年，選礦產品為銅精礦、鐵精礦、硫精礦，所設計的選廠位于安徽銅陵。1.1建廠地區概況冬瓜山位于安徽省銅陵境內，屬于亞熱帶濕潤季風性氣候，累年年均降水量為1384.7毫米，蒸發量1280毫米。地處享譽中國古銅都美稱的銅陵市東陲，地理位置優越，礦區北鄰寧銅鐵路，東接蕪大高速公路，西臨長江通道與長江最近點僅距6千米。，南毗黃山、九華山景點，交通十分便捷。1.2選廠廠址基本特點1.2.1廠址選擇選礦廠的廠址選擇不僅要貫徹工業建設中有關方針、政策，滿足工藝要求，充分體現生產與生活的長期合理性，而且還要考慮原礦及精礦運輸、供水、供電、交通、尾礦堆存、工程地質、施工建設等合理條件，以及對農業的影響。該金礦選礦廠屬有色金屬礦山，選廠原礦運輸量大，精礦運輸量小，故因地制宜，就礦建廠，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，既有利于生產又方便生活；8、有公路同鶴大公路相通，交通條件好。

2工程概況2.1礦石特性礦石主要屬于含矽卡巖金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦及磁鐵礦等，次為白鐵礦、方黃銅礦及墨銅礦等，少量的輝銅礦、毒砂、方鉛礦及閃鋅礦等。主要脈石礦物有石榴石、石英、滑石、蛇紋石及硅鎂石等;次為鈣鐵輝石、黑云母、方解石、白云母及硬石膏等，屬難選礦石。2.1.1原礦多元素分析原礦多元素化學分析見表2.1表2.1原礦多元素化學分析（%）元素CuSFeAl2O3SiO2CaOPbCo含量（%）0.929.0320.686.4529.5916.017.320.0142.2原礦基本物理性質該選礦廠原礦最大粒度為300mm,，礦石為中等硬度，礦石松散密度γ=1.80t/m3，礦石密度δ=3.00/m3，原礦含水率≤3%。原礦品位Cu為0.92%，S為9.06%,，Fe為20.68%。2.3工藝流程根據該礦山的實際生產情況及相關可行性試驗報告，設計的選礦廠采用了以下的工藝流程：破碎采用兩段一閉路流程，原礦最大粒度為300mm，，最終破碎粒度為-10mm；磨礦采用帶檢查分級的一段閉路流程，磨礦細度為-0.074mm的粒級含量為70%。選廠按先浮選銅，后浮選硫，再磁選鐵及鐵精礦脫硫的選別順序生產。經過一次粗選、兩次精選、兩次掃選的銅優先浮選流程后獲得銅精礦，對選銅尾礦進行硫浮選，經過一次粗選、一次掃選獲得硫精礦，尾礦進行鐵磁選，經過一次粗選、一次精選后獲得鐵精礦及最終尾礦。2.4藥劑制度銅礦、硫礦選別的藥劑制度如表2.2。表2.2銅硫礦選別藥劑制度一覽表硫化鈉乙黃藥松醇油石灰銅礦85g/t115g/t80g/t2kg/t硫礦80g/t105g/t75g/t2kg/t

3選廠工作制度與規模的確定3.1選礦廠工作制度據我國選礦廠生產實踐統計，選礦廠各車間的工作制度與設備年作業率，如表3.1所示。表3.1主要設備作業率和作業時間車間名稱年作業率（%）年工作日（d）每班作業時間（h）破碎及洗礦57～73.53305～6.5自磨及選別80～85290～3208球磨及選別85～90.4320～3308精礦脫水68～90.4250～3306～8根據已知的設計條件及設備的作業率，該選廠各車間工作制度如下：破碎車間的工作制度定為：每年工作330天，每天工作3班，每班工作6個小時。磨礦車間和選別車間的工作制度定為：每年工作330天，每天工作3班，每班工作8個小時。精礦脫水車間的工作制度為全年工作330天，每天工作3班，每班8小時。3.2處理量的計算及選廠規模的確定選礦廠的處理量是指各車間年、日和小時處理量，即破碎車間和主廠房指年、日和小時處理原礦量，精礦脫水車間指年、日和小時處理精礦量。有色金屬礦選礦廠破碎車間和磨礦車間的處理量，包括年處理量、日處理量及小時處理量；其確定方法如下：1）年處理量Qa=500000（t/a）Qa—破碎車間或磨礦車間年處理量（t/a）。2）日處理量及小時處理量破碎車間的處理量：日處理量：Qd==1515（t/d）；小時處理量：Qh==84.17（t/h）；磨礦車間、選別車間及精礦脫水車間的處理量：日處理量：Qd==1515（t/d）；小時處理量：Qh==63.13（t/h）；3）選礦廠規模選礦廠規模是指主廠房(即磨礦、選別車間)年或日處理原礦量。該選廠年處理50萬噸原礦石為中型選廠，服務年限為15年。

