东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂课程设计

东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂课程设计
东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂课程设计

课程设计说明书设计题目:东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂

班级:矿物111

学号:201110105105

指导教师:章晓林

学生姓名:王鹏

完成日期:2014年12月5号

课程设计任务书

国土资源工程学院矿物加工过程专业 11 级

学生姓名:王鹏

课程设计题目:东川落雪铜矿500吨/天选矿厂设计课程设计

课程设计内容:

1.设计条件:原矿品位:0.93% 原矿最大粒度:360mm

精矿品位:21% 铜回收率: 80%

2.设计要求:

1、设计说明书30—40页,包括下列部分:

(1)结论

(2)车间生产能力及工作制度

(3)工艺流程的选择和计算

(4)主要设备的选择和计算

(5)总结与体会

2、图纸部分

(1)数质量矿浆流程图1张。

(2)设备联系图(又称设备形象图)1张

(3)磨浮车间设备平面配置图1张。

(4)磨浮车间设备断面配置图1张。

(二)要求

(1)图纸尺寸为N01、2号图纸。

(2)图纸必须严格按照制图规定的要求进行绘制。

(3)配置方案必须慎重考虑,先订出草图,经反复比较,最后进行绘制。(4)图纸的绘制应该先用2H或HB铅笔描出轮廓,经检查无误后,方可用HB

或2B铅笔加粗。

(5)绘制图纸时,可参考标准设计的图纸样本。

(6)说明书力求文字简洁、语句通顺,抄写要清楚、工整。

(7)说明书中的文字应用国务院颁发的简化字。

(8)说明书按照统一的格式和纸张,一律用钢笔抄写。

(9)说明书应有目录、页码,最后应列出参考文献,说明书中的插图和附表应统一编号。

(10)说明书要装订成册,与折叠的图纸一并装入纸袋内(文件袋班级统一购买)(11)图纸和说明书应按规定期限交指导教师、拖交者扣分,不交者以零分计。

目录第一章绪论

第二章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选择

第二节破碎筛分流程的计算

第三节磨浮流程的选择

第四节磨浮流程的计算

第五节矿浆流程的计算

第四章主要设备的选择与计算

第一节破碎设备的选择与计算

第二节筛分设备的选择与计算

第三节磨矿设备的选择与计算

第四节分级设备的选择与计算

第五节浮选设备的选择与计算

第一章绪论

一、云南省东川矿务局落雪矿区地理及交通概况

东川矿务局落雪铜矿位于云南省东北部,地处东经103°,北纬26°14ˊ,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、烂泥坪采选厂开始投产,1973年浪田坝选厂开始投产。

矿区主要靠公路运输,采场与选厂之间用电机车运输,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。

二、原矿性质

1、多元素分析

元素Cu Fe SiO

2 Fe2

O3

Al2

O3

CaO Mg

O

S P Ag(克/

吨)

含量% 0.9 —25.7 2.12 3.61 19.7

8

12.6

7

——11.10

1. 物相分析

物相

氧化铜硫化铜

合计游离结合原生次生

含量27.75 15.03 1.73 55.49 100.00

东川落雪矿区出露的地层为元古代昆阳群,属地槽型沉积矿床,厚度大,变

质轻微,褶皱强烈,断裂发育。

落雪铜矿床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、铜兰、硅孔雀石次之。

硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿其次是铜兰和黄铜矿。其构造为浸染状、星点状、散点状为主,网脉状较少,部分沿围岩层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0.01~0.6mm之间,脉石矿物以白云石、石英为主,长石、方解石次之。

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δT=2.77,假比重Δ=1.7,普氏硬度3~11,含水2%。

三、(一)、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;原矿最大块粒度为200~600毫米,碎矿最终产品粒度为10~12毫米。

3、原矿及粗、中细碎机产品粒度曲线见《选矿设计参考资料》。

(二)、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%-0.074)

3、二段磨的给矿粒度为0..2mm(55%-0.074),排矿0.1mm(相当于

90%-0.074)。

4、第一段磨矿的循环负荷C I=200%~300%,第二段磨矿的循环负荷为250%~350%。

(三)、计算浮选流程的原始指标

1、各作业铜精矿的回收率和品位见下表表6

产品号码 3 6 8 10 12 15

品位/% 0.8 5.3 9.2 1.1 15.7 21.0

回收率/% 100 88.2 85.4 6.0 83.0 80.0

2、建议的浮选时间见下表

作业名称粗选扫选精选I 精选II 精选III

浮选时间(分)8~15 8~15 8~15 8~15 8~15

3、建议的搅拌时间:

粗选前矿浆搅拌时间为3~5分钟;

四、计算矿浆流程的原始指标

建议各作业和产品的必须保证的液固比(R n值),不可调节的液固比(R n 值)。

必须保证的R n值不可调节的R n值

磨矿浓度:

一段70%~75%

二段65%~70% 矿:含水量为2~8%

分级返砂浓度:65%~80% 浮选泡沫浓度:

分级溢流浓度:

一段40%~60%

二段25%~40% 浮选作业浓度:

粗选25%~40%

扫选28%~45%

精选10%~20% 粗选精矿15%~35% 扫选精矿10%~20% 精选精矿15%~25%

四、(一)选矿厂设计的重要性

随着矿产资源开发利用的不断深化,矿产资源的特性逐渐向贫、细、杂的方向发展。所谓“贫”即原矿的品位日益降低;所谓“细”即原矿的堪布粒度越来越细,需要磨得很细才能进行分选;所谓“杂”即矿床组成复杂,多金属复合矿难选矿越来越多,要求回收的元素也越来越多。虽然我国是矿产大国,但是贫矿多,富矿少,嵌布粒度细,伴生元素多,矿床类型复杂。由于这些原因,对矿产资源的开发难度越来越大。这就促进了选矿技术的迅速发展,有可能实现经济的处理低品位的矿石。

选矿厂设计是把先进的科学技术应用到选得经济效益都起着决定性的作用,对提高选矿科学技术水平也起着非常重要的作矿生产中,尽可能得回收各种有用元素,降低成本和能耗,减少污染,以实现最大的经济效益的途径。做好选矿厂设计,对节约投资,建成后迅速达到设计规模和取用。

(二)厂址

厂址选择直接影响基建投资、建设进度、投产后生产和经济效果以及地区环境和农业生产,因此它是设计前期一项政策性很强的工作。厂址选择必须贯彻我国的各项方针政策,满足工艺要求,体现生产与生活的长期合理性。厂址选择应遵循以下原则:

1、选厂厂址应尽量靠近矿山。

2、厂址地形要满足选厂工艺流程的需要。

3、要贯彻节约用地原则。

4、尾矿库容积应与选厂规模及服务年限相适应。

5、选厂厂址要尽量靠近水源,减少输水管线长度和能耗;在确定水源时要特别注意不得与农业争水。

6、选厂要有可靠的电源。

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

破碎车间工作制度为330天,每天3班,每班工作6小时;磨浮车间的工作制度为330天,每天3班,每班8小时;脱水车间的工作制度为330天,每天3班,每班4小时车间生产能力及工作制度见表。

车间名称年工作

日数

日工作

班数

班工作时

生产能力

设备作业率(%)

吨/年吨/日吨/时

破碎

车间

330 3 6 165000 500 27.8 67.81 磨浮

车间

330 3 8 165000 500 20.8 90.41

第三章 工艺筛程的选择与计算

第一节 破碎筛分流程的选择和计算 3.1.1 破碎筛分流程的选择

因原矿属于中等可碎性矿石,矿石中细粒的含量较高,故采用预先筛分;

各种各碎矿机排矿产物中存在有大于排矿口的过大颗粒,如鄂式破碎机中含有25%,标准破碎机中含有35%,短头破碎机中含有60%,故应有设检查筛分。

破碎段数取决于选厂原矿最大粒度与最终破碎产品的粒度,取决于总破碎比。由于磨矿作业电耗占整个选厂电耗的50%—60%,而破碎作业仅占10%—15%,所以尽量减少产品粒度,多碎少磨,以减少能耗。破碎车间的小时处理量为44.44t/h ,原矿最大块尺寸为360mm ,破碎最终产品的粒度为10mm ,总破碎比为3610

360

===

d D S 。根据现场生产实际及参考类似选厂,为了达到所要求的破碎最终产品粒度,以及考虑到“多碎少磨”原则及严格控制进入一段磨机的给矿粒度,提高磨机生产效率,因此,本设计选用破碎流程为三段一闭路的破碎流程。

