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    某矿业集团500td选矿厂建设项目初步设计说明书.docx

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    某矿业集团500td选矿厂建设项目初步设计说明书.docx

    1、某矿业集团500td选矿厂建设项目初步设计说明书某矿业集团500t/d选矿厂建设项目初步设计说明书1 概 述1.1地理交通位置及地形气象1、地理交通位置湖南省*矿业集团有限公司位于湖南省*县境内古台山(林场)地区瓦子墨场,距*县城34公里,从矿区至县城有简易道路及公路连结,*县又是湘黔铁路中间站,且有高速公路,由此可达娄底、株洲、长沙等地,铁路、公路交通便利,其地理位置情况如下图所示。2、地形气象矿区属中低山区,地形陡峻,沟谷切割深,海拔高度在425米至731米之间,参照相关资料,该地区极端最高气温40.1,极端最低气温-10.7,年平均气温16.8,年平均降水量为1425.3mm,年最大降水

    2、量1667.7mm,年平均风速1.7m/s,主导风向夏季东南,冬季北北东。1.2设计依据1、根据2013年8月20日签订的湖南省*矿业集团有限公司新扩建500t/d选矿厂系统工程设计合同SKS2013-021;2、流程设计的依据:结合湖南省*矿业集团有限公司现有150t/d选矿厂生产实践经验,按重浮联合流程进行设计;3、建设单位关于本项目的建设要求和现场确定的建设布置方案;4、 国家、行业和地方等有关法规和规程;5、现场调查情况及矿山提供的有关资料。1.3设计规模新建选矿厂设计规模按500t/d设计。1.4设计范围1、需对破碎(细碎)、磨矿、重选和浮选工艺的主要设备、辅助设备设施(矿仓、除尘设

    3、备、行车等)和厂房进行设计;2、不需对选矿厂的外部供电、供水、产品脱水及尾砂输送进行设计,同时不考虑选矿厂的自动化工艺,但需要对产品脱水进行优化。1.5设计要求1、破碎系统:新建中间矿仓及细矿仓,中间矿仓的储矿能力根据地形进行设计,尽可能大;中间矿仓及细矿仓累计储矿能不低于1000t,且破碎产品粒度控制在14mm以下,并考虑通风除尘问题。2、磨矿工艺设计为两段磨矿工艺,重选设备采用摇床。3、浮选按照一粗、两精、三扫中矿顺序返回工艺流程进行设计,浮选机按照充气式浮选机进行设计,同时新增自动给药机一台。4、在破碎车间、磨矿车间及浮选车间各安装起重机一台。5、新建的选矿厂不考虑自动化工艺建设,但需预

    4、留自动化安装空间及场地。1.6产品方案1、合质金: Au90%2、重选金精矿:Au120g/t , As59% ,SiO218%,3、浮选精矿:Au150g/t , As59% ,SiO218%。2原矿性质及现选矿厂生产简介2.1原矿性质未见湖南省*矿业集团有限公司选矿厂处理矿石的矿石性质工艺矿物学研究报告,根据现场调研情况可以判断: 矿石的矿物成分较简单,金属矿物中有用矿物主要有自然金,从碎矿产品中见到自然粗粒明金。其余金属矿物有少量的黄铁矿、毒砂、方铅矿、闪锌矿和黄铜矿。非金属矿物有石英、铁白云石、绢云母、重晶石等。细碎前矿石矿块小于50mm。含水率约4%、含泥率约为5%。2.2现有的选矿

    5、厂生产简介现有选矿厂生产规模为150t/d,具体工艺介绍如下:(1)破碎工艺介绍:采矿井下出窿矿石在井口经过破碎、洗矿后,再转运至选矿厂处理。选矿厂内部现有两种碎矿工艺,可以两段一闭路破碎和三段两闭路破碎,实际生产中以三段破碎为主,第一段采用250400颚式破碎机,第二段采用150750颚式破碎机,粒度小于30mm,第三段破碎机采用对辊破碎机,碎矿产品粒度控制为-8mm。(2)磨矿及选别工艺介绍:整个磨矿及选别系统有两个系列,其每系列均为两段磨矿、重浮联合选别工艺流程。其最初设计磨矿工艺为9002400周边传动球磨机与FLG-1000螺旋分级机闭路,后改成了12002400周边传动球磨机与FL

