【重磅】选矿厂课程设计说明书-矿加121班金通(完稿)

东川落雪铜矿3900吨/天选矿厂设计课程设计
姓名：何泽庆
20RR10111206 121班 学院：国土资源工程学院
目录
绪论·3 车间生产能力及工作制度·6 工艺流程的选择和计算·7
第一节工艺流程的计算·7 第二节破碎筛分流程的计算··9 第三节磨浮流程的计算·11 第四节矿浆流程的计算·18
第四章 主要设备的选择和计算·22
第一节破碎设备的选择和计算·22 第二节筛分设备的选择与计算·26 第三节磨矿设备的选择与计算·29 第四节分级设备的选择和计算·31 第五节浮选设备的选择与计算·35
第五章 辅助设备的选择与计算·38
第一节矿仓的选择与计算·38
姓 名：金通
学 号：20RR10111252
班 级：矿加121班 学 院：国土资源工程学院
第二节矿浆泵的选择与计算·42
第三节给矿机的选择与计算··43
第四节磨浮车间检修起重机的选择·44
第六章选矿厂工艺生产过程描述·44
第一章绪论
一、课程设计的目的：
在学生已获得主要专业知识的基础上和在学习《选矿厂设计》的同时，适用所学知识进行选矿厂破碎车间、磨浮车间的设计，其目的是：1、使学生将所学的有关专业课和技术基础课能有机的联系起来，使所学的知识更为系统和深入。

2、使学生初步掌握流程选择和说证的基本原则和基本方法。

3、培养学生正确地进行破碎和磨浮流程的计算，主要设备的选择和计算，较正确地进行设备配置，并且按照一定的技术规定编写说明书。

4、通过课程设计，培养学生会使用参考书、国家标准、定表格、计算图表、标准设计等参考资料的独立工作能力。

5、为学员完成更为复杂的独立工作——毕业设计做好准备。

二、厂址及性质简述
东川矿务局落雪铜矿位于云南省东北部，地处东经0
12，
103，北纬'
014主矿区东至小江，西至普渡河，南至雪岭，北至金沙江。

矿区南北约5公里，东西宽约8公里，海拔3200米。

矿区属寒温带气候，全年平均气温7℃，最高23℃，最低-16℃，气候多变，冬春风大，秋雨甚多，常年无夏季，地理气候较差，东川落雪1952年进行勘探，1960年因民、烂泥坪开始投产，1973年浪田坝开始投产。

矿区主要靠公路运输，采场与选产之间用电机车运输，原矿经竖井提升至选厂粗碎矿仓。

外部运输除有公路外，从塘子到浪田坝地区的小江有铁路与贵昆线相接。

落雪至昆明为293公里，距东川市有90公里，距矿务局所在地汤丹有53公里。

交通尚属方便。

东川落雪矿区出露的地层为远古代昆阳群，属地槽型沉积矿床，厚度大，变质轻微，褶皱强烈，断裂发育。

落雪铜矿包括两种不同的工业类型，即：白云岩层状铜矿和扁豆状铁铜矿床，矿石中含铜品位为0.93％，含铁铜矿石平均含铁20％，本设计原矿为白云岩层状铜矿。

铜矿石中铜矿物以斑铜矿、辉铜矿、孔雀石为主，黄铜矿、铜蓝、硅孔雀石次之。

硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿，其次是铜蓝和黄铜矿。

其构造为浸染状、星点状、散点状为主，脉络状较少，部分围岩及裂隙浸染层呈马尾丝状，嵌布粒度为0.0015-0.1mm之间。

氧化铜矿物为多层薄膜状，嵌布粒度为0.01-0.6之间，脉石矿物以白云石、石英为主，长石、方解石次之。

1、多元素分析
2、物相分析
3、矿石性质
原矿品位0.8-0.9％左右，平均氧化率18-40％，结合率为7-14％.真比重δ=2.77，假比重Δ=1.7，普氏硬度3-11，含水2％.
三、设计任务书的原始指标
1.3.1计算碎矿流程的原始指标
(1)碎矿车间年工作制度约330天，每天3班，每班6小时。

(2)原矿属中等可碎性矿石，原矿最大粒度为500-600毫米，碎矿最终粒度10-12毫米。

(3)原矿及粗、中、细碎机粒度曲线见《选矿厂设计参考资料》。

1.3.2计算磨矿流程的原始指标
(1)磨矿车间的工作制度为330天，每天3班，每班8小时。

(2)一段磨矿的给矿粒度10-12mm，其中-0.074mm级别含量见《选矿厂设计》，排矿粒度为0.2mm（相当于55％-0.074mm）。

(3)二段磨矿的给矿粒度为0.2mm （相当于55％-0.074mm ），排矿0.1（相当于90％-0.074mm ）。

(4)第一段磨矿的循环负荷1C =200％-300％,第二段磨矿的循环负荷
2C =250％-350％。

1.3.3计算浮选流程的指标
1.3.4计算矿浆的流程的原始指标
各作业和产品必须保证的液固比（值R ），不可调节的液固比（值R ）。

第二章车间生产能力及工作制度
车间生产能力及工作制度
第三章工艺流程的选择与计算
第一节破碎筛分流程的工艺指标
根据设计任务书，设计已知条件：选矿厂规模为3900t/d ，原矿最大粒度为600mm ，破碎最终产物粒度为10mm ，矿石真实密度
3/t 77.2m =δ，松散密度3/7.1m t =∆，中等可碎性矿石，破碎车间
工作制度为每天3班，每班6h ，每年工作330天，年作业率67.8%。