3.1.2破碎筛分流程的计算

设计已知条件:选矿厂规模为500t/d ,原矿品味0.8-0.9%左右,平均氧化率18-40%,结合率为7-14%。真比重δT =2.77t/m 3,假比重Δ=1.7 t/m 3,根据普氏硬度3-11,可知矿石为中等可碎性矿石,矿石含水2%。矿石最大粒度为360mm ,破碎最终产物粒度为10mm ,,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67.81%。

(1)破碎车间小时处理量:Q=500÷(6×3)=27.8t/h;

(2)总破碎比:3610

360

==

=d D S ; (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,流程图如图2-1所示。

破碎筛分流程

(4)各段破碎比:S 1=3.2 S 2=3.2 S 3=3.5; (5)各段破碎产物的最大粒度:

mm 5.1122.3360d 15===

S D mm S d 352

.35.112d 259===, mm S d d 1035

35

3911===; (6)确定各段破碎机排矿口宽度

破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关,即与最大相对粒度有关。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:

e 5=d 5/Z 1max =112.5/1.6=70.31mm,取72mm e 9=d 9/Z 2max =35/1.9=18.4mm,取20mm e 11=0.8d 11=0.8x10=8mm

(7)选择预先及检查筛分筛子筛孔和筛分效率

粗筛:筛孔在e 5≤a 1≤d 5选取

即在72≤a 1≤112.5之间,取a 1=90mm,E 1=65% 中筛:筛孔在e 9≤a 2≤d 9选取

即在20≤a 2≤35之间,取a 2=35mm ,E 2=80% 细筛:细筛按等值筛分工作制度: a 3=1.2d 11=12mm ,E 3=65%

(8)计算各产物的产率和重量

Q 1=Q 5=Q 9=Q 11=27.8t/h 1γ=5γ=9γ=11γ=100% Q 2=Q 190-1βE 1=27.8×0.34×0.65=6.14t/h 2γ=Q 2/Q 1=22.1% Q 3=Q 4=Q 1-Q 2=21.66t/h 3γ=4γ=1γ-2γ=100%-22.1%=77.9% Z 1=

36035=0.10,由图4-3得35-1β=15% Z 2=90

35

=0.39,由图4-5得35-4β=35% 故:35

-5β=35-1βE 1+4

γ

35-4β=37.02%

Q 6=Q 540-5βE 1=27.8×32.28%×0.65=5.83t/h 6γ=Q 6/Q 1=24.06% Q 7=Q 8=Q 5-Q 6=27.8-5.83=21.97t/h

7

γ=8

γ=5γ-6

γ

=100%-24.06%=75.94%

Q 13=Q 13

12133

1291E E ---ββ=65.068.065.040.018.27??-?=46.5t/h

13

γ

=113

Q Q = 12

γ

=13γ=167.42%

Q 12=Q 13=46.5t/h

Q 10=Q 9+Q 13=27.8+46.5=74.3t/h

10

γ=9

γ+13

γ

=267.42%

第二节 磨浮流程的选择与计算

选别流程设计,是整个选矿厂设计的关键部分,设计的成功与否,关系到能否选出合格的精矿产品,能否给企业带来最大的经济效益。一般,粗选都是一次,当原矿品位较高,矿物可浮性较差,而对精矿的质量要求又不很高时,就应该加强扫选,以保证有足够高的回收率,精选作业应少。原矿品位很低,而对精矿的质量要求又很高,就要加强精选。选别流程设计的主要依据是可选性试验提供的推荐的选别流程,在本设计中采用一粗一扫三精浮选流程。 磨矿流程的计算

1、 磨矿流程计算所需原始资料

(1)磨矿车间的工作制度为330天,每天三班,每班8小时,日处理量 Q=500t/h, 小时处理量Q=20.8t/h 。

(2)确定的磨矿细度 磨矿段数主要由磨矿细度与给矿粒度、矿石性质而定,跟有用矿物的嵌布粒度、泥化程度、选别的必要性以及选厂规模也有关系。本次设计磨矿的给矿粒度为10mm ,最终磨矿细度-0.074mm 占90%,矿石属中硬矿石,考虑以上情况,采用两段磨矿比较合适。

一段采用(短筒型)格子型球磨机与螺旋分级机构成闭路磨矿,磨矿细度为-0.074mm 占55%,二段采用溢流型球磨机与水力旋流器构成闭路磨矿,磨矿细度为-0.074mm 目占90%以上。 (3)确定最合适的循环负荷C%

一段磨矿:C 1=250% 二段磨矿:C 2=300%

2、磨矿流程计算

已知:Q 7=Q 1=Q 4=20.8t/h,C 1=250%,C 2=300%,β1=10%,β7=90%,β8=30%(查表4-11),k=0.82.m=1(因为第一段是闭路)。

一段磨矿:

Q 4=Q 1=20.8t/h γ4=γ1=100% Q 3=Q 2=Q 1(1+C 1)=20.8×(1+2.5)=72.8t/h

%02.350%10033

.3366

.116%1001323=?=?=

=Q Q γγ Q 5=C 1Q 1=2.5×20.8=52.00t/h

%02.250%10088

.2000.52%100155=?=?=

Q Q γ 54%1

0.8210.1

-0.90.1k 11

714=?++

=+-+

=m

ββββ

二段磨矿:

h C Q Q Q /t 00.503

.09.0%)

3001)(54.09.0(*8.20)1)((87247189=-+-=-+-=

=ββββ

%02.240%10033

.3300.80%1001889=?=?=

=Q Q γγ Q 6=Q 7+Q 9=20.88+50.00=70.88

%00.340%100*33

.3333.113%100*166===Q Q γ

磨浮流程图如下:

精选Ⅲ

扫选

14

3

23

22

20

19

16

21

精Ⅱ

18

17 13

精Ⅰ

15

11

12

粗选

10

Ⅱ段磨

7

9

8

分级Ⅱ

5

分级Ⅰ

Ⅰ段磨 2

1 原矿

精矿

尾矿

Ⅰ Ⅱ

Ⅲ Ⅳ Ⅴ

Ⅶ Ⅷ Ⅸ

4

6

二、浮选流程计算

1、必要充分的原始指标数目的计算

N p =C(n

p

-a

p

)=2(10-5)=10

2、根据选矿试验确定原始指标

原始指标确定如下:

产物编号7 11 1316 20 23 品位β(%)0.8 5.3 1.19.2 15.7 21.0 回收率ε

(%)

100 88.2 6.085.4 83.0 80.0

3、其余产物ε

n

值的计算

ε14=ε7-ε23=100%-80%=20%

ε17=ε11-ε23=88.2%-80.0%=8.2%

ε22=ε20-ε23=83%-80.0%=3.0%

ε21=ε16-ε23=85.4%-80.0%=5.4%

ε19=ε16+ε22=85.4%+3.0%=88.4%

ε15=ε11+ε21=88.2%+5.4%=93.6%

ε18=ε17+ε13=8.2%+6.0%=14.2%

ε10=ε7+ε18=100%+14.2%=114.2%

ε12=ε13+ε14=6.0%+20%=26%

4、各产品产率的计算由公式γ

n =ε

n

β

1

n

计算精矿产率:

γ7=100%

γ11=ε11β7/β11=0.8%×88.2%/5.3%=13.31% γ16=ε16β7/β16=0.8%×85.4%/9.2%=7.43% γ20=ε20β7/β20=0.8%×83.0%/15.7%=4.23% γ23=ε23β7/β23=0.8%×80.0%/21.0%=3.05% γ13=ε13β7/β13=0.8%×6.0%/1.1%=4.36% γ14=γ7-γ23=100%-3.05%=96.95%

γ22=γ20-γ23=4.23%-3.05%=1.18%

γ21 =γ16-γ23=7.43%-3.05%=4.38%

γ19=γ16+γ22=7.43%+1.18%=8.61%

γ15=γ11+γ21=13.31%+4.38%=17.69% γ18=γ17+γ13=10.26%+4.36%=14.62% γ10=γ7+γ18=100%+14.62%=114.62% γ12=γ13+γ14=4.36%+96.95%=101.31%

5、其余产物品位β

n 的计算由公式β

n

7

ε

n

n

计算:

β12=β7ε12/γ12=0.8%×26%/101.31%=0.21%

β17=β7ε17/γ17=0.8%×8.2%/10.26%=0.64%

β20=β7ε20/γ20=0.8%×5.4%/4.38%=0.99%

β22=β7ε22/γ22=0.8%×3.0%/1.18%=2.03%

β14=β7ε14/γ14=0.8%×20%/96.95%=0.17%

β10=β7ε10/γ10=0.8%×114.2%/114.62%=0.80%

β15=β7ε15/γ15=0.8%×93.6%/17.69%=4.23%

β18=β7ε18/γ18=0.8%×14.2%/14.62%=0.78%

β19=β7ε19/γ19=0.8%×88.4%/8.61%=8.21% 6、各产品矿量Q n的计算由公式Q n= Q1γn计算各精矿矿量:其中

Q7= Q4= Q1=20.80 t/h

Q11= Q7γ11=20.80×13.31%=2.77 t/h

Q16= Q7γ16=20.80×7.43%=1.55t/h

Q13= Q7γ13=20.80×4.36%= 0.91t/h

Q20= Q7γ20=20.80×4.23%=0.88t/h

Q23= Q7γ23=20.80×3.05%=0.63 t/h

Q10= Q7γ10=20.80×114.62%=23.84t/h

Q12= Q7γ12=20.80×101.31%=21.07 t/h

Q15= Q7γ15=20.80×17.69%=3.67 t/h

Q17= Q7γ17=20.80×10.26%=2.21t/h

Q 19= Q 7γ19=20.80×8.61%=1.79t/h Q 18= Q 7γ18=20.80×14.62%= 3.04t/h Q 21= Q 7γ21=20.80×4.38%=0.91t/h Q 22= Q 7γ22=20.80×1.18%=0.24t/h

矿浆流程的计算

各作业及产物Wn 的计算

由公式W n =Q n ·R n 计算已知R n 值的作业和产物的W n : 式中:R n ——各产物与产品之液固比;

Q n ——各作业与产品的矿石干重量 t/h ;

W n ——各作业与产品的水量m 3/h 或t/h ;

原矿含水量为2%(即C 1=98%)02.011

1

1=-=C C R W 1=Q 1·R 1=20.80×0.02=0.42m 3/h

W 5=Q 5·R 5=52.00×0.54=28.08m 3/h W 2= W 1+ W 5=0.42+28.08=28.50m 3/h W 4=Q 4·R 4=20.8×1.22=25.38m 3/h W Ⅰ=Q 2·R Ⅰ=72.8×0.4=29.12m 3/h

W 3= W Ⅰ=29.12m 3/h

W Ⅱ= W 4+ W 5=25.38+28.08=53.46m 3/h

W 7=Q 7·R 7=20.80×2=41.60 m 3/h W Ⅳ=Q 8·R Ⅳ=50.00×0.43=21.6m 3/h W 8=Q 8·R 8=50.00×0.25=12.5m 3/h W Ⅲ= W 7+ W 8=41.60+12.5=54.10m 3/h W 9=Q 9·R 9=50.00×0.43=21.50m 3/h W 6= W 4+ W 9=25.38+21.50=46.88m 3/h W 16=Q 16·R 16=1.55×4=6.20m 3/h W 11=Q 11·R 11=2.77×5=13.85m 3/h W Ⅴ=Q 10·R Ⅴ=23.84×2.45=58.41m 3/h

WⅦ=Q12·RⅦ=21.07×2.2=46.35m3/h

W13=Q13·R13=0.91×5=4.55m3/h

W14= WⅦ- W13=46.35-4.55=41.8 m3/h

WⅥ=Q15·RⅥ=3.67×5=18.35 m3/h

W17= WⅥ- W16=18.35-6.20=12.15m3/h

W18= W13+ W17=4.55+12.15=16.70m3/h

W10= W7+ W18=41.6+16.70=58.30m3/h

W20=Q20·R20=0.88×5=4.40 m3/h

WⅧ=Q19·RⅧ=1.79×5=8.50m3/h

W21= WⅧ- W20=8.50-4.40=4.10 m3/h

W15= W11+ W21=13.85+4.10=17.95m3/h

W23=Q23·R23=0.63×4=2.52m3/h

WⅨ=Q20·RⅨ=0.88×5=4.51m3/h

W22= WⅨ- W23=4.40-2.52=1.88m3/h

W19= W16+ W22=6.20+1.88=8.08m3/h 五、补加水Ln的计算

LⅠ= WⅠ- W2=29.12-28.50=0.62t/h

LⅡ= WⅡ- W3=53.46-29.12=24.34t/h

LⅢ= WⅢ- W6=54.1-46.88=7.22t/h

LⅣ= WⅣ- W8=21.6-12.50=9.00t/h

LⅤ= WⅤ- W10=58.41-58.30=0.11t/h

LⅥ= WⅥ- W15= 18.35-17.95=0.4t/h

LⅦ= WⅦ- W12=46.35-44.56=1.79t/h

LⅧ= WⅧ- W19=8.50-8.08=0.42t/h

LⅨ= WⅨ- W20=4.51-4.40=0.11t/h 六、作业及产物Rn值的计算

【完美升级版】东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂毕业论文

(此文档为word格式,下载后您可任意编辑修改!) 课程设计说明书 设计题目:东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂 班级:矿物111 指导教师:章晓林 学生姓名:王鹏完成日期:2014年12月5 号

课程设计任务书 国土资源工程学院矿物加工过程专业11 _________________ 级学生姓名:王鹏 课程设计题目:东川落雪铜矿500吨天选矿厂设计课程设计 课程设计内容: 1.设计条件:原矿品位:0.93% 原矿最大粒度:360mm 精矿品位:21% 铜回收率:80% 2 ?设计要求: 1设计说明书30—40页,包括下列部分: (1)结论 (2)车间生产能力及工作制度 (3)工艺流程的选择和计算 (4)主要设备的选择和计算 (5)总结与体会 2、图纸部分 (1)数质量矿浆流程图1张。 (2)设备联系图(又称设备形象图)1张 (3)磨浮车间设备平面配置图1张。

(4)磨浮车间设备断面配置图1张。 (二)要求 (1)图纸尺寸为N01、2号图纸。 (2)图纸必须严格按照制图规定的要求进行绘制。 (3)配置方案必须慎重考虑,先订出草图,经反复比较,最后进行绘制。 (4)图纸的绘制应该先用2H或HB铅笔描出轮廓,经检查无误后,方可用HB或2B铅笔加粗。 (5)绘制图纸时,可参考标准设计的图纸样本。 (6)说明书力求文字简洁、语句通顺,抄写要清楚、工整。 (7)说明书中的文字应用国务院颁发的简化字。 (8)说明书按照统一的格式和纸张,一律用钢笔抄写。 (9)说明书应有目录、页码,最后应列出参考文献,说明书中的插图和附表应统一编号。 (10)说明书要装订成册,与折叠的图纸一并装入纸袋内(文件袋班级统一购买)(11)图纸和说明书应按规定期限交指导教师、拖交者扣分,不交者以零分计。 目录 第一章绪论 第二章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选择 第二节破碎筛分流程的计算

东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂课程设计报告书

课程设计说明书设计题目:东川落雪铜矿日处理500吨的铜矿石浮选厂 班级:矿物111 学号:201110105105 指导教师:章晓林 学生姓名:王鹏 完成日期:2014年12月5号

课程设计任务书 国土资源工程学院矿物加工过程专业11 级 学生姓名:王鹏 课程设计题目:东川落雪铜矿500吨/天选矿厂设计课程设计 课程设计内容: 1.设计条件:原矿品位:0.93% 原矿最大粒度:360mm 精矿品位:21% 铜回收率:80% 2.设计要求: 1、设计说明书30—40页,包括下列部分: (1)结论 (2)车间生产能力及工作制度 (3)工艺流程的选择和计算 (4)主要设备的选择和计算 (5)总结与体会 2、图纸部分 (1)数质量矿浆流程图1张。 (2)设备联系图(又称设备形象图)1张 (3)磨浮车间设备平面配置图1张。 (4)磨浮车间设备断面配置图1张。 (二)要求

(1)图纸尺寸为N01、2号图纸。 (2)图纸必须严格按照制图规定的要求进行绘制。 (3)配置方案必须慎重考虑,先订出草图,经反复比较,最后进行绘制。(4)图纸的绘制应该先用2H或HB铅笔描出轮廓,经检查无误后,方可用HB或2B铅笔加粗。 (5)绘制图纸时,可参考标准设计的图纸样本。 (6)说明书力求文字简洁、语句通顺,抄写要清楚、工整。 (7)说明书中的文字应用国务院颁发的简化字。 (8)说明书按照统一的格式和纸张,一律用钢笔抄写。 (9)说明书应有目录、页码,最后应列出参考文献,说明书中的插图和附表应统一编号。 (10)说明书要装订成册,与折叠的图纸一并装入纸袋内(文件袋班级统一购买) (11)图纸和说明书应按规定期限交指导教师、拖交者扣分,不交者以零分计。