    6、G-1000螺旋分级机闭路;每系列选别工艺中重选工艺收得的金分为两部分,一部分为搅拌收金装置收得的粗颗粒金并经进一步加工,获得高品位的合质金;另一部分为一段磨矿分级机溢流进6-S摇床选得的金精矿(摇床配置3台,实际生产使用2台),摇床尾矿经二段球磨分级机进行预先分级,返砂进二段球磨再磨,溢流进浮选;浮选工艺两系统有所不同,一系统采用的是一粗、两精、三扫、中矿顺序返回工艺流程,而另一系统采用的是一粗、两精、五扫、中矿顺序返回工艺流程。浮选精矿经浓缩机浓缩后,采用转筒真空过滤机进行过滤脱水堆存,定期出厂。浮选尾矿入尾矿库。(3)生产指标情况介绍:未见湖南省*矿业集团有限公司有化验室,很少对其进行化

    7、验分析,无法掌握具体的技术指标,但通过2013年10月56日对实际生产流程进行取样和调研,获得指标情况如下所示:、磨矿粒度方面:一段磨矿分级机溢流-40目含量为99.18%,-200目为48.85,二段磨矿分级溢流粒度-200目为78.81%;、浮选指标方面:通过对二段磨矿分级机进行化验分析,入浮选金品位为2.27g/t,Ag品位为1.53g/t(具体明细如表1所示),浮选产出部分金精矿Au品位为160g/t左右,最终尾矿品位最好达到0.1g/t;、重选金方面:磨矿分级间的搅拌收金装置合质金产出率高,达到整个产量的60%以上;摇床产出部分金精矿,Au品位为120g/t左右。表1 入浮原矿多元素

    8、化验分析元素AuAgSbPbCuSSiO2PAs含量2.271.530.0190.0150.0150.2273.580.0520.203设计的选矿工艺流程及选别指标3.1选矿工艺流程根据设计要求,湖南省*矿业集团有限公司新建选厂由破碎、磨矿分级、重选、浮选四个部分组成(产品脱水、尾砂输送、供电、供水不需考虑,但需对产品脱水工艺进行优化),磨矿工艺采用两段磨矿,重选设备使用摇床进行工艺设计,故将整个选厂的设计工艺流程分为破碎工艺流程和磨矿选别工艺流程两大类进行介绍,具体内容如下:(1)破碎工艺流程设计破碎流程:因入选厂中间矿仓的块度大部分在40mm以内,故碎矿工艺采用一段闭路破碎流程,碎矿设备采

    9、用GP100圆锥破碎机进行细碎,并与2YAH1536圆振动筛组成闭路,破碎最终产品粒度为-12mm。因矿石在破碎过程中易产生大量的粉尘,故需在破碎车间设置一台除尘设备,其破碎工艺流程如图1所示。图1 破碎工艺流程图(2)磨矿选别工艺流程设计磨矿选别工艺流程采用两段磨矿、先重后浮的原则工艺流程,其重选工艺采用搅拌收金器回收粗颗粒金,具体情况如下所示:、磨矿分级流程:采用球磨机与螺旋分级机闭路磨矿,一段球磨分级机溢流粒度-0.074mm占45%左右,二段磨矿分级机溢流粒度控制在-0.074mm占80%。、重选流程:在一段磨矿与分级机之间设置搅拌收金器一台,回收粗颗粒金,单独用摇床进行精选,精选得到

    10、的金砂经熔炼后即得合质金;分级机溢流进入摇床得到摇床金精矿;粗选摇床尾矿自流进入二段球磨分级机。、浮选流程:二段磨矿螺旋分级机溢流自流进入浮选前调浆桶,通过加药调浆后采用一粗、三扫、二精、中矿顺序返回的浮选工艺流程。为确保浮选指标、给药量稳定等问题,在浮选新增一台自动给药机,并设计自动给药工艺。、产品脱水流程:对粗选摇床金精矿(也称重选金精矿)采用自然沥水、人工装袋的脱水流程;浮选金精矿通过液下泵直接输送至现有的9m浓缩机+转筒式真空过滤机进行联合脱水工艺。其设计工艺流程如图2所示。图2 磨矿选别工艺流程设计3.2选别指标入浮选品位:Au2.0g/t合质金品位:Au90%金精矿品位:Au 15

