选矿厂设计课程设计广西大学

课程设计任务书题目：某铜浮选厂磨浮车间初步设计学生姓名：沈家华
专业班级：矿资101
指导教师：杨梅金
工作单位：广西大学资冶学院日期：2014年1月
1、初始条件和要求
1.1 初始条件
1.2 设计要求
2、设计内容
2.1 给定条件
2.2 设计内容
3、课程设计步骤与方法
3.1 一段闭路磨矿流程的计算
3.2 磨矿和两次精选数质量流程的计算3.3 粗磨设备的选型与计算
3.4 分级设备的选型与计算
3.5 浮选设备的选型与计算
3.6 辅助设备的选型与计算
4、课程设计图纸
4.1 磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图
4.2 磨矿、浮选车间机械设备联系图
5、教材及参考书
1 初始条件与要求
1.1 初始条件：（详见设计任务书）
1.1.1选矿厂生产能力Q=1400 T/d,原矿品位3=1 %；
1.1.2最终精矿品位3=23.00%;最终精矿回收率 & =93%
1.13粗磨原矿中-200目含量为0%；粗磨产品中-200目含量为65.00%。

1.2 设计要求：
1.2.1、计算各产物重量Q、产率Y
1.2.2、进行矿浆流程计算；
1.2.3、计算磨矿机、分级机的型号及所需的台数,并进行方案比较；
1.2.4 计算选别流程浮选机的槽数和型号规格；搅拌槽的槽数和型号规格；
1.2.5 对主厂房进行设备配置。

2 设计内容
2.1 给定条件
图2-1磨矿浮选车间流程
表2-1 设计条件
2.2设计内容
2.2.1流程计算部分：
2.2.1.1 一段闭路磨矿流程的计算
2.2.1.2选别矿浆流程的计算
2.2.2主要设备的选型与计算部分
2.2.2.1粗磨与分级设备的选型与计算
2.2.2.2粗选、扫选、精选浮选设备的选型与计算
2.2.3辅助设备的选型与计算
2.2.
3.1原矿仓的选择与计算
2.2.
3.2原矿仓下给矿机的选型与计算
2.233磨矿仓给矿机下胶带运输机的选型与计算
2.234搅拌槽的选择与计算
2.2.4 画图部分：
2.2.4.1 粉碎、磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图
2.2.4.2 磨矿、浮选车间机械设备联系图
3 课程设计步骤与方法
3.1 一段闭路磨矿流程的计算
图3-1 磨矿流程图
主要是求流程中各点的Q与丫。

具体是求Q2、Q5、Y、Y ••• Q i=Q ' 4=1400(t/d), Q' 5=CQ i=3x1400=4200(t/d), Q' 2=Q' 3=Q I+Q ' 5=1400+4200=5600(t/d);
根据r n=Q n/Q1
r2=Q' 2/Q1=5600/1400=4,
r5= Q' 5/Q1=4200/1400=3。

( 1)确定矿浆浓度Cn
<1>必须保证的浓度
磨矿作业浓度Cm=T' =80%,分级溢流浓度Cc=40%
<2>不可调节浓度
原矿浓度Co=97%，分级返砂浓度Cs=85%
(2)按Rn=(100-Cn)/Cn 计算固液比RT, R4', R5'和Rm
RT =(100-Co)/Co= (100-97) /97=0.031
R4' =(100-Cc)/Cc= (100-40) /40=1.5
R5' =(100-Cs)/Cs= (100-85) /85=0.1765
Rm=(100-Cm)/Cm= (100-80) /80=0.25
(3)按Wn=Qn x Rn 计算水量WT, W4' ,W5'和Wm
WT =Q1'x R1 =1400x 0.03仁43.4 (t/d) =1.81 (m3/h)
W4' =Q4 X R4=1400 x 1.5=2100 (t/d) =87.50 (m3/h)
W5 =Q5 X R5 =4200 X 0.1765=741.3 ( t/d) =30.89 (m3/h)
Wm =Qm X Rm= (QT + Q5 ') Rm= (1400+4200)X 0.25=1400 (t/d) =58.33 (m3/h) ⑷按Ln=W 作业-X Wn计算补加水Lm和Lc
Lm=Wm- W1 ' - W5 =1400-43.4-741.3=615.3 ( t/d) =25.64 (m3/h)
Lc= W4 + W5 - Wm=2100+741.3-1400=1441.3 (t/d) =60.05 (m3/h)
3.2磨矿和两次精选数质量流程的计算
3.2.1按公式Nn=C(np —ap)、N B =np —ap、N£ =Nn-N B求出所需原始指标数、品位指标数及回收率指标数。

