铁矿选矿厂设计.

前言
随着现代科学技术的不断发展，矿产资源耗量日益增长，对矿产资源的综合利用程度的要求逐步提高，环境保护法的日趋完善，也促进了选矿技术迅速发展，有可能实现经济地处理低品位矿石。

本次设计的题目是胡家庙子100万吨/年铁矿选矿厂初步设计，经过对原矿性质、矿区地形和气候条件等资料的分析，完成了设计说明书的撰写、图纸的绘制。

另外，还进行了外文文献的翻译和专题论文的撰写。

毕业设计是大学教学的最后一个环节，是为了把大学所学的知识进行巩固。

本设计的处理量中等，磁铁矿的品位过低，如何设计合理的工艺流程从而实现由贫磁铁矿变为高品位磁铁矿的工艺目标是本次设计主要解决的问题。

在设计过程中我得到了矿加工程系各位指导教师的大力帮助，在此深表感谢。

1 概述
1.1 胡家庙子铁矿概况
1.1.1 矿区自然情况
（1）地理位置与交通情况
胡家庙子铁矿位于辽宁省鞍山市东部15km处，北距齐大山铁矿6km，西南距眼前山铁矿5.5km。

选厂位于胡家庙子铁矿床中部西侧，金湖新村西侧山坡处，距许东沟采区（一期）1500m，距哑巴山采区（二期）1500m。

齐大山至七岭子的乡级公路经过厂区，交通便利，保障了选厂原材料的供应及产品的外运。

（2）气候情况
矿区属大陆性气候，年最高气温在7月份，最高气温36.9℃，最低气温在2月份，气温达-30.4℃，全年平均气温为9.1℃。

采暖期为11月15日～4月15日。

年降水量约为707毫米，最大降雨量在7～8月份。

1.1.2 行政区划分
矿区行政隶属于千山区齐大山镇，总面积为6平方千米。

1.1.3 供水、供电情况
选厂用水来源于鞍钢给水厂北大沟污水处理站处理后的工业清水，也称净环水，由齐大山选矿厂沟口加压泵站转供，车间用水以回水为主，主要包括精矿过滤后的水，浓缩机的溢流及尾矿库的回水。

外部电源由樱桃园220kv开闭所改建的220kv变电所供电，供电电源为双回路，电压等级为66kv，供电线路长约10km。

1.2 矿区地址及矿石性质
该矿区矿石属于鞍山式沉积变质铁矿床主要性质，特征为：
矿石自然类型主要为石英磁铁石英岩、辉石磁铁石英岩、磁铁辉石岩、赤铁石英岩，含铁石英岩五类，以磁铁石英岩为主。

矿石结构为中细粒镶嵌变晶结构，个别有全自形结构，主要有条带状，条纹状和片麻状构造，其次有块状构造等。

主要金属矿物及其含量：金属矿物占34.51%，其中磁铁矿占31.23%，赤铁矿占1.86%，褐铁矿占1.24%，黄铁矿占0.18%，全矿区以磁铁矿为主，个别有极少量赤铁矿。

脉石矿物
占65.49%，其中石英占43.42%，阳起石占13.2%，透闪石5.58%，云母类2.24%绿泥石1.05%。

矿石硬度中等；矿石真密度δ=3.3t/m³；矿石松散度系数 1.5。

对原矿进行多元素分析，结果见表3-1所示：
表3-1 矿石的化学成分（质量分数）/%
Table .3-1 The chemical composition of ores (mass fraction)/%
成分TFe FeO Fe2O3SiO2AL2O3CaO MnO Na2O K2O SO2CO2H2O 含量% 28.68 11.90 24.31 42.21 3.84 1.37 0.14 0.93 0.57 0.03 0.60 1.72
可见原矿为含磁铁矿的铁矿石，主要脉石矿物为石英和阳起石，另外根据硫的含量可知矿石中含有少量硫化物。