    11、0g/t浮选作业回收率:88.0 %4主要设备的选择选矿厂总能力按500t/d设计,破碎只设一个细碎作业,磨选按两段磨矿重浮联合工艺流程进行设计。4.1破碎工艺流程计算原则流程,初步拟用“一段一闭路”破碎流程。考虑到从井口运至中间矿仓矿石是经两段破碎后的物料,故将破碎流程设计为预先检查筛分工艺流程,中间矿仓经给料机给入皮带,输送至振动筛,筛上进入圆锥破碎机进行破碎,筛下通过皮带输送至细矿仓,其破碎工艺流程如图3所示。图3 破碎工艺流程图破碎车间规模为500t/d,原矿最大粒度为50mm,破碎最终产物粒度为12mm。矿石假密度为1.7t/m3,属中等可碎性矿石,破碎车间工作制度为每天3班,每班5

    12、小时。(1)破碎车间小时处理量Q=500/(35)=33.33t/h (2)破碎比S=50/12=4.17(3)破碎产物的最大粒度细碎 d5=50/4.17=12 mm(4)破碎机排矿口宽度由于破碎机属于细碎: e5的筛分工作制度采用等值筛分工作制度。E5=0.8d5=0.812=9.6 mm 取10mm (5)筛子筛孔尺寸和筛分效率细筛:采用双层筛,上层筛孔a2=20mm,下层筛孔尺寸和筛分效率按等值筛分工作制度确定:a3=1.2d8=1.212=14.4mm ,取14mm,筛分效率 E=65% (6)各产物的产率和重量破碎工艺中各作业量Q1=33.33t/h 1=100%Q2=Q1+Q4

    13、Q3=Q4Q4=Q1(1-1-12E)/ 4-12E式中1-12-产品2中小于12mm的粒级含量,等于细碎圆锥破碎机排矿产物中小于12mm的粒级含量,细筛筛孔尺寸与最大粒度之比为14/40=0.28,则:1-12=0.40式中4-12-产品4中小于12mm的粒级含量,等于细碎圆锥破碎机排矿产物中小于12mm的粒级含量,细筛筛孔尺寸与细碎机排矿口之比为14/10=1.40,则:4-12=0.80Q4=33.33(1-0.4065%)/0.8065%=47.43t/h 4=Q4/Q1=142.30% Q3=Q4=47.43t/h 3=4=142.30%Q2= Q4+Q1=80.76t/h 2= Q

    14、2/Q1=314.98% Q5=Q1 =33.33t/h 5=1=100%4.2破碎设备的选择和计算根据流程计算数据和最大给料尺寸,初步选用采用德诺伯格GP100圆锥破碎机一台。当排矿口为10mm时,该机标准条件下的生产能力是55t/h,则:负荷率=Q2/nQ=47.43/155=86.24%故,一台GP100圆锥破碎机可满足生产需求。4.3筛分设备的选择和计算筛分工艺采用检查筛分,拟用双层振动筛,上层筛孔a=20mm,下层筛孔a=14mm。上层筛所需筛分面积为 F上=Q2/(K1K2K3K4K5K6q)式中:F需要的振动筛总面积; Q振动筛总处理量;Q= Q2=80.76t/h振动筛有效筛分

    15、面积系数,=0.80K1给矿中细粒影响系数,K1=0.80K2给矿中粗粒影响系数,K2=1.03K3筛分效率系数,K3=1.87K4物料种类和颗粒形状系数,K4= 1.0K5物料的湿度系数,K5=0.70K6筛分方法影响,K6=1.0V振动筛单位筛分面积平均处理量,筛孔尺寸a=20mm时,振动筛平均容积生产能力q=25.40m3/m2.h 0筛分物料松散密度,0=1.70t/m3 则:F上=80.76/(0.800.801.031.8710.711.725.40)=2.17m2下层筛筛分给矿量为:Q=Q32-20 E2上层筛筛孔尺寸与细碎机排矿口之比为20/10=2.0,3-20=0.72E2

    16、=0.65,则:Q=80.760.720.65=37.80t/h下层筛所需筛分面积为F =Q/(K1K2K3K4K5K6q)振动筛有效筛分面积系数,=0.60K1给矿中细粒影响系数,K1=0.75K2给矿中粗粒影响系数,K2=0.91K3筛分效率系数,K3=1.87K4物料种类和颗粒形状系数,K4= 1.0K5物料的湿度系数,K5=0.70K6筛分方法影响,K6=1.0V振动筛单位筛分面积平均处理量,筛孔尺寸a=14mm时,振动筛平均容积生产能力q=21.70m3/m2.h 0筛分物料松散密度,0=1.70t/m3 则:F下=37.80/(0.600.750.911.8710.711.721.