Nn=C(n p—a p)=3 x(12-6) =18;
N B =n p —a p=12-6=6;
N£ =Nn-N B =18-6=12;
式中Np ――原始指标数(不包括已知的给矿指标)；
C ----- 计算成分(参与流程计算的项，若流程只计算产物重量，如破碎，磨矿流程，
则C=1；若流程既要计算产物重量，又要计算中各种金属的含量，则C=1+e；
e ------ 参与流程计算的金属种类数；单金属矿e=1，两种金属矿e=2，…依次类推;
np——流程中的选别产物数(不含混合产物数)；
ap ――流程中的选别作业数(不含混合作业数)；
N B ——品位指标数；
N£------ 回收率指标数。

3.2.2据试验报告及现厂生产数据选定原始指标数及具体指标 (见设计条件表2-1、2-2、2-3)
324按公式Y=3£ n/n求出已给产物(知的产率Y,再用平衡方程式求出其余产物的丫n值
已知各产物B和「
许=3.65%,西=0.134%,田=12.78%, ^10=1.10%,创仁0.27%, ®2=0.103%, P 15=23%,
创6=2.52%, ^17=0.141%,目8=0.082%,目9=0.107,& 15=93%
一求已知品位B的产率：
①计算丫15
Y5X®5= &15邓1
所以Y 15=£ 15 邓1/315=93X1/0.23=4.04%
②计算询和Y6
Y= Y5+ Y6
Y39= 丫15 05+ 丫161防
所以Y= Y5( 015-0 16)/( 09-016)
=4.04%(23%-2.52%)/(12.78%-2.52%) =8.06%
③计算Y与Y0
Y6+ Y= Y+ Y0
丫16 0 16+ 丫 4 0 4= 丫9 0 9+ 丫10 0 10
Y0=[ Y 9( 0 0 4)+16( 04 16)]/( -0014)
=[8.06%(12.78%-3.65%)+4.02% (3.65%-2.52%) ]/(3.65%-1.10)=30.64%
④计算Y0与0 20
Y= Y5+ Y0
丫 1 0 1 = 丫150 15+ 丫20 0 20
Y=100%
Y0= Y- Y5=100%-4.04%=95.96%
包0=(Y 0-Y5 015)/ Y0
=(100%X1%-4.04%X23%)/95.96%
=0.074%
⑤计算Y8与Y9：
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H &6
所以比=(Y1S1 + Y2®2) /Y=(42.33%X 0.27%+169.19%X 0.103)/211.52%=0.14% 37= (Y 田+Y0®0) / Y= (8.06%X 12.78%+30.64%x 1.10%) /38.7%=3.53%
33= (Y3+Y^5) IY= (34.682%X 3.65%+138.29%X 0.134%) /172.97%=0.84%
31 4= ( Y1 7 31 7+ Y1 8 31 8 ) /Y14=(73.23%X 0.141%+126.67%X0.082%)
/199.9%=0.104%
313=(Y11311+Y10310) /Y13=(42.33%X 0.27%+30.64%X1.10%) /72.97%=0.62%
二求各产物的重量：
Q1=Q2=1400t/d
Q15=Q1 Y15=1400X4.04%=56.56 t/d
Q20=Q1 Y20=1400X 95.96%=1343.44 t/d
Q9= Q1Y9=1400X8.06%=112.84 t/d
Q16=Q9-Q15=112.84-56.56= 56.28 t/d
Q4= Q1Y4=1400X34.682%=485.55 t/d
Q10=Q4+Q16-Q9=485.55+56.28-112.4=428.99 t/d
Q7=Q16+Q4=56.28+485.55=541.83 t/d
校核：
Q7=Q9+Q10=112.84+428.99=541.83 t/d
Q19= Q1 Y19=1400X 30.71%=429.94 t/d
Q18=Q19+Q20=429.94+1343.44=1773.38 t/d
Q17= Q1Y17=1400X73.23%=1025.22 t/d
Q14=Q17+Q18=1025.22+1773.38=2798.6 t/d
Q12=Q17+Q18-Q19=1025.22+1773.38-429.94=2368.66 t/d
校核：