4破碎流程的選擇和計算4.1破碎流程的選擇4.1.1總破碎比總破碎比等于原礦最大粒度（D）與破碎最終產物粒度（d）之比。即:S=D/d其中原礦最大粒度取決于礦床賦存條件、礦山規模、采礦方法、裝運設備等方面，據已知條件，原礦的最大粒度為300mm。破碎最終產物粒度取決于破碎最終產物粒度視選礦廠規模、磨礦細度和選別的工藝要求。由于磨礦作業電耗巨大，占選礦廠總電耗的50%~60%，而破碎作業只占10%~15%。因此，從環保節能角度來說，設計時要盡可能減小破碎最終產物粒度，因此破碎產物最終粒度為-10mm。則總破碎比：S===30。4.1.2破碎段數的確定破碎段數取決于總破碎比,總破碎比等于各段破碎比之乘積，即S=S1×S2×S3。根據各種破碎機在不同條件下，其破碎比范圍，如表4.1所示（難碎性礦石取小值、易碎性礦石取大值）。表4.1各種破碎機在不同工作條件下的破碎比范圍破碎段破碎機型工作條件破碎比范圍第Ⅰ段鄂式破碎機和旋回破碎機開路3~5第Ⅱ段標準圓錐破碎機開路3~5第Ⅱ段中型圓錐破碎機閉路4~8第Ⅲ段短頭圓錐破碎機開路3~6第Ⅲ段短頭圓錐破碎機閉路4~8第Ⅲ段對輥機閉路3~15第Ⅱ、Ⅲ段反擊式破碎機閉路8~40由圖可知，選擇三段破碎即可，平均破碎比Sa==3.10，S1=3，S2=3，S3=3.33。4.1.3預先篩分的必要性分析生產實踐證明，大多數情況下，原礦中均含有一定數量的細粒物料，因此礦石進入破碎機之前進入預先篩分作業，可以減少破碎機的堵塞現象，同時可以減少進入破碎機的礦量，提高破碎機的處理量及避免礦石的過粉碎。因此，預先篩分是必要的。4.1.4檢查篩分的必要性分析由于各種類型破碎機不管是開路破碎，還是閉路破碎，其排礦產物中都含有小于排礦口寬度的產物和大于排礦口寬度的產物，通過檢查篩分可確保破碎產物粒度的均衡，達到控制破碎最終產物粒度和充分發揮細碎機的生產能力的目的。因此，檢查篩分是必要的。4.1.5破碎流程圖綜上所述，破碎流程選定為兩段一閉路流程，第一段可選用顎式破碎機，第二段選用中等圓錐破碎機，其流程圖如圖4.1所示。圖4.1破碎流程圖4.2破碎流程計算4.2.1計算破碎車間小時處理量Q=500000/(6×3×330)=84.17(t/h)；4.2.2計算總破碎比S===30；4.2.3計算各段破碎比平均破碎比Sa==3.10，取S1=S2=3，略小于Sa。根據總破碎比等于各段破碎比的乘積，則第3段破碎比S3為：S3=S/S1S2=3.334.2.4計算各段破碎產物的最大粒度d4=D/S1=300/3=100(mm)d8=d4/S2=100/3=33.3(mm)d11=d8/S3=33.3/3.33=10(mm)4.2.5計算各段破碎機排口寬度根據破碎機破碎產物粒度特征曲線可知顎式破碎機的最大粒度為Z1max，圓錐破碎機Z2max，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，中碎用標準圓錐破碎機，細碎用短頭圓錐破碎機，排礦口寬度為：e4=d4/Z1max=100/1.6=62.5mm取63mm，e8=d8/Z2max=33.3/1.9=32.9mm取33mm，(Zmax查選礦廠設計第2版周龍廷主編表4—4得）e13根據篩分工作制度卻確定。若采用常規篩分工作制度，e13=d11=10（mm），若采用等值篩分工作制度，e13=0.8d11=0.8×10=8（mm）。4.2.6選擇各段篩子篩孔尺寸和篩分效率預先篩分的篩孔尺寸應在該段破碎機排礦口寬度與排礦最大粒度之間確定。如果破碎機負荷低，則篩孔可等于或稍小于破碎機排礦口尺寸。粗篩：篩孔尺寸在e4≤a1≤d4之間選取，即在63≤a1≤100之間，取=80mm，篩分效率E1=60%。中篩：篩孔尺寸在e8≤a2≤d8.之間選取，即在19≤a2≤33之間，取a2=30mm，篩分效率=85%；細篩：本設計選礦廠為中型選礦廠，采用等值篩分工作制度，取a3=1.2d=12mme13=0.8d=8mm，E3=65%4.2.7計算各產物的產率和重量1.粗碎作業Q1=84.17（t/h）γ1=100(%)Q2=Q1β1-80E1=84.17×0.37×0.6=18.69(t/h)γ2=Q2/Q1×100%=29.61(%)Q3=Q1-Q2=84.17-18.69=65.48(t/h)γ3=γ1-γ2=70.39(%)Q4=Q3=65.48(t/h)γ4=γ3=70.39(%)Q5=Q1=84.17(t/h)γ5=γ1=100(%)式中β1-80——原礦中小于80mm的粒級含量粗篩的篩孔尺寸與原礦最大粒度的比值Z1=80/300=0.27，根據原礦粒度特性曲線—中等可碎性礦石，見圖4.2，查中等可碎性礦石，得β1-80=37%圖4.2原礦粒度特性曲線2.中碎作業Q6=Q1β5-30E2=84.17×0.37×0.8=24.91（t/h）γ6=Q6/Q1×100%=29.60(%)Q7=Q5-Q6=84.17-24.91=59.26（t/h）γ7=γ5-γ6=70.40(%)Q8=Q7=59.26（t/h）γ8=γ7=70.40(%)Q9=Q5=84.17（t/h）γ9=γ5=100(%)式中β5-30——產物5中小于30mm的粒級含量。其數值等于原礦中小于30mm粒級含量與產物4中小于30mm粒級含量之和，即β5-30=β1-30E1+γ4β4-30中篩的篩孔尺寸與原礦粒度比值Z1=30/300=0.01，根據原礦粒度特性曲線—中等可碎性礦石，得β1-30=3%中篩的篩孔尺寸與粗碎機排礦口寬度比Z2=30/63=0.476，根據《選礦廠設計》圖4-5中顎式破碎機產物粒度—中等可碎性礦石曲線，得β4-30=0.50=50%所以β5-30=0.03×0.6+0.7039×0.50=0.37=37%細碎作業根據平衡關系，細碎作業可以列出以下平衡方程式：Q11=（Q9β9-12+Q13β13-12）E3=Q1所以，Q13=Q1（1-β9-12E3）/β13-12E3=152.06（t/h）γ13=Q13/Q1×100%=180.66(%)Q12=Q13=152.06（t/h）γ12=γ13=180.66(%)Q10=Q9+Q13=84.17+152.06=236.23（t/h）γ10=γ9+γ13=280.66(%)Q11=Q1=84.17（t/h）γ11=γ1=100(%)式中β13-12——產物13中小于12mm的粒級含量細篩篩孔尺寸與細碎機排礦口寬度比Z3=12/8=1.5，根據《選礦廠設計》圖4-8短頭圓錐破碎機閉路破碎產物粒度特性曲線—中等可碎性礦石，得β13-12=0.68=68%β9-12——產物9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：β9-10=β1-12E1E2+γ4β4-12E2+γ8/β8-12細篩的篩孔尺寸與原礦最大粒度的比值Z1=12/300=0.04，根據原礦粒度特性曲線，查中等可碎性礦石，得β1-12=0.10=10%細篩的篩孔尺寸與粗碎機排礦口寬度的比值Z2=12/63=0.19，根據《選礦廠設計》圖4-5顎式破碎機破碎產物粒度特性曲線，查中等可碎性礦石，得β4-12=0.13=13%細篩的篩孔尺寸與中碎機排礦口寬度比值Z3=12/33=0.36，根據《選礦廠設計》圖4-6標準圓錐破碎機破碎產物粒度特性曲線，查中等可碎性礦石，得β8-10=0.35=35%所以，β9-10=0.01×0.6×0.8+0.7039×0.13×0.8+0.6719×0.35=0.31=31%4.2.8繪制破碎數質量流程圖根據計算結果，繪出破碎篩分數質量流程圖，如圖4.3。圖4.3破碎篩分數質量流程圖