故总破碎比：6010
600
S ===
d D 在考虑到设备的负荷及各破碎作业前的细粒级含量，初步确定选用三段一闭路的碎矿流程。

2.2.1（1）破碎车间小时处理量:Q=3900/(6R3)=216.7t/h;
（2）总破碎比：6010
600S ===
d D ； （3）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，流程图见附件。

（4）计算各段破碎比：
平均破碎比91.3603a ==S ，取S 1=3.5，S 2=3.8，则第三段破碎比
51.48
.35.36021a 3=⨯=⨯=S S S S
（5）各段破碎产物的最大粒度：mm S D d 4.1715
.360014===
，mm S d 1.458.34.171d 248===，mm S d d 1051
.41.453813===；
（6）初定粗碎用颚式破碎机，中碎用标准圆锥破碎机，细碎用短头型圆锥破碎机，则各段破碎机排矿口分别为：
;130e mm 1.1076.14.1714max ,144mm Z d e ====；取
；
取mm 25,7.239
.11
.45e 8max ,288====e Z d 3
e 采用等值筛
分工作制度：
;8e 8108.0d 8.0e 131113mm mm ==⨯==；取
（7）选择各段筛子筛孔和筛分效率
粗筛：筛孔在414e d a ≤≤选取，即在4.1711301≤≤a 之间，取
%60,15011==E mm a ；
中筛：筛孔在828d a e ≤≤选取，即在5.41252≤≤a 之间，取
%;80,3522==E mm a
细
筛
：
采
用
等
值
筛
分
工
作
制
度
，
则
；，取%65E mm 12a ,12102.1d 2.133113===⨯==mm a （8）计算各产物的产率和重量
（一）粗碎作业：
%100,/7.216Q 11==γh t ；1150112Q E Q -=β，150-1β为原矿中小于150mm 的粒级的含量，粗筛筛孔与原矿最大粒度之比值25.0600
150
1==Z ，查筛孔尺寸与最大粒度之比曲线，得
150-1β=36%，则
1150112Q E Q -=βh t /8.466.036.07.216=⨯⨯=。

%6.217
.2168.46122===
Q Q γ；,/9.1692143h t Q Q Q Q =-== %;4.782143=-==γγγγ%;100,/7.2161515====γγh t Q Q
（二）中碎作业：
35-5β--产物5中小于35mm 粒级的含量。

其数值等于原矿中小于
35mm 粒级的含量与产物4中小于26mm 粒级的含量之和，即：
；，而35435-535
1135
4435
-5---≈+=ββββγβE 又中筛筛孔与粗碎机排矿口尺
寸的比值27.013035
2==Z ，查筛孔尺寸与排矿口之比曲线，矿石中等可碎，得%2835
-4=β，则
h t E Q Q /5.488.028.07.216235516=⨯⨯==-β
%4.22%1007
.2165.48%100166=⨯=⨯=Q Q γ
h t Q Q Q Q /1.1686.487.2166587=-=-==
%
6.77%4.22%1006587=-=-==γγγγ
%100,/7.216159159======γγγh t Q Q Q
(三)细碎作业：
；而８４12-812-912
821242112
-112
-9,βββγβγββ≈++=--E E E 细筛筛孔与
细碎机排矿口尺寸的比值5.18
12
3==
Z ，查表可得00128129400121328.034.035
12
Z ;55=≈==
=---βββ，；4Z 为细筛筛孔与中碎机排矿口尺寸的比值。

;,)(111312
1313129911Q Q E Q Q Q =+=--ββ
h t E E Q Q /8.49565.055.065.028.017.2161312
133129113=⨯⨯-⨯=-=--ββ； %8.228%1007.2168.495%10011313=⨯=⨯=Q Q γ;
%8.228,/8.49513121312====γγh t Q Q ; %8.228,/5.712131213910===+=γγh t Q Q Q %;8.328%10011010=⨯=Q Q
γ
3.2磨浮流程的计算：
磨浮车间小时处理量:Q=3900/(8R3)=162.5t/h;
3.2.1第一段磨矿流程的计算：
所以1Q =162.5t/h,%;1001=γ
又%,2501=C 故;/25.406%2505.162,5115h t Q Q C Q =⨯=⨯=即
%;250%1005
.16225.406155=⨯==Q Q γ
;/75.56825.4065.162512h t Q Q Q =+=+=
%;
350%250%100512=+=+=γγγ；，；所以，%100t/h 5.162441414====γγγQ Q Q
3.2.2第二段磨矿流程的计算：
;
/5.4875.162%300%,300984
2982h t Q Q Q C Q Q C =⨯==⨯===即所以
%;300%1005
.1625
.4871898=⨯===Q Q γγ
%;
400%300%100;
/0.6505.4875.162946946=+=+==+=+=γγγh t Q Q Q
%;100;/5.162,17717====γγh t Q Q Q
3.2.3浮选作业流程计算：
（1）求出必要而充分的原始指标数目
)(P P n a N C N -=
P P a N C ,,分别为计算成分、流程中的选别产物数和选别作业数。

