3000t选矿厂设计说明书.doc
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毕业设计(论文)说明书
(2011届)
题目4000T/d浮选厂初步设计
学号5081977106
姓名兰谁
专业班级08选矿技术
(1)班
指导教师郑老师
学院名称桂林理工大学南宁分院
211年06月22日
目录
目录 1
摘要 5
中文摘要 5
关键字 5
Abstract 5
Keyword 5
前言 6
课题背景 5
设计简介 6
第一章绪论 7
1.1概论 7
1.2厂区概况……………………………………………………….7
1.3矿床及原矿性质……………………………………………….8
第二章工艺流程及主要设备的选择计算…………………………13
2.1选矿厂各车间的工作制度 13
2.2破碎设备的选择和计算 13
2.2.1破碎流程方案Ⅰ,Ⅱ及设备的选择计算 ..……………..14
2.2.2破碎流程方案Ⅲ,Ⅳ及设备的选择计算 20
2.3筛分设备的选择和计算 26
2.4选别流程的计算 28
2.4.1计算各产物的产率和回收率 28
2.4.2计算各产物的重量 39
2.5矿浆流程的计算 42
2.5.1磨矿流程 42
2.5.2选别流程 43
2.6磨矿设备的选择和计算 52
2.7分级设备的选择和计算 55
2.8浮选设备的选择和计算 57
2.8.1浮选设备的选择和计算 57
2.8.2搅拌设备的选择和计算 66
2.9脱水设备的选择和计算 66
2.9.1浓缩设备的选择和计算 66
2.9.2过滤设备的选择和计算 68
第三章主要辅助设备与矿仓的选择与计算 70
3.1给矿设备 71
3.1.1板式给矿机 71
3.1.2电磁振动给矿机 71
3.1.3胶带运输机 72
3.2起重设备 73
3.3砂泵 75
3.4矿仓 77
第四章选矿技术检测 79
4.1选矿试验室 79
4.1.1建筑实验室的目的 79
4.1.2实验室的组成…….………………………………………………79
4.1.3实验室规模……….………………………………………………79
4.2选矿化验室 80
4.2.1化验室的任务 80
4.2.2化验室的组成…….………………………………………………80
4.2.3化验室规模……….………………………………………………80
4.3药剂设施 81
4.3.1药剂设施 81
4.3.2各种药剂的使用情况……………………………………………81
4.3.3各种药剂的验收和保管…………………………………………82
4.4技术检测和控制…………………………………………………...82
4.4.生产检验内容……………………………………………………....82
4.4日常测控制量点…………………………………………………...82
第五章土建、供水、供电……………………………………………83
5.1土建 83
5.1.1选厂及生活区土建 83
5.1.2辅助厂房土建 83
5.2供水 84
5.2.1供水水源…………………………………………………………84
5.2.2水量计算 84
5.3供电 84
5.3.1电源 84
5.3.2供电电压………………………………………………………….85
第六章环境保护 85
6.1概述 85
6.2控制与治理 85
第七章选矿厂技术经济分析 86
7.1基本建设投资费的计算 86
7.1.1土建投资费用 87
7.1.2设备价格,安装的概算 87
7.1.3非生产性费用和其他费用 88
76.1.4金属构件与工艺管道概算价值 88
7.1.5各项投资费 89
7.1.6单位基建投资费 89
7.1.7折旧费 89
7.2生产工人定员及劳动生产率 89
7.2.1生产工人定员 89
7.2.2劳动生产率 89
7.3选矿成本计算 90
7.3.1选矿工艺指标 90
7.4选矿厂技术经济指标及经济分析 92
总结 95
致谢 96
参考文献 96
摘要
中文摘要:
本选矿厂是处理量为132万吨/年的中型选矿厂,原矿铅品位2.187%,锌品位8.79%,最终得到的铅精矿品位为79.91%,锌精矿品位为56.11%,铅的回收率为92.02%,锌的回收率为96.71%。
本设计采用三段一闭路破碎流程,一段闭路磨矿,由于原矿品位不高,所以其浮选流程为:
铅采用一粗三精三扫选,锌选别为一粗一精三扫选。
本选矿厂是建在山坡上的,其充分利用了山体的上下高差节省了建设费用。
关键字:
132万吨,铅锌矿,选矿厂初步设计
Abstract
ChineseAbstract:
Thecapacityoftheconcentratoris132tons/yearofmedium-sizedconcentrator,oregradeof2.187%ofleadandzincgrade8.79%,theresultingconcentrategradeof79.91%ofleadandzincconcentrategradeof56.11%,Leadrecoverywas92.02%,96.71%zincrecovery.