难处理金矿提金的现状及发展趋势

doi:10.3969/j.issn.1007-7545.2015.04.010 难处理金矿提金的现状及发展趋势 孙留根1,袁朝新1,王云1,孙彦文1,常耀超1,徐晓辉1,杜齐平2,刘永涛2(1.北京矿冶研究总院,北京100160;2.中核沽源铀业有限责任公司,河北张家口076550) 摘要:简要介绍了难处理金精矿氰化类和非氰化类处理方法的机理及国内外最新研究及应用现状,综合比较了各种方法的优缺点,并指出了研究的发展方向。 关键词:难处理金矿;预处理;焙烧;生物氧化;氰化 中图分类号:TF831 文献标志码:A 文章编号:1007-7545(2015)04-0000-00 Status and Development of Gold Extraction from Refractory Gold Ore SUN Liu-gen1, YUAN Chao-xin1, WANG Yun1, SUN Yan-wen1, CHANG Yao-chao1, XU Xiao-hui1, DU Qi-ping2, LIU Yong-tao (1. Beijing General Research Institute of Mining & Metallurgy, Beijing 100160, China; 2. Zhonghe Guyuan Uranium Industry Co., Ltd, Zhangjiakou 076550, Hebei, China) Abstract: Processing mechanism, latest research and application status of refractory gold concentrate by cyanidation and non-cyanidation were briefly introduced. Advantages and disadvantages of each method were analyzed. The development direction of processing refractory gold ore was proposed. Key words: refractory gold ore; pretreatment; roasting; biological oxidation; cyanidation 氰化法是现代湿法提金的最重要方法,世界黄金产量的80%是采用氰化法获得的。随着易处理矿石资源的减少,人们逐渐把目光投向难处理金矿,我国难处理金矿资源[1-2]约占已探明黄金地质储量的25%~30%。但这些资源不能用常规选法经济地回收,需对精矿进行预处理,再用常规氰化浸出等方法回收。 难处理金矿石分三种:中等难处理矿石、复杂难处理矿石、高度难处理矿石。 中等难处理矿石:占总量20%~30%的金以微细粒和显微形态包裹于脉石矿物中,金属硫化物含量约占1%~4%,采用常规氰化法提金或浮选法浮集,金回收率均较低。 复杂难处理矿石:含砷3%以上,碳1%~2%,硫5%~6%,锑0.5%~5%。常规氰化金浸出率一般为20%~50%,氰化钠消耗量大,虽然浮选工艺能获得较高品位的金精矿,但精矿中砷、碳、锑等有害元素的含量也比较高,会给后续提金工艺带来影响。 高度难处理矿石:金银与铅、锑硫化物和含锑的硫砷铜矿物共生,以合金和化合物形式(如银金矿、金碲化合物、AuSb2和Au2Bi等)被化学包裹。 为了提高有价金属的回收率,实现资源的综合利用,国内外冶金工作者经过多年的研究,探索出多种难处理金矿的处理方法[3],按照是否使用氰化物分为氰化法和非氰化法,详细分类如图1所示。 收稿日期:2014-10-23 基金项目:国家重大科学仪器设备开发专项(2012YQ22011905) 作者简介:孙留根(1978-),男,河南许昌人,博士研究生,高级工程师.

给水管网课程设计说明书

市政与环境工程系 MUNICIPAL AND ENVIRONMENTAL ENGINEERING DEPARTMENT 课程设计 说明书 姓名:陈启帆 学号:23 专业:环境工程 吉林建筑大学城建学院 2016年07月 - 1 -

市政与环境工程系 MUNICIPAL AND ENVIRONMENTAL ENGINEERING DEPARTMENT 课程设计说明书 (吉林省长春地区宽城区给水管网设计) 学生姓名:陈启帆 导师: 学科、专业:环境工程 所在系别:市政与环境工程系 日期:2016年07月 学校名称:吉林建筑大学城建学院 - 2 -

市政与环境工程系 MUNICIPAL AND ENVIRONMENTAL ENGINEERING DEPARTMENT 目录 1. 课程设计题目 (4) 2. 课程设计目的及要求 (4) 3. 设计任务 (5) 4. 原始资料 (5) 5. 基本要求 (8) 6. 设计成果 (8) 7. 设计步骤 (8) 8. 设计用水量计算 (9) 9. 确定给水管网定线方案 (11) 10. 设计流量分配与管径设计 (11) 11. 设计结束语与心得体会 (14) 12. 参考资料 (16) - 3 -

市政与环境工程系 MUNICIPAL AND ENVIRONMENTAL ENGINEERING DEPARTMENT 1. 课程设计题目 吉林省长春地区宽城区给水管网设计 2. 课程设计目的及要求 通过城镇给水管网设计管网的设计步骤和方法,为以后毕业设计及从事给水管网的工程设计打下初步基础。 (1)了解管网定线原则; (2)掌握经济管径选择要求; (3)掌握给水系统压力关系确定方法; (4)掌握管网水力计算。 - 4 -

设计日处理2500吨的铜矿石浮选厂

辽宁科技大学 设计题目:日处理2500吨的铜矿石浮选厂学院、系:资土学院矿物加工工程 专业班级:矿物加工08班 学生姓名:** 指导教师:*** 成绩: 2011年12月25日

目录 1. 绪论 (2) 1.1 课程设计目的及要求 (2) 1.2 设计题目 (2) 1.3 铜的性质 (2) 1.4 矿石性质 (2) 1.4.1黄铜矿 (2) 1.4.2辉铜矿 (2) 1.5 选矿厂概况 (3) 1.6 选矿厂各车间工作制 (3) 1.7 选矿厂经济技术指标 (3) 2. 选矿工艺流程 (3) 2.1 破碎流程的计算与论证 (3) 2.1.1破碎段数的确定 (3) 2.1.2预先筛分的必要性 (4) 2.1.3检查筛分的必要性 (4) 2.2 磨矿流程的计算与论证 (7) 2.2.1磨矿分级作业的必要性 (7) 2.2.2磨矿段数的确定 (7) 2.3 浮选流程的计算 (10) 2.4 矿浆流程的计算 (13) 3. 主要工艺设备的选择和计算 (19) 3.1 破碎设备的选择和计算 (19) 3.1.1 粗碎设备的选择和计算 (19) 3.1.2 中碎设备的选择和计算 (22) 3.1.3 细碎设备的选择和计算 (24) 3.2 筛分设备的选择和计算 (27) 3.2.1 二段筛分的选择和计算 (27) 3.2.2 三段筛分的选择和计算 (28) 3.3 磨机的选择和计算 (29) 3.3.1 一段磨机的选择和计算 (30) 3.3.2 二段磨机的选择和计算 (32) 3.4 分级设备的选择和计算 (34) 3.4.1 一次分级设备的选择和计算 (34) 3.4.2 二次分级设备的选择和计算 (35) 3.5 浮选设备的选择和计算 (37) 3.5.1 粗选设备的选择和计算 (37) 3.5.2 一次精选设备的选择和计算 (37) 3.5.3 二次精选设备的选择和计算 (38) 3.5.4 扫选设备的选择和计算 (39)