Q14=Q12+Q19=429.94+2368.66=2798.6 t/d
Q11= Q1 Y1 1=1400X 42.33%=592.62 t/d
Q5=Q11+Q12-Q17=592.62+2368.66-1025.22=1936.06 t/d
Q8=Q11+Q12=592.62+2368.66=2961.28 t/d
校核：
Q8=Q5+Q17=1936.06+1025.22=2961.28 t/d
Q13=Q10+Q11=428.99+592.62=1021.61 t/d
Q3=Q2+Q13=1400+1021.61=2421.61 t/d 校核：Q3=Q4+Q5=485.55+1936.06=2421.61 t/d
3.2.4 计算各产物的回收率
20= 2- ^5=100-93=7%
9= Y^/?1=8.06X 12.78/1=103%
d6= 9- £15=103-93=10%
4= Y P4/^1=34.682X 3.65/1=126.59%
10= 4+ 16=126.59+10-103=33.59%
7= 9+ 10=103+33.59=136.59%
校核：
7= 4+ 16=126.59+10=136.59%
"9= Y9 创9/ 创30.71 X 0.107/1=3.28%
18= 19+ 20=3.28+7=10.28%
d7=^17 317/p1=73.23X 0.141/1=10.32%
12= 17+ 18- 19=10.32+10.28-3.28=17.32%
14= 17+ 18=10.32+10.28=20.6%
校核：
14= 12+ 19=17.32+3.28=20.6%
d1 = yl1 p11/p1=42.33X 0.27/1=11.43%
5= 11+ 12- 17=11.43+17.32-10.32=18.43%
8= 5+ 17=18.43+10.32=28.75%
校核：
8= 11+ 12=11.4317.32=28.75%
13= 10+ 11=33.59+11.43=45.02%
3= 2+ 13=100+45.02=145.02%
校核：
3= 4+ 5=18.43+126.59=145.02%
326列出浮选流程数质量平衡表
表3-1浮选流程数质量平衡表
粗选作业由作业排出产物
4 粗选作业精矿485.5
5 34.682 3.65 126.59
5 粗选作业尾矿1936.0
6 138.29 0.134 18.43 小计2421.61 172.9
7 145.0
2
扫选作业 I 进入作业物料
5 粗选尾矿1936.0
6 138.29 0.134 18.43 11 I次扫选精矿1025.22 73.23 0.141 10.32 小计2961.28 211.52 28.75 扫选作业 I 由作业I排出产物
11 扫选作业I精矿592.62 42.33 0.27 11.43
12 扫选作业1尾矿2368.66 169.19 0.103 17.32 小计2961.28 211.52 28.75 扫选作业 II 进入作业物料
12 扫选作业1尾矿2368.66 169.19 0.103 17.32 19 扫选作业III精矿429.94 30.71 0.107 3.28 小计2798.6 199.9 20.6 扫选作业 II 由作业II排出产物
17 扫选作业II精矿1025.22 73.23 0.141 10.32
18 扫选作业II尾矿1773.38 126.67 0.082 10.28 小计2798.6 199.9 20.6 扫选作业 III 进入作业物料
18 扫选作业II尾矿1773.38 126.67 0.082 10.28 小计1773.38 126.67 0.082 10.28 扫选作业 III 由作业III排出产物
20 扫选作业III尾矿1343.44 95.96 0.074 7.00 小计1343.44 95.96 0.074 7.00 精选作业 I 进入作业物料
4 粗选精矿485.5
5 34.682 3.65 126.59 1
6 精选II尾矿56.28 4.02 2.52 10.00
327选别流程矿浆流程计算
(1)确定矿浆浓度Cn
<1>必须保证的作业浓度
粗选作业浓度Cr=T=30%
精选I作业浓度Ck1= Tk仁25%
精选II作业浓度Ck2= Tk2=20%
<2>不可调节的选别矿浆精矿浓度
粗选精矿浓度C4=T4=45%
精选I精矿浓度C9=T9=45%
精选II精矿浓度C15=T15=45%
