许老师修改毕业设计

1 概述 ................................................................................................ 3 2 破碎流程设计 ................................................................................. 3

2.1 选矿厂的规模.................................................................................................. 3

2.1.1 破碎车间工作制度的确定 .......................................................................... 3 2.1.2 设备年作业率的计算 ................................................................................. 3 2.1.3 破碎车间生产能力的计算 .......................................................................... 3 2.2 破碎流程的选择与计算.................................................................................. 3

2.2.1 破碎段数及各段破碎比的确定 ................................................................... 3

2.2.2 各段破碎产物最大粒度的计算 ................................................................... 4 2.2.3 各段破碎机排矿口宽度的计算 ................................................................... 4 2.2.4 筛子的筛孔尺寸和筛分效率的确定 ............................................................ 5 2.2.5 各产物的矿量和产率的计算 ....................................................................... 5

3 主厂房流程设计.............................................................................. 6

3.1 主厂房选别流程的确定.................................................................................. 6 3.2 主厂房工作制度及处理量确定...................................................................... 6 3.3 磨矿浮选数质量流程计算.............................................................................. 6

3.3.1 确定原始指标 ............................................................................................ 6 3.3.2 磨矿分级流程计算 ..................................................................................... 8 3.3.3 浮选流程计算 ............................................................................................ 8 3.3.4 数质量流程统计 ...................................................................................... 10

3.4 磨矿浮选矿浆流程计算................................................................................ 11

3.4.1 计算公式 ..................................................................................................11 3.4.2 原始指标的确定 .......................................................................................11 3.4.3 计算产物水量 .......................................................................................... 12 3.4.4 计算补加水量 .......................................................................................... 12 3.4.5 计算未知浓度 .......................................................................................... 13 3.4.5 计算矿浆体积 .......................................................................................... 13 3.4.6 磨矿浮选水量平衡验算 ............................................................................ 14 3.4.7 矿浆流程统计 .......................................................................................... 15

3.5 金氰化浸出流程的计算................................................................................ 15

3.5.1 确定原始指标 .......................................................................................... 15 3.5.2 近似计算条件 .......................................................................................... 16 3.5.3 计算中用到的平衡条件 ............................................................................ 17 3.5.3 再磨系统流程计算 ................................................................................... 17 3.5.4 氰化浸出系统流程计算 ............................................................................ 18 3.5.5 氰化流程水量平衡验算 ............................................................................ 22 3.5.6 氰化流程统计 .......................................................................................... 22 3.5.7 主厂房水量平衡验算 ............................................................................... 23 3.5.8 主厂房总排水量 ...................................................................................... 23 3.5.9 主厂房工艺过程耗水量 ............................................................................ 23 3.5.10 主厂房单位耗水量 ................................................................................. 23

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3.5.11 主厂房新补加水量 ................................................................................. 24

4 主要设备设计 ............................................................................... 24

4.1 破碎设备的选择与计算................................................................................ 24

4.1.1 计算所用公式 .......................................................................................... 24 4.1.2 粗碎设备的选择与计算 ............................................................................ 25 4.1.2 中碎设备的选择与计算 ............................................................................ 26 4.1.3 细碎设备的选择与计算 ............................................................................ 28 4.2 筛分设备的选择与计算................................................................................ 30

4.2.1 计算所用公式 .......................................................................................... 30

4.2.2 振动筛方案拟定 ...................................................................................... 31 4.2.3 振动筛方案比较 ...................................................................................... 32

4.3 磨矿设备的选择与计算................................................................................ 33

4.3.1 计算所用方法及公式 ............................................................................... 33 4.3.2 一段球磨机的选择与计算 ........................................................................ 35 4.3.3 再磨系统球磨机的选择与计算 ................................................................. 38

4.4 分级设备的选择与计算................................................................................ 39

4.4.1 一段分级机的选择 ................................................................................... 39 4.4.2 再磨系统旋流器的选择 ............................................................................ 39

4.5 浮选设备的选择与计算................................................................................ 43

4.5.1 搅拌槽的选择与计算 ............................................................................... 43 4.5.2 浮选机的选择与计算 ............................................................................... 43

4.6 氰化设备的选择与计算................................................................................ 48

4.6.1 浸出槽的选择与计算 ............................................................................... 48 4.6.2 浓密机的选择与计算 ............................................................................... 49 4.6.3 贵液净化设备的选择与计算 ..................................................................... 51 4.6.3 置换设备的选择与计算 ............................................................................ 52

5 辅助设备设计 ............................................................................... 52

5.2 矿仓设施的选择与计算................................................................................ 52

5.2.1 原矿仓的选择 .......................................................................................... 52

5.1 给料、排料设备的选择与计算.................................................................... 54

5.1.1 颚式破碎机给料机的选择 ........................................................................ 54 5.1 胶带运输机的选择计算................................................................................ 54

5.1.1 胶带宽度的计算 ...................................................................................... 54

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1 概述

原矿最大粒度800mm，原矿品位4.5g/t，矿石硬度中等，含水量98%。

2 破碎流程设计

2.1 选矿厂的规模

偏岭镇金矿选矿厂日处理量为3000t，为较大型有色金属选矿厂。

2.1.1 破碎车间工作制度的确定

破碎车间的工作制度，采用连续工作制，全年工作365天。破碎车间全年设备运转330天，每天3班，每班运转5.5h。

2.1.2 设备年作业率的计算

破碎车间的设备年作业率为破碎设备全年实际运转小时数与全年日历小时数之比，即：

破碎设备年作业率?330?3?5.5365?24?100%?62.16%

2.1.3 破碎车间生产能力的计算

qh?qdt?(3000?98%)t/d16.5h/d?178.18t/h

2.2 破碎流程的选择与计算

2.2.1 破碎段数及各段破碎比的确定

因破碎产物给入球磨机，根据参考文献①中表5.2-3，并且本着多碎少磨的原则，确定最终破碎产品粒度dmax?10mm，由矿石性质知给矿最大粒度

Dmax?800mm。

max总破碎比 S总?Dmax/d?800/1?08 0.0根据总破碎比值采用三段一闭路破碎流程。由于安设预先筛分要增加厂房高度和基建投资，所以先不设预先筛分，当粗、中破碎机生产能力不足时，再设预

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先筛分。破碎筛分的流程图见图2.2-1。并初步拟定，第一段选用颚式破碎机，第二段选用标准圆锥破碎机，第三段选用短头圆锥破碎机。各段破碎比分配如下：

S总?SS2S?3.333?3.6?9213

图2.2-1 破碎筛分流程图

5 3 4 6 细碎 7 C

2 中碎 1 粗碎 原矿

6.?50 080.02.2.2 各段破碎产物最大粒度的计算

d2/mm?Dmax/S?800/3.3?331S)1/S?22取40.）0 2(24065（D/ d3/mm?max240/3.?692取65）. 01(d5/mm?（[Dmax/S1）/S2]/S3?65/6.500?10

2.2.3 各段破碎机排矿口宽度的计算

开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按b?dmax/Z计算。闭路破碎机的排矿口宽度按b?0.8d5计算。Z值按参考文献①中表5.2-6选取。

b1/mm?d2/Z1?240/1.6?150

b2/mm?d3/Z2?65/1.9?34.2(取34)

b3/mm?0.8d5?0.8?10?8

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2.2.4 筛子的筛孔尺寸和筛分效率的确定

预先检查筛分采用振动筛，其筛孔a?1.2d5?12mm，筛分效率E?85%。

2.2.5 各产物的矿量和产率的计算

q1?q2?q3?q5?178.18t/h

?1??2??3??5?100%

由参考文献①中图5.2-3和图5.2-5查取?3?12、?7?12得： ?3?12?0.28 ?7?12?0.67

2?(1?0.28?0.85)/(0.67?0.85)?133.80 C/%?(1??3?12E)/?7?1E ?7?C?133.80 %?1?? q7/t?h7q?133.80?7?8.2 238.41 ?6??7?133.80% q6?q7?238.41t/h