多金属金矿石的浮选工艺研究

多金属金矿石的浮选工艺研究 【摘要】本文对福建省某金矿含金银铅多金属矿石进行了浮选工艺研究。根据矿石性质及现场生产条件,试验对浮选的各项工艺参数及药剂进行了充分研究,在金、银、铅原矿品位为1.50g/t、41g/t、1.15%的情况下,成功将尾矿品位控制在0.20g/t、8g/t、0.10%以下,效果显著。 【关键词】金矿石;浮选;含铅金矿石;金;铅 福建省某金矿矿石中伴生银、铅等多种金属矿物。矿石组成复杂,矿石中主要有价元素为金、银、铅、硫,品位分别为1.50g/t、41g/t、1.15%、7.5%。矿山建有选矿厂,现生产能力为280吨/日,采用浮选工艺生产金精矿和硫精矿,产品全部外销。现场生产中,浮选细度为-200目55-60%,选金pH值为8-10,药剂制度为丁基黄药100g/t+丁铵黑药10g/t,选金尾矿品位高,金、银、铅的品位分别为0.35g/t、12g/t、0.15%。由于尾矿品位偏高,故经济效益不佳。根据矿石性质和产品要求,曾考虑先进行金银铅硫混合浮选,而后再进行分离的工艺方案。但是经过考察,现场生产条件不适宜进行大的流程改造,故试验仅对该矿石浮选工艺的各项生产条件进行了优化,调整了磨矿细度及药剂制度,结果成功将金、银、铅的尾矿品位控制在0.20g/t、8g/t、0.10%以下,效果显著。 1 矿石性质 矿石属于含金石英脉硫化矿石,主要金属硫化物为黄铁矿、方铅矿,少量黄铜矿、闪锌矿,非金属矿物为石英、长石、碳酸盐矿物等。 原矿中金的含量不是很高,品位为1.5g/t,主要为自然金和银金矿。金嵌布粒度较细,主要分布在方铅矿、黄铜矿与脉石粒间。金属硫化物是金的主要载体矿物。银矿物主要为自然银和金银矿,主要分布在方铅矿和脉石粒间。金、银的粒度主要在0.037-0.01mm之间,金、银的形态主要呈角粒状、麦粒状、长角粒状等。方铅矿为矿石中必须回收的矿物,原矿铅品位高达1.15%。粒度主要分布在0.01-0.074mm之间,占71.3%。多分布在脉石粒间,占68.8%。其存在形态复杂,主要是尖角粒状、他形粒状,与其它金属矿物呈浸染状、脉状构造。 黄铜矿是矿石中的主要铜矿物,含量极少,粒度较细,大多与方铅矿结晶在一起,没有回收的价值。 原矿多元素分析结果见表1。 2 浮选试验研究 根据矿石性质和现场生产工艺条件,要有效地将金银铅选到金精矿中,同时要保证合适的精矿品位,因此控制合适的磨矿细度和pH值是极其重要的。

给水管网课程设计书

给 一.设计题目 甘肃省礼县城区室外给水管网设计。 二.设计目的与任务 给水管道设计的目的是巩固所学课程内容并加以系统化,能够将所学知识运用到工程实际中,联系实际培养分析问题和解决问题的能力。 给水管网水力计算的任务是:在各种最不利的工作条件下,满足最不利点(一般指离二级泵站最远、最高的供水点)的供水水压和水量的要求;管网供水要可靠和不间断;管网本身及与此相连的二级泵站和调节构筑物建造费之和应为最低。因此,管网水力计算的任务是在各种最不利条件下,求出管网各供水点的水压,由最不利点水压加上该点至二级泵站的水头损失定出二级泵站的最高扬程和相应的流量,这些数据是设计二级泵站的依据。 管网的管径和水泵扬程,按设计年限内最高日最高时的用水量和水压要求决定。但是用水量是发展的也是经常变化的,为了核算所定的管径和水泵能否满足不同工作情况下的要求,就需进行其它三种用水量条件下的校核计算,以确定经济合理地供水。通过核算,有时需将管网中个别管段的直径适当放大,也有可能需要另选合适的水泵。 给水管道设计的任务是根据给出的各项原始资料计算用水量、确定给水系统类型并进行管网及输水管定线、由管网水力计算确定管径及水塔调节容积,选择合适的水泵。 三.设计内容 1、计算最高日用水量。 2、计算最高日最高时流量。 3、选择给水系统类型进行管网及输水管定线。 4、进行管网水力计算。 5、确定水塔调节容积。

6、确定二级泵站扬程和流量。 四.设计指导思想和原则 ⑴本着百年大计,质量第一,对礼县城供水统一规划,以安全供水,经济合理,技术先进,管理方便为原则。 ⑵根据国家建设方针,结合礼县县城发展情况,按照礼县县城发展规划预测用水量,合理确定供水规模。 ⑶在符合礼县总体规划的前提下,考虑到贫困地区财政负担的可能,给水工程的建设从实际出发,分期逐步实施的方式,逐步满足县城及周边地区生活用水的需要。 ⑷县城给水为地下水,水质较好,经消毒处理后即可达国家饮用水卫生标准。 ⑸水厂布置充分利用原有地形,合理布局,远近结合,适当超前,并宜分期建设。 ⑹充分利用水源地水厂高差、靠重力向礼县县城供水,节约运行成本。 ⑺认真贯彻国家关于城镇供水有关的方针和政策,符合国家有关的法规,规范和标准。 五.设计原始资料 1.县城平面图 该县城为我国黄河以东甘肃地区二区中小城市,城内有工厂数家及部分公共建筑。居民区居住人口在规划期内近期按150~300人/公顷设计,远期按250~400人/公顷考虑。 最高建筑为六层楼,室内有给排水设备,无淋浴设备,给水普及率为近期80~90%,远期90~95%。居住区时变化系数为1.4~1.8。 2.规划期内大用户对水量、水质和水压要求资料见用户对水量、

铜矿浮选方法

吴老师:您好,我寄给您的浮选剂是丁基黄药,也就是丁基二硫代碳酸盐,用玻璃瓶装的,外面包了好几层纸,韵达快递,就按您说的地址合肥工业大学化工学院,留了您的手机号码。您收到后看看还有什么需要的,到时候我再跟您联系。另外,老师有什么安排可以随时联系我,我这学期课不多,就是周一下午4节和周三一天5节,所以本学期的任务就是在您的指导下做好毕业论文,争取能多发表几篇,呵呵。考虑到去合肥的路程及费用,我想要是去工大做实验,那么我一般会以周为单位,吴老师只需要提前跟我说什么时候要做实验,然后我就把课调好就可以了。 如果还有任何问题,我们随时电话联系。下面是我搜集的一些关于浮选资料请您参考,我能搜到的就只有这些啦,呵呵。 铜陵有色的铜矿组成比较复杂,可选的含铜矿石有含铜沙岩,含铜磁黄铁矿,含铜闪长岩,含铜石英闪长岩,含铜闪长玢岩,含铜蛇纹岩,含铜矽卡岩含铜黄铁矿,含铜大理岩,含铜磁铁矿。其中选矿过程分为优先选铜,其次选铁,最后选硫。 在药剂浮选之前,铜矿石先被粗磨成小块,后被磨碎到一定粒度,加入到事先加入抑制剂、pH调整剂的槽子中,然后往里添加选矿药剂,主要有捕收剂、起泡剂。 起泡剂主要采用松油(主要成分为萜烯醇C10H17OH)、松醇油、甲酚酸、脂肪醇类等。 捕收剂主要采用黄药,黄药的组成为带烷基的二硫代碳酸盐,分子式为ROCSSMe (Me 可以是Na或K),其中有乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药。 其作用原理为:起泡剂和捕收剂联合吸附在矿物表面,使矿粒上浮,最终泡沫产品被收集下来,经过进一步脱水得到铜精矿,铜精矿送去冶炼厂炼铜。 影响浮选过程的因素: 1、磨矿细度。基本上使有用矿物单体解离,只允许少量矿物与脉石的连生体。粒度上限为0.25mm,下线为0.01mm,小于0.01mm则矿石过粉碎泥化,会使浮选指标恶化。 2、矿浆浓度。影响浮选指标的主要因素。矿浆浓度稀,回收率低,但精矿质量较高。随着矿浆浓度的增加,回收率增加,达到一定值后,回收率会随矿浆浓度的增加而降低。一般在25-35%。 3、矿浆的酸碱度。大多数硫化矿物在碱性或弱碱性矿浆中浮选,一方面对捕收剂黄药较为有效,另一方面较之酸性介质,不会对设备造成腐蚀。各种药剂都存在一个浮与不浮的临界pH,控制临界pH就能控制各种矿物的有效分选。控制pH是浮选工艺的重要措施。 4、药剂制度。药剂的种类和数量、加药地点、加药方式对浮选指标有重大影响。 5、充气和搅拌。目的是造成大量的能携带矿粒的活性气泡。但过分会使气泡兼并或矿泥夹带造成精矿质量下降。 6、浮选时间。时间过长,回收率增加,但精矿品位下降;时间过短,精矿品位有利但尾矿品味增高。 7、水质和矿浆温度。水质不能含有大量的悬浮微粒和能与矿物或药剂发生作用的可溶性物质及各种微生物。浮选一般在常温下进行,也有的需要给矿浆加温。加温与否要依据具体情况比较确定,还要因地制宜,尽量利用余热与废气。 下面参考金的浮选原理 一、浮选甚本原理