扫选I精矿浓度C1仁35%
扫选II精矿浓度C17=32%
扫选III精矿浓度C19=30%
(2)按Rn=(100-Cn)/Cn 计算固液比Rr, R4, R k1，R k2，R9, R 11，R15，R17 和R19
W17 和 W19
Rr=(100-Cr)/Cr=(100-30)/30=2.333 R4=(100-C4)/C4=(100-45/45)=1.222
R k1=(100-Ck1)/Ck1=(100-C11)/C11=( 100-25) /25=3 R k2=(100-Ck2)/Ck2=(100-C15)/C15= (100-20)/20=4 R9=(100-C9)/C9=(100-45)/45=1.222 R 11=(100-C11)/C11=(100-35) /35=1.86 R15=(100-C15)/C15=(100-45)/45=1.222 R17 =(100-C17)/C17=( 100-32)/32=2.125 R19=(100-C19)/C19=(100-30)/30=2.333 (3)
按 Wn=Qn x Rn 计算水量 Wr , Wk1,Wk2, W4, W9, W11, W15
Wr=Q3< Rr=2421.61 X .333=5649.62 (m 3/d ) =235.40 ( m 3/h ) Wk 仁 Q7X Rk 仁541.83 X 3=1625.49 (m 3/d ) =67.73 (m 3/h ) Wk2= Q9XRk2=112.84 4=451.36 ( m 3/d ) =18.81 ( m 3/h ) W4= Q4X R4=485.55 1.222=593.34 ( m 3/d ) =24.72 ( m 3/h ) W9= Q9X R9=112.84 1.222=137.89 ( m 3/d ) =5.75 (m 3/h ) W11= Q1X R11=592.62 1.86=1102.27 (m 3/d ) =45.93 ( m 3/h ) W15 = Q15X R15=56.56 >1.222=69.12 ( m 3/d ) =2.88 (m 3/h ) W17= Q17X R17=1025.22 2.125=2178.59 (m 3/d ) =90.77 (m 3/h ) W19= Q19XR19=429.94 >2.333=1003.05 (m 3/d ) =41.79 (m 3/h ) W16= Wk2- W15=451.36-69.12=382.24(m 3/d ) =15.93(m 3/h ) W5= Wr- W4=5649.62-593.34=5056.28 ( m 3/d ) =210.68(m 3/h ) W7= Wk1=1625.49(m 3/d ) =67.73(m 3/h )
W10= Wk1- W9=1625.49-137.89=1487.6(m 3/d ) =61.98(m 3/h ) W14= W12+ W19=6132.6+1003.05=7135.65(m 3/d ) =297.32(m 3/h ) W8= W5+ W7=5056.28+2178.59=7234.87 (m 3/d ) =301.45(m 3/h ) W12= W8-W11=7234.87-1102.27=6132.6(m 3/d ) =255.53(m 3/h ) W18= W14- W17=7135.65-2178.59=4957.06(m 3/d ) =206.54(m 3/h ) W13= W10+ W11=1487.6+1102.27=2589.87(m 3/d ) =107.91 (m 3/h ) W20= W18+-W19=4957.06-1003.05=3954.01(m 3/d ) =164.75(m 3/h )
⑷按Ln=W 作业-刀Wn计算补加水Lr, Lk1和Lk2
Lr=Wr-W4' - W10-W11=5649.62-2100-1487.6-1102.27=959.75( m3/d) =39.99 (m3/h) Lk仁Wk1-W4-W16=1625.49-593.34-382.24=649.91 (m3/d) =27.08 (m3/h)
Lk2=Wk2-W9=451.36-137.89=313.47 (m3/d) =13.06 (m3/h)
(5)按Vn=Qn (Rn+1/ S)计算矿浆体积Vr, Vk1 , Vk2，和Vn
Vr= Q3 (Rr+1/ ) =2421.63 ( 2.333+1/3.2) =6406.37 (m3/d) =266.93 (m3/h)