根据化学分析结果可知，矿石中有价金属含量为：
Fe
α=28.68%。

原矿的其他性质为：mm
Q500
=
最大；矿石硬度中等；矿石真密度3
/
3.3m
t
=
δ，矿石
松散度系数为1.5。

1.3 矿石开采，原、精矿运输及尾矿处理
1.3.1 采矿条件
采用山坡露天开采，纵向开采方法，沿矿体走向在矿岩交界处的岩石中开沟，垂直矿体走向，纵向开采，采用平行溜井，电机车、汽车联合运输。

采矿前由孔径为250mm和3100mm的牙轮站机钻钻深孔，然后进行装药爆破。

爆破后，岩石用7.6m3的电铲与120、170型汽车相配合装运到排土场。

1.3.2 原矿运输
原矿开采后采用平洞溜井，电机车、汽车联合运输。

矿石由4m3电铲与27t贝斯汽车运到溜井，再用气动闸门控制装入60t翻斗车运往选矿厂。

1.3.3 精矿运输
精矿运输由每组23～25辆60t敞篷车组成，运往鞍钢铁厂。

1.3.4 尾矿处理
尾矿输运经四个泵站扬送到尾矿库内，每个泵站有120T泵3台，每台泵站的扬程为53mm，扬量为1560～1700m3/h。

1.4 厂址选择的合理性
选厂的厂址选择合理性应具有以下的依据：
（1）位于沈阳、辽阳、鞍山之间，交通便利，地理位置优越；
（2）原矿处理量大，选厂靠近矿山，节省运费；
（3）厂址建于15°的山坡上，不占用农田，不妨碍农田水利建设，矿浆可实现自留输送；
（4）厂址不建在矿体上，不靠近爆破危险区，位于坚硬的岩石上，有利于重型设备的安装；
（5）厂址靠近细河水源，减少输送线长和能耗；
（6）尾矿库建在低凹的山谷中，靠近选厂，而且不污染水源、河流；
（7）供水、供电可靠，有利于生产生活。

综上所述，新建胡家庙子选矿厂在厂址上的选择是合理的。

2 选别工艺流程论证
2.1 选别工艺的确定
本人所设计的磁铁矿选矿厂的矿石来源于胡家庙子铁矿，矿石属于鞍山式贫磁铁矿。

按矿石的自然类型分为赤铁石英岩、磁铁石英岩、磁铁假象赤铁石英岩、透闪—阳起或绿泥磁铁石英岩，属贫铁高硅、低硫低磷的简单型矿石，矿石粒度较细，铁矿物粒径0.074mm以上的占60%，0.015mm以下的小于4%，其他粒径为0.015～0.074mm之间。

矿石密度3.3t/m3，松散度为2.2 t/m3，矿石硬度f=12-18，松散系数1.5。

根据矿石性质及矿石嵌布粒度特征，定制选别工艺流程，其工艺流程特点可概述如下：阶段磨矿—阶段选别、单一磁选、预选除废。

所采用的工艺流程如图2-1所示。

图2.1 工艺流程原则流程
2.2工艺流程论证
2.2.1单一磁选流程论证
首先，磁铁矿占31.23%，赤铁矿占1.86%，褐铁矿占1.24%，黄铁矿占0.18%，全矿
=24.50%。

故只需考虑磁选对有价金区以磁铁矿为主。

其次，矿石中有价金属含量为：
Fe
属的回收。

另外，磁选具有较大的设备处理能力，操作方便，生产成本低。

最重要的是对环境污染小，尾矿回水可循环利用等优点。

2.2.2阶段磨矿、阶段选别流程论证
矿石的主要脉石矿物为石英和角闪石，根据其矿石结构、嵌布粒度特性知，石英的嵌布粒度要比磁铁矿的粗，所以当一段磨矿分级后，石英部分单体解离，此时采用大筒经磁选机可以及时抛出一部分脉石矿物，从而提高了精矿品位，也可以减轻二段磨机负荷，提高二段磨机处理能力。

因此，采用阶段磨矿、阶段选别工艺流程。

综上知，采用阶段磨矿阶段选别是可行且合理的。

2.2.3磁滑轮预选论证
根据胡家庙子铁矿采矿方法和现场所做的调研知原矿中会混入大于7%的围岩，由此，预选是必要的。

如果将预选布置在破碎之前，矿石未达到单体解离，可剔除脉石矿物含量有限。

参考现场生产实践，破碎作业之后矿石粒度为0～10mm，此时，矿石单体解离度已经很高，用磁滑轮预选可剔除很大一部分的废石，提高矿石品位，减少进入磨矿等工序的矿量，节省建厂投资，降低生产消耗和成本。