5磨礦流程的選擇和計算5.1磨礦流程的選擇5.1.1磨礦段數的選擇磨礦是選礦廠的關鍵生產過程之一，它直接影響到選別效果，還影響基建投資和電能消耗。磨礦段數的確定主要依據是磨礦細度。根據技術經濟比較和生產實踐，磨礦細度不超過72%小于0.074mm（相當于<0.15mm），宜采用一段磨礦。根據該礦的磨礦產品中-0.074mm粒度含量為70%，應采用一段磨礦。5.1.2預先篩分的必要性分析預先分級指礦石進入磨礦機之前的分級作業，它的目的是：預先分出給礦中已經合格的粒度，從而提高磨礦機的生產能力；或預先分出礦泥、有害的可溶性鹽類，以利于分別處理。但是必須是給礦中合格粒級含量不小于14%~15%，其最大粒度不大于6~7mm時，才要求合理地進行預先分級。故本設計中不設預先分級。5.1.3檢查篩分的必要性分析檢查分級是與磨礦機構成閉路的分級作業，這樣能夠保證合格的磨礦細度，同時將粗粒返回磨礦機，形成合適的返砂量(即循環負荷)，從而提高磨礦效率，減少礦石過粉碎。因此，在任何情況下的磨礦流程中，采用檢查分級是非常必要而有利的。故本設計中采用檢查分級與磨礦構成閉路的一段磨礦流程。5.1.4控制篩分的必要性分析控制分級是為了在一段磨礦條件下獲得更細的溢流細度，因而用在一段磨礦檢查分級溢流之后或階段選別尾礦之后的分級作業。因此，控制分級也不是在任何情況下都采用。5.1.5磨礦流程圖綜上可得，磨礦流程應采用帶檢查篩分的一段閉路流程，其流程圖如圖5.1所示。圖5.1磨礦流程圖5.2磨礦流程的計算5.2.1計算磨礦車間小時處理量Q1=500000/(8×3×330)=63.13(t/h)；5.2.2計算各產物的產率和重量已知Q1=Q4=63.13(t/h)，中等可碎性礦石，分級溢流粒度設計為0.2mm，根據表5.1（不同磨礦條件下最適合的循環負荷）選取，循環負荷C=350%。表5.1不同磨礦條件下最合適的循環負荷磨礦條件C合適值（%）磨礦機和分級機自留配置（第一段）：粗磨至0.5~0.3mm細磨至0.3~0.1mm（第二段）：由0.3mm至0.1mm磨礦機和水力旋流器配置（第一段）：磨至0.4~0.2mm磨至0.2~0.1mm（第二段）：由0.2mm至0.1mm150~350250~600200~400200~350300~500150~3505.2.3繪制磨礦數質量流程圖根據計算結果，繪出磨礦數質量流程圖，如圖5.2。圖5.2磨礦數質量流程圖

6選別流程的選擇和計算6.1選別流程的確定原礦中銅礦物以黃銅礦為主，品位不高；鐵礦物以磁鐵礦為主，品位較高，這類銅鐵礦石常用的選別的方案有兩種，一是先磁后浮，二是先浮后磁。采用先磁后浮流程，大部分鐵可以先磁選出來，雖然能減少再磨處理量和銅硫浮選設備數量及浮選藥劑用量，但銅在鐵精礦中損失較大，而且硫回收率也較低。礦石中磁黃鐵礦磁性較強，磁選時將和磁鐵礦一同被選入磁性產品中。因磁選后產生磁團聚現象，磁黃鐵礦可浮性又差，磁選鐵精礦中磁黃鐵礦難以浮選脫除，致使鐵精礦含硫很容易超標而成為廢品。故本設計采用先浮后磁流程，則可以較好地克服上述弱點，能明顯地提高銅、硫回收率和鐵精礦質量。因此礦石經磨礦后按先浮選銅，后浮選硫，再磁選鐵的選別順序生產。經過一次粗選、兩次精選、兩次掃選的銅優先浮選流程后獲得銅精礦，對選銅尾礦進行硫浮選，經過一次粗選、一次掃選獲得硫精礦，尾礦進行鐵磁選，經過一次粗選、一次精選后獲得鐵精礦及最終尾礦，選別流程如圖6.1。圖6.1工藝流程圖根據產品方案，最終產品為銅精礦、硫精礦、鐵精礦。規定：Cu品位用（%）表示，S品位用（%）表示,Fe品位用（%）；Cu的回收率用(%)表示，S的回收率用(%)表示，Fe的回收率用（%）表示。6.2選別流程的計算6.2.1銅優先浮選流程1計算原始指標數原始指標數可按下式確定：，式中，——原始指標數（不包括已知的給礦指標）；——計算成分（參與流程計算的項，若流程中只計算產物重量，如破碎，磨礦流程，則=1；若流程既要計算產物的重量，又要計算產物中各種金屬的含量，則=1+）；——參與流程計算的金屬種類數；如單金屬礦=1，兩種=2，…以此類推；——流程中的選別產物數；——流程中的選別作業數。從已知條件得：=3，=10，=5，則=3（10-5）=15。2原始指標數的分配=++=15≤-≤10-5≤5≤-≤10-5≤5≤-≤10-5≤5≤2(-)≤2×(10-5)≤10≤2(-)≤2×(10-5)≤10常用分配方案有兩種：方案Ⅰ：方案Ⅱ：其中，βn—Cu品位（%）,—S品位（%）；—Cu回收率（%），—S回收率（%）；3原始指標數的選擇根據選礦試驗結果得：已知：4計算各產物的產率（1）計算產物16、19產率。解得：（2）計算產物11、17產率。解得：（3）計算產物7、9、12產率。解得：校核：（4）計算產物14、18產率。解得：（5）計算8，13的產率。解得：校核：校核：5、計算各產物的重量（1）計算產物16、19的重量。（2）計算產物7、9、11、12、17的重量。校核：（3）計算產物18、14的重量。（4）計算產物13、8、15的重量。（5）計算產物6、10的重量。校核：校核：6計算各產物的回收率（1）計算產物16、19的回收率。（2）計算產物11、17的回收率。（3）計算產物7的回收率。（4）計算產物9、12的回收率。校核：校核：（5）計算產物14、18的回收率。（6）計算產物8、13的回收率。（7）計算產物10、15、6的回收率。校核：校核：校核：校核：校核：校核：7計算各產物的未知品位6.2.2硫浮選流程1計算原始指標數原始指標數可按下式確定：，從已知條件得：=3，=4，=2，則=3（4-2）=6。2原始指標數的分配=6≤-≤4-2≤2≤-≤4-2≤2≤-≤4-2≤2≤2(-)≤2×(4-2)≤4≤2(-)≤2×(4-2)≤4選用分配方案Ⅰ：方案Ⅰ：其中，βn—Cu品位（%）,—S品位（%）；—Cu回收率（%），—S回收率（%）；3原始指標數的選擇根據選礦試驗結果得：已知：4計算各產物的產率（1）計算產物22、25產率。解得：（2）計算產物23、24產率。