?1?3q?7q?178.18? q4/t?h238.?41 416.59100%?133.80?% ?4??3??7?23 3.80%破碎筛分的数量流程图见图2.2-2。

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178.18；100.00 5 3 4 2 1 原矿 178.18；100.00 粗碎 中碎 416.59；233.80 6 细碎 7 238.41；133.80 C

图2.2-2 破碎筛分的数量流程图

3 主厂房流程设计

3.1 主厂房选别流程的确定

根据矿石性质，并参考类似选矿厂的生产实践，确定主厂房选矿工艺流程，见图3.1-1。

3.2 主厂房工作制度及处理量确定

选矿厂主厂房各车间的工作制度，采用连续工作制，全年工作365天。磨矿浮选车间和氰化车间全年设备运转330天，每天3班，每班8小时，设备年作业率90.41%。

主厂房各车间小时处理原矿量为：

qh?qdt?(3000?98%)t/d24h/d?122.50t/h

3.3 磨矿浮选数质量流程计算

3.3.1 确定原始指标

（1）磨矿分级系统

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3 2 1 1? Ⅰ 2? 3?4? Ⅱ 一段浸出 33 一段洗涤 34 37 39 16 Ⅷ 40 18 41 二段浸出 二段洗涤 44 45 20 21 22 23 缓冲槽 调浆槽 25 再磨系统 26 54 55 氰化尾渣 缓冲槽 贵液池 净化过滤 48 脱氧 50 锌粉置换 53 56 贫液池 49

46 47 38 36 搅拌 Ⅲ 4 Ⅳ 5 Ⅵ 15Ⅶ12 17 35 7 149 6 8 Ⅴ 10 11 13 浮选精矿 浮选尾矿 43 脱药浓缩 42 19 回水缓冲槽

29 28 24 27 30 脱水浓缩 31 51 污泥 52 空气 32 回水

金泥 外排贫液

说明：Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ、Ⅶ、Ⅷ分别代表一段磨矿、一段分级、优先浮选、粗选、一精选、一扫

选、二精选、二扫选作业。再磨系统为连续两段闭路磨矿。

图3.1-1 主厂房工艺流程图

第 7 页 共 55 页

由主厂房的小时处理量知q1?122.50t/h。由参考文献①中表5.2-9确定磨机

'合适的循环负荷 C=300%。

（2）浮选系统

计算成分C=2，选别产物数np?12，选别作业数ap?6，所以不包括原矿在内的必要而充分的原始指标数为Np?C(np?ap)?2?(12?6)?12。

确定单元组成的指标数为：N??0，N??1，N??11。 参考类似选矿厂的生产资料，选取如下原始指标：

?6?9.0 0g/t； ?7?1.5 ?9?34.0 0g/t； 0g/t；?4?2.00 g/t；

?11?84.00 g/t； ?12?12.00 g/t； ?13?83.50 g/t； ?10?2.50 g/t；

?15?3.00 g/t； ?16?0.40 g/t； ?17?1.00 g/t； ?13?93.00%；

另外，q1?q1?122.50t/h，?1?4.50 g/t。

'3.3.2 磨矿分级流程计算

q1?q1'?122.50t/h

?1??1??100%

q4?/t?h?1?Cq1??300%?122.50?367.50 ?4??C?300%

?1?1qq?122.50?367.?50 490.00 q2?/t?h??4? q3??q2??490.00t/h

?00%?300%? ?2???3???1???4?14 00%3.3.3 浮选流程计算

（1）列平衡方程计算各产物的产率?n

?13??13?1?13?5.01%

?18??1??13?94.99%

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?18??1??13?7.00% ?18???16??17??18???16?16??17?17??18?18?18??181?0.33g/t

?16??18(?18??17)?16??17?105.81% ?17??16??18?10.82 %

??7??15??18???7?7??15?15??18?18

?7??18(?18??15)?7??15?168.98% ?15??7??18?73.99 %??4??6??18???4?4??6?6??18?18

?4??18(?18??6)?4??6?117.63% ?6??4??18?22.64 %??????1?79.80 q7?5??6??7??4??15?191.62% ?14????6??10??11???6?6??10?10??11?111516

?11??6(?6??10)?11??10?1.81% ?10??6??11?20.83 %

??12??9??11??11??9?9??11??12 ?12?9??11(?11??12)?9??12?5.91%% ?12??9??11?4.10

?8??9??10??6??12?26.74% ?2??1??10?120.83 %

?3??13??11??2??4?3.20%

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（2）根据公式qn?q1?n计算各产物的矿量 计算结果见附图1。 （3）根据公式?n??16??1?7?7?1?4?4?1?n?n?1计算各产物的回收率

?16?16?9.41% ?17??16??1? 2.41%8 ?7??56.33% ?15??7??18?49.33 % ?4??52.28% ?6??4??18?45.28 %1?01.61 %???5?8.74 % ?5??6??7??4??15 ?14??15??1?6717 ?11??11??111?33.70.58 % ?10??6??11??9??9?9?1?44.65.95 % ?12??9??11??8??9??10??6??12?56.23% ?3??13??11?59.30 % ?2??1??10??3??41?11.58 %（4）根据公式?n??1?2?2?1?5?5?1?n?n计算未知产物的品位

?1?3?3?1?8?8 ?2??4.16g/t ?3??83.39g/t

?5??2.39g/t

?8??9.46g/t

?14??1?14?14?1.47g/t

3.3.4 数质量流程统计

磨矿浮选的数质量流程图见附图1。

第 10 页 共 55 页

3.4 磨矿浮选矿浆流程计算

3.4.1 计算公式

（1）按下式计算已知Cn值的各作业和产物水量Wn值 Wn?qn(1?Cn)/C n（2）按下式计算各作业和各产物的矿浆体积Vn值 Vn?qn(1?CnCn?1)

?（3）按下式计算未知产物的浓度 Cn?qnqn?Wn?100%

3.4.2 原始指标的确定

对于许多作业来说，为保证生产操作正常进行，必须保证适宜的作业浓度，如磨矿、浮选、螺旋分级机溢流的浓度等。另外，螺旋分级机的返砂、浮选精矿的含水量较为稳定，也应作为原始指标。根据参考文献①中表5.5-1给出的某些作业和产物浓度范围并参考类似选矿厂的生产资料，确定浓度原始指标。

在生产过程中，浮选精矿要加一定量的冲洗水，按表5.5-2给出的浮选作业泡沫精矿溜槽冲洗水定额确定每吨干矿补加水按0.8m3计。

（1）浓度指标

CⅠ?80.00% CⅢ?35.00 % CⅣ?30.00 % CⅤ?23.00 % C1??98.00 % C4??85.00% C1?45.00 % C6?33.00% C9?35.00% C11?38.00% C17?28.00%

CⅦ?22.00??31.00á5?31.00%（2）精矿冲洗水

精矿冲洗水按每吨干矿0.8m3计算。

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L3=3.14t/h L6=22.19 t/h L9=5.79 t/h L11=1.77 t/h L15=72.51 t/h L17=10.60 t/h