2.2.4一段大筒径磁选论证
参考现场生产资料，一段磨矿分级溢流-200目粒级含量达52.0% ，此时脉石矿物已经大部分单体解离。

根据现场资料知，采用大筒径磁选机可将其中大约40%左右的脉石及时抛出，提高精矿品位。

甩出了相当一部分脉石矿物，减轻了二段磨机负荷，提高了二段磨机处理量，从经济方面考虑，应采用大筒径磁选作业。

2.2.5浓缩磁选流程论证
参考现场资料，二段磨矿单体解离度为83% 。

二段磨矿分级后，磁铁矿和脉石矿物单体解离都比较充分，但仍有部分未单体解离的粗粒磁铁矿，而且考虑到精矿指标，品位必须继续提高。

使用磁力脱水槽能分选出大量细粒尾矿并兼有脱泥作用，同时还可以提高精矿品位，且结构简单、操作方便。

现场资料表明采用磁力脱水槽后，精矿品位达到50.31% ，尾矿品位7.39% ，尾矿产率达9.08% 。

此处设置浓缩磁选即可以为磨矿作业继续剔除一部分废石，提高磨矿作业率，又可以
增大磨矿给矿浓度，降低能耗。

最重要的，浓缩磁选作业及时对返砂进行分选，将二段磨矿之后达到单体解离的脉石及时剔除。

改变了以往设计流程对返砂直接再磨的套路，尽最大可能节省能耗，节约资源。

综上可知，浓缩磁选是合理的。

2.2.6二段小筒径磁选流程论证
旋流器分级后，此时溢流粒度为-200目83%，矿石单体解离已经很充分。

参考现场资料，采用小筒径磁选作业后，二段磁选精矿品位提高到60.5% ，尾矿品位为9.75% 。

应采用二段小筒径磁选作业。

2.2.7三段小筒径磁选流程论证
小筒径磁选机用在这里主要作用就是进一步提高品位。

现场生产资料表明，采用小筒径后，精矿品位由60.5%提高到了67.5%。

由此，采用三段小筒径磁选作业是合理的。

3 破碎流程的计算
3.1 新建选矿厂规模
新建胡家庙子选矿厂是处理铁矿石的选矿厂，其矿石来源于胡家庙子露天铁矿开采出的矿石，年处理量为100万吨，矿石粒度为500mm ，矿石密度为3/3.3m t ，矿石松散度系数为1.5，矿石硬度中等。

3.1.1 破碎车间工作能力、工作制度和设备作业率
破碎车间工作制度与采矿供矿制度一致，采用间断工作制，全年设备运转330天，每天3班，每班6小时。

则破碎车间小时处理量为：
h t h
t
t Q Q /168.4633301000000=⨯⨯==
碎 (3-1) 破碎车间设备作业率为：
%67.8%1008
33656
3303=⨯⨯⨯⨯⨯=
η (3-2)
3.2 破碎流程的选择与计算
3.2.1 破碎流程的选择
a 计算总破碎比
由于球磨机给矿粒度必须小于15mm [1]，参考现场确定最终破碎产物粒度为10mm ，则总破碎比[1]为：
5001500===
mm
mm
d D S (3-3) b 初步拟定破碎流程
根据总破碎比和各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围[1]可以看出，采用常规破碎流程，在一般情况下，一段破碎流程不可能实现。

因此，只考虑采用两段或三段破碎。

参考现场，初步拟定采用三段一闭路破碎流程，各段破碎设备参考现场，初步拟定如下：一段选用颚式破碎机，二段采用标准圆锥破碎机，三段采用短头圆锥破碎机。

破碎流程如图3-1和图3-2所示。

图3.1 破碎筛分原则流程
3.2.2 破碎筛分流程的计算
a 计算各段破碎比
由《选矿厂设计》[1]知5~31=S , 5~32=S ,8~43=S 。

先选取一段破碎比5.3,321==S S 二段破碎比，计算如下： 计算各段破碎产物的最大粒度：
)(014.76
47.63)(47.63.53166.7)166.73500
33622312mm S d d mm S d d mm S D d ===
====== 所以，三段破碎比是76.43=S b 计算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。