    17、70)=1.91m2综上可得双层筛的几何面积应选F=F上=2.17m2根据结果可选用一台2YAH1536圆振动筛,工作面积5.6m2负荷率:=2.17/5.6=38.75%其破碎设备表如表2所示,筛分设备表如表3所示。 表2 破碎设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数设备允许给矿粒度mm设计的给矿粒度mm排矿口mm最大排矿粒度mm设备处理量t/h.台流程给矿量t/h负荷率%备注1细碎德诺伯格GP100圆锥破碎机12005010265547.4386.24表3 筛分设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数筛孔mm需要的面积 m2选择面积m2流程的给矿量t/h筛分效率 %负荷率%备注2检

    18、查筛分2YA1536圆振动筛1142.175.6080.766538.754.4磨矿分级及重选设备的选择与计算设计已知条件:选厂规模为500t/d磨矿及选别处理能力,磨矿给矿粒度为破碎产品粒度-0.074mm占5%,磨矿产品入重选最佳粒度-0.074mm占45%,入浮选粒度为-0.074mm占80%。磨矿车间工作制度为每天3班,每班8小时,且只设一个系列。根据以上条件及设计工艺流程,对其磨矿、重选及分级设备进行选择计算。根据设计工艺流程图4,其一段磨矿分级机溢流进入摇床进行重选,摇床尾矿进入二段磨矿分级机进行再次分级,返砂进入二段球磨进行再磨,溢流进入浮选前搅拌桶进行搅拌调浆后,入浮选作业。图

    19、4 磨矿、重选、分级工艺流程图(1)、一段磨矿磨机的选择与计算500t/d能力时磨矿作业小时处理能力为:Q=500/(38)=20.83 t/h分级机溢流粒度为-0.074mm占45%所需要的磨矿机总容积:V=Q(2-1)/q式中:Q 设计流程磨矿作业的给矿量, Q=20.83 t/h2磨矿产品小于0.074mm的含量,2=45%1 磨矿给矿小于0.074mm的含量,1=5%q 设计磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力(t/m3.h)q=q0K1K2K3K4q0按湖南省*矿业集团有限公司现有选矿厂生产实际,对于一段磨机MQG12002400来说,q0=0.94t/m3 .h,本次设计取q

    20、0=0.90t/m3 .hK1被磨矿石的磨矿难易度系数, K1=1.0K2磨矿直径校正系数,若D设计=2100,D参考=2100,K2=1.0若D设计=2400,D参考=2100,K2=1.05 K3 设计磨机的型式校正系数,格子型取1.0K4 设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数。K4=1.08方案一:选用QSZ21002200球磨机,容积6.5m3q=q0K1K2K3K4=0.911.011.08=0.972 t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.45-0.05)/0.972=8.6m3则需要QSZ21002200磨机2台,总容积13.0m3,负荷率66.15 %。方案二:

    21、选用QSZ21003000球磨机,容积9.0m3,q=q0K1K2K3K4=0.911.011.08=0.972 t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.45-0.05)/0.972=8.6m3则需要QSZ21003000磨机1台,容积9.0m3,负荷率95.56%。方案三:选用QSZ24003000球磨机,容积10.5m3,q=q0K1K2K3K4=0.91.01.0511.08=1.02 t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.45-0.05)/1.02=8.17m3则需要QSZ24003000磨机1台,容积10.5m3,负荷率77.81%。方案四:选用QSZ24003600球磨机

    22、,容积14.6m3,q=q0K1K2K3K4=0.91.01.0511.08=1.02 t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.45-0.05)/1.02=8.17m3则需要QSZ24003600磨机1台,容积14.6m3,负荷率55.96%。其设计工艺流程一段磨矿设备选择方案比较如表4所示。表4 一段磨矿设备选择方案比较表方案磨机规格(mm)磨机台数负荷率%磨机重量(t)磨机功率(kw)单重总重单台总计一QSZ21002200266.1543.1586.30155.00310.00二QSZ21003000195.4448.0048.00210.00210.00三QSZ2400300017

    23、7.8153.0053.0240.00240.00四QSZ24003600155.9659.6059.60320.00320.00由表4对四个方案进行分析比较,选用方案二较合适。其设计工艺流程中一段磨矿设备选择如表5所示。表5 一段磨矿设备选择计算表 作业名称设 备 名 称及规格台数给矿粒度mm产品粒度(-200目 %)q0值磨机有效容积 m3负荷率 %一段磨矿QSZ21003000格子型球磨机1-12450.909.095.44(2)、一段磨矿螺旋分级机的选择与计算螺旋分级机形式选择:根据溢流粒度为-0.074mm占45%,采用高堰式螺旋分级机。计算螺旋分级机直径: D=-0.08+0.10