所以10)510(2=-⨯=P N 。

（2）由已知的可选性研究试验所给指标———绪论中的原始指标，
通过n
n
n βεβγ⨯=7可求得各个产物的产率。

%;69.3%10020829.02323723=⨯⨯=⨯=βεβγ
%;28.7%10011899.02121721=⨯⨯=⨯=βεβγ
%;59.20%10045.919.01616716=⨯⨯=⨯=βεβγ
%;39.36%1003.2939.01111711=⨯⨯=⨯=βεβγ
%;88.7%10072
.03.69.01313713=⨯⨯=⨯=βεβγ
%;31.96%69.3%10023714=-=-=γγγ %;59.3%69.3%28.7232122=-=-=γγγ
%;18.24%59.20%59.3162219=+=+=γγγ %;9.16%28.7%18.24211920=-=-=γγγ
%;29.53%39.36%9.16112015=+=+=γγγ %;7.32%59.20%29.53161517=-=-=γγγ %;58.40%88.7%7.32131718=+=+=γγγ
%;58.140%100%58.4071810=+=+=γγγ
%;19.104%39.36%58.140111012=-=-=γγγ
校核：%;31.96%88.7%19.104131214=-=-=γγγ
%;58.140%19.104%39.36121110=+=+=γγγ %;29.53%7.32%59.20171615=+=+=γγγ %;18.24%28.7%9.16212019=+=+=γγγ
%;19.104%31.96%88.7141312=+=+=γγγ
（3）由n n Q Q λ⨯=7计算各产物的重量
;/00.6%69.35.16223723h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/50.156%31.965.16214714h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/83.11%28.75.16221721h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/46.33%59.205.16216716h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/13.59%39.365.16211711h t Q Q =⨯=⨯=γ
;/81.12%88.75.16213713h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/29.39%18.245.16219719h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/46.27%9.165.16220720h t Q Q =⨯=⨯=γ
;/60.86%29.535.16215715h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/14.53%7.325.16217717h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/94.65%58.405.16218718h t Q Q =⨯=⨯=γ ;
/83.5%59.35.16222722h t Q Q =⨯=⨯=γ;/44.228%58.1405.16210710h t Q Q =⨯=⨯=γ ;/30.169%19.1045.16212712h t Q Q =⨯=⨯=γ
校核：;/83.500.683.11232122h t Q Q Q =-=-=
;
/29.3946.3383.5162219h t Q Q Q =+=+=;/46.2783.1129.39211920h t Q Q Q =-=-= ;/59.8613.5946.27112015h t Q Q Q =+=+= ;/14.5346.3359.86161517h t Q Q Q =-=-= ;/95.6581.1214.53131718h t Q Q Q =+=+= ;/45.2285.16295.6571810h t Q Q Q =+=+=
;/31.1695.15681.12141312h t Q Q Q =+=+=
（4）计算各未知产物的回收率
%;
7%82%89%;18%82%10023212223714=-=-==-=-=εεεεεε%;5.9%89%5.98%;5.98%5.91%7211920162219=-=-==+=+=εεεεεε%;11%5.91%5.102%;5.102%93%5.9161517112015=-=-==+=+=εεεεεε%;
3.24%18%3.6%;3.17%3.6%11141312131718=+=+==+=+=εεεεεε%;3.117%3.17%10018710=+=+=εεε
校核：%;5.98%5.9%89202119=+=+=εεε
%;
5.102%11%5.91171615=+=+=εεε%;3.117%3.24%93121110=+=+=εεε
（5）由n
n
n γεββ⨯=7计算各未知产物的品位
%;
51.0%9.16%5.9%9.0%;75.1%59.3%7%9.020207202222722=⨯=⨯==⨯=⨯=γεββγεββ%;
73.1%29.53%5.102%9.0%;67.3%18.24%5.98%9.015157151919719=⨯=⨯==⨯=⨯=γεββγεββ%;
38.0%58.40%3.17%9.0%;3.0%7.32%11%9.018187181717717=⨯=⨯==⨯=⨯=γεββγεββ%;
75.0%58.140%3.117%9.0%;21.0%19.104%3.24%9.010107101212712=⨯=⨯==⨯=⨯=γεββγεββ%;17.0%
31.96%18%9.01414714=⨯=⨯=γεββ
（6）磨浮流程数质量平衡表
第四节矿浆流程的计算各产物重量表如下：
根据试验研究资料及现场生产数据，确定必须保证的及不可调节的液固比（R 值）。