氧化铜矿石的处理方法

氧化铜矿石的处理方法 处理氧化铜矿的方法,主要有以下几种: 一、硫化后黄药浮选法。此法是将氧化矿物先用硫化钠或其他硫化剂(如硫氢化钠)进行硫化,然后用高级黄药作捕收剂进行浮选。硫化时,矿浆的PH值愈低,硫化进行的愈快。而硫化钠等硫化剂易于氧化,作用时间短,所以使用硫化法浮选氧化铜时,硫化剂最好是分段添加。硫酸铵和硫酸铝有助于氧化矿物的硫化,因此硫化浮选时加入该两种药剂可以显著地改善浮选效果。可用硫化法处理的氧化铜矿物,主要是铜的碳酸盐类,如孔雀石、蓝铜矿等。也可以用于浮选赤铜矿,而硅孔雀石如不预先进行特殊处理,则其氧化效果很差,甚至不能硫化。 二、脂肪酸浮选法。该法又成为直接浮选法,用脂肪酸及其皂类作捕收剂进行浮选时,通常还要加入脉石抑制水玻璃、磷酸盐及矿浆调整剂碳酸钠等。脂肪酸及其皂类能很好的浮选孔雀石及蓝铜矿,用不同链的脂肪酸浮选孔雀石的试验结果表明,只要链足够长,脂肪酸对孔雀石的捕收能力是相当强的,在一定范围内,捕收能力越强,药剂的用量就越少。在生产实践中用的较多的是C10~C20的混合的饱和或者不饱和羧酸。直接浮选法只适用于脉石不是碳酸盐类的氧化铜矿。当脉石中含有大量铁、锰矿物时,其指标就会变坏。 三、特殊捕收剂法。对氧化铜矿的浮选,除使用上述两类捕收剂以外,还可采用其他特殊捕收剂进行浮选。如孔雀绿、羟肟酸、苯骈三唑、N—取代亚氮二乙酸等。有时还可以与黄药混合使用,以提高铜的回收率。 四、浸出—沉淀—浮选法。犹豫氧化铜矿物种类多,有的可浮性好,有的可浮性差,还有些氧化铜矿物容易被某些酸碱溶解,所以也有将难选易溶的氧化铜矿物先用酸浸出(一般用硫酸);然后用铁粉置换,沉淀析出金属铜,在用浮选法浮出沉淀铜。该法技术条件是,根据矿石嵌布粒度,讲矿石细磨到单体分离。浸出用0.5%~3%的稀硫酸溶液,酸的用量需随矿石性质变化,低的为2.3~11kg/t,高的可达35~45kg/t。 铜浸出后用铁粉置换。铁粉需要量在理论上是置换1kg铜仅需0.88kg铁,但是在实际生产上,置换1kg铜约需1.5~2.5kg铁。在置换时,溶液中必须保持有过量的残余铁粉,以避免已经还原的铜再被氧化。未反应的残留铁粉可用磁选法回收再用。 被沉淀的铜浮选是在酸性介质中(PH值为3.7~4.5)进行,捕收剂用甲酚黑药或双黄药,未溶解的硫化铜矿物可以和已沉淀的金属铜一起浮上来。 该法适用于处理硅孔雀石等难浮的矿物,或者是选别指标很低的含泥量极高的难选氧化铜矿。 五、离析—浮选法。此法是将氧化铜矿进行氯化还原焙烧。使矿物或矿物表面还原成易浮的金属铜,然后用黄药做捕收剂进行浮选。 该法适用于处理含泥较多难选的氧化铜矿物和结合氧化铜占总铜的30%以上的矿石。当综合回收金、银贵金属及其他稀有金属时,此法比浸出—浮选法优越。它的缺点是热能消耗量大,成本较高,劳动条件差。

金矿石中提炼金的方法

金矿石中提炼金的方法 单一浮选适用于处理粗、中粒自然黄金铁矿石。经破碎后的矿进入球磨机,磨细呈矿浆后进入浮选。在浮选中,用碳酸钠作调整剂,使黄金上浮。同时用丁黄药与胺黑药作补收剂,使金矿粉与矿渣分离,产出金精矿粉。 重力选矿系利用黄金与其它矿物比得的差异性进行浮选。比重差异愈大,更易于分离。将含金矿沙置入圆筒筛,通过高压水进行流矿,大于筛孔的砾砂经溜糟、皮带输送入尾矿场;小于筛孔的矿沙通过公配器输入1-3段圆跳汰机,经3段跳汰机精矿自流入摇床,进行粗、细、扫选,生产出精沙矿。此法多用于流沙矿,细碎后的矿石也可适用。 混汞浮选适用于处理自然金嵌布粒度较粗,储存在黄铁矿和其它硫化矿石。与单一浮选不同的是在磨矿后加汞板进行金回收,回收率可达30-45%。混汞后的矿浆,通过分级机溢流进行浮选。为使更好地生成汞金,磨矿时加添一定浓度的碳酸纳、苛性钠等,可使汞金回收率提到70% 。 炭浆法提金工艺,这种工敢是80年代世界最先进的提金方法,用在处理含金褐铁矿氧化矿石的选别效果更佳。1983年,中国黄金总公司对潼关金矿的选矿工艺决定改造,引用美国戴维麦基公司的炭浆提金新工艺。炭浆法即在氧化浸出的同时,进行活性炭吸附,提高金的浸出率。其流程包括:两段闭路破碎,两段磨矿,挽流器溢流产品-200目占95%,而后进入浓密机,将矿浆浓度由18-20%浓缩为42-45%左右,再经缓冲槽进入浸出吸附槽,进行浸出作业,同时用椰子壳制成的活性炭吸附,得出最终产品载金炭。尾矿用高频完全筛回收碎活性炭中的金,而后用液氯处理含氰尾液。金回收以解析、电解、酸洗等方法获得。解

析用高浓度氰化物、高碱度,进行高温高压将载金炭中的金解析下来,再将载析下来的溶液送电解回收。电解槽以钢棉为阴极、不锈钢为阳极,使金吸附在钢棉上,解析下来的活性炭用盐酸洗涤,附去炭酸钙以及其他杂质,最后在返600℃的回转窑中再生。此项工艺经过1986-1987年的试行情况分析,1987年的浸出率比1986年5个月平均指标低5.73个百分点,为81.36%。而且各月浸出率波动较大,最你为33%,最高达98.4%。原因是矿厂中硫化物及铜的含量比1984年1月和5月分别由国内、国外试验分析的结果都有增加的趋势,银、铝、铜增加亦较显着,影响炭浆工艺的浸出效果。故于1987年改造了一条浮选流程,把部分含铜较高的硫化矿用浮选法处理,既利用了原浮选系列闲置设备,又保证了炭浆法的浸出率。冶炼经过各种选矿方法生产出金精矿粉、加入KNO3氧化剂及银和硼砂。当炉温升到700℃时,毛金熔化,炉温升至1000℃,熔液开始沸腾,渣液呈飘浮状,白炽明亮的金质下沉平静,当炉温加温至1250℃-1350℃时,渣液表面亮度变暗,经数次扒去渣液,生产出纯金。总过程是通过熔化使熔液中的过剩硫等化合物氧化除去。电解直接冶炼此法为潼关金矿所采用,以钢棉为阴极直接熔炼得金银合质金。由于此法原设计所得合质金,金银不易分离,交售时白银不予计价,钢棉一次使用混入渣,成本太大。现改为水洗电解钢棉,得金银泥,一般品位为22-28%的金,15-20%的银,在金银分离反应时银、铜、铁等渣质进入溶液,而金不溶解,呈红棕色状态存在,而后将金泥水洗、烘干和溶剂一起冶炼。