3.4.3 计算产物水量

（1）计算已知浓度产物的水量

WⅠ/t?h?1?q2?(1?CⅠ)/CⅠ?122.50 ?1 WⅢ/t?h .90?2q(1?ⅢC)/ⅢC?274WⅣ/t?hWⅦ/t?hW4?/t?hW3/t?hW9/t?h?1?q5(1?CⅣ)/CⅣ?547.70?q9(1?CⅦ)/CⅦ?25.66?q4?(1?C4?)/C4??64.85 ?q3(1?C3)/C3?8.73 WⅤ/t?h?1?q8(1?CⅤ)/C?109.68

?1 W1?/t?h?1?q1?(1?C1?)/C1??2.50

?1?1q(1?1C)/1C?149 W1/t?h .72?1?1?1?6q(1?C)/C?56 .31 W6/t?h66?1?q9(1?C9)/C9?13.44?1?q(1?C1)1/C1?13 .61 W11/t?h11W15/t?h?1?q15(1?C15)/C15?201.74?1?q(1?C1)/C1?734 .08 W17/t?h177（2）按平衡方程计算未知浓度产物的水量

W2?/t?hWⅡ/t?hW13/t?hW10/t?hW4/t?hW7/t?h?1?W1??W4??67.35 W3?/t?h?1?WⅠ?122.50 W12/t?h?1?WⅦ?W11?22.06

W8/t?h?1?W6?W12?L6?100.55

?1?W1?W4??214.58

?1?W3?W11?L3?L11?17.24?WⅤ?W9?96.23 ?WⅢ?W3?266.17?WⅣ?W6?491.39?1?1?1W?1W?245. 95 W2/t?h0?1?1?W?W?L?686. 81 W5/t?h41515?1 W14/t?h?1?W7?W17?L17?536.08

?1?W?W17?300.2 W18/t?h 616W16/t?hWⅥ/t?h?1?W14?W15?334.34 ?W14?536.08

?1 WⅧ/t?h?1?W16?334.34

3.4.4 计算补加水量

LⅠ/t?h?1?WⅠ?W2??55.15 ?1?ⅡW?3W?92.0 LⅡ/t?h 7?第 12 页 共 55 页

LⅢ/t?hLⅤ/t?h?1?WⅢ?W2?28.94 ?WⅤ?W8?9.13

?1 LⅣ/t?h?W?5W?7.28 Ⅳ?1 LⅦ/t?h?1?WⅦ?W9?L9?6.43

其中，LⅢ可以加入螺旋分级机溢流中，LⅣ可由L15的水管补加，LⅤ可由L6的水管补加，LⅦ可由L9的水管补加。所以各个浮选作业处不需要设置补加水管。

3.4.5 计算未知浓度

C2?/%?q2?q2??W2?q2q2?W2q5q5?W5q8q8?W8q12q12?W12q14q14?W14q18q18?W18q14q14?W14?100%?87.92

C3?/%?q3?q3??W3?q4q4?W4q7q7?W7q10?100%?80.00

C2/%??100%?37.57

C4/%??100%?35.12

C5/%??100%?25.47

C7/%??100%?29.64

C8/%??100%?24.57

C10/%?q10?W10q13q13?W13q16q16?W16q3?q3??WⅡq16?100%?20.96

C12/%??100%?18.56 C13/%??100%?26.26

C14/%??100%?29.12

C16/%??100%?27.94

C18/%??100%?27.93

CⅡ/%??100?% .5569CⅥ/%??100%?29.12

CⅧ/%?q16?W16?100%?27.94

3.4.5 计算矿浆体积

VⅠ/m?q2?(31?CⅠCⅠ?1?）?301.33

VⅡ/m3?q3?(1?CⅡCⅡ?1?）?393 .41VⅢ/m?q2(31?CⅢCⅢ?1?）?328.92 VⅣ/m3?q5(1?CⅡCⅡ?1?）?633.3 7第 13 页 共 55 页

VⅤ/m?q8(31?CⅤCⅤ1?CⅦCⅦ?1?）?121.63

VⅥ/m3?q14(1?CⅥCⅥ?1?1）?616.47

VⅦ/m?q9(3?1?1）?28.31

VⅧ/m3?q16(1?CⅧCⅧ??1）?381.65

V1?/m?q1?(31?C1?C1?1?C3?C3???1）?47.21

V2?/m3?q2?(1?C2?C2?1?C4?C4???1）?246.19

V3?/m?q3?(3??）?301.33 V4?/m3?q4?(??）?198 .98V1/m?q1(31?C1C11?C3C31?C5C51?C7C7?1?）?194.43 V2/m3?q2(1?C2C2?1?）?299 .98V3/m?q3(3?1?1）?10.16

V4/m3?q4(1?C4C41?C6C61?C8C8?1?1）?318.76

V5/m?q5(3??1）?772.48

V6/m3?q6(??1）?66.43

V7/m?q7(3??1）?566.94 V8/m3?q8(??1）?112.51

V9/m?q9(31?C9C9??）?16.09

V10/m3?q10(1?C10C101?C12C12??1）?105.55

V11/m?q11(31?C11C111?C13C131?C15C151?C17C17?1?1）?4.42 V12/m3?q12(??1）?23.89

V13/m?q13(3??1）?19.48

V14/m3?q14(1?C14C14??）?616.47

V15/m?q15(3??1）?234.82

V16/m3?q16(1?C16C161?C18C18?1?1）?381.65

V17/m?q17(3??）?38.92

V18/m3?q18(??）?342.73

3.4.6 磨矿浮选水量平衡验算

原矿进入选别流程的水量：

第 14 页 共 55 页

W0?W1??2.50t/h

补加的总水量：

?L/t?h?1?LⅠ?LⅡ?LⅢ?LⅣ?LⅤ?LⅦ?L3?L6?L9?L11?L15?L17?55.15?92.07?28.94?7.28?9.13?6.43?3.14?22.19?5.79?1.77?72.51?10.60?315.00 最终产物排出的总水量：

?Wk/t?h?1?W13?W18?17.24?300.26?317.50

W0??L?2.50t/h?315.00t/h?317.50t/h

所以

W0??L?Wk

3.4.7 矿浆流程统计

磨矿浮选的矿浆流程图见附图1。

3.5 金氰化浸出流程的计算

3.5.1 确定原始指标

（1）再磨系统

按照以上计算结果和类似选矿厂的生产资料，确定如下原始指标（β表示计算级别-350目的百分含量）。

q22?q13?6.14t/h

?22?62.00% ?25?59.00%

?28?94.00% ?30?98.00%

C13?26.26?2?28.00?8?45.00% C20?62.00% C21?62.00% C24?28.00% C25?70.00% C30?28.00%

另外，两段磨机容积之比m=1，第二段磨机按新生成计算级别的单位生产能力与第一段磨机按新生成计算级别的单位生产能力之比K=0.80 ，取两段磨机的循环负荷C1?150.00%，C2?60.00%。

第 15 页 共 55 页

（2）氰化系统

氰化工艺流程中各产物应标明的指标为：固体含金品位

3；固??(g/m)；矿浆浓度C（%）?(g/t，金泥的品位用%表示；液体含金品位)体液体含金量P(g/h)、P?(g/h)；氰化矿量 q(t/h)和液体量W(m3/h)，以及固体和液体中的回收率?（%）、??（%）。