如下表：
又n n n R Q W ⨯=计算各作业及产物的水量
;/56.10125.025.406;/25.302.05.16235553111h m R Q W h m R Q W =⨯=⨯==⨯=⨯=;/32525.162;/625.1703.075.56834443222h m R Q W h m R Q W =⨯=⨯==⨯=⨯=;/625.17035.05.487;/5.972.05.48739993888h m R Q W h m R Q W =⨯=⨯==⨯=⨯=;/5855.975.487;/5.48735.16238763777h m W W W h m R Q W =+=+==⨯=⨯=;
/32.47483.11;/00.95.100.632424243232323h m R Q W h m R Q W =⨯=⨯==⨯=⨯=;/302.1498.329.39;/379.153.183.1131919193212121h m R Q W h m R Q W =⨯=⨯==⨯=⨯=;
/1.3035.360.86;/46.33146.3331515153161616h m R Q W h m R Q W =⨯=⨯==⨯=⨯=
;
/26.118213.593111111h m R Q W =⨯=⨯=;/025.325.281.123131313h m R Q W =⨯=⨯=
923.133379.15302.149;/32.3800.932.4732119203232422m W W W h m W W W =-=-==-=-=565.301025.3254.269;/54.26946.331.3031317183161517m W W W h m W W W =+=+==-=-=;/065.7895.487565.301371810h m W W W =+=+=;/805.67026.118065.7893111012h m W W W =-=-= ;/78.638025.32805.6703131214h m W W W =-=-= 由∑=n -W W L n 作业计算各作业需要的补加水量
h m W W W L /815.6556.10125.3625.17035121=--=--= h m W W W L /935.255625.17056.10132532542=-+=-+=
h
m W W W W L /375.89325625.1705.975.487349873=--+=--+=h
m W W L /125.735.97625.1703894=-=-=h m W W W L /917.5026.118923.1331.30331120155=--=--=h m W W W L /522.7746.3332.38302.14931622196=--=--= h m W W L /941.31379.1532.47321247=-=-= 按)1
(δ
+
=n n n R Q V 计算各作业的矿浆体积
h m R Q V /8.767)77.21
0.3(44.228)1(3101010=+⨯=+=δ
h m R Q V /6.139)77.21
0.2(13.59)1(3111111=+⨯=+=δ
h m R Q V /4.334)77.21
5.3(60.86)1(3151515=+⨯=+=δ
h m R Q V /5.45)77.21
0.1(46.33)1(3161616=+⨯=+=δ
h m R Q V /5.163)77.21
8.3(29.39)1(3191919=+⨯=+=δ
h
m R Q V /1.48)77.21
3.1(83.11)1(3212121=+⨯=+=δh m R Q V /6.51)77.21
0.4(83.11)1(3242424=+⨯=+=δ
h m R Q V /2.11)77
.21
5.1(00.6)1(3232323=+⨯=+=δ
h m R Q V /6.36)77
.21
5.2(81.12)1(3131313=+⨯=+=δ
h m V V V /2.6286.1398.7673111012=-=-=
h m V V V /6.5916.362.6283131214=-=-= h m V V V /9.2884.454.3343161517=-=-= h m V V V /5.3256.369.2883131718=+=+= h m V V V /4.1151.485.1363211920=-=-= h m V V V /4.402.116.513232422=-=-= 计算各作业及产物的浓度
%;
33%1002
11
11%;25%1003111111111010=⨯+=+==⨯+=+=R C R C %;6.28%1005.21111%;27%1002.6283.1691313121212=⨯+=+==⨯==
R C V Q C %;
22%1005.31111%;5.26%1006.5915.1561515141414=⨯+=+==⨯==R C V Q C %;
4.18%1009.28814
.53%;50%1000.111111717171616=⨯===⨯+=+=V Q C R C %;
8.20%1008.31111%;20%1005.32594.651919181818=⨯+=+==⨯==R C V Q C %;
5.43%1003.11111%;1.19%1004.1154
6.272121202020=⨯+=+==⨯==R C V Q C %;
40%1005.11111%;4.14%1004.4083.52323222222=⨯+=+==⨯==R C V Q C %;20%1000
.411112424=⨯+=+=R C
工艺生产用水量及水耗指标 全厂总补加水：
)/(1
d T W W L K
-=∑∑
式中：;h /）量（随最终产物带走的总水t W K --
;h /1）水量（随原矿进入选矿流程的t W --
h
t L W
L L L L L L L L /4.64125.3941.31522.77917.50125.73375.89935.255815.651
7
6
5
4
3
2
1
=-++++++=∴-++++++=∑∑
全厂实际用水量
h W /t 7.7694.6412.1L 2.1=⨯==∑实际 处理每吨矿石用水量 )/(74.45
.1627.7691___吨矿吨水实===Q W W
第四章 主要设备的选择和计算
第一节 破碎设备的选择和计算
a:开路破碎时,颚式破碎机、旋回破碎机、圆锥破碎机的生产能力按下式计算：Q=K 1K 2K 3K 4Q 0,Q 0=q 0Re 。

式中Q-在设计条件下的破碎机生产能力，t/h;Q 0-在标准条件下破碎机的生产能力，t/h;q 0-破碎机在开路破碎排矿口宽度为1mm 时，破碎标准状态矿石的单位生产能力，)/(h mm t ⋅;e-破碎机排矿口宽度，mm;K 1-矿石可碎性系数；K 4-水份修正系数（矿石中除含水外，还有成球的粉矿时才引用K 4系数） b:闭路破碎时，破碎机生产能力按下式计算：Q ′=K ′Q,式中Q-开路破碎时，破碎机的生产能力，t/h;Q ′-闭路破碎时，破碎机的生产能力，t/h;K-闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般K ′=1.15～1.4，易碎性矿石取大值，难碎性矿石取小值。

c:破碎机台数的计算：Q
KQ 0
n =
,式中n-设计需要的破碎机台数，台；Q 0-需要破碎的矿量，t/h;Q-所选破碎机的生产能力，)台h /(⋅t ；K-不均匀系数，K-1.1～1.2。

4.1.1粗碎设备的选择和计算
根据流程计算时初步拟定PEJ900R1200mm 和PEJ1200R1500颚式破碎机进行计算。

4.1.1.1PEJ900R1200mm 该机在标准条件下的生产能力为：e q Q 00=查表5-1得)/(27.10h mm t q ⋅=，e 为排矿口宽度。

又h e /t 1.16513027.1Q 13004=⨯==则经可碎性、密度、粒度校正后
的
生
产
能
力
为
：
321Q k k k Q •⨯⨯=，
)
(0.11中硬矿石=k 06.16
.17.16.12==∆=
k ，给矿最大粒度max D 与给矿口宽
度B 之比67.0900
600
max ===B D a 查表5-7得05.13=k ，故：
h t Q /8.1830.105.106.11.165=⨯⨯⨯=，3Q 为设计流程中，通过粗
碎机矿量，需破碎机台数为：01.18.1839.1691.113=⨯==Q KQ n ，取2台；
4.1.1.2PEJ1200R1500mm 该机在标准条件下的生产能力为：
e q Q 00=查表5-1得
)/(9.10h mm t q ⋅=，e 为排矿口宽度。