Thisdesignusesthreesectionsofaclosed-circuitcrushingprocess,aclosed-circuitgrinding,theoregradeisnothigh,soitsflotationprocess:
aroughthreefineleadwiththreesweeptheelection,zincisaroughsortingofafinethree-sweepelection.
Theconcentratorisbuiltonthehillside,anditsfulluseoftheupperandlowerelevationmountainsavingconstructioncosts.
Keywords:
132milliontons,leadandzincmine,concentratorpreliminarydesign
前言
课题背景:
一方面随着人类对矿的不断开采,矿的质量在不断下降,表现在品位越来越低,采掘深度不断下降,使得原来开采就可以用,变成了需要用一些设备对其进行富集才能利用。
另一方面,人类为了眼前的利益,常常没有综合开采矿资源,往往只选取一种矿物,而把其他共生的矿物丢掉,这样在资源日趋短缺的今天是非常浪费资源的;同时随着科学技术的发展,新的选矿设备的出现,新药剂的合成使原来无法利用的资源可以通过合理设计,从而使其可以开发利用起来,这就使得合理的矿厂设计日趋迫切。
设计简介:
本设计矿厂年处理铅锌矿132万吨,是针对大新铅锌矿的初步设计。
设计过程总的来讲分四阶段:
现场参观实习,主要设备、流程的计算,绘图-得到初步设计。
本设计吸取了德宝铜矿的厂房设计及设备布局经验,加上自己对现代选矿厂的理解而设计。
本设计作为选矿厂的初步设计,按照选矿厂初步设计的要求设计,并根据矿石的性质和处理粒度进行设备的选型,再配置的厂房。
给矿最大粒度为700mm,所以破碎流程考虑采用三段一闭路流程,由于磨矿粒度小于0.2mm只要求在60%——65%,所以磨矿则采用一段闭路磨矿,浮选流程:
铅采用一粗三精三扫选,锌选别为一粗一精三扫选。
在进行相关计算后,磨浮车间采用两个系列。
最终的精矿经浓缩干燥之后存储于精矿仓,尾矿则输送至尾矿坝。
由于时间比较仓促,资料也有一定的限制,加上设计者本人水平有限,在设计中难免会有错误和遗漏之处,恳请批评与指正。
第一章绪论
1.1概论
本设计是对大新铅锌矿选矿厂的初步设计,年产量为132万吨原矿的大型选厂,大新,产品为铅精矿和锌精矿,铅精矿和锌精矿达到国家等级标准。
主要用电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域,促进国家经济建设的发展。
本设计的特点,根据大新的地形特点,选厂适宜山坡建厂,呈阶梯型配置,充分利用了山坡的高差,实现矿浆自流。
工艺流程包括:
破碎、筛分、磨浮、脱水流程,设备基本用大型化,操作实行自动化控制和管理,这样既节省投资,又节省了人力、财力、物力,从而提高生产率。
1.2厂区概况
一、地理位置
选矿厂位于斜坡上,厂房呈阶梯式布置,以上至下布置有原矿,粗中细破碎车间,粉矿仓,磨浮,浓缩和过滤车间,精矿仓等。
(二)气象
地处云贵高原南缘,石山泥岭间杂遍布,形成许多不完整的小盆地。
属温暖多雨的南亚热带季风气候,冬春微寒,夏季炎热,秋季凉爽,四季气温变化不明显。
年平均温度21.3℃,极端最高温度39.8℃,最低气温-2.2℃。
年平均降雨量1326毫米,降雨多集中在夏秋季,冬春较少。
境内主要河流有黑水河、桃城河、榄圩河,有中型水库4座,小型水库14座
(三)供水和供电
矿区的最大河流环水河,有北向南流入长江,在矿段西缘通过,生产用水及生产区的生活用水均取自于环水的河床潜流。
矿区能利用大新水资源量为21.38亿立方米,可开发利用达16.86亿立方米,已建有水电站9个,总装机容量288万千瓦,年发电量6550万千瓦小时。
(四)尾矿坝
矿区尾矿坝位于距厂矿下方,充分利用自流的地理条件,节约运费。
1.3矿床及原矿性质
1.矿床及其组成
矿床:
属于中低温热液裂隙充填矿床。