解得：（3）計算產物21產率。校核：5計算各產物的重量（1）計算產物22、25重量。（2）計算產物21、23重量。（3）計算產物24重量。校核：6計算各產物的回收率（1）計算產物22、25的回收率。（2）計算產物23、24的回收率。（3）計算產物21的回收率。校核：校核：計算各產物的未知品位6.2.3鐵磁選流程根據選礦試驗報告，原礦中鐵品位為20..68%，浮選硫的尾礦中鐵的品位為18.30%，回收率為74.05%，故可進行鐵金屬的回收。1計算原始指標數原始指標數可按下式確定：，從已知條件得：=4，=4，=2，則=4（4-2）=8。2原始指標數的分配=6≤-≤4-2≤2≤-≤4-2≤2≤-≤4-2≤2≤-≤4-2≤2≤2(-)≤2×(4-2)≤4≤2(-)≤2×(4-2)≤4≤2(-)≤2×(4-2)≤4選用分配方案Ⅰ：方案Ⅰ：其中，βn—Cu品位（%）,—S品位（%）,—Fe品位（%）；—Cu回收率（%），—S回收率（%）；—Fe回收率（%）3原始指標數的選擇根據選礦試驗結果得：已知：4計算各產物的產率（1）計算產物27、28產率。解得：（2）計算產物30、31產率。校核：計算各產物的重量（1）計算產物27、28重量。（2）計算產物29、30重量。（3）計算產物31重量。校核：6計算各產物的回收率（1）計算產物27、28的回收率。（2）計算產物29、30的回收率。（3）計算產物31的回收率。校核：校核：校核：7計算各產物的未知品位6.2.4總結利用物料平衡原理（即進入各作業的礦量或金屬量，等于該排除的礦量或金屬量）進行流程計算，確定了流程中各產物的產率（γ）、品位（）、重量（Q）以及回收率（）等，這些工藝指標將是選擇選別設備、輔助設備及礦漿流程計算的主要依據。7礦漿流程計算7.1計算內容礦漿流程計算是在磨礦流程和選別流程計算之后進行的。所以，計算的內容是：磨礦和選別流程中各作業或各產物的水量Wn(m3/d)、補加水量Ln(m3/d)、礦漿體積Vn(m3/d)和單位耗水量Wg(m3/t)。7.2計算目的及原理礦漿流程計算目的是：為供水、排水、揚送和分級的設計計算、設備選擇提供依據。計算原理是：進入某作業的水量之和等于該作業排出的水量之和；進入某作業的礦漿量（即體積）之和等于該作業排除的礦漿量之和（在計算中，不考慮機械損失或其他流失），即水量平衡原理。7.3計算所需原始指標礦漿流程計算需要一定的原始指標，原始指標應取在操作過程中最穩定、且必須交易控制的指標。這些指標，可以分為以下三類：(1)必須保證的濃度（按重量計）所謂必須保證的濃度，就是指對一些作業和產物來說，為了生產正常進行，具有一個必須保證的濃度，如磨礦作業等。所有這些濃度，均要求在生產過程中予以保證。因此，在礦漿流程計算時，應預先確定其濃度為原始指標。(2)不可調節濃度所謂不可調節濃度，就是指在選別流程中，有些產物濃度通常是不可調節的，如原礦水分、分級機返砂濃度、磁選精礦濃度。盡管這些作業的補加水量有變化，但對其精礦濃度影響很小，計算時，也應作為原始指標。（3）生產過程中某些作業的補加水量，如跳汰機補加的上升水、搖床的沖洗水、洗礦的沖洗水等，都是在生產過程中必需的用水。這些按單位礦量計算的用水量也是比較穩定的；因此，也應作為原始指標。上述三類指標，應根據對流程的分析、選礦試驗資料以及類似礦石選礦廠的生產資料來確定。由于條件不同，同類產物的濃度也有很大差別。因此，在確定時要考慮以下因素：=1\*GB3①密度大的礦石，其濃度應大些。=2\*GB3②塊狀和粒狀（即粒度粗的）的礦石，其濃度應大些。=3\*GB3③品位高而易浮的礦石，其濃度應大些。=4\*GB3④洗礦用水，應根據礦石的可洗性決定。應當指出：（1）掃選作業和所有選別作業的尾礦濃度，不能作為原始指標；（2）一般而言，精選作業濃度應依精選次數增加而適當降低，精選精礦濃度應依精選次數增加而適當提高。7.4計算步驟7.4.1磨礦流程流程如圖5.1所示，其中，Q1=63.13（t/h）。（1）確定濃度。①必須保證的濃度。分級溢流濃度,磨礦作業濃度Cm=75%。②不可調節的濃度。原礦水分3%（即原礦濃度C0=97%），分級返砂濃度%。（2）根據計算、、和。（3）根據計算、、和。式中，C由《選礦廠設計》第2版周龍廷主編中表4-7（不同磨礦條件下最合適的循環負荷）和表4-9（溢流產物中不同級別含量之間的對應關系）確定為C=350%。（4）按計算補加水。=94.60-1.96-55.24=37.477.14+55.24-94.60=37.78磨礦流程不計算礦漿體積。7.4.2選別流程1銅優先浮選流程（1）確定濃度。①必須保證的作業濃度。粗選作業濃度=40%；精選Ⅰ作業濃度=25%；精選Ⅱ作業濃度=20%②不可調節的選別精礦濃度。粗選精礦濃度=48%；精選Ⅰ精礦濃度=45%；精選Ⅱ精礦濃度=45%；掃選Ⅰ精礦濃度=35%；掃選Ⅱ精礦濃度=30%。（2）按計算液固比、、、、、、和。（3）按計算水量。已知，，，，，，，從而得：（4）按計算補加水。（5）計算礦漿體積。（6）按計算某些作業和產物中的未知濃度。（7）按下式計算此段工藝過程總補加水量。校核2硫浮選流程（1）確定濃度。①必須保證的作業濃度。粗選作業濃度=30%；②不可調節的選別精礦濃度。粗選精礦濃度=35%；掃選精礦濃度=30%。（2）按計算液固比、、。（3）按計算水量。已知，，，從而得：（4）按計算補加水。（5）按計算礦漿體積。（6）按計算某些作業和產物中的未知濃度。（7）按下式計算此段工藝過程總補加水量。校核3鐵磁選流程（1）確定濃度。①必須保證的作業濃度。粗選磁選機給礦作業濃度=25%；精選時磁選機給礦作業濃度=30%；②不可調節的選別精礦濃度。粗選精礦濃度=30%精選精礦濃度=35%。（2）按計算液固比、、。（3）按計算水量。已知，，，從而得：（4）按計算補加水。（5）按計算礦漿體積。（6）按計算某些作業和產物中的未知濃度。（7）按下式計算此段工藝過程總補加水量。校核選別流程總加水量選別流程單位耗水量7.5數質量流程圖根據所計算結果繪制選別流程數質量流程圖，詳見附圖。