    24、3(24Q/(mK1K2) 1/2式中Q-按溢流中固体重量计的处理量(t/h); m-分级机螺旋个数;m=1 K1-矿石密度校正系数,按下式计算: K1=1+0.5(21) 式中2-设计的矿石密度(t/m3) 1-标准矿石密度,一般取2.7(t/m3) 则 K1=1+0.5(21)=1+0.5(2.91-2.7)=1.1 K2-分级力度校正系数,取K2=1.0则:D=-0.08+0.103(2420.83/(11.11.0)1/2=2.12m可选用FG-242400高堰式单螺旋分级机1台返砂量校核:Q返砂=135mK1nD3/24式中Q返砂-按返砂中固体重量计的螺旋分级机处理量(t/h) n

    25、-螺旋转数,取n=3.64 其他符号同上。 则:Q1=135mK1nD3/24=13511.13.642.43/24=311.35 t/h设计返砂比为350%,则返砂量为20.83350% =72.91 t/h校核返砂量为 311.35 72.91因此,选用FG-242400高堰式单螺旋分级机是可行的。计算负荷率:设备处理量Q0=(D+0.08)/0.1032(mK1K2)/24 =(2.4+0.08)/0.1032(11.11.0)/24 =26.57t/h则:负荷率=Q/Q0=20.83/26.57=78.40%根据部分选厂的生产经验及设备的实际配置情况,对于QSZ2130球磨机来说,配置

    26、FG-202000即可,故本次设计在分级设备选型上以现场经验为主,一段磨矿分级设备选择如表6所示。表6 一段磨矿分级设备选择计算表作业名称设备名称及规格台数溢流细度(-200目%)给矿量(t/h)处理量(t/h台)负荷率%分级FG-202000高堰式螺旋分级机14520.83/(3)、二段磨矿磨机的选择与计算磨矿作业小时处理能力为:Q=500/(38)=20.83 t/h分级机溢流粒度为-0.074mm占80%所需要的磨矿机总容积:V=Q(2-1)/q式中:Q设计流程磨矿作业的给矿量, Q=20.83 t/h2磨矿产品小于0.074mm的含量,2=80%1 磨矿给矿小于0.074mm的含量,1

    27、=45%q设计磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力(t/m3.h)q=q0K1K2K3K4q0按湖南省*矿业集团有限公司现有选矿厂生产实际,对于二段磨机MQG12002400来说,q0=0.77t/m3 .h,本次设计取q0=0.77t/m3 .hK1被磨矿石的磨矿难易度系数, K1=1.0K2磨矿直径校正系数,若D设计=2100,D参考=2100,K2=1.0若D设计=1800,D参考=2400,K2=0.91 K3 设计磨机的型式校正系数,溢流型取0.9K4 设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数。K4=1.08方案一:选用QYZ21003000球磨机,容积9.0m3,q=q

    28、0K1K2K3K4=0.7711.00.91.08=0.748 t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.80-0.45)/0.748=9.75m3则需要QYZ21003000磨机1台,容积9.0m3,负荷率108.33%。方案二:选用QYZ18003600球磨机,容积8.0m3,q=q0K1K2K3K4=0.771.00.910.91.08=0.681t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.80-0.45)/0.681=10.71m3则需要QYZ18003600磨机2台,总容积16.0m3,负荷率66.94%。方案三:选用QYZ24003000球磨机,容积10.5m3q=q0K1K2K

    29、3K4=0.771.01.050.91.08=0.786 t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.80-0.45)/0.786=9.28m3则需要QYZ24003000磨机1台,容积10.5m3,负荷率88.38 %。方案四:选用QYZ21003600球磨机,容积10.5m3q=q0K1K2K3K4=0.7711.00.91.08=0.748 t/hV=Q(2-1)/q=20.83(0.80-0.45)/0.748=9.75m3则需要QYZ21003600磨机1台,容积10.5m3,负荷率92.86 %。其二段磨矿设备选择方案比较如表7所示。表7 二段磨矿设备选择方案比较表方案磨机规格(mm)磨机台数负荷率%磨机重量(t)磨机功率(KW)单重总重单台总计一QYZ210030001108.33


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