又
h e /t 2471309.1Q 13004=⨯==则经可碎性、密度、粒度校正后的
生产能力为：0321Q k k k Q •⨯⨯=，)(0.11中硬矿石=k 06.16.17
.16.12==∆=k ，
给矿最大粒度max D 与给矿口宽度B 之比5.01200
600
max ===B D a 查表
5-7得11.13=k ，故：h t Q /9.2870.111.106.1247=⨯⨯⨯=，3Q 为
设计流程中，通过粗碎机矿量，需破碎机台数为：
649.09.2879.1691.113=⨯==Q KQ n ，取一台；
方案比较：
考虑到粗碎机的负荷率，经济成本，碎矿设备容易损坏且经常需要维修，故最终确定选用负荷率适宜，数量为1的PEJ1200R1500mm 型号颚式破碎机。

4.1.2中碎设备的选择和计算
中碎初步选用PRR-B1628和PRR-B2235标准圆锥破碎机。

4..1.2.1PRR-B1628该机在标准条件下的生产能力为：e q Q 00=查表5-3得)/(t 0.7q 0
h mm •=，排矿口mm 25e 8
=，则：
0321Q k k k Q •⨯⨯=，其中)(0.11中硬矿石=k ，K 2
=1.06,上段破碎机排矿口4e 与本段破碎机给矿口宽度2B 之比
456.0285
130
24==B e 查表5-8得02.13=k ，Q=1.02R1.06R1.0R7.0R25=187.4t/h.所需破碎机台数为：987.04.1871.1681.17=⨯==Q KQ n 台，取一台。

4.1.2.2PRR-B2235该机在标准条件下的生产能力为：e q Q 00=查表5-3得)/(t
5.14q 0
h mm •=，排矿口mm 25e 8
=，则：
0321Q k k k Q •⨯⨯=，其中)(0.11中硬矿石=k ，K 2
=1.06,上段破碎机排矿口4e 与本段破碎机给矿口宽度2B 之比
37.0350
130
24==B e 查表5-8得05.13=k ，Q=1.05R1.06R1.0R14.5R25=403.4t/h.所需破碎
机台数为：458.04.4031.1681.17=⨯==Q KQ n 台，取1台。

方案比较
由于PRR-B1628的负荷率太高，建议选用PRR-B2235较合适。

4.3细碎设备的选择和计算
细碎选用PRT-D2213短头圆锥破碎机，该机在开路破碎标准条件下的生产能力为：1300e q Q =，查表5-4得)/(240h mm t q •=，e 为8mm ，则./1928240h t Q =⨯=经过校正后开路条件下生产能力为：
0321Q k k k Q k =其中06.1,0.121
==k k ，
该破碎机排矿口e 与给矿口之比062.0130
8
==B e 查表5-8得2.13=k 则在闭路破碎时h t Q k /9.2411922.106.10.1=⨯⨯⨯=，按通过量计算
的生产能力为：k Q k Q '='，根据矿石性质取2.1=k ，则
h t Q /28.2909.2412.1=⨯='，故所需破碎机台数为：
05.228.2908
.4952.112=⨯==
b Q KQ n 台，取3台；负荷率为%3.68%1003
05
.2=⨯；通过以上计算可知，所选用的破碎设备均可满足设计要求。

选定破碎机技术性能表
第二节筛分设备的选择与计算
4.2.1已知给矿量Q=216.7t/h,给矿粒度为600～0mm ，筛孔尺寸
mm a 1501=，采用固定棒条筛。

其筛分面积a
Q
F
q =
，式中F-条筛的筛分面积，m 2;Q-给入条筛的矿量，t/h ；q-按给矿计的1mm 筛孔宽的固定条筛单位面积生产能力，)/(t 2mm h m ⋅⋅;a-条筛筛孔宽度，mm 。

然后再确定单个筛子的宽度B 和长度L ，则筛子的数量
L B F ⨯=n 。

查表5-12，则2m 12.215068.07.216q =⨯=⨯=a Q F ，一般根据
给矿粒度max d 计算筛子宽度,15006005.25.2max mm d B =⨯==筛子
长度L=2B=3000mm 。

则47.00
.35.112
.2n =⨯=⨯=L B F ，即按上述算出的筛子宽度和长度足够满足要求。

4.2.2第二段破碎的预先筛分
采用单层振动筛，筛分面积计算公式：q
Q
F ∆=
，筛孔尺寸mm a 352=,
查表5-13，取3
2
3
/7.1),/(31m t h m m q =∆•=,所需筛子的有效筛分面积：2111.431
7.17.216m q Q F =⨯=∆=筛子的几何面积
2187.57
.011
.47.0m F F ===，
根据计算结果可选用一台SZZ21500R4000的自定中心振动筛。

4.2.3第三段破碎筛分的预先及检查筛分
（1）已知给矿量h t Q /5.71210=，筛孔尺寸mm a 123=，查表5-13取3
2
3
/7.1),/(1.20m t h m m q =ƥ=
（2）确定产物10中细粒级及粗粒级的含量。