由于待选矿石为中等可碎，结合初步拟定的破碎机类型[1]知最大相对粒度9.1,6.1max 2max 1==Z Z 。

排矿口宽度为：
mm mm Z d b mm mm Z d b 26)(1.259
.163
.47105)(2.1046.17
.166max
232max 121，取，取==
=
=== (3-4)
e 6根据筛分工作制度确定。

由于设计铁矿石处理量100万吨，为中型选矿厂，采用常规工作制，得：
e 6=0.8×d 6=0.8×10=8mm
c 选择筛孔尺寸和筛分效率
检查筛分的筛孔尺寸和筛分效率，按筛分常规工作制度确定。

mm d a 12102.12.15=⨯==,%08=E 。

因此，确定筛子的筛孔尺寸为12mm ，筛分效率取80%。

d 计算各产物的产率和重量 1） 粗、中碎作业：
h t Q Q Q /4.168321===
%100321===γγγ
2） 细碎作业：
h t Q Q /4.16871==
由于7Q 物料一部分来自标准圆锥破碎机产物，一部分来自短头圆锥破碎机产物。

则：
h
t Q Q h t Q h t Q E
Q Q Q /6.208/6.208/6.2088.067.0)
8.042.01(4.168E E) -(1Q )(65612
612376126612337====⨯⨯-==⨯+⨯=----且：得：得：ββββ （3-5） 其中：126123,--ββ分别代表产物4中小于12mm 的粒级含量、产物6中小于12mm 的粒级含量。

结合筛孔尺寸和排矿口宽度[1]得到
%67%,42126123==--ββ；
h t Q Q Q /3776.2084.168634=+=+=
%
100223.9%100%168.4
377
%9.123%1004
.1686.208711441656===⨯==
=⨯===γγγγγQ Q Q Q
3.2.3 破碎筛分流程计算统计
将破碎流程计算统计见图3.2破碎数量流程图：
图3.2 破碎数量流程图
4 主厂房流程计算
4.1 主厂房工作制度、生产能力及设备作业率
4.1.1主厂房工作制度
磨选车间全年工作天数330天，每天3班，每班8小时。

4.1.2主厂房生产能力
h t h
t t Q Q /3.126833301000000=⨯⨯==
碎 4.1.3主厂房设备年作业率
%41.90%10024
3658
3330=⨯⨯⨯⨯=
η
4.2 选别流程计算
选别流程计算流程如图4.1：
图4.1 选别流程计算流程
4.2.1 确定原始指标数
《选矿厂设计》[1]可得原始指标数计算公式为
N p =C( n p - a p )
式中：
p N ——所需原始指标数；
C ——计算成分，若流程只按各产物重量计算（如碎磨流程）成分按单金属计算，则C=2
p n ——选别产物数； p a ——选别作业数；
根据主厂房选别流程图所示，取值如下：
C =2，p n =10，p a =5
由此可得，
N p =2×（10-5）=10
即，所需原始指标数为10个。