8脫水流程的選擇根據該選礦廠的礦石性質，用戶對產品的要求及國家對產品含水量的有關規定，本設計確定銅精礦、硫精礦和鐵精礦產品含水量都不大于10%。因此，本設計脫水流程選用兩段脫水流程（見圖8.1），采用濃縮和過濾兩段脫水流程就能達到要求。圖8.1脫水流程圖

9選礦設備的選擇和計算設備選擇和計算是選礦廠設計的一項重要任務，在選擇和計算中必須遵循以下原則：1、設備生產能力必須滿足選礦廠規模要求；2、設備必須便于操作，工作可靠；3、盡量采用國產定型化先進設備。選礦設備分為主要設備和輔助設備兩大類。其主要設備包括：破碎機、篩分機、磨礦機、分級機、浮選機、跳汰機、濃縮機、過濾機和干燥機等。輔助設備包括：膠帶運輸機、砂泵、給礦機等。9.1破碎、篩分設備的選擇和計算9.1.1破碎設備的選擇與計算開路破碎時，顎式破碎機、圓錐破碎機的生產能力計算：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——破碎機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(t/mm·h)；e——破碎機排礦口寬度（mm）；K1——礦石可碎性系數（見《選礦廠設計》表5-6）；K2——礦石密度修正系數，按下式計算；或γ——設計礦石的松散密度（t/m3）；δ——設計礦石的密度（t/m3）；K2——給礦粒度修正系數（見《選礦廠設計》表5-7，表5-8）。閉路破碎時，破碎機生產能力按下式計算：式中——開路破碎時，破碎機的生產能力（t/h）——閉路破碎時，破碎機的生產能力（t/h）——閉路破碎系數，K=1.15～1.4，易碎性礦石取大值，難碎性礦石取小值。3、需要破碎機臺數的計算式中n——設計需要的破碎機臺數（臺）；Q0——需要破碎的礦量（t/h）；Q——所選破碎機的生產能力（t/h·臺）；K——不均勻系數，K=1.1~1.2。粗碎設備復擺顎式破碎機生產能力、臺數及負荷率的計算查《選礦廠設計》表5—1，q0=0.95~1.0,取q0=0.98，則：（t/h）查《選礦廠設計》表5—6中中硬礦石，K1=1.0；查《選礦廠設計》表5—7，因為給礦最大粒度Dmax和給礦口寬度之比，故K3=1.1。所以取n=1。負荷率η=98%,，選擇一臺即可滿足生產要求。中碎設備PYY1200/190單缸液壓標準圓錐破碎機生產能力、臺數及負荷率的計算查《選礦廠設計》表5—5，q0=4.6,則：查《選礦廠設計》表5—6中中硬礦石，K1=1.0；查《選礦廠設計》表5—8，因為中碎為開路破碎，，故K3=1.00；式中e——開路破碎時，指上段破碎機排礦口寬度；B——指本段破碎機給礦口寬度。所以取n=1。負荷率η=62%，選擇一臺即可滿足生產要求。（3）細碎設備PYY1200/80單缸液壓短頭型圓錐破碎機生產能力、臺數及負荷率計算查《選礦廠設計》表5—5，q0=6.7,則：查《選礦廠設計》表5—6中中硬礦石，K1=1.0；查《選礦廠設計》表5—8，因為細碎為閉路破碎，，故K3=1.14；式中——閉路破碎時，指閉路破碎機排礦口寬度與給礦口寬度之比；所以由于細碎為閉路破碎，故細碎機生產能力需按下式修正：取n=2。負荷率η=，選擇兩臺即可滿足生產要求。9.1.2篩分設備的選擇與計算1第一段破碎的預先篩分。給礦Q=84.17t/h，給礦粒度為300mm，篩孔尺寸a=100mm，篩分效率E1=60%，擬采用固定棒條篩，，傾角為篩分面積根據最大給礦粒度Dmax計算，篩子寬度B=（2.5～3）Dmax=3300=900mm，篩子長度L=（2～3）B=2900=3000mm。最大給礦粒度Dmax計算，篩子寬度B=（2.5～3）Dmax=2.5300=750mm，篩子長度L=（2～3）B=2750=1500mm。2第二段破碎的預先篩分。擬采用自定中心振動篩，篩分面積計算公式為：F=Q/(δV)，其中，Q——給與篩子礦量，Q=Q1=84.17t/h；δ——設計礦石的松散密度，δ=1.8；V——振動篩單位面積的平均容積生產能力，篩孔尺寸a=30mm，查《選礦廠設計》表5-11（振動篩單位面積的平均容積成產能力q值）取。則，F1=Q/(δV)=84.17/（1.829.6）=1.58m2。篩子的幾何面積，其中φ為振動篩的有效篩分面積系數，取φ=0.85。3、第三段破碎的預先及檢查篩分。擬選用自定中心振動篩。已知給礦量Q=Q10=236.23t/h，篩孔尺寸a=8mm，查《選礦廠設計》表5-11取，q為振動篩單位面積的平均容積生產能力，礦石松散密度δ=1.8。查《選礦廠設計》表5—12，K1=1.0、K2=1.13、K3=1.85、K4=1.0、K5=1.0、K6=1.0。故，選擇一臺即可滿足生產要求。9.2磨礦、分級設備的選擇和計算9.2.1磨礦設備的選擇與計算設計條件：給礦量63.13t/h，給礦粒度10～0mm，磨礦細度-0.074mm粒級占70%，給礦中-0.074mm粒級含量為8%，中等可碎性礦石。采用一段閉路流程，擬采用濕式格子型球磨機。現場條件：一段閉路磨礦，給礦粒度12～0mm，其中-0.074mm粒級含量為10%，磨礦細度為-0.074mm粒級含量為72%，2100mm×3000mm格子型球磨機，每臺處理能力為30t/h。磨礦設備生產能力的計算有容積法和功耗法兩種。功耗法是英美等國采用的方法。容積法是我國廣泛采用的方法，它用于球磨機和棒磨機生產能力的計算。此法是按磨礦機新生成計算級別計的單位生產能力計算法。其計算步驟為：q值的計算。設計磨礦機按新生成計算級別計的單位容積生產能力（q），一般取工業性試驗或同類選礦廠的磨礦機實際生產能力q0，此時，q≈q0。若條件有差異，則須引入校正系數，按下式計算：q=K1K2K3K4q0式中,q——設計磨礦機按新生成計算級別（如-0.074mm粒級）計的單位容積生產能力（t/m3·h）；q0——現廠生成磨礦機按新生成計算級別（-0.074mm粒級）計的單位容積生產能力（t/m3·h），按下式計算。——現場生產磨礦機生產能力（t/h）；——現場生產磨礦機給礦中小于計算級別的含量，=0.1；——現場生產磨礦機產品中小于計算級別的含量，=0.72；——現場生產磨礦機的有效容積（），=31（）；則。——被磨礦石的磨礦難易度系數，查《選礦廠設計》表5-13，中等可碎性礦石，=1.0；——磨礦機直徑校正系數，查《選礦廠設計》表5-15，K2=1.19；——設計磨礦機的型式校正系數，查《選礦廠設計》表5-16，格子型球磨機，=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：，——設計磨礦機按新生成計算級別的不同給礦粒度、產品粒度條件下的相對生產能力，查《選礦廠設計》表5-17，給礦粒度為10～0mm，產品中小于計算級別的含量為70%，則=0.95；——現場生產磨礦機按新生成計算級別的不同給礦粒度、產品粒度條件下的相對生產能力，查《選礦廠設計》表5-17，給礦粒度為18～0mm，產品中小于計算級別的含量為72%，則=0.93。則。故，q=1.0×1.19×1.0×1.02×2.07=2.51（t/m3·h）磨礦機生產能力計算。式中Q——設計磨礦機的生產能力（不包括閉路磨礦的返砂量）（t/臺·h）；V——設計磨礦機的有效容積（m3），V=31；q——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）；β1——設計磨礦機給礦中小于計算級別的含量（小數代入），查《選礦廠設計》表4-8取值，β1=0.08；β2——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），由選礦試驗決定，β2=0.7。故（t/h） 磨礦機臺數及負荷率的計算。式中n——設計磨礦機需要的臺數（臺）；Q0——設計流程中需要磨礦的礦量（t/h），Q0=63.13；Q——設計磨礦機的生產能力（t/臺·h），Q=88.25。所以 負荷率因此，一臺MQG3200mm×3000mm濕式格子型球磨機即可滿足生產要求。9.2.2分級設備的選擇與計算已知給礦量為63.13t/h，返砂比,，礦石密度為3.0，返砂量為，分級機溢流細度為-0.074mm粒級占70%。