细粒级含量：10
13613
968610γγβγββ---+=，筛孔尺寸之半与第二段破碎机排
矿口之比为24.025
6
=，查图4-6得%206-8=β，筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比为75.08
6=，查图4-9得%256
-13=β，则带入
上式得，%5.238
.3288.22825.01002.06
-10=⨯+⨯=
β； 粗粒级含量：10
1312
13912812
10γγβγββ++++=，筛孔尺寸与第二段破碎机排矿
口之比为48.025
12
=，查图4-6得%65128=+β，筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为5.18
12=，查图4-9得%1512
13=+β，则。

%30%1008
.3288.22815.010065.01210=⨯⨯+⨯=
+β （3）筛分效率采用E=65%；
（4）根据筛子的工作条件，查表5-14确定校正系数为：
0.1,0.1,0.1,75.1,03.1,7.0654321======k k k k k k
（
5
）
所
需
筛
子
的有效筛分面积：
2654321105.161
.207.175.103.17.05
.712)(m q k k k k k k Q F =⨯⨯⨯⨯=∆=ϕ，筛子的几
何面积为24.189
.05
.16m F ==
（6）初步选用RA2100R4800,则台数84.10.104.18n 0=='=F F ,根据计算
结果可选用2台RA2100R4800圆振动筛。

所选用筛子的技术性能表
第三节磨矿设备的选择与计算
4.3.1磨矿机计算
设计条件：给矿量162.5/h(3900t/d),给矿粒度10mm ，一段磨矿的给矿粒度10mm ，其中-0.074mm 级别含量见《选矿厂设计》，排矿粒度为0.2mm （相当于55％-0.074mm ）。

现场用的mm 36002700⨯φ的格子型球磨机。

85.10=q 根据磨矿细度为-0.074mm55%，一段闭路磨矿流程，磨矿机初步定为36002700⨯φ格子型球磨机30003200⨯φ和36003200⨯φ格子型球磨机进行计算和方案比较。

4.3.1.1计算现场生产用的磨机单位生产能力（-0.074mm 级别计算）
85.10=q 。

4.3.1.2计算不同规格球磨机的q 值，43210k k k k q q =，式中8
5.10=q 查表5-15得0.11=k ，查表5-18得13=k ，查表5-19得14=k 对36002700⨯φ，查表5-16,2k =1.0,则q=1.85R1.0=1.85; 对30003200⨯φ，查表5-16,2k =1.09,则q=1.85R1.09=2.0； 对36003200⨯φ，查表5-16,05.12=k ,则q=1.85R1.09=2.0;
4.3.1.3计算台数，qV
Q n )
(12ββ-=，式中Q=162.5t/h ，。

，%10%5512==ββ 对
3600
2700⨯φ，
q=1.85,V=18.5
3
m ，
则
台；
取3,14.25
.1885.1)
10.055.0(5.162=⨯-⨯=
n 对30003200⨯φ，q=2.0,V=21.83m ,则68
.18.210.2)
10.055.0(5.162=⨯-⨯=n
取2台； 对
3600
3200⨯φ，q=2.0,V=26.2
3
m ，则
台；
取2,40.12
.260.2)
10.0-55.0(5.162n n =⨯⨯= 4.3.1.4比较
由方案比较结果可知，Ι和Ⅲ负荷率较小，应该选择方案Ⅱ；循环负
荷校核：h m h m V Q Q C ⋅<⋅===332/t 14/04.136
.437
.568，即正常情况下不
会出现磨机涨肚现象。

因此选择MQG3230磨机2台。

二段磨矿的给矿粒度为0.2mm （相当于55％-0.074mm ），排矿0.1
（相当于90％-0.074mm ）。

现场用的mm 36002700⨯φ的溢流型球
磨机8.10=q 。

初步选定36002700⨯φ溢流型球磨机、
40002700⨯φ溢流型球磨机和45003200⨯φ溢流型球磨机。

（1）计算不同规格球磨机的q 值，43210k k k k q q =，式中8.10=q 查表5-15得0.11=k ，查表5-18得9.03=k ，查表5-19得87.04=k 对36002700⨯φ，查表5-16,,12=k 则q=1.8R0.87R0.9=1.41; 对40002700⨯φ，查表5-16,2k =1.,则q=1.8R0.9R0.87=1.41； 对
4500
3200⨯φ，查表5-16,
09
.12=k ,则
q=1.8R1.09R0.9R0.87=1.54; (3)计算台数，qV
Q n )
(34ββ-=
，式中Q=162.5t/h ，
%55%9034==ββ，
对36002700⨯φ，
q=1.41,V=14.03m ，则88.20
.1441.1)
55.09.0(5.162=⨯-⨯=n
取3台；
对40002700⨯φ，q=1.41,V=18.53m ,则18
.25.1841.1)
10.055.0(8.95=⨯-⨯=n
取3台； 对
4500
3200⨯φ，q=1.54,V=21.8
3
m ，则
台；
取2,68.18.2154.1)
55.0-9.0(8.95n n =⨯⨯= （4）比较
由方案比较结果可知，应该选择方案Ⅲ，总功率相近数量少；循环负
荷校核：h m h m V Q Q C ⋅<⋅===
338/t 14/t 18.116
.435.487，即正常情况下不会出现磨机涨肚现象。