根据类似选矿厂的实际生产资料，确定如下原始指标：

C30?28.00?2?40.00% q30?6.14t/h ?32?83.50g/t

??5.00g/t ?33?11.00g/t ?38C39?60.00% C40?40.00% ?41?1.50%

??3.96g/t C46?60.00% ?52?30.00% ?43??0.10g/t W55?15.00m3/h ?543.5.2 近似计算条件

根据参考文献④中第169页确定下列近似计算条件。

（1）在没有加入氰化物以前，给入一段浸出作业的矿浆中，液体不含金，

??0。 即?32（2）洗涤作业的各层浓密机给矿量与排矿量相等，则：

q30?q32?q33?q34?q35?q37?q39?q40?q41?q42?q44?q45?q46?6.14t/h

（3）给入各段浸出槽的矿浆浓度与浸出槽排出的矿浆浓度相等，则：

C32?C33?40.00%W32?W33 C40?C41?40.00%W40?W41

（4）多层浓密机的溢流，贫液中所含固体极少，可以忽略计，则：

第 16 页 共 55 页

?31??36??38??43????47?53??5?4 ??5?05（5）在二层浓密机的上下两层中，同一层的溢流和排矿中液体含金品位相同，则：

?3???4????47? ?3?5???3 6 ?3?8???3?5.0g0t / ?43.9g6t / ?4694（6）多层浓密机内，固体金不再继续溶解，已溶金也不发生沉淀，则：

?33??34??35??37??39??40?11.00g/t

?41??42??44??45??46?1.50g/t

（7）同一液体，分别进入流程中的不同地点，其液体含金品位不变，则：

???54???55???56??0.10g/t ?533.5.3 计算中用到的平衡条件

（1）浸出前后含金量平衡

（2）洗涤前后液体量和液体含金量平衡 （3）各段洗涤的下层液体量和液体含金量平衡

3.5.3 再磨系统流程计算

（1）计算各个产物的矿量和产率

首先按参考文献①中公式5.2-1计算24中的-350目含量?24：

?24??22?(?30??22)/(1?Km)?82.00%

q22?q24?q30?6.14t/h

?22??24???100.00 0q25?q26?q22(?24??22)(1?C1)/(?24??25)?13.35t/h

?25??26?(?24??22)(1?C1)/(?24??25)?217.39%

q28?q29?q22(?30??24)(1?C2)/(?30??28)?39.30t/h

?28??29?(?30??24)(1?C2)/(?30??28)?640.00%

q23?q24?q25?19.49t/h

?23??24??25?317.39 %第 17 页 共 55 页

q27?q28?q30?45.44t/h ?27??28??30?740.00 %（2）计算已知浓度的产物的水量

W13/m?hW21/m?hW24/m?hW28/m?h3333?1?q13(1?C13)/C13?17.24 W20/m?h3?1?q20(1?C20)/C20?3.76

?1?q21(1?C21)/C21?3.76 ?q24(1?C24)/C24?15.79 W22/m3?h?1?q22(1?C22)/C22?15.78 W25/m3?h?1?q25(1?C25)/C25?5.72

3?1?1?1?q28(1?C28)/C28?48.03 W30/m?h?q30(1?C30)/C30?15.79

（3）计算补加水量

调浆槽中补加水L21/m3?h?1?W22?W21?12.02 （4）计算未知浓度的产物水量

W19/m?hW27/m?hW29/m?h333?1?W13?W20?13.48 ?W28?W30?63.82?W28?48.03

W23/m3?h?1?W24?W25?21.51 W26/m3?h?1?W25?5.72

?1?1

（5）计算未知浓度

C23?q23q23?W23?100%?47.53% C27?q27q27?W27?100%?41.59%

C26?C25?70.00E.00 % C29?C2?83.5.4 氰化浸出系统流程计算

（1）根据已知浓度计算相关产物的产物液体量

W30/m?hW39/m?hW31/m?h333?1?q30(1?C30)/C30?15.79?q39(1?C39)/C39?4.09 ?W30?W32?6.58

3?1 W32/m3?h?1?q32(1?C32)/C32?9.21 W40/m3?h?1?q40(1?C40)/C40?9.21

?1?1 W54/m3?h?1?W40?W39?5.12

W32?W33?9.21m?hW46/m?h3?1 W40?W41?9.21m3?h?1

?q46(1?C46)/C46?4.09

第 18 页 共 55 页

（2）计算已知固体含金品位?(g/t)的产物的固体含金量P(g/h)

P30?P32?q30?30?q32?32?512.69g/h P33?q3?3?67.54g33 h/P33?P34?P35?P37?P39?P40?67.54g/h P41?P42?P44?P45?P46?9.21g/h P41?q4?1?9.21g/ h 41

（3）根据平衡条件计算相关液体量和液体含金量 根据第一段浸出前后含金量平衡得：

??P32?P33?445.15g/hP33

根据第二段浸出前后含金量平衡得：

??W39?39??20.47g/hP39??W54?54??0.51g/hP54

20.98g /h P4?0?P?39?P?5? 4??P40?P40??P41?79.31g/h P41

根据第二段洗涤前后液体量平衡得：

W43/m?h3?1?W41?W55?W46?20.12

根据第二段洗涤前后液体含金量平衡得：

??W43?43??79.66g/hP43?P?5?P?41.?315g/ h P4?6?P?4153???47???46?P46W46?0.28g/m

根据第二段洗涤下层液体量和液体含金量平衡得：

?W44?W55?W46?W47???W55?55??W46?46??W47?47??W44?44

W47/m?h3?1????44?)?W46(?46???44?)W55(?55???44??47?11.64

??W47?47??3.26g/h P47W44/t?hW45/t?h33?1?W46?W47?W55?0.73P?5?25.91g/ h P4?4?P?46?P?4?7??P46??P47??P44??P55??4.41g/h P45?1?W46?W47?W44?W55?15.73

第 19 页 共 55 页

W42/t?h3?1?W43?W44?W41?W47?20.85

??P43??P44??P41??P47??82.57g/hP42

根据第一段洗涤前后液体量平衡得：

W36/m?h3?1?W33?W43?W39?25.23

根据第一段洗涤前后液体含金量平衡得：

??P33??P43??P39??504.35g/h P36???36???35?P36W36?19.99g/m3

根据第一段洗涤下层液体量和液体含金量平衡得：

?W35?W43?W38?W39???W43?43??W38?38??W39?39??W35?35

W38/m?h3?1????43?)?W39(?39???35?)W43(?43???35??38?17.42

??W38?38??87.10g/h P38W35/t?h3?1?W38?W39?W43?1.40

??P38??P39??P43??27.90g/hP35W34/t?h3?1

?W35?W36?W33?W38?26.63

??P35??P36??P33??P38??532.25g/hP34W37/t?h3?1

?W38?W39?W35?W43?21.51

??P38??P39??P35??P43??107.56g/hP37

（4） 置换作业计算

49、51可以不用考虑，48、50的成分与36可以认为一致，则：

???50???36??19.99g/t P4?8?P?5??48P??504.35g h/036W48=W50=W36=25.23m/h3 W53=W50=25.23m3/h

第 20 页 共 55 页

??W53??53??2.52g/hP53??W56?56??0.51g/hP56 W56=W53-W54-W55=53.1 / h 1 m P5?5?W5?5??1.50g/ h55 q52?P52?501.83g/h30%?1.673 kg/h??P53??501.83g/hP52?P50?52