（1）螺旋分級機形式選擇。根據分級溢流細度，擬采用高堰式雙螺旋分級機。（2）計算螺旋分級機直徑。根據公式計算，式中，——按溢流中固體重量計的處理量（t/h）；——分級機螺旋個數，取=2；——礦石密度校正系數，按下式計算：，——設計的礦石密度3.4；——標準礦石密度，一般取2.7；則，=1+0.5（3.0-2.7）=1.15；——分級粒度校正系數，查《選礦廠設計》表5-18得=1.41。則，螺旋分級機的直徑==2.15m，故選用兩臺2FG-24≤2400高堰式雙螺旋分級機。（3）返砂量校核。計算式為：，式中，——按返砂中固體重量計的螺旋分級機處理量（t/d）；——螺旋轉數，=3.64；其它符號同上。則，===10850（t/d）＞5303.04（t/d），返砂量滿足設計要求。（4）計算負荷率η。由得：設備處理量Q0=[(D+0.08)/0.103]2×(mK1K2)/24=[(2.4+0.08)/0.103]2×（2×1.15×1.41）/24=78.34（t/h）則，負荷率η=故選用兩臺2FG-24≤2400高堰式雙螺旋分級機可滿足生產要求。9.3浮選設備的選擇和計算浮選設備類型、規格的選擇與原礦性質（礦石密度、粒度、品位、含泥量和可浮性等）、設備性能、選礦廠規模、流程結構、浮選系列等因素有關。9.3.1浮選礦漿體積計算浮選礦漿體積根據公式計算，式中，V——進入作業的礦漿體積；Q——進入作業的礦石量（t/h）；R——礦漿液固比；δ——礦石密度（t/m3），δ=3.0（t/m3）；K1——給礦不均勻系數，由于浮選前為球磨，取K1=1.0。浮選槽數根據公式計算式中，V0——所選浮選機的幾何容積（m3）；n——作業所選浮選機槽數；Kv——浮選機有效容積與幾何容積之比，機械攪拌式浮選機Kv=0.75～0.85，取Kv=0.8；t——浮選作業時間（min）。1第一段浮選1）.粗選浮選時間確定為8min,,取n=7。選擇浮選機型號為：XJ-28機械攪拌式浮選機7臺。2）.精選Ⅰ浮選時間確定為7min,,取n=6。選擇浮選機型號為：XJ-6機械攪拌式浮選機6臺。3）精選Ⅱ浮選時間確定為7.min,,取n=6。選擇浮選機型號為：XJ-3機械攪拌式浮選機6臺。4）掃選Ⅰ浮選時間確定為6.0min,,取n=5。選擇浮選機型號為：XJ-28機械攪拌式浮選機5臺。5）掃選Ⅱ浮選時間確定為6.0min,,取n=5。選擇浮選機型號為：XJ-28機械攪拌式浮選機5臺。2第二段浮選1）粗選浮選時間確定為8min,,取n=9。選擇浮選機型號為：XJ-28機械攪拌式浮選機9臺。2）掃選浮選時間確定為7min,,取n=6。選擇浮選機型號為：XJ-28機械攪拌式浮選機6臺。9.3.2攪拌槽的選擇和計算攪拌槽容積按下式計算：，式中，V——進入作業的礦漿體積；Q——進入作業的礦石量（t/h）；R——礦漿液固比；δ——礦石密度（t/m3），δ=3.0（t/m3）；K1——給礦不均勻系數，由于浮選前為球磨，取K1=1.0；t——攪拌時間（min）,取t=10min。（1）礦漿經分級之后溢流進粗選之前設立一個攪拌槽：，R=1.222則，，選用型號為XB—3000的攪拌槽1臺。在硫粗選之前設立一個攪拌槽：，R=1.52則，，選用型號為XB—3000的攪拌槽1臺。9.4磁選設備的選擇和計算根據選礦試驗報告及同類選廠生產指標，本設計磁選擬采用濕式永磁筒式磁選機，其中，磁粗選采用XCTB-1050×1500濕式弱磁場永磁筒式磁選機，磁精選采用CTB-712750×1200濕式弱磁場永磁筒式磁選機。濕式永磁筒式磁選機生產能力計算公式，式中Q—磁選機的干礦生產能力（t/h），q—磁選機的單位生產能力（t/m·h），n—首筒數目，一般為1，—圓筒的工作長度（m），=L-0.2L—圓筒的幾何長度（m）。磁粗選=25.16×1×（3.18-0.2）=74.98（t/h）需要臺數：負荷率故選一臺即可滿足生產要求。磁精選=13.16×1×（2.28-0.2）=27.37（t/h）需要臺數：負荷率故選一臺即可滿足生產要求。9.5脫水設備的選擇和計算濃縮機面積按以下公式計算：式中，F——濃縮機面積；Q——給入濃縮機的固體量；——單位面積生產能力(t/m2·d)。（1）銅精礦參考《選礦廠設計》表5-27，取q=0.70t/m2·d濃縮機直徑：（m），故選擇NZS-12中心傳動濃縮機一臺。（2）硫精礦參考《選礦設計手冊》表7.13-4，取q=1.0t/m2·d濃縮機直徑：（m），故選擇NZ-15Q中心傳動濃縮機一臺。（3）鐵精礦參考《選礦設計手冊》表7.13-4，取q=0.71t/m2·d濃縮機直徑：（m），故選擇NZ-15Q中心傳動濃縮機一臺。9.6過濾機選擇和計算擬采用真空過濾機，真空過濾機臺數按公式：式中，n——過濾機臺數；F——選擇的過濾機面積（m2）；Q——給入過濾機的固體含量（t/h）；——單位面積生產能力(t/m2·h)（1）銅精礦參考《選礦廠設計》表5-28，取q=0.15t/m2·h，擬選用GW-20筒形外濾式真空機。需要臺數：負荷率：故選用一臺即可滿足生產要求。（2）硫精礦參考《選礦設計手冊》表7.14-13，取q=0.25t/m2·h，擬選用GN-40筒形內濾式真空機。需要臺數：負荷率：故選用三臺即可滿足生產要求。（3）鐵精礦參考《選礦廠設計》表5-28，取q=0.9t/m2·h，擬選用GN-8筒形內濾式真空機。需要臺數：負荷率：故選用一臺即可滿足生產要求。9.7輔助設備的計算9.7.1礦倉（1）原礦倉的選擇與計算原礦受礦倉選用矩形礦倉，倉底三面傾斜，底部排礦，貯礦時間為4h。貯礦量：Q==366.68(t)，擬用一個原礦倉。底部排礦的三面傾斜矩形礦倉如圖9.1所示。圖9.1原礦倉平斷面圖由式：得礦倉所需有效容積，式中，V′——礦倉需要的有效容積(m3)；Q——需要的貯礦量（t）；γ——礦石松散密度（t/m3），γ=1.8t/m3。則，(m3)由式：得礦倉所需幾何容積，式中，K——礦倉的利用系數，一般K=0.9；V——礦倉需要的幾何容積(m3)；V′——礦倉需要的有效容積(m3)。則，(m3)由式：V2=h×[BL+(B+b)(L+l)+bl]/b得礦倉下部容積，式中，h——礦倉下部高度（m），取h=2.5m；L——礦倉下部卸料口長度（m）,取l=2m；b——礦倉下部卸料口寬度（m）,取b=1.6m；L——礦倉上部長度（m），取L=5m；B——礦倉上部寬度（m），取B=5m；則，V2=h×[BL+(B+b)(L+l)+bl]/b=2.5×[5×5+（5+1.6）×（5+2）+2×1.6]/1.6=116.25（m3)由式：V1=HLB得礦倉上部容積，式中，L——礦倉上部長度（m），取L=5m；B——礦倉上部寬度（m），取B=5m；H——礦倉上部高度（m）。因為V1=V-V2=207.82-116.25=91.57(m3)，則，礦倉上部高度H=V1/(LB)=91.57/(5×5)=3.66m。校核：α1=arctan(h/(L-l))=arctan(2.5/(5-2))=arctan0.91=40°，α2=arctan(h/(B-l))=arctan(2/(4-1.8))=arctan0.91=40°，而堆積角為38°，α1、α2均大于堆積角。（2）粉礦倉的選擇與計算粉礦礦倉的選擇：粉礦倉選用矩形方礦倉，四面錐底排礦，貯礦時間為30h。圖9.2粉礦倉平斷面圖需要的貯礦量：，擬用2個粉礦礦倉。則每個礦倉的有效容積為：礦倉上部計算：式中——；——；——（m）取A=8m。礦倉下部計算：當卸料口為方形時，，其中，a——卸料口寬（m），取0.8m，礦倉下部傾角（55°），故故，（3）精礦倉的選擇與計算根據設計要求，精礦礦倉選用倉底三面傾斜、底部排礦的高架式矩形礦倉。根據選礦廠生產實際情況，其中銅精礦貯礦時間為7天。鐵精礦的貯存時間為4天，硫精礦的貯存時間為105天，銅精礦的松散密度為γ=2.0t/m3；硫精礦的松散密度為γ=2.05t/m3，鐵精礦的松散密度為γ=2.0t/m3。1.銅精礦礦倉銅精礦礦倉需要的貯礦量：Q=2.98×24×7=500.64(t)，銅精礦礦倉所需有效容積：