因此选择MQR3245磨机2台。

磨矿机技术性能表
第四节分级设备的选择和计算
4.4.1螺旋分级机计算和选型
已知条件：设计的给矿量162.5t/h,返砂量为406.25t/h,矿石密度为2.77t/h,分级机溢流细度55%-0.074mm 。

（1）螺旋分级机形式选择。

根据分级溢流细度可采用高堰式分级机。

分级机生产能力为h t Q /75.1781.15.162=⨯=（1.1为矿量波动系数） （2）计算螺旋分级机直径，2
124103
.008.0k mk Q
D +-=，式中Q=178.75t/h,m=2(螺旋数)，1)7.277.2(5.011=-+=k ，2k 查表
5-19和5-22得41.12=k ，则m D 9.341.11275
.17824103.008.0=⨯⨯⨯+-=，
选用螺旋分级机2FG-20数量2台。

（3）返砂量校核，h t nD mk Q /240224
9.36.312135241353
31=⨯⨯⨯⨯=='，
n 为螺旋转速（r/min ）。

)(/5.487/24028Q h t h t >,所以返砂量满足设计要求。

4.4.2水力旋流器的选择与计算
根据二段闭路磨矿中溢流中最大粒度和处理量，初步确定水力旋流器直径为D=350mm 。

且选用的旋流器的给矿口直径mm d f 80=， 溢流管直径mm d ov 90=，沉砂口直径mm d s 60=。

验证水力旋流器的溢流粒度：)
(5.105
.0max ρρβ-=P K d Dd d D s ov 067.15
.312
.18.01.012.18.0=++=++=D K D
%79625
.170650650
=+=β；
所以um um d 130117)177.2(12.0067.1679
9355.15
.0max <=-⨯⨯⨯⨯⨯⨯=符合要求。

一台水力旋流器的处理量为P d d K K V ov f D ∂=3其中
006.110tan 0379.0044
.0799.02
tan 0379.0044
.0799.0=++=∂++=∂。

K 所以h m V /13.6412.069067.106.133
5.0=⨯⨯⨯⨯⨯=
32.613.644.4050===V V n 取n=10；2台备用，共8台组成一个水力旋流
器组。

水力旋流器性能表（mm ）
第五节浮选设备的选择与计算
首先先进行矿浆体积V 的计算，根据V 选择浮选机几何容积，然后再计算浮选机槽数n 。

60
)
1
(1ρ
+=
R Q K V ,式中V-进入作业（如粗选）的矿浆体积，
m 3/min;Q-作业的矿石量，t/h;R-矿浆液固比；矿石密度，t/m 3;K 1-给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K 1=1.0;当浮选前为湿式自磨时，K 1=1.3，有前面磨机知这里K 1=1.0。

KV Vt
n =
,式中n-作业所选浮选机槽数；t-作业浮选时间（min ）V 0-所选浮选机的几何容积(m 3)；K-浮选机有效容积与几何容积之比，机械搅拌式浮选机K=0.60～0.85。

K 与泡沫层厚度有关，泡沫层厚时，取小值，反之，取大值。

一、浮选机的选择与计算
（1）粗选作业：h t Q /44.22810=，粗选作业浓度为25%，则R=3.0，已知粗选浮选时间t=10min,则该作业每分钟流量为：
min /8.1260
)
77.21
0.3(44.2283m V =+⨯=
选用高H=7m 的浮选柱，则浮选柱直径D 可按下列经验公式算出：
;
m 8.5,77.5)
3.01(71510)77.21
0.3(44.2281)
1(15)1
(01==-⨯⨯⨯+
⨯⨯=
-+=
D m K H t R Q K D 取ππρ
（2）扫选1：h t Q Q /3.16912==，扫选的作业浓度为27%，则R=2.7，
已知扫选浮选时间t=8min,则该作业每分钟流量为：
min /47.1060
)
77.21
7.2(3.1693m V =+⨯=
选用高H=5m 的浮选柱，则浮选柱直径D 可按下列经验公式算出：
;m 4.5,33.5)
3.01(5158)77.21
7.2(3.1691)
1(15)1
(01==-⨯⨯⨯+
⨯⨯=
-+=
D m K H t R Q K D 取ππρ
（3）精选1：h t Q Q /60.8615==，精选1的作业浓度为22%，则R=3.5，已知精选1浮选时间t=12min,则该作业每分钟流量为：
min /57.560
)
77.21
5.3(60.863m V =+⨯=
选用KRF-16浮选机，则V=16，K=0.75，则57.575
.0812
57.5=⨯⨯=
n 槽，
考虑矿量波动，故n=5.57R1.15=6.4，取8槽。

（2）精选2：h t Q Q /29.3919==，精选2的作业浓度为20.8%，则R=3.8，已知精选2浮选时间t=10min ，则该作业每分钟流量为
min /97.160
)
77.21
8.3(29.393m V =+⨯=
选用RJ-58浮选机，则V=5.8，K=0.7，8.47
.08.510
97.1=⨯⨯=n 槽，
考虑矿量波动，故n=4.8R1.15=5.52，取6槽。

（3）精选3：h t Q Q /83.1124==，精选3的作业浓度为20%，则R=4，
已知精选3浮选时间t=8min ，该作业每分钟流量为： min /87.060
)
77.21
4(83.113m V =+⨯=
， 选用RJ-6浮选机，V=0.62，K=0.65则，8.365
.08.28
87.0=⨯⨯=n ，
考虑矿量波动，故n=3.8R1.15=4.37，取6槽。

