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 SiO2 Fe2O3Al2O3CaO MgOS P Ag(克/吨)含量% 0.9 —25.7 2.12 3.61 19.7812.67——11.101. 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 80.02、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 8~153、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数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3610360===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：3610360===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 1035353911===； （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=9035=0.39,由图4-5得35-4β=35% 故：35-5β=35-1βE 1+4γ35-4β=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/h7γ=8γ=5γ-6γ=100%-24.06%=75.94%Q 13=Q 13121331291E E ---ββ=65.068.065.040.018.27⨯⨯-⨯=46.5t/h13γ=113Q Q = 12γ=13γ=167.42%Q 12=Q 13=46.5t/hQ 10=Q 9+Q 13=27.8+46.5=74.3t/h10γ=9γ+13γ=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。