（5）计算未知的液体品位

?? ?33?P33W33?P40W40?P45W45?48.33g/t

?? ?34?P34W34?P41W41?19.99g/t?? ?37?P37W37?P42W42?5.00g/t

?? ?40?2.28g/t

?? ?41?8.61g/t

?? ?42?3.96g/t

???45?0.28g/t

（6）计算未知产物浓度

C34?q34q34?W34q37q37?W37q44q44?W44?100%?18.74% C35?q35q35?W35q42q42?W42q45q45?W45?100%?81.48%

C37??100%?22.20% C42??100%?22.75%

C44??100%?89.32% C45??100%?28.07%

（7）按公式?n?PnP1??、?nPn?P1计算各个产物中固体和液体中金的回收率

计算结果见附图2。 （8）浸出指标的计算 第一段的作业浸出率?浸1??32??33?32?40??41?40?100%?86.83%

第二段的作业浸出率?浸2??32??41?32?100%?86.36%

总浸出率?总浸??100%?98.20%

（9）洗涤指标的计算

第 21 页 共 55 页

第一段的作业洗涤率?洗1??P36??P43?P33?P43??P55?P41?100%?96.10%

第二段的作业洗涤率?洗2????P46q32(?32?100%?98.58%

总洗涤率?总洗??1????100%?99.77% ??46)?（10）置换指标的计算 作业置换率?作置??????53??50??50?100%?99.50%

总置换率?总置??1?q32(?32???100%?99.90% ????46)?P46?P56（11）总回收率的计算

?总回收??总浸??总洗??总置?98.20%?99.77%?99.90%?97.88%

3.5.5 氰化流程水量平衡验算

原矿进入选别流程的水量：

W0?W13?17.24m/h

3补加的总水量：

?L?L21?12.02m?h

3?1最终产物排出的总水量：

?Wk/t?h?1?W19?W31?W46?W54?13.48?6.58?5.11+4.09?29.26

W0??L?17.24t/h?12.02t/h?29.26t/h

所以

W0??L?Wk

3.5.6 氰化流程统计

氰化厂的数质量矿浆流程见附图2。

第 22 页 共 55 页

3.5.7 主厂房水量平衡验算

原矿进入选别流程的水量：

W0?W1??2.50m/h

3补加的总水量：

?L/t?h?1?LⅠ?LⅡ?LⅢ?LⅣ?LⅤ?LⅦ?L3?L6?L9?L11?L15?L17?L21?55.15?92.07?28.94?7.28?9.13?6.43?3.14?22.19?5.79?1.77?72.51?10.60?12.02?327.02 主厂房的总排水量：

?Wk/t?h?1?W18?W19?W31?W46?W56?300.26?13.48?6.58?4.09?5.11?329.5232t 9.h52/ W0??L?2.50t/h?327.t02h?/所以

W0??L?Wk

3.5.8 主厂房总排水量

主厂房的总排水量：

?W

k/t?h?1?W18?W19?W31?W46?W56?300.26?13.48?6.58?4.09?5.11?329.523.5.9 主厂房工艺过程耗水量

主厂房的工艺耗水量：

?L/t?h?1??Wk?W0?327.02

3.5.10 主厂房单位耗水量

上述计算只考虑工艺过程的用水量，其它用水量没有计算在内，如冲刷地板、冲洗设备、冷却设备等用水，这些水量按工艺过程用水量的10%计算。所以选矿厂的总耗水量为：

?L0/t?h?1??L?0.1?L?1.1?L?359.72

处理一吨矿的耗水量：

第 23 页 共 55 页

W?1q/t?h??L0/q?2.94

3.5.11 主厂房新补加水量

如果选矿厂利用回水，回水量为：

?W?/t?h?1?W19?W31?20.06

则需要补加的新水量为：

L?/t?h?1??L??W???Wk?W0??W??306.96

4 主要设备设计

4.1 破碎设备的选择与计算

4.1.1 计算所用公式

（1）开路破碎计算所用公式

开路破碎时，处理量按参考文献①中公式6.2-1计算： q?K1K2K3K4s q式中 q—设计条件下破碎机处理量，t/h ；

K1—矿石硬度修正系数，由参考文献①中表6.2-1查取； K?s2—矿石密度修正系数，K2?1.6；

?s—矿石松散密度， t/m3；

K3—给矿粒度修正系数，由参考文献①中表6.2-1查取； K4—水分修正系数，由参考文献①中表6.2-1查取；

qs—标准条件下（中硬矿石，松散密度1.6t/m3）开路破碎时处理量，

t/h，当采用普通型颚式、圆锥破碎机时，qs?q0bp；

q0—单位排矿口宽度处理量，t/(mm?h)，由参考文献①中表6.2-2查取； bp—破碎机排矿口宽度，mm。

第 24 页 共 55 页

（2）闭路破碎计算所用公式

闭路破碎时，处理量按参考文献①中式6.2-2计算： qc?KcK1K2K3K4 sq式中qc—闭路破碎时，破碎机的处理量，t/h ；

Kc—闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.3～1.4； qs、K1、K2、K3、K4—同上式。

4.1.2 粗碎设备的选择与计算

（1）粗碎设备型号的选择

粗碎设备采用颚式破碎机，根据原矿最大粒度和颚式破碎机的排矿口宽度，查参考文献①中附表1选用颚式破碎机的型号为：

方案A：PJ1200×1500，其进料口长×宽=1500mm×1200mm； 方案B：PJ1500×2100，其进料口长×宽=2100mm×1500mm。 （2）颚式破碎机处理量的计算

颚式破碎机为开路破碎，处理量按公式q?K1K2K3K4qs计算。 方案A：PJ1200×1500，其进料口长×宽=1500mm×1200mm K1?1.10 K2??s1.61.6?1.?61.0 0K3=1.13 K4?1.00 bp=150mm q0=1.90t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?1.90?150?285.00

q/t?h?1?K1K2K3K4qs?1.10?1.00?1.13?1.00?285.00?355.30

破碎机台数 n?q1q?178.18355.30?0.50(取n?1)

破碎机负荷 C?q1q?100%?178.18355.30?100%?50.15%

方案B：PJ1500×2100，其进料口长×宽=2100mm×1500mm

K1?1.10 K2??s1.61.6?1.?61.0 0K3=1.27 K4?1.00 bp=150mm q10=2.70t/(mm?h) qs/t?h??q0bp?2.70?150?405.00

第 25 页 共 55 页

q/t?h?1?K1K2K3K4qs?1.10?1.00?1.13?1.00?405.00?564.30

破碎机台数 n?q1qq1q?178.18564.30?0.32(取n?1)

破碎机负荷 C?（3）方案比较

?100%?178.18564.30?100%?31.58%

颚式破碎机设备方案比较见表4.1-1。

表4.1-1 颚式破碎机设备方案比较表

编号 A B 型号规格 PJ1200×1500 PJ1500×2100 台数 1 1 总功率（kW) 160 250 总价值（万元） 总质量(t) 负荷率（%） 110.38 187.65 50.15 31.58 结论 优 劣 经比较，选用方案 A。

理由 ：方案 A总功率小，总价值低，负荷也比较合适。

4.1.2 中碎设备的选择与计算

（1）中碎设备型号的选择

中碎设备采用标准圆锥破碎机，根据一段破碎产物的最大粒度和标准圆锥破碎机的排矿口宽度，查参考文献①中附表3选用标准圆锥破碎机的型号为：

方案A：PYY1650/285，其进料口宽度为285mm； 方案B：PYY2200/350，其进料口宽度为350mm； 方案C：PYB2200，其进料口宽度为350mm。 （2）标准圆锥破碎机处理量的计算