浮选机技术性能表
浮选柱技术性能表
二、搅拌槽的选择与计算
由实际生产可知：我们需要在进入粗选之前对矿浆进行搅拌，为了在设备上匹配，现也选择1台搅拌槽。

已知;/77.2,0.3,/5.16277h t R h t Q ===δ又60
)1
(1t
R Q K V ρ
+
=，
min)7(6.6360
7)77.21
0.3(5.1620.160)1
(1取t R Q K V =⨯+
⨯=
+=
ρ
，
则现选择2台RB-4000矿用普通搅拌槽。

搅拌设备选择计算表
第五章辅助设备的选择与计算
第一节矿仓的选择与计算
一、原矿承受仓的选择与计算
由计算得知m i n /214.0/8.7673310m q h m V =⇒= 选取砂泵的标准管径：
m v q D L L 48.0)2.1785.0/(214.0)785.0/(=⨯==
根据L D 选取标准管径mm D D 500,=查表取 砂泵扬程的计算：
h i L H H W
P j +⨯+≥ρρ)
(，3/2.16.45267.13401.404m t P =+=ρ
9.3214.023.8622=⨯=•=q A i 22.1)5.19.36(+⨯⨯+≥∴j H m H j 3.14≥⇒
砂泵由矿浆扬程折算清水扬程：
W
P
m
h S K K K H H ρρ=,94.025.025.0125.01=⨯-=-=W h C K m 8.1894.08.025258.0=⨯⨯=k s m H H K ，查表为，取
符合要求。

,j K H H >初步选为6PS 砂泵。

泵的轴功率：kw qH N P W 06.064.01022
.125126.010210=⨯⨯⨯==
ηρ 电机功率：kw N K N 076.095
.006
.02.10=⨯==η
第三节 给矿机的选择与计算
一、原矿仓下给矿机的选择与计算
考虑到原矿的最大给料粒度为600mm,初步确定原矿仓下的给矿机用重型板式给矿机。

规格：1200R5000重型板式给矿机。

给矿机生产能力计算：γϕBhv Q 3600=
所以h t Q /4.2648.07.105.019.02.13600=⨯⨯⨯⨯⨯⨯=
符合要求。

,7.2164.264>
二、细碎分配矿仓给矿机的选择与计算
细碎分配矿仓给矿级选择摆式给矿机。

规格：300R300
给矿机生产能力计算：γϕBhLn Q 60=
h t Q /4373.07.16817.03.060=⨯⨯⨯⨯⨯⨯=
符合要求。

,2.420437> 三、粉矿仓下给矿机的选择与计算 细碎分配矿仓给矿级选择带式式给矿机。

给矿机生产能力计算：γϕBhv Q 3600=
h t Q /4.2578.07.105.019.02.13600=⨯⨯⨯⨯⨯⨯=
符合要求。

,2.1654.257>
第四节 磨浮车间检修起重机的选择
第六章选矿工艺生产过程描述
一、破碎段的工艺描述
矿区主要靠公路运输，采场与选产之间用电机车运输，原矿经竖井提升至选厂粗碎矿仓。

粉矿仓下用重型板式给矿机将原矿仓里的矿料送入PEJ1200R1500的颚式破碎机机进行粗碎，粗碎的原矿最大给料粒度为600mm ，经粗碎后产品最大粒度为171.4mm 。

粗碎后的产品用自定中心振动筛预先筛分，筛下产品直接送入预先及检查筛分的细筛设备，筛上产品送入型号为PRR-B1628的标准型圆锥破碎机。

最后用型号为PRT-D2213的短头圆锥破碎机细碎，碎矿的最终产品粒度为10mm 。

二、磨浮车间选矿工艺描述
破碎后的物料送入粉矿仓储存，粉矿仓下用带式给矿机将矿料送入磨矿车间磨矿，使其达到合适的选别作业要求。

磨矿采用两段全闭路磨矿。

一段磨矿的给矿粒度10-12mm ，其中-0.074mm 级
别含量见《选矿厂设计》，排矿粒度为0.2mm （相当于55％-0.074mm ）。

二段磨矿的给矿粒度为0.2mm （相当于55％-0.074mm ），排矿0.1（相当于90％-0.074mm ）。

第一段磨矿的循环负荷%2501=C ,第二段磨矿的循环负荷。

%3502=C 第一段分级设备用螺旋分级机，第二段分级设备用直径为350mm 的水力旋流器组，8台一组，2台备用，共10台。

磨矿后用一粗一扫三精的浮选流程进行选别。

粗选用直径为5.8m 的浮选柱选别，粗选精矿用8台型号KRF-16的浮选机精Ⅰ精选，粗选尾矿用直径为5.4米的浮选柱扫选。

精选Ⅰ尾矿与扫选精矿一起返回粗选作业，扫选尾矿成为最终尾矿。

精选Ⅰ精矿送入精选Ⅱ精选，精选Ⅱ精矿送入精选Ⅲ精选，精选Ⅲ精矿成为最终合格精矿。

精选尾矿顺序返回。

参考文献：
《矿物加工工程设计》/王毓华，王化军主编.—长沙：中南大学出版社
《选矿厂设计》/冯守本主编.—北京：冶金工业出版社，1996高等学校教育用书
《选矿厂设计参考资料》/选矿厂设计参考资料编写组.—冶金工业出版社
《选矿手册》第七卷/选矿手册编辑委员会.—冶金工业出版社 《选矿厂辅助设备与设施》/周晓四主编.—北京：冶金工业出版
社，20RR.9。