Vk1= Q7 (Rk1+1/ S =541.83 (3+1/3.2) =1794.81 (m3/d) =74.78 (m3/h)
Vk2= Q9 (Rk2+1/ S =112.84 (4+1/3.2) =486.62 (m3/d) =20.28 (m3/h)
V4= Q4 ( R4+1/ S =485.55 (1.222+1/3.2) =745.08 ( m3/d) =31.05 (m3/h)
V5= Vr -V4=6406.37-745.08=5661.29 (m3/d) =235.89 (m3/h)
V10= Vk1 -/k2=1794.81-486.62=1308.19 (m3/d) =54.51 (m3/h)
V11= Q11 (R11+1/ S =592.62 (1.86+1/3.2) =1287.47 (m3/d) =53.64 (m3/h)
V17= Q17 (R17+1/ S =1025.22 X(2.125+1/3.2) =2498.97 (m3/d) =104.12 (m3/h)
V15= Q15 (R15+1/ S =56.56 (1.222+1/3.2)=86.79 ( m3/d) (m3/d) =3.62 (m3/h)
V16= Vk2 -/15=486.62-86.79=399.83 (m3/d) =16.66 (m3/h)
V8= Vr5+V17=5796.95+2498.97=8295.92 (m3/d) =345.66 (m3/h)
V12= V8 A/11=8295.92-1121.90=7174.02(m3/d) =298.92 (m3/h)
V19= Q19 (R19+1/ S =429.94 X(2.333+1/3.2) =1137.41 (m3/d) =47.39 (m3/h)
V14= V12 +V19=7174.02+1137.40=8311.42 (m3/d) =346.31 (m3/h)
V13= V10 +V11=1308.19+1287.47=2595.66 (m3/d) =108.15 ( m3/h)
V18= Vr14 -/17=8311.42-2498.97=5812.45(m3/d) =242.19 (m3/h)
V20= Vr18-V19=5812.45-1137.4仁4675.04 ( m3/d) =194.79 (m3/h)
(6)根据Cn=100/ (1+Wn/Qn)求未知产物的浓度Cn
C5=100/ (1+W5/Q5) =100/ (1+5056.28/1936.06) =27.69%
C7=100/ (1+W7/Q7) =100/ (1+1625.49/541.83) =25.00%
C8=100/ (1+W8/Q8) =100/(1+7234.89/2961.28)=29.04%
C10=100/ (1+W10/Q10) =100/(1+1487.6/428.99)=22.38%
C14=100/ (1+W14/Q14) C12=100/ (1+W12/Q12) =100/(1+6642.25/2368.66)=26.29%
C13=100/ (1+W13/Q13) =100/(1+2589.87/1021.61)=28.29%
=100心+7645.3/2798.6)=26.80% C16=100/ (1+W16/Q16) =100/(1+382.24/56.31)=12.84% C18=100/ (1+W18/Q18) =100心+5466.71/1773.38)=24.4% C20=100/ (1+W20/Q20) =100心+4463.66/1343.44)=23.13% (7) 按下式计算工艺工程补加总水量E L
刀 L=E WkWo=W15+W20-W4 =69.12+3954.0-2100=1923.13 (m 3/d ) =80.13 (m 3/h ) 校核：
EL = Lr+ Lk1+ Lk2=959.75+649.91+313.47=1923.13 (m 3/d ) =80.13 ( m 3/h )
(8) 按下式计算选矿厂总耗水量
EL 0= (1.10〜1.15 )XEL =1.13X 1923.13=2173.14 (m 3/d ) =90.55 (m 3/h )
3.2.8画出(磨矿)浮选数质量流程图
磨矿、浮选车间数质量流程图：见选矿工艺A1图纸第1张
3.2.9在浮选数质量流程图上标注水量 W 及补加水量b
见选矿工艺A1图纸第1张。