标准圆锥破碎机为开路破碎，处理量按公式q?K1K2K3K4qs计算。 方案A：PYY1650/285，其进料口宽度为285mm

K1?1.10

K2??1.6?s1.6?1.0 0K3=0.96 K4?1.00 1.6 bp=34mm q0=8.15t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?8.15?34?277.10

q/t?h?1?K1K2K3K4qs?1.10?1.00?0.96?1.00?277.10?291.98

破碎机台数 n?q1q?178.18291.98?0.61(取n?1)

第 26 页 共 55 页

破碎机负荷 C?q1q?100%?178.18291.98?100%?61.03%

方案B：PYY2200/350，其进料口宽度为350mm

K1?1.10

K2??1.6?s1.6?1.0 0K3=1.11 K4?1.00 1.6 bp=34mm q0=16.00t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?16.00?34?544.00

q/t?h?1?K1K2K3K4qs?1.10?1.00?1.11?1.00?544.00?666.79

破碎机台数 n?q1qq1q?178.18666.79?0.27(取n?1)

破碎机负荷 C??100%?178.18666.79?100%?26.72%

方案C：PYB2200，其进料口宽度为350mm K1?1.10 K2??1.6?s1.6?1.0 0K3=1.11 K4?1.00 1.6 bp=34mm q0=14.50t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?14.50?34?493.00

q/t?h?1?K1K2K3K4qs?1.10?1.00?1.11?1.00?493.00?604.28

破碎机台数 n?q1qq1q?178.18604.28?0.29(取n?1)

破碎机负荷 C?（3）方案比较

?100%?178.18604.28?100%?29.49%

标准圆锥破碎机设备方案比较见表4.1-2。

表4.1-2 标准圆锥破碎机设备方案比较表

编号 A B C 型号规格 PYY1650/285 PYY2200/350 PYB-2200 台数 1 1 1 总功率（kW) 155 280 260 总价值（万元） 总质量(t) 37.82 74.5 84 负荷率（%） 61.03 26.72 29.49 优 劣 劣 结论 经比较，选用方案 A。

理由 ：方案 A总功率小，总价值低，负荷也比较合适。

第 27 页 共 55 页

4.1.3 细碎设备的选择与计算

（1）细碎设备型号的选择

细碎设备采用短头圆锥破碎机，根据二段破碎产物的最大粒度和短头圆锥破碎机的排矿口宽度，查参考文献①中附表3可选用的短头圆锥破碎机的型号为：

方案A：PYY1200/80，其进料口宽度为80mm； 方案B：PYY1650/100，其进料口宽度为100mm； 方案C：PYY2200/130，其进料口宽度为130mm； 方案D：PY D -1750，其进料口宽度为100mm； 方案E：PY D- 2200，其进料口宽度为130mm。 （2）短头圆锥破碎机处理量的计算

短头圆锥破碎机为闭路破碎，处理量按公式qc?KcK1K2K3K4qs计算。 方案A：PYY1200/80，其进料口宽度为80mm

Kc?1.30 K1?1.10 K2??s1.6?1.61.6?1.00 K3=0.99 K4?1.00

bp=8mm q0=6.70t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?6.70?8?53.60

q/t?h?1?KcK1K2K3K4qs?1.30?1.10?1.00?0.99?1.00?53.60?75.69

破碎机台数 n?q6qq6nq?238.4175.69?3.15(取n?4)

破碎机负荷 C??100%?238.414?75.69?100%?78.75%

方案B：PYY1650/100，其进料口宽度为100mm

Kc?1.30 K1?1.10 K2??s1.6?1.61.6?1.00 K3=1.15 K4?1.00

bp=8mm q0=14.00t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?14.00?8?112.00

q/t?h?1?KcK1K2K3K4qs?1.30?1.10?1.00?1.15?1.00?112.00?184.18

破碎机台数 n?q6qq6nq?238.41148.18?1.29(取n?2)

破碎机负荷 C??100%?238.412?184.18?100%?64.72%

第 28 页 共 55 页

方案C：PYY2200/130，其进料口宽度为130mm

Kc?1.30 K1?1.10 K2??s1.6?1.61.6?1.00 K3=1.30 K4?1.00

bp=8mm q0=25.00t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?25.00?8?200.00

q/t?h?1?KcK1K2K3K4qs?1.30?1.10?1.00?1.30?1.00?200.00?371.80

破碎机台数 n?q6qq6nq?238.41371.80?0.64(取n?1)

破碎机负荷 C??100%?238.411?371.80?100%?64.12%

方案D：PY D -1750，其进料口宽度为100mm

Kc?1.30 K1?1.10 K2??s1.6?1.61.6?1.00 K3=1.15 K4?1.00

bp=8mm q0=14.00t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?14.00?8?112.00

q/t?h?1?KcK1K2K3K4qs?1.30?1.10?1.00?1.15?1.00?112.00?184.18

破碎机台数 n?q6qq6nq?238.41148.18?1.29(取n?2)

破碎机负荷 C??100%?238.412?184.18?100%?64.72%

方案E：PY D- 2200，其进料口宽度为130mm

Kc?1.30 K1?1.10 K2??s1.6?1.61.6?1.00 K3=1.30 K4?1.00

bp=8mm q0=24.00t/(mm?h) qs/t?h?1?q0bp?24.00?8?192.00

q/t?h?1?KcK1K2K3K4qs?1.30?1.10?1.00?1.30?1.00?192.00?356.93

破碎机台数 n?q6qq6nq?238.41356.93?0.67(取n?1)

破碎机负荷 C?（3）方案比较

?100%?238.411?356.93?100%?66.79%

标准圆锥破碎机设备方案比较见表4.1-3。

第 29 页 共 55 页

表4.1-3 短头圆锥破碎机设备方案比较表

编号 A B C D E 型号规格 PYY1200/80 PYY1650/100 PYY2200/130 PYD-1750 PYD-2200 台数 4 2 1 2 1 总功率（kW) 380 310 280 310 260 总价值（万元） 总质量(t) 70.4 71.2 73.4 101 85 负荷率（%） 78.75 64.72 64.12 64.72 66.79 结论 劣 中 中 中 优 经比较，选用方案 E。

理由 ：方案E设备台数少，总功率小，总价值合适，负荷较高，利用率高。

4.2 筛分设备的选择与计算

4.2.1 计算所用公式

振动筛的处理量由参考文献①中式6.2-1计算：

q?sKKKKKKK q??A0 7K123456需要的振动筛总面积由参考文献①中式6.2-2计算： At?qt?q?sK1K2K3K4K5K6K7K8

式中 q— 振动筛的处理量，t/h；

At—需要的振动筛总面积，m2；

qt—振动筛总给矿量 ，qt=416.59t/h； ?—有效筛分面积系数，单层筛取?=0.85；

q0—单位筛分面积容积处理量，m/(m?h)，由参考文献①中表

326.3-2

查取得q0=20.1m3/(m2?h)；

?s—矿石松散密度，?s=1.60t/m3；

K1~K8—影响因素修正系数，由参考文献①中表

6.3-3查取。

给料中小于筛孔尺寸之半的颗粒含量为

q3?3?q7?7q4?6?6

第 30 页 共 55 页

式中?3?6和?7?6分别由参考文献①中图5.2-3和图5.2-5查取，?3?6=0.17，

?6?7=0.29。

所以

q3?3?q7?7q4?6?6?178.18?0.17?238.41?0.29416.59?23.87%

给料中大于筛孔尺寸的颗粒含量为 100%?所以

K1=0.68

q5q4E?178.18100?%?1?00A6.5?90.85 9.68%4 K2=1.18 K3=1.87 K4=1.0 K6=1.0 K8=1.0

K5=1.0

K7与筛子类型有关

4.2.2 振动筛方案拟定

（1）振动筛型号的选择

圆振动筛适用于大块和中细粒物料散状物料筛分；结构、振动参数合理；处理量大、筛分效率高、应用广泛。本设计选矿厂筛子的小时处理量较大，固选择处理量较大的圆振动筛。

根据预先及检查筛分的最大给料粒度为65mm，筛孔尺寸为12mm，处理量

为416.59 t/h，查参考文献①中附表7可选择的圆振动筛的类型有：

方案A：YA2160圆振动筛 方案B：YAH2448圆振动筛； 方案C：YA2460圆振动筛； （2）振动筛处理量的计算 方案A：YA2160圆振动筛

K7=0.72

A=13m2

2?0.?11.?60.?68?1.1?81?.87?1.?0.01.0

q/t?h?1?0.8?5?13

1.00.721?383.92At/m?2416.590.85?20.1?1.6?0.68?1.18?1.87?1.0?1.0?1.0?0.72?1.0第 31 页 共 55 页