矿体组成:
矿体由出银山矿段,在地表面以上,柏录山矿段,低于地表86~96米。
围岩:
灰岩,泥石砂岩和页岩。
2.矿物组成
①金属矿物:
主要是闪锌矿,方铅矿和黄铁矿及微量黄铜矿。
次为褐铁矿,菱铁矿,白铅矿,铅矾,异极矿等。
各金属矿物相对含量
矿物名称
闪锌矿
方铅矿
黄铁矿
褐铁矿
铅矾
白铅矿
异极矿
其他
含量(﹪)
85.4
7.45
4.12
0.32
1.12
1.05
0.3
0.39
闪锌矿:
颜色为浅黄色,松脂色及黑褐色。
闪锌矿化学分
矿物名称
产状
Zn℅
Pb℅
Fe℅
S
Cd
SiO2
CaO
闪锌矿
脉状
58.78
0.93
3.87
31.02
0.344
2.91
0.917
闪锌矿光谱分析
元素
Fe
Si
Mg
Pb
Zn
As
Sb
Ae
Ga
Ag
Cd
G
含量(%)
4.5
0.22
≤0.001
~0.5
~39.4
≤0.02
≤0.01
≤0.01
≤0.009
≤0.001
~3.3
≤0.1
方铅矿:
颜色,黑铅灰色。
结晶粒度:
1.05~0.02mm,一般在0,03~0.015mm。
化学分析
矿物名称
产状
Pb
Zn%
Fe%
S%
CaO%
SiO2%
方铅矿
细粒块状
72.98
3.80
2.60
15.37
0.46
3.40
光谱分析
Fe%
Si%
Ae%
Mg%
Ni%
Pb%
Zn%
As%
Sb%
Ga%
In%
Cd%
Ag%
3.0
≤0.52
≤0.033
≤0.001
≤0.05
≤79.85
4.15
≤0.01
≤0.045
≤0.002
≤0.0025
≤0.03
0.0265
黄铁矿化学分析
矿物名称
产状
S%
Pb%
Zn%
Sb%
CaO%
SiO2%
Fe%
黄铁矿
脉状
48.68
0.188
0.45
0.015
2.183
2.46
48.49
光谱分析
Fe%
Si%
Ae%
Mg%
Ni%
Pb%
Zn%
As%
Sb%
Ma%
Cd%
Ti%
33.8
0.8
0.06
0.2
0.075
0.33
0.76
0.1
0.1
0.001
0.03
0.001
②脉石矿物:
主要是砂页岩,次为石英,方解石。
③主要金属矿物的单体解离度。
粒级(mm)
16
1
30
0.5
60
0.25
100
0.15
150
0.15
200
0.074
方铅矿
60.19
68.87
68.47
98.41
闪锌矿
56.15
79.45
86.14
94.15
99,42
98.87
黄铁矿
48.65
60.45
67.89
91.75
95.23
98.17
④多元分析
元素
Pb
Zn
Cu
S
Fe
Ga
Ge
In
Cd
Au
Ag
含量(%)
0.56
10.69
0.02
10.79
7.16
0.0035
0.003
0.002
0.18
0.3(g/T)
22(g/T)
⑤相分析:
物相代表不强,只讲氧化率:
Pb<10%,Zn<8%
原矿锌相分析
名称
氧化率
硫化锌
残渣
锌总量
含量(%)
0.787
10.21
0.047
10.88
相对含量(%)
7.13
90.45
0.42
100.0
出银山,柏录山矿体矿组合样分析结果
矿体元素
Pb
Zn
Ga
Cd
Ge
In
出银山
0.56
10.69
0.0035
0.08
0.003
0.002
柏录山
2.07
7.83
0.001
0.05
0.0015
未分析
柏录山
1.72
8.38
0.001
0.07
0.0015
未分析
⑥其他物理性质
比重Θ﹦2.88~3.02普硬度f﹦5~8安息角p﹦37`可磨性系数0.9。
第二章工艺流程及主要设备的选择计算
2.1选矿厂各车间的工作制度
破碎
磨浮
精矿脱水
年工作日数
330
330
330
日工作班数
3
3
3
班工作时数
6.5
8
8
2.2破碎设备的选择和计算
已知所要设计的选矿厂规模为4000t/d,原矿最大粒度为700mm,破碎最终产物粒度为12~0mm或10~0mm;矿石松散密度γ﹦1.9t/m3,堆比重为3.0t/m3,中等可碎性矿石;破碎车间工作制度每年日,每日3班,每班6.5时。