3.3粗磨设备的选型与计算
3.3.1磨机类型及规格选择一
现厂球磨机为 DxL=2100x3000mr 格子型球磨机，V ' =9用 给料最大粒度12mm 其中—200 目占0%磨矿细度为—200目占65%寸，磨机稳定的生产能力为 Q=18t/h 。

现场磨机q o ：
q o =Q/ （伕仙⑴ / =1865%-0）/9=1.3 t/ （h m 3）
3.4.2各方案磨机生产能力Q 的计算
Q 计=qv/（化一目）,其中 q=k 1k 2k 3k 4q 0,
q ――设计磨矿机按新生计算级别计的单位容积生产能力（t/m 3.h ）; k1 ――被磨矿石的磨矿难易度系数，参考表 5-13确定； k2――磨矿机直径校正系数，查表 5-15确定。

k3――设计磨矿机的型式校正系数，查表5-16 ;
k4 ――设计与现厂生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数；
q0――现厂生产磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力（t/m 3.h ）; 可查得k1=1.0
333各方案磨机台数n及负荷率n计算
n 计=Q/ Q 计，n =n+/n 选；
因给矿粒度为12mm与现厂所用指标相同
所以：k4=m/m\ =1
磨机类型：选湿式格子型球磨机。

磨机规格：初选MQG1500 3OOO, —台。

计算磨机q：
q=k i k2k3k4q o=1.O %.81 X.O X.O *3=1.053t/h m3・
查表表5-13 , 5-15，表5-16 得k1=1.O , k2=O.81 , k3=1.O ; 计算Q设：
Q 设=qv/(化-B 1)=.O53 44/(O.65-O.OO)=7.13(t/h)
计算台数：
n 计=Q O/Q设=58.33/7.13=8.18 台，选9 台。

计算负荷率：
n Q o/n 选Q设=58.33/ (7.13 X 9) =90.90%
n 计-计算所需磨机台数；
n 选—实际选择磨机台数。

磨机类型：选湿式格子型球磨机。

磨机规格：初选MQG2100 2200, —台。

计算磨机q：
q=k1k2k3k4q O=1.O X1.OO X1.O X1.O X1.3=1.3(t/m3.h)
计算Q设:
Q 设=qv/(化-B 1)=.3 X.5/(0.65-0.0)=13(t/h)
计算台数：
n 计=Q/Q 设=58.33/13=4.49 台，选5 台，即n=5 台。

计算负荷率：
n=n 计/n 选Q设=58.33/(13X 5) =89.74%
n计-计算所需磨机台数；n选-实际选择磨机台数。

磨机类型：选湿式格子型球磨机。

磨机规格：初选MQG2100 3OOO, —台。

计算磨机q：
q=k i k2k3k4q o=1.O X.00 X.0 为X1.3=1.3(t/m3.h)
计算Q设：
Q 设=qv/( 32-31)=1.3 9/(0.65-0.0)=18(t/h)
计算台数：
n 计=Q/Q 设=58.33/18=3.24 台，选4 台，即n=4 台。

计算负荷率：
n=n 计/n 选Q设=58.33/(18X4) =81.01%
n计-计算所需磨机台数；n选—实际选择磨机台数。

^方m :
磨机类型：选湿式格子型球磨机。

磨机规格：初选MQG2700 2100, —台。

计算磨机q：
q=k1k2k3k4q0=1.0 为.17 1.0 为 >1.3=1.521 (t/m3.h)
计算Q设:
Q 设=qv/( 32-3 1)=1521 X10.1/(0.65-0.0)=23.634(t/h)
计算台数：
n 计=Q/Q 设=58.33/23.634=2.47台，选3 台，即n=3 台。

计算负荷率：n=n 计/n 选Q设=58.33/ (23.634X 3) =82.27%
n计-计算所需磨机台数；n选—实际选择磨机台数。

方案IV 磨机类型：选湿式格子型球磨机。

磨机规格：初选MQG2700 2700, —台
计算磨机q：
q=k i k2k3k4q o=1.O X.17 X.0 为X1.3=1.521 (t/m3.h) 计算Q设：
Q 设=qv/( B2- B 1)=1521 x l4/(0.65-0.0)=32.76(t/h)
计算台数：
n =Q/Q 设=58.33/32.76=1.78台，选2 台，即n=2 台。

计算负荷率：
r=n 计/n 选Q设=58.33/ (32.76 >2) =89%
3.3.4列出方案比较表，确定最终方案
通过各方案的比较，可知方案的磨机数目过多，而方案的川价格较高，比较之下选择方案IV比较合适。

通过核对，以上方案的q值均满足要求。

3.3.5列出磨机性能指标表
表3-6 磨机性能指标表
3.4分级设备的选型与计算
341分级机类型的选择是依据分级粒度的粗细(0.15mm为标准)
本设计的分级粒度定为小于0.15mm
3.4.2求螺旋分级机的直径
因为本设计中的分级粒度定为小于0.15mm，所以螺旋分级机要选择沉没式。