?14.11

最少台数 n?负荷率 C?AtA?14.11 2?1.09取(）13416.59 5%?100%?54.22?383.92方案B：YAH2448圆振动筛

K7=0.71

A=10m2

2?0.?11.?60.?68?1.1?81?.87?1.?0.01.0

q/t?h?1?0.8?5?10

1.00.711?291.22At/m?2416.590.85?20.1?1.6?0.68?1.18?1.87?1.0?1.0?1.0?0.71?1.0AtA?14.30 2?1.43取(）10?14.30

最少台数 n?负荷率 C?416.59?100%?71.5 2%2?291.22方案C：YA2460圆振动筛

K7=0.72

A=14m2

2?0.?11.?60?.68?1.1?81?.87?1.?0.01.0

q/t?h?1?0.8?5?14

1.00.721?413.45At/m?2416.590.85?20.1?1.6?0.68?1.18?1.87?1.0?1.0?1.0?0.72?1.0AtA?14.11?1.0取1(） 214?14.11

最少台数 n?负荷率 C?416.59?100%?50.3 8%2?383.924.2.3 振动筛方案比较

圆振动筛设备方案比较情况见表4.2-1。

表4.2-1 圆振动筛设备方案比较表

编号 A B C 型号规格 YA2160 YAH2448 YA2460 台数 2 2 2 总功率（kW) 37 60 60 总价值（万元） 总质量(t) 负荷率（%） 19.852 23.524 24.480 54.25 71.52 50.38 结论 优 劣 劣 经比较，选用方案A。

理由：方案A总功率和总价值均较低，负荷也比较适中。

第 32 页 共 55 页

4.3 磨矿设备的选择与计算

4.3.1 计算所用方法及公式

（1）一段磨矿的计算方法

一段磨矿球磨机的计算采用容积法。

类似选矿厂的磨矿分级生产工艺指标为：给矿最大粒度为10 mm，给矿中-200目含量为?1=4.05%，分级溢流产品细度为-200目含量?2=45.01%，磨机类型为MQY2400×1200，有效容积V有效?8m3,一台磨机的处理量q0?12.62t/h，按新生成计算级别（-200目）计算的磨机单位容积生产能力为：

?/t?hm q0?1?3?q0(?2??1)V有效?12.62?（45.01?4.05）%8?0.65

按新生成级别计的单位磨机容积处理量用①中公式6.4-1计算： q??K1K2K3K4? q式中 q?—设计磨机按新生成级别（-200目）计的单位容积处理量，

t/(m?h)；

3?—生产磨机按新生成级别（-200目）计的单位容积处理量， q0?=0.65t/(m?h)； q03 K1—矿石相对可磨性系数，当q0取自类似生产厂矿时，应根据相对

可磨性试验结果选取，K1=1.0；

K2—磨机直径校正系数，按①中表6.4-1选取，与磨机型号有关； K3—磨机型式校正系数，按①中表6.4-2选取，与磨机型号有关； m1—在设计给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，由①中表

6.4-3，查得m1=1.012；

m2—在生产给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，由①中表

第 33 页 共 55 页

6.4-3，查得m2=1.026；

K4—磨机给矿和产品粒度差别系数，K4?磨机处的理量按①中公式6.4-2计算： qd?Vdq?m1m2?1.0121.026?0.986；

?d??d2

1式中 qd—设计磨机一台处理量，t/h； Vd—设计磨机的有效容积，m3；

?d—设计磨机给矿中-200目含量，由①中表5.2-10查取?d=10%；

11?d—设计磨机产品中-200目含量，?d=55%；

22磨机台数按①中公式6.4-3计算： nd?qaqd

式中 nd—磨机台数，台；

qa—设计流程中磨矿回路给矿量，qa=122.50t/h； （2）再磨系统的计算方法

再磨系统的连续两段磨矿球磨机的计算采用一次计算法。

类似选矿厂的再磨系统的生产工艺指标为：一段旋流器给矿中-350目含量为

?1=56.46%，最终分级溢流产品细度为-350目含量?3=98.61%，磨机类型为

MQY1200×2000，有效容积V有效?1.98m3,磨矿作业原始给矿量qa?1.02t/h，按新生成计算级别（-200目）计算的磨机单位容积生产能力为：

?/t?h?1m?3? q01,2q0(?3??1)V有效?2?1.02?（98.61?56.46）%1.98?2?0.11

首先，计算两段磨矿需要的总容积：

V1,2?qa(?3??1)?q01,2

第 34 页 共 55 页

式中 V1,2—两段磨矿需要的总容积，m3；

qa—磨矿作业原始给矿量，t/h，qa=6.14t/h；

?3—第二段磨矿回路产品中小于计算级别（-350目）的含量，以小数

表示，?3=98.00%；

?1—第一段磨矿回路给矿中小于计算级别（-350目）的含量，以小数

表示，?1=62.00%；

?q01,2—两段磨矿按新生成计算级别（-350目）计的单位生产量，

?=0.11t/(m3?h)； q01,24.3.2 一段球磨机的选择与计算

（1）一段球磨机类型的初步拟定

格子型球磨机过粉碎现象较轻，处理能力较高，产品粒度上限一般为0.2～0.3mm ，常用于第一段磨矿。本设计最终产品粒度为-200目55%，产品粒度上限为0.2mm，排矿粒度较粗，所以选用格子型球磨机。

通过初步计算，查①中附表8可以选择的磨机型号有： 方案A：MQG2700×3600； 方案B：MQG3200×3600； 方案C：MQG3200×4500； 方案D：MQG3600×3900 ； 方案E：MQG3600×4500； 方案F：MQG3600×6000。 （2）一段球磨机的计算 方案A：MQG2700×3600

K2=1.14

q?/t?m?3 K3=1.13 Vd=18.5m3

?h?1??1.0?1.14?1.13?0.986?0.65?0.79?K1K2K3K4q0第 35 页 共 55 页

qd/t?h?1?Vdq??d??d2?118.5?0.790.55?0.10?32.45

台数 nd?qaqd?122.50?3.77取(nd?） 432.45负荷率 C/%?122.50?94. 374?32.45磨机通过能力验算 ?/t?h?1?m?3?方案B：MQG3200×3600

K2=1.17

q?/t?m?3q2?ndVd?490.004?18.5?6.62

K3=1.13 Vd=26.2m3

?h?1??1.0?1.17?1.13?0.986?0.65?0.85?K1K2K3K4q0qd/t?h?1?Vdq??d??d2?126.2?0.850.55?0.10?49.33