銅精礦礦倉所需幾何容積：

銅精礦矩形礦倉尺寸確定：長L=8m，寬B=7m，高H=5m，銅精礦倉個數：n==0.993，取1個。2.硫精礦礦倉硫精礦礦倉需要的貯礦量：Q=7.32×24×10=1756.8(t)，硫精礦礦倉所需有效容積：

硫精礦礦倉所需幾何容積：

硫精礦矩形礦倉尺寸確定：長L=24m，寬B=8m，高H=5m，硫精礦倉個數：n==0.99，取1個。3.鐵精礦礦倉鐵精礦礦倉需要的貯礦量：Q=4.18×24×4=401.28(t)，鐵精礦礦倉所需有效容積：

鐵精礦礦倉所需幾何容積：

鐵精礦矩形礦倉尺寸確定：長L=10m，寬B=8m，高H=3m，鐵精礦倉個數：n==0.929，取1個。9.6.2膠帶機的選擇與計算1、0號皮帶（從粗碎到細篩）。膠帶寬度B=，式中，B——帶寬（m）；Q——運輸量（t/h），Q=84.17（t/h）；K——斷面系數，見《選礦廠設計》表5-34，取k=300；γ——礦石松散密度，γ=1.8t/m3；v——帶速(m/s)，見《選礦廠設計》表5-33，取v=1.4m/s；c——傾角系數，見《選礦廠設計》表5-35，取c=0.90；ξ——速度系數，見《選礦廠設計》表5-36，取ξ=1.0。則，B===0.324m，取帶寬B=500mm。校核：未篩分礦石：2Dmax+200=2×60+200=320mm，而B=500mm,大于320mm。所以，選用500mm寬的膠帶是合理的。2、1號皮帶（從粗篩到細篩）。膠帶寬度B=，式中，B——帶寬（m）；Q——運輸量（t/h），Q=12.63t/h；K——斷面系數，見《選礦廠設計》表5-34，取k=105；γ——礦石松散密度，γ=1.80t/m3；v——帶速(m/s)，見《選礦廠設計》表5-33，取v=1.4m/s；c——傾角系數，見《選礦廠設計》表5-35，取c=0.90；ξ——速度系數，見《選礦廠設計》表5-36，取ξ=1.0。則，B===0.230m，取帶寬B=500mm。校核：篩分礦石：3.3dcp+200=3.3×50+200=365mm，而B=500mm,大于365mm。所以，選用500mm寬的膠帶是合理的。3、2號皮帶（從細碎返回到細篩）。膠帶寬度B=，式中，B——帶寬（m）；Q——運輸量（t/h），Q=160.35t/h；K——斷面系數，見《選礦廠設計》表5-34，取k=300；γ——礦石松散密度，γ=1.80t/m3；v——帶速(m/s)，見《選礦廠設計》表5-33，取v=1.5m/s；c——傾角系數，見《選礦廠設計》表5-35，取c=0.90；ξ——速度系數，見《選礦廠設計》表5-36，取ξ=1.0。則，B===0.469m，取帶寬B=500mm。校核：篩分礦石：3.3dcp+200=3.3×10+200=233mm，而B=500mm,大于249.5mm。所以，選用500mm寬的膠帶是合理的。5、4號皮帶（從粉礦倉到磨機）。膠帶寬度B=,式中，B——帶寬（m）；Q——運輸量（t/h），Q=84.17t/h；K——斷面系數，見《選礦廠設計》表5-34，取k=300；γ——礦石松散密度，γ=1.80t/m3；v——帶速(m/s)，見《選礦廠設計》表5-33，取v=1.0m/s；c——傾角系數，見《選礦廠設計》表5-35，取c=0.90；ξ——速度系數，見《選礦廠設計》表5-36，取ξ=1.0。則，B===0.416m，取帶寬B=500mm。校核：篩分礦石：3.3dcp+200=3.3×10+200=233mm，所以，選用500mm寬的膠帶是合理的。4、3號皮帶（從細篩到粉礦倉）。膠帶寬度B=,式中，B——帶寬（m）；Q——運輸量（t/h），Q=84.17t/h；K——斷面系數，見《選礦廠設計》表5-34，取k=300；γ——礦石松散密度，γ=1.80t/m3；v——帶速(m/s)，見《選礦廠設計》表5-33，取v=1.0m/s；c——傾角系數，見《選礦廠設計》表5-35，取c=0.90；ξ——速度系數，見《選礦廠設計》表5-36，取ξ=1.0。則，B===0.416m，取帶寬B=500mm。校核：篩分礦石：3.3dcp+200=3.3×10+200=233mm，所以，選用500mm寬的膠帶是合理的。皮帶號帶寬（mm）運礦量（t/h）帶速(m/s)0號皮帶（從粗碎到中篩）50065.482.01號皮帶（從中碎到細篩）50059.262.02號皮帶（從細篩返回細碎）500236.232.03號皮帶（中篩合格產品到細篩）50024.912.04號皮帶（從破碎到粉礦倉）50084.172.05號皮帶（從粉礦倉到磨機）50063.132.0表9.9選礦廠所選用膠帶運輸機一覽表9.6.3其他輔助設備的選擇與計算1起重機的選擇根據各類起重設備的特點、選礦廠現場實際條件以及參考《選礦廠設計》和《選礦設計手冊》相關內容，現將各設備所需起重機列表如下：表9.3破碎機檢修用起重機選擇設備名稱規格總重量（t）破碎機起重機最重配件最重檢修件噸位（t）型式臺數名稱重量（t）名稱重量（t）復擺顎式破碎機PE600×90016.90裝有皮帶輪、飛輪及動顎的軸架體部7.55裝有皮帶輪、飛輪及動顎的軸7.5510電動橋式1圓錐破碎機PYD120017.73機座部5.00破碎圓錐部3.215電動單梁1表9.4振動篩檢修用起重機選擇類型設備名稱規格篩子重量（t）起重機總重篩箱重噸位型式臺數中篩自定中心振動篩SZZ21250×40002.3211.3162電動葫蘆1細篩SZZ1500×40002.5821.236表9.5磨礦機檢修用起重機選擇設備名稱規格磨礦機各重量（t）起重機總重筒體重排礦端蓋重大齒輪重噸位型式臺數濕式格子型球磨機MQG3200×30001081013.002×5.220/5電動橋式（副鉤電磁、吊鉤兩用）1表9.6螺旋分級機檢修用起重機選擇名稱規格（mm）分級機重量（t）起重機總重螺旋重噸位型式高堰式雙螺旋分級機2FG-24Φ24004511.47315/3電動橋式表9.7浮選機檢修用起重機選擇名稱規格浮選機（t）起重機總重槽體重葉輪體重整體吊裝噸位（t）型式機械攪拌式浮選機XJ-284.282.80.75電動橋式XJ-82XJ-30.860.480.191表9.8磁選機檢修用起重機選擇名稱規格（mm）分級機重量（t）起重機總重最重件重噸位型式濕式弱磁場永磁筒式磁選機XCTB-1050×15004.03.03電動單梁CTB-712750×12001.540.371手動單梁表9.9過濾機檢修用起重機選擇名稱規格過濾機（t）起重機總重筒體重（主軸重）檢修風頭用檢修筒體用噸位（t）型式噸位（t）型式筒形外濾式真空機GW-2010.63.71電動葫蘆5電動單梁筒形內濾式真空機GN-86.53.51電動葫蘆5電動單梁2給料設備的選擇（1）原礦倉的給料設備。由于原礦的最大粒度為300mm，根據選礦設計手冊P1108表16.13-67（中型板式給料機），可應選GBH80-15板式給料機。（2）粉礦倉的給料設備。由于粉礦的最大粒度為10mm，根據選礦設計手冊P1107表16.13-70（擺式給礦機），可應選400400擺式給礦機。