根据设计条件和要求,要完成破碎任务,至少需要3段磨矿,因此可能的方案有:
方案编号
设备名称规格和主要技术条件
破碎流程
破碎产物粒度(mm)
工作制度
班/h
Ⅰ
粗碎PJ900×1200
三段一闭路
12
6.5
中碎PYY1650/285
细碎PYD-2200
Ⅱ
粗碎PJ900×1200
三段一闭路
12
6.5
中碎PYB1750
细碎PYY2200/130
Ⅲ
粗碎PJ900×1200
三段开路
10
6.5
中碎PYY1650/285
细碎PYD1750
Ⅳ
粗碎PJ900×1200
三段开路
10
6.5
中碎PYY1650/285
细碎PYY1650/100
2.2.1破碎流程方案Ⅰ,Ⅱ及设备的选择计算
采用三段一闭路破碎流程,破碎最终产物粒度为12mm,工作制度6.5h每班。
⑴计算破碎车间小时处理量;
Q==205.13(t/h)
⑵计算总破碎比;
S===58.33
⑶初步拟定破碎流程;
根据总破碎比,选用三段一闭路破碎流程,如图所示
⑷计算各段破碎比;
平均破碎比Sa==3.87
取S1=S2=4.0
根据总破碎比等于各段破碎比的乘积,则第3段破碎比S3为:
S3===3.64
⑸计算各段破碎产物的最大粒度;
d2===175(mm)
d3===43,75(mm)
d7===12(mm)
⑹计算各段破碎机排矿口宽度;
e2===109.375(mm),取150mm
e3===23.03(mm),取25mm
e7,采用等值筛分工作制度,e7=0.8d7=0.8×12=9.6(mm)
取10mm
(注:
Z1max,Z2max分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒度)
⑺选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率;
粗碎段:
由于未用到筛子,因此E1=100%
中碎段:
由于也未用到筛子,因此E2=100%
细碎段:
采用等值筛分工作制度,即a3=1.3d7=1.3×12=15.6(mm)
取14mm,e7=0.8d7=0.8×12=9.6≈10(mm),E3=60%
⑻计算各产物的产率和重量;
①粗碎作业
Q1=Q2=205.13(t/h),1=2=100%
②中碎作业:
Q3=205.13(t/h),γ3=100%
③细碎作业:
Q5=(Q3β+Q7β)E3
即Q7=,
式中,,细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z1==0.56,从图4—6中,查中等可碎性矿石,得=0.40=40.00%
β,细筛的筛孔尺寸与,细碎机排矿口宽度的比值Z1==1.4,从图4—9中,查中等可碎性矿石,得β=0.75=75.00%
Q7===346.44(t/h),
γ7=×100%=168.89%
Q6=Q7=346.44(t/h),γ6=γ7=168.89%
Q4=Q3+Q7=205.13+346.44=551.57(t/h),γ4=γ3+γ7=268.89%
⑼绘制破碎数量流程图;(略)
⑽方案Ⅰ,Ⅱ破碎设备生产能力的计算;
①粗碎(PJ900×1200)
Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e
查表56得K1=1.0
K2==1.19
K3,==0.78,查表5—7,,得K3=1.02
q0,查表51得q0=1.25
e=150mm
Q=1.0=227.59t/h
所需要的台数n=取n=1
负荷率为=×100%=90.13%
②中碎(PYY1650/285,PYB1750)
方案Ⅰ:
采用PYY1650/285
Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e
查表56得K1=1.0
K2==1.19
K3,==0.53,查表5—8,,得K3=1.008
查表5-5得得q0=8.0
e=25mm
t/h
所需要的台数n=取n=1
负荷率为=×100%=85.50%
方案Ⅱ:
采用PYB1750
Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e
查表56得K1=1.0
K2==1.19
K3,==0.60,查表5—8,得K3=0.98
查表5-3得得q0=9.0
e=25mm
t/h
所需要的台数n=取n=1
负荷率为=×100%=78.17%
③细碎(PYD-2200,PYY2200/130)
方案Ⅰ:
采用PYD-2200
Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e
K,破碎闭路系数,K=1.275
查表56得K1=1.0
K2=
K3,==0.077,查表5—8,,得K3=1.14
查表54得q0=24.0,
e=10mm
t/h,
所需要的台数n=取n=1
负荷率为==83.46%
方案Ⅱ:
采用PYY2200/130
Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e
K,破碎闭路系数,K=1.275
查表56得K1=1.0
K2=
K3,==0.077,查表5—8,,得K3=1.14
查表55得q0=25.0,
e=10mm
t/h,
所需要的台数n=取n=1
负荷率为==80.14%
2.2.2破碎流程方案Ⅲ,Ⅳ及设备的选择计算
采用三段开路破碎流程,破碎最终产物粒度为10mm,工作制度6.5h每班。
⑴计算破碎车间小时处理量;
Q==205.13(t/h)
⑵计算总破碎比;
S===70
⑶初步拟定破碎流程;
根据总破碎比,选用三段开路破碎流程,如图所示
⑷计算各段破碎比;
平均破碎比Sa==4.12
取S1=S2=4.0
根据总破碎比等于各段破碎比的乘积,则第3段破碎比S3为:
S3===4.375
⑸计算各段破碎产物的最大粒度;
d2===175(mm)
d3===43,75(mm)
d6===10(mm)
⑹计算各段破碎机排矿口宽度;
e2===109.375(mm),取150mm
e3===23.03(mm),取25mm
e6,采用等值筛分工作制度,e6=0.8d6=0.8×10=8(mm)
(注:
Z1max,Z2max分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒度)
⑺选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率;
粗碎段:
由于未用到筛子,因此E1=100%
中碎段:
由于也未用到筛子,因此E2=100%
细碎段:
采用等值筛分工作制度,即a3=1.2d6=1.2×10=12(mm)
,e6=0.8d6=0.8×10=8(mm),E3=65%
⑻计算各产物的产率和重量;
①粗碎作业:
Q1=Q2=205.13(t/h),1=2=100%
②中碎作业:
Q3=205.13(t/h),γ3=100%
③细碎作业:
Q4=Q1βE3
细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z1==0.48,从图4—6中,查中等可碎性矿石,得=0.37=37%
Q4=Q1βE3=205.13×0.37×0.65=49.33(t/h),
γ4=×100%=24.05%
Q5=Q6=205.13-49.33=155.80(t/h),γ5=γ6=×100%=75.95%
Q7=205.13(t/h),γ7=100%
⑼绘制破碎数量流程图;(略)
⑽方案Ⅲ,Ⅳ破碎设备生产能力的计算;
①粗碎(PJ900×1200)
Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e
查表56得K1=1.0
K2==1.19
K3,==0.78,查表5—7,,得K3=1.02
q0,查表51得q0=1.25
e=150mm
Q=1.0=227.59t/h
所需要的台数n=取n=1
负荷率为=×100%
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