台数 nd?qaqd?122.50 3?2.48取(nd?）49.33负荷率 C/%?122.50?82. 773?49.33磨机通过能力验算 ?/t?h?1?m?3?方案C：MQG3200×4500

K2=1.17

q?/t?m?3q2?ndVd?490.003?26.2?6.23

K3=1.13 Vd=31m3

?h?1??1.0?1.17?1.13?0.986?0.65?0.85?K1K2K3K4q0qd/t?h?1?Vdq??d??d2?131?0.850.55?0.10?58.37

台数 nd?qaqd?122.50?2.10取(nd?） 258.37负荷率 C/%?122.50?104. 932?58.37磨机通过能力验算 ?/t?h?1?m?3?q2?ndVd?490.002?31?7.90

第 36 页 共 55 页

方案D：MQG3600×3900

K2=1.24

q?/t?m?3 K3=1.13 Vd=36m3

?h?1??1.0?1.24?1.13?0.986?0.65?0.90?K1K2K3K4q0qd/t?h?1?Vdq??d??d2?136?0.900.55?0.10?71.84

台数 nd?qaqd?122.50 2?1.71取(nd?）71.84负荷率 C/%?122.50?85. 264?71.84磨机通过能力验算 ?/t?h?1?m?3?方案E：MQG3600×4500

K2=1.24

q?/t?m?3q2?ndVd?490.002?36?6.81

K3=1.13 Vd=41m3

?h?1??1.0?1.24?1.13?0.986?0.65?0.90?K1K2K3K4q0qd/t?h?1?Vdq??d??d2?141?900.55?0.10?81.82

台数 nd?qaqd?122.50?1.50取(nd?） 281.82负荷率 C/%?122.50?74. 862?81.82磨机通过能力验算 ?/t?h?1?m?3?方案F：MQG3600×6000

K2=1.24

q?/t?m?3q2?ndVd?5002?41?5.98

K3=1.13 Vd=57m3

?h?1??1.0?1.24?1.13?0.986?0.65?0.90?K1K2K3K4q0qd/t?h?1?Vdq??d??d2?157?0.900.55?0.10?113.75

台数 nd?qaqd?125113.75?1.08(取nd?1）

第 37 页 共 55 页

负荷率 C/%?122.50?107. 691?113.75磨机通过能力验算 ?/t?h?1?m?3?（3）一段球磨机的方案比较

q2?ndVd?490.001?57?8.60

一段球磨机设备方案比较情况见表4.3-1。

表4.3-1 一段球磨机设备方案比较表

编号 A B C D E F 型号规格 MQG2700×3600 MQG3200×3600 MQG3200×4500 MQG3600×3900 MQG3600×4500 MQG3600×6000 台数 4 3 2 2 2 1 总功率（kW) 1600 1890 1600 2000 2500 1600 总价值（万元） 总质量(t) 负荷率（%） 276.0 418.5 272.0 290.0 304.0 189.0 94.37 82.77 104.93 85.26 74.86 107.69 结论 劣 劣 优 劣 劣 中 经比较，选用方案C。

理由：方案C负荷比较合适，设备台数比较合理，便于管理，并且功率和价值都较低。

4.3.3 再磨系统球磨机的选择与计算

首先，计算两段磨矿需要的总容积：

V1,2?qa(?3??1)?q01,2?6.14(98.00?62.00)%0.11?20.29m

3两段磨矿拟采用类型及规格相同的溢流型球磨机，并且两段磨矿均为闭路，所以两段磨机容积分配为：

V1?V2?V1,2/2?10.15m

3查①中附表8可以选择的磨机型号为MQY2700×2100，其有效容积为

V有效=10.4m3。为保证两段磨机负荷平衡，需求出第一段磨机的磨矿细度，参见

本设计3.5-3。

根据容积计算的磨机的负荷为

C?V1,2/2V有效?97.56%

符合要求。

第 38 页 共 55 页

4.4 分级设备的选择与计算

4.4.1 一段分级机的选择

因为球磨机采用两台，所以一段分级机也选两台，整个磨矿浮选车间分为两个系列。

因分级溢流产品细度为-0.074mm级别含量为55%，由参考文献①中表5.2-11查得分级机溢流产物粒度为0.2mm，故选用高堰式双螺旋螺旋分级机。已知按溢流中固体重量计的处理量，采用参考文献①中公式6.5-5计算螺旋分级机的直径。

螺旋直径：D??0.08?0.10324q1mK1K2

式中q1—按溢流中固体重量计的处理量，t/h，q1/t?h?1?122.50/2?61.25

m—分级机螺旋个数，m?2；

K1—矿石密度修正系数，查参考文献①中表6.5-1得K1?1.02； K2—分级粒度修正系数，查参考文献①中表6.5-2得K2?1.41；

24q1mK1K224?61.252?1.02?1.41?2.25m

D??0.08?0.103??0.08?0.103拟用2FG-24φ2400高堰式双螺旋分级机，螺旋转速n?3.67r?min?1 。 用参考文献①中公式6.5-7对返砂中以固体质量计的处理量进行验算：

q2/t?h?1?135mK1nD/24?135?2?1.02?3.67?2.4?582.1733

实际中对返砂中以固体质量计的处理量为：

?/t?hq2?1?367.50/2?183.75

所以2FG-24φ2400高堰式双螺旋分级机能满足生产要求。

球磨机为2台，分级机与球磨机1:1配置，故选用2台2FG-24φ2400高堰式双螺旋分级机。

4.4.2 再磨系统旋流器的选择

水力旋流器的规格取决于需要处理的矿量和溢流细度要求。本设计旋流器溢

第 39 页 共 55 页

流最终给入氰化浸出，需要的溢流粒度较细，所以优先选用小规格水力旋流器组。

（1）物料平衡的计算

根据再磨系统的数质量矿浆流程计算结果，将两段旋流器的物料平衡计算结果列于表4.4-1和表4.4-2。

表4.4-1 再磨系统一段水力旋流器物料平衡计算结果

项目 固体量 水量 矿浆量 重量浓度 体积浓度 矿浆密度 矿浆体积量 矿浆体积量 单位 t/h3溢流 6.14 15.79 21.93 28.00 12.43 沉砂 15.35 6.58 21.93 70.00 45.99 1.80 12.18 3.38 给矿 21.49 22.37 43.86 49.00 25.96 1.45 30.21 8.39 m/ht/h % % t/m33 1.22 18.03 5.01 m/hL/s 表4.4-2 再磨系统二段水力旋流器物料平衡计算结果

项目 固体量 水量 矿浆量 重量浓度 体积浓度 矿浆密度 矿浆体积量 矿浆体积量 单位 t/h m3/h t/h % % t/m3 m3/h L/s 溢流 6.14 15.79 21.93 28.00 12.43 1.22 18.03 5.01 沉砂 39.30 48.03 87.32 45.00 22.99 1.40 62.37 17.33 给矿 45.44 63.82 109.25 41.59 20.63 1.36 80.40 22.33 （2）一段水力旋流器的选择

一段水力旋流器物料平衡计算结果见表4.4-1。 由参考文献①中表6.5-8得

d50cdT?1.18

分离粒度d50c/μm?40?1.18?47.20

（1.5~2.0）d50c?1.8d50c?0.085 溢流粒度d95/mm?由参考文献①中表6.5-6和d95?0.085mm得 进口压力P0=100kPa 据d50c计算水力旋流器直径

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