因为有两台磨矿机，所以每台磨矿机每台处理量Q磨=Q/2=1400/2=700t/d
螺旋分级机直径：
D=-0.07+0.115v f Q1/ (m x k1 X K 2 ] =-0.07+0.115v f700/ (1.25X2X 1)]=1.65m; 取D=2m 选用2FC-20①2000沉没式双螺旋分级机。

查表5-18 知k2=1.0;
k1=1+0.5(-艺7) =1+0.5 X( 3.2-2.7) =1.25;
m取2;
Q1 —按溢流中固体重量计的螺旋分级机处理量，t/h;
m—分级机螺旋个数；
k1 —矿石密度校正系数，k1=1+0.5(》2.7);
k2—分级粒度校正系数，表5-18 ;
3.4.3核对选定分级机溢流生产能力
按公式Q=mk1k2(94D2+16D)/24计算3m双螺旋生产能力：
Q=2X1X. (94X32+16X3) /24=74.5t/h
设计中溢流为Q4 =58.33t/h
因此，2FC-20①2000沉没式双螺旋分级机是可行的
3.4.4核对选定分级机返砂生产能力
Q=135mk1 nD3/24=135 XX1.25 X.6 X324=405t/h
设计中返砂量为Q5=175 t/h
因此，选用2FC-20①2000沉没式双螺旋分级机是可行的。

345查手册、图纸资料看是否满足与球磨机的配置要求
查手册、图纸资料知该螺旋分级机满足与球磨机的配置要求。

346列出螺旋分级机性能表
表3-7螺旋分级机性能表
3.5浮选设备的选型与计算
3.5.1浮选原始资料
浮选时间：椐( 选矿)和现厂资料选定-粗选时间为10分钟，扫选I时间为8分钟，扫选II时间为7分钟，扫选III时间为6分钟，精选I时间为14分钟，精选II时间为12 分钟。

浮选矿浆体积计算：V=K1Q(R +1/ S )/60
式中：V ----- 进入作业的矿浆体积(m3/min )；
Q -------- 进入作业的矿石量(t/h );
R ――矿浆液固比；
S ――矿石密度(t/m 3);
K1 ――给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0;当浮选前为湿式自磨时，
K1=1.3。

Vr=K1Q3(Rr+1/ S )/60=1.0100.9 x( 2.33+1/3.2) /60=4.45 ( m3min);
Vk1= K 1Q7(Rk1 +1/ S )/60=1.074.78 ( 1.22+1/3.2) /60=1.91 ( m3min );
Vk2= K1Q9(Rk2+1/ S )/60=1Q0.28 (3+1/3.2) /60=1.12 (m3min);
V 扫I =K1Q8(R8+1/ S )/60V8/60= 5.76 (m3/min );
V 扫II =K1Q14(R14+1/ S )/60=14/60=5.77 ( m3min );
V 扫 HI =K 1Q 18(R18+1/ S )/60=18/60=4.04 ( m3/min );
3.5.2根据( 选矿)和现厂资料选定各浮选机规格型号
一般精选要比粗选小一型号，查手册可知选定各浮选机有效容积
V i 。