氧化铜矿的几种选矿方法

氧化铜矿石的选矿方法总结 常见的主要氧化铜矿物有: 孔雀石CuCO3·Cu(OH)2,含Cu57.5%,其可浮性较好,可用脂肪酸或羟酸钠直接浮选,也可用硫化钠硫化后用高级黄药浮选。硫化时,加硫酸铵有促进其硫化的作用。 蓝铜矿2CuCO3·Cu(OH)2,含Cu69.2%,其可浮性与孔雀石相近,只是硫化浮选时,硫化时间较长。 赤铜矿Cu2O,含Cu88.8%,可浮性与孔雀石相近。 硅孔雀石CuSiO3·2H2O,含Cu36.2%,其表面亲水性较强,也不容易被硫化钠等硫化剂所硫化。PH=4时,加硫化氢、硫化钠及硫酸铵,可以部分将其硫化,然后用高级黄药浮选。硅孔雀石能用脂肪酸捕收,但浮选性质与脉石相似,难于分选。近年来用羟肟酸及其他一些特殊的捕收剂,收到一些效果。 斜硅铜矿:一般呈蓝色或天蓝色,与黑铜矿、孔雀石、褐铁矿、石英等矿物共生。 磷铜矿:与孔雀石、硅孔雀石、褐铁矿和脉石等矿物关系密切,常分布在石英、白云石和褐铁矿的裂隙或表面,有时包裹褐铁矿以及脉石矿物。 水胆矾:Cu4SO4(OH)6 颜色为翠绿色、黑绿色甚至为全黑;灰绿色条痕;具有玻璃至珍珠光泽;硬度3.5~4,比重3.5~4;断口贝壳状到参差状,有一个方向的良好解理;属于易脆矿物,。不与盐酸酸作用。 常见的氧化铜选矿方法: 一、浮选法 1.硫化浮选法 这是处理孔雀石和兰铜矿这类氧化铜矿石的一种最简单,最普遍的方法。硅孔雀石和赤铜矿的硫化比较困难,因此当矿石中氧化铜矿物主要为孔雀石和兰铜矿时,可采用硫化浮选法。 硫化时硫化钠用量可达1~2kg/t。由于硫化生成的薄膜不稳固,经强烈搅拌容易脱落,而且硫化钠本身易于氧化,所以在使用硫化钠时应分批加入。另外,孔雀石和兰铜矿的硫化速度较快,故在实践中进行硫化时常不需要预先

金矿石的选矿工艺

书山有路勤为径,学海无涯苦作舟 金矿石的选矿工艺 金矿石的各种类型因性质不同,采用的选矿方法也有不同,但普遍采用重选、浮选、混汞、氰化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些种类的矿石,往往采用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程方案很多,通常采用的有如下几种: 1.单一混汞此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混汞法提金是一种古老而又普遍的选金方法。在近代黄金工业生产中,混汞法仍然占有很重要的位置。由于金在矿石中多呈游离状态出现,因此,在各类矿石中都有一部分金粒可以用混汞法回收。实践证明,在选金流程中用混汞法提前回收一部分金粒,可以明显地降低粗粒金在尾矿中的损失。 混汞法提金的理论基础为,汞对金粒能选择性地润湿,然后向润湿的金粒中扩散。在以水为介质的矿浆中,当汞与金粒表面接触时,金与汞形成的接触面代替了原来金与水和汞与水的接触面,从而降低了表面能,亦破坏了妨碍金与汞接触的水化膜。此时汞沿着金粒表面迅速扩散,并使相界面上的表面能降低。随后汞向金粒内部扩散,形成了汞的化合物-汞齐(汞膏)。 混汞提金法又分为内混汞和外混汞两种。所用混汞设备有混汞板、混汞溜槽、捣矿机、混汞筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混汞提金法工艺过程简单,操作容易,成本低廉。但汞是有毒物质,对人体危害很大。所以,采用混汞提金的选矿厂应当严格遵守安全技术操作规程,使汞蒸气和金属汞对人身体的危害限制到最小程度。 2.混汞-重选联合流程此流程分为先混汞后重选和先重选后混汞两个方案。先混汞后重选流程适用于处理简单石英脉含金矿石。先重选后混汞流程适用于处理金粒大,但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混汞的矿石,以及含金量

给排水管网课程设计

《给水排水管网系统》课程设计 计算说明书 题目:衡阳市给水排水管网工程 学院:市政与环境工程学院 专业:给排水科学与工程 姓名:孔庆培 学号:026413158 指导老师:谭水成 完成时间:2015年12月30日

前言 衡阳市给水排水管道工程设计,其市总人口54.32万左右,有一工厂A和火车站。总设计时间为2周,设计内容主要是给水管道的定线、水力计算及部分区域的污水、雨水设计,并作出平面图和纵剖面图。 设计过程中,先大致了解衡阳市地形分布后,决定通过分区供水满足整个城市的用水需求。定线,给水水力计算,确定管径,校核等等,把定下的管径标图并整理报告。考虑城市初步规划,以及资金投资问题,采用完全分流制排水系统。生活污水和工业废水通过污水排水系统送至污水处理厂,经处理后再排入水体。雨水是通过雨水排水系统直接排入水体。 课程设计让我们结合所学知识,运用CAD制图,画出衡阳市给水排水管道总平面分布图,部分污水干管剖面图,学会灵活运用知识。

Preface The design of water supply and drainage pipeline engineering of Hengyang city , the total population of the city is 543,200 around,there are a facto ry “A” and a train station in the city. The total time of the design for 2 weeks, the content of the design is mainly about the water supply pipeline alignment, hydraulic calculation and the sewage of part of area, rainwater design, and make the plane figure and profile. In the design process, first understand topographic distribution of Hengyang city roughly, decide to meet the whole city water demand by the district water supply. Fixed line, calculation, to determine the water hydraulic diameter, checking and so on, to set the diameter of plotting and finishing the report. Considering the preliminary planning of the city, and the problem of capital investment, using completely separate drainage system. Domestic sewage and industrial wastewater is sent to the sewage treatment plant through the sewage system, and then discharged into the water body after the theatment. The rain water is directly discharged into the water body through rainwater drainage system. Curriculum design allows us to combine the knowledge which we have learned, the use of CAD drawing, drawing a distribution map of general layout of water supply and drainage pipeline in Hengyang City, part of the sewage trunk pipe profile, learn to use knowledge flexibly.

给水管网课程设计任务书、指导书

长春建筑学院 给水排水管网系统A课程设计 任务书 姓名:玄敏 专业:给排水科学与工程 班级学号:水1402 15 指导教师: 日期:2016.11.4-20.16.11.25 城建学院

一、设计题目 吉林省珲春市春华镇给水管网工程初步设计。 二、设计目的 本课程设计是学生在学习《给水排水管网系统》的基础上,综合应用所学的理论知识,完成给水管网设计任务。其目的是培养学生综合应用基础理论和专业知识的能力,同时培养学生独立分析和解决给水管网设计问题的能力,并进一步进行绘图练习及计算机绘图,加强利用参考书的能力。通过给水管网工程设计,使学生了解给水管网的设计步骤和方法,掌握方案的设计、参数的选择、说明书的编写,为今后的毕业设计和实际工程设计打下良好基础。 三、原始资料 1. 吉林省珲春市春华镇规划图1张(1:10000,等高线间距1m)。 2.总平面图上等高线间距:1m; 3.城市人口分区、房屋层数见下表; 4.使用城市给水管网的工厂,其位置见图纸: (1)冶炼厂,生产用水为950m3/d,重复利用率0%。工人总数:2700人,分三班工作,一班早8:00—晚16:00点,二班16:00—24:00点,三班24:00—8:00点。其中热车间工作的工人占全部工人的30%。 淋浴情况: 每班下班后一小时淋浴时间。 (2)纺织厂,生产用水为850m3/d,重复利用率0%。工人总数1200人,分三班工作,一班早8:00—晚16:00点,二班16:00—24:00点,三班24:00—8:00点。其中热车间工作的工人占全部工人的20%。

淋浴情况: 每班下班后一小时淋浴时间。 5.浇洒绿地和道路用水:每次每区70m3。 6.火车站用水:300 m3/d 。 7. 用水量逐时变化: 逐时用水量(%) 四、设计任务 新建给水管网初步设计。 五、设计成果及要求 1.计算要求 (1)认真阅读课程设计任务书,弄懂设计意图及设计要求; (2)结合地形条件划分给水区域,布置给水管网,确定水流方向与管网节点; (3)计算最高日最高时的用水量; (4)进行管网水力计算; (5)水力工况分析; (6)泵站与清水池的计算。

硫化铜矿浮选常用药剂知识修订稿

硫化铜矿浮选常用药剂 知识 公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]