10總體布置與設備配置10.1廠房的總體布置總體布置是選礦廠設計中的重要組成部分。一個建設項目沒有總體設計，就會使總體布置分散、紊亂、不合理，造成無計劃的盲目建設，既影響生產和生活的合理組織，又影響建設的經濟效果和建設速度，也破壞了建筑群體的統一和完整。所以，新建選礦廠必須在已確定廠址的用地范圍內合理地、經濟地進行總體布置。通常，一個選礦廠的總體布置，在綜合考慮各種因素之后，用平面和剖面設計圖紙表示出來。選廠的廠房配置主要是根據地形條件確定，盡量保證物料的自流。根據選廠地形條件，各工藝廠房按地形坡度沿山坡地布置，其中，粗碎、細碎、篩分廠房共廠房配置，粗碎、細碎及篩分車間均采用平行等高線配置。磨礦、浮選共廠房配置，其中磨礦采用縱向配置，浮選機、磁選機采用橫向配置。濃縮機配置在露天，過濾機與精礦倉配置在廠房內。10.2廠內設備布置選礦廠車間配置的任務是：用圖表示設備之間、廠房之間、設備與廠房之間的關系，用圖表示設備型式、型號，數量、檢修操作關系，用圖表示土建情況、柱子、墻、壁、門窗、屋架、屋面、樓板、平臺、梯子、欄桿，水池、泵池，安裝孔，檢修孔和操作孔等。選礦廠內設備配置，是按機組進行的。主要任務是按工藝流程的要求，確定設備在廠房內平面與剖面的合理位置；保證流程的暢通和設備的正常運轉；具有操作方便、安全、衛生的工作環境。其主要原則是：設備配置必須滿足選礦廠流程要求；確保工藝流程基本自流；注意流程具有靈活性；力求配置緊湊，生產安全，操作、管理、檢修方便；易實現控制。10.2.1破碎廠房的設備配置根據原礦最大粒度、破碎最終產物粒度及原礦性質，選用了三段一閉路破碎流程。根據場地、設備類型、規格和數量，給、排礦方式，礦倉位置、形式以及篩分與破碎的配置形勢以及現場條件，粗碎和中、細碎采用小坡度配置。粗碎采用的是PE600×900復擺顎式破碎機，單獨設一個廠房，中、細碎共廠房，可節省輔助設備和設施。根據破碎流程，礦石由粗碎廠房直接用膠帶運輸機運至中碎前的預先篩分，篩上產物通過漏斗卸入PYY1200/190單缸液壓標準圓錐破碎機，篩下產物及破碎產物通過膠帶運輸機運至細碎前的預先及檢查篩分，細篩篩上產物用膠帶機運至PYY1200/80單缸液壓短頭圓錐破碎機進行細碎，破碎產物用皮帶返回至細篩。為保證自流，漏斗坡度均保證在45度以上。10.2.2磨浮車間設備配置1、粉礦倉的設置。本設計建2個粉礦倉，對一臺磨機進行給礦。破碎產物經膠帶機運至粉礦倉頂部，由皮帶卸料小車卸至各粉礦倉。礦倉底部采用400400擺式給礦機給礦。2、磨礦車間設備配置。磨礦車間設備為縱向配置，磨礦機和分級機配置在同一個臺階上，兩機組自流聯接。3、浮選車間設備配置。浮選車間設備為橫向配置，所有浮選作業在一個跨中進行，整個作業基本能保證自流。浮選車間的給藥系統配置在浮選車間的樓上，集中給藥，各類藥劑通過藥劑管向給藥點加藥。4、磁選車間設備配置同浮選車間設備一樣，磁選車間設備也為橫向配置，所有磁選作業在一個跨中進行，整個作業基本能保證自流。10.2.3脫水車間設備配置精礦脫水是選礦工藝過程中最后一個環節。本設計脫水采用先濃縮后過濾。濃縮機設置在露天，為半地下式，過濾機與精礦倉按單層階梯式配置在廠房內。濃縮機底流可自流到過濾機，過濾機濾餅可直接卸入精礦倉。這種配置方案具有生產作業線短、操作方便、配置緊湊等優點。10.3設計圖紙本次設計中共含有6張CAD圖紙，分別為破和選礦工藝流程圖、礦漿數質量流程圖、設備聯系圖、碎篩分車間、磨浮車間、脫水車間平斷面圖。見附錄。

11結論該選礦廠原礦最大粒度為300mm,礦石為中等硬度，原礦品位Cu為0.92%，S為9.06%,，Fe為20.68%。采用三段一閉路的破碎流程,設備選用顎式破碎機、單缸液壓標準圓錐破碎機、單缸液壓短頭型圓錐破碎機，使破碎產物的粒度達到-10mm。磨礦采用一段閉路流程，選用濕式格子型球磨機，使磨礦產品中-0.074mm粒度含量達到70%。采用一粗二精二掃的浮選流程先優先浮銅，再經過一粗一掃的浮選流程浮選硫，最后通過一粗一精的磁選流程回收鐵，從而獲得銅精礦、硫精礦、鐵