由矿浆体积得粗选、扫选用 XJ-28浮选机，XJ-28机有效容积V 效=2.8m3， 精选均用XJ-6机，有效容积V 效=0.62mB 。

3.5.3计算所需选定浮选机的槽数n 计
按公式n 计=Vt/V 效，计算所需选定浮选机的槽数 n 计，实际选择浮选机槽数为n 选（整数） 并计算选定浮选机的负荷率n =n 计/n 选； n 计 ------ 计算所浮选机槽数； V ---- 矿浆体积（m3/mi n ）；
t ------ 浮选时间，mi n ；
V 效
-浮选机有效容积（m3）；
n 选 -实际选择浮选机槽数；
粗选 n 计=4.45 >10/2.8=15.89 台，取 16 台 n =n+/n 选=15.89/16=99.3% 扫选1 n 计=5.76 >8/2.8=16.46 台， 取 18 台， n =n+/n 选
=16.46/18=91.44%
扫选II
n 计=5.77 >7/2.8=14.43 台， 取 16 台， n =rWn 选
=14.43/16=90.2%
扫选III n 计=4.04 >6/2.8=8.66 台， 取 10 台， n =n+/n 选
=8.66/10=86.6% 精选I
n 计=1.91 >4/2.8=9.55 台，取 10 台，n =n+/n 选=9.55/10=95.5%
精选U n 计=1.12 >2/2.8=4.8 台，取 6 台，n =n 计/n 选=4.8/6=90.0%
3.5.4 列出所有选定的粗选、扫选及各次精选浮选机的技术性能表
表3-9 浮选机技术性能表
选机
3.6辅助设备的选型与计算
3.6.1磨矿仓（磨矿车间矿仓）的选择与计算
已知Q=1400t/d,储矿时间为36小时，给矿最大粒度为12mm
据矿石性质选用高架式圆形平底（底部排料）矿仓，⑴储矿量计算Q=1400X36/24=2100t;
⑵有效容积计算V / =Q/丫=/1.16=12.5m3;
⑶几何容积计算V=V/K=1312.5/0.9= 1458.33m3;
V=1/4（八D2H），使用2个矿仓
取D=10000mm,H=9289mm,取H=10000mm
取出料口宽b>=10dmax=1（0 12=120mm=0.12m；取b=150mm
最终矿仓容积计算：
V=1/4（JID2H）=1/4 （3.14 X02X 10）x 2=1570m3
故最终设计矿仓为直径D=10m,高度H=10m的高架式圆形平底的矿仓。

3.6.2磨矿仓下给矿机的选型与计算
已知Q=58.33t/h, 给矿粒度为-12mm。

据已知条件,初选摆式给矿机,型号600x 600。

给矿量计算：Q给=60 In 丫
© -充满系数取0.4 ;
b 排矿口宽度这里为0.6m;
I 给矿机摆动行程0.206
h- 阀门与阀体间隙高度为0.15；
n-偏心轮转数，转/分，查设备表，47转/分；
矿石松散度丫=1.6t/ m 3.
Q 给=60X0.4 X.6 X.15 X.206 X7X.6=33.46t/h.
n=Q/ Q 给=58.33/33.46=1.74 ，取n=2
故选 2 台即可完全满足要求。

3.6.3磨矿仓给矿机下胶带运输机的选型与计算
带宽计算B=[Q/（k Y C Z ]1/2
式中：k-断面系数，与物料的动堆积角有关，查讲义P105表5-34，断面为平形k=145
（槽形360）;
丫-矿石松散密度，可查讲义P104表5-32，这里取1.6t/m3 ; v- 带速，查讲义P104表5-33，这里取0.8 ;
c-
倾角系数，查讲义P105表5-35，这里取0.85 （倾角为18度）；
将已知数值代入上述公式后得B=0.608m=608mm
参照讲义P106表5-37，选取B=650mr平行胶带输送机即TD69型，带宽B=650mm 校核：
B>=2Dmax+200mm=22+200=224mm
证明所选皮带运输机合适•
3.6.4搅拌槽的选择与计算
(1)原始资料：
a. 搅拌时间：6min
b. 进入搅拌槽矿浆体积V4' =Q4 (R4‘ +1/》=105.72m3/h。

(2)所需搅拌槽容积V K1Q(R ")t
60
式中：V——所需搅拌槽的容积，m3
K1——给矿不均匀系数，这里取K1=1.0;
Q――进入搅拌槽的矿石量，t/h ;
R――液固比，这里为1.5 ;
S ――矿石密度，为3.2 ;
t ----- 搅拌时间，mi n；
V=(1 X 58.33 (1.5+1/3.2 ) )/60=1.76 m3
(3)选择搅拌槽规格台数
查附表2-11，选用XB-1500搅拌槽一台，其有效容积为2.2m3。

表3-10搅拌槽技术性能表
1998.
4
课程设计图纸
4.1 磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图
磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图 :见选矿工艺图纸第 1 张
4.2 磨矿、浮选车间机械设备联系图
磨矿、浮选车间机械设备联系图 :见选矿工艺图纸第 2 张。

5
教材及参考书
[1] 周龙廷.选矿厂设计 [M]. 长沙：中南工业大学出版社， 1999. [2] 选矿设计手册编委会 . 选矿设计手册 [M]. 北京：冶金工业出版社， [3] 大华选厂设计说明书。