硫化铜矿浮选常用药剂知识 按选别的有用成分不同,硫化铜矿可分为如下几类: (1)单一铜矿。其矿石比较简单,可以回收的有价成分只有铜。脉石主要是石英、硅酸盐类和碳酸盐类。 (2)铜硫矿。这种矿石除铜矿物外,还有硫化铁的矿物可以回收。硫的主要矿物是黄铁矿。这种矿石称为含铜黄铁矿。 (3)铜硫铁矿。其矿石中除铜矿物和黄铁矿可以回收外,还有值得回收的磁铁矿。 (4)铜钼矿。这种矿石的有用成分除铜矿物外,还含有辉钼矿。有的矿石除铜钼以外,尚有磁铁矿和黄铁矿可以回收。 (5)铜镍矿。其有用成分除铜矿物以外,还有含镍的矿物,如硫化镍矿和含镍的黄铁矿、磁黄铁矿等。 (6)铜钴矿。其有用成分除铜矿物以外,还有含钴的黄铁矿。将后者选出即为钴精矿。 主要硫化铜矿物、铁矿物及其可浮性 )含%,是主要铜矿物。黄铜矿在中性及弱碱性介质中,能较黄铜矿(CuFeS 2 长时间保持其天然可浮性,但在强碱性(PH>10)介质中,由于表面结构受OH-侵蚀,形成氢氧化铁薄膜,其天然可浮性下降。在矿床表层的黄铜矿,因长期受氧化,硬度变小,易过粉碎,所以其可浮性变差。 浮选黄铜矿最常用的捕收剂是黄药和黑药。近年来也用硫氮类及硫胺酯。在国外,有人用异硫脲盐、丁黄烯酯等取代黄药浮选黄铜矿。 黄铜矿在碱性介质中,易受氰化物及氧化剂的作用而受到抑制。例如,在铜铅分离时,常用氰化物抑制黄铜矿;铜钼分离时,使用氧化剂使黄铜矿受抑制的方法,已得到广泛应用。有时用铜盐(如硫酸铜)活化被抑制的黄铜矿。

辉铜矿(Cu 2 S)含Cu79.8%,是最常见的次生硫化铜矿物,性脆,容易过粉碎泥化。国外许多大型斑岩铜矿的铜矿物为辉铜矿。辉铜矿的捕收剂主要是黄药。它在酸性和碱性介质中,都有较好的可浮性。由于辉铜矿中铜硫结晶的晶格能较小,铜离子半径小,硫离子半径大,易于暴露受到氧化,所以辉铜矿比黄铜矿易氧化。氧化以后,有较多的铜离子进入矿浆。这些铜离子的存在,会活化其他矿物,或者消耗药剂,造成分选的困难。 辉铜矿的抑制剂是Na 2SO 3 、Na 2 S 2 O 3 、K 3 Fe(CN) 6 和K 4 Fe(CN) 6 ,大量的Na 2 S对辉 铜矿也有抑制作用。氰化物对辉铜矿的抑制作用较弱,这是因为辉铜矿表面铜离子不断溶解且与氰化物作用,因而使氰化物失效。只有不断加人氰化物,才能达到抑制的目的。 斑铜矿(Cu 5FeS 4 )化学成分不固定,按分子式计算含Cu63. 3 %,有原生、次 生两种。斑铜矿的表面性质及可浮性,介于辉铜矿和黄铜矿之间。用黄药作捕收剂时,在酸性及弱碱性介质中均可浮,当PH>10以后,其可浮性下降。在强酸性介质中,其可浮性也显着变坏,容易受氰化物抑制。 其他硫化铜矿物,如铜蓝(CuS),铜蓝的可浮性与辉铜矿相似。砷黝铜矿 3Cu 2S·As 2 S 3 ,属原生铜矿。它是等轴晶系结晶,实际上不解离,有很多同分异 构体,硬度小,脆性高,容易过磨泥化。用丁黄药浮选砷黝铜矿时,最适宜的PH是11~12。介质调整剂用碳酸钠比用石灰好,因为当游离CaO高于400 g/m3时,对砷黝铜矿有抑制作用。在硫化钠用量较低(30 mg/L)时,由于硫化了氧化的表面,则可以改善其可浮性,但提高用量,可以完全抑制砷黝铜矿的浮选。 对硫化铜矿物的可浮性,可以归纳出如下几条规律: (1)凡是不含铁的矿物,如辉铜矿、铜蓝,可浮性相似,氰化物、石灰对它们的抑制作用较弱。

我省难选氧化铜矿选矿新工艺及新设备研究取得突破讲解

我省难选氧化铜矿选矿新工艺及新设备研究取得突破 在我国已探明的铜矿资源当中,有相当数量氧化铜矿由于缺乏高效利用新技术而尚待开发,仅云南全省估计就有200~300万吨金属铜是以氧化铜矿的形式存在。由昆明理工大学、云南金沙矿业股份有限公司、中国矿业大学于昆明冶研新材料股份有限公司共同承担的云南省省院省校科技合作计划项目“东川汤丹难选氧化铜矿选矿新工艺及新设备研究”,正是针对难选氧化铜矿资源开发而进行的。 汤丹氧化铜矿矿石是氧化铜矿中最难处理的一种类型,具有高钙镁、高氧化率、高结合率、低品位、嵌布粒度微细的特点。针对该氧化铜矿矿石,项目组提出了“超细磨矿-超细浮选”和使用微泡浮选柱进行微细粒级的浮选等创新性技术路线和方案,进行了小型试验、日处理量为0.7-1吨的扩大连选试验和现场分流的局部工业试验,取得了汤丹难选氧化铜矿试验指标的历史性突破。小型试验指标达到:精矿品位>18%,精矿中铜回收率≥83%;扩大连选试验指标达到:连续平稳运行12个班,精矿品位18.12%,精矿铜回收率80.12%、选矿制造成本27.34元/吨原矿。 该项目还取得了如下创新性的成果:1、针对东川汤丹氧化铜矿石中矿物嵌布微细的特点和现场生产中暴露出来的问题,首次提出“超细磨矿—单体解离—超细分级-协同捕

收-超细浮选”的新工艺和新技术;2、首次将微泡浮选柱分选系统用于东川汤丹难选氧化铜矿的处理,并取得了可喜的成果;3、研究了适合于难选氧化铜矿浮选的一系列新药剂。 该项目已于2006年10月27日顺利通过由云南省科技厅组织的专家组验收。验收专家组认为:“项目所形成的一整套难选氧化铜矿高效利用新技术和新工艺,具有较强的示范性和带动性,为低品位难选氧化铜矿的加工利用,开创了一条新路。对推动行业的技术进步和促进我省和我国铜工业的可持续发展,都具有十分重要的意义。” (许春富)

给水管网课程设计报告书

交通大学河海学院 给水排水工程专业 给水排水管网系统课程设计(Ⅰ) 说明书 专业:给水排水工程 班级: 11 级一班 姓名: 学号: 指导老师:

一.计划任务及原始资料 Ⅰ、计划任务 对某城市给水管道工程进行综合设计,包括城市用水量的确定,管网定线,确定水厂及水塔的位置,泵站的供水方案设计,清水池及水塔容积计算,管网的水力计算。 设计成果有:绘制给水管道总平面布置图、节点详图,并编制设计说明书和计算书。 Ⅱ、原始资料 一)城市总平面图一,比例1∶4000。 (二)城市基础资料 1. 城市位于中国西南地区,给水水源位置见城市总平面图。 2. 城区地质情况良好,土壤为砂质粘土,冰冻深度不加考虑,地下水位距地表8m;该市的地貌属丘陵地区,海拔标高一般为310~390m。 3. 城市居住区面积119公顷,老城区占人口A万,新城区占人口B万。给水人口普及率为95%,污水收集率90%。 一班数据:A=1.1;B=2.4 4. 居住区建筑为六层及六层以下的混合建筑;城市卫生设备情况,室有给排水设备和淋浴设备。 5. 本市附近某江穿城而过,在支流与干流交汇处,河流历史最高洪水位318.8m,二十年一遇洪水位317.0m,95%保证率的枯水位31 6.5m,常水位314.0m,河床标高312.0m,平均水面坡降3‰。 6. 由城市管网供水的工厂为造纸厂,生产能力为2吨/日(每吨纸耗水量为500m3),该厂按三班制工作,每班人数为300人,每班淋浴人数25%;该厂建筑物耐火等级为三级,厂房火灾危险性为丙级,建筑物体积约为2500m3;对水压无特殊要求,个别生产车间压力不足,自行加压解决。 7. 城市管网供水的车站用水量480米3/日;浇洒道路及绿地用水量100米3/日。 8. 未预见水及管漏系数取K=1.2。 9. 主要大型公共建筑主要有车站、公园、医院、中学等,具体集中流量见表1。 表1 公共建筑设计流量 二.课程设计的主要容 对某一给水管道工程进行综合设计,主要设计容包括: 1.用水量计算; 2.二泵站供水方案设计及清水池,水塔容量计算; 3.管网定线; 4.管网水力计算; 5.确定水塔高度,二泵站扬程及管网各节点的水压;

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