4.2.2 选取原始指标
经过现场流程考察及操作规律分析确定以下10个生产指标作为原始指标 原始指标采用如下的分配方案：
4.2.3 流程计算
a 计算各产物的产率和品质 1）计算产物1、4产率
%;
.==%=%;6==%===%=%=171739%;5.67;33.825.0%;31.50;12.40%;27.6%;3.43;75.26;
45.61817165141484βββββγββββ
⎩⎨
⎧+=+=44114
1βγβγαγγγγ原
原 （4-1） 解联立方程，得：
()%11%100%
75.26%45.6%)75.26%50.24%(100%1001414=⨯--=⨯--=
βββαγγ原
则： %89%11%10041=-=-=γγγ原
2）计算产物7、8产率
%;89%,75.261616====γγββ
⎩⎨
⎧+=+=8
877668
76βγβγβγγγγ 解联立方程，得：
()%49.2%100%
27.6%3.34%)
27.6%26.75(%89%100878667=⨯--⨯=⨯--=
ββββγγ
则： %39.8%49.2%89768=-=-=γγγ
3）计算产物15、16产率
⎩⎨
⎧+=+=6
161515141416
15141βγβγβγγγγ 解联立方程，得：
()%2.43%100%
8.33%0.256%)
8.33%0.315(%40.12%100615161414151=⨯--⨯=⨯--=
ββββγγ
则： %.72.7%2.43%0.124514161=-=-=γγγ
4）计算产物17、18产率
⎩⎨
⎧+=+=818117175
1518
17151βγβγβγγγγ 解联立方程，得:
%28.3%100%
73.9%.567%)73.9%0.256(%2.43%100)(817181515171=⨯--⨯=⨯--=
ββββγγ
%4.1%28.3%2.43715181=-=-=γγγ
b 计算各产物重量 1）
h t Q Q /112.4189%3.62111=⨯==γ （4-2） h t Q Q /13.89%11126.344=⨯==γ
校核： h t Q Q Q /126.389.1341.11241=+=+= 2）
%;89,/41.1121616====γγh t Q Q h t Q Q /14.62%2.493.12677=⨯==γ h t Q Q /27.50%8.393.12688=⨯==γ
校核：
h
t Q Q Q /41.11227.5014.62876=+=+=
3）
h t Q Q /67.50%12.403.1261414=⨯==γ h t Q Q /92.40%4.323.1261515=⨯==γ h t Q Q /75.9%72.73.1261616=⨯==γ
校核： h t Q Q Q /67.5075.992.40161514=+=+=
4)
h t Q Q /74.35%3.283.1261717=⨯==γ h t Q Q /18.5%1.43.1261818=⨯==γ
校核： h t Q Q Q /92.401.574.35181715=+=+= c 计算各产物回收率 1）
%10.97%100%
50.24%
75.26%89%100111=⨯⨯=⨯=
αβγε （4-3） %90..2%100%
50.24%
45.6%11%100444=⨯⨯=⨯=
αβγε
校核： %100%90.2%10.97%10041=+=+=εε
2）
%10.9716==εε
%87%100%
50.24%
2.49%
3.43%100777=⨯⨯=⨯=αβγε %10.10%100%
50.24%27.6%8.39%100888=⨯⨯=⨯=
αβγε 校核： %10.97%10.10%87876=+=+=εεε
3）
%4.82%100%50.24%
31.50%12.40%100141414=⨯⨯=⨯=
αβγε%80.79%100%
50.24%
25.60%4.32%100151515=⨯⨯=⨯=
αβγε %60.2%100%
50.24%33.8%72.7%100161616=⨯⨯=⨯=
αβγε 校核： %40.82%6.2%80.79161514=+=+=εεε
4）
%20.78%100%
50.24%50.67%3.28%100171717=⨯⨯=⨯=
αβγε %60.1%100%
50.24%
73.9%1.4%100181818=⨯⨯=⨯=
αβγε 校核： %80.79%60.1%20.78181715=+=+=εεε
4.3 磨矿分级流程计算
4.3.1 一段磨矿分级流程计算
a 磨矿计算流程及原始指标 1）磨矿计算流程
磨矿流程计算流程如图4.2：
1
图4.2 一段磨矿流程计算流程
2）原始指标
处理能力：h t Q /41.1121= 矿石品位：β1=26.75% 矿石硬度：中硬
工作制度：每天3班、每班8小时
磨矿最终产物粒级：-200目83%，《选矿厂设计》[1]知溢流产物中最大粒度为0.14mm 。

b 流程计算 确定循环负荷C 1
本设计中一段磨矿设备采用球磨机和螺旋分级机配置，根据参考文献[1]P31表5.2-9，返砂比确定为C 1=300%。

根据返砂比数值结合《选矿厂设计》[1]可大约估计磨矿产品粒度为0～0.4mm 。

流程计算
给矿中小于计算级别的含量可参考《选矿厂设计》[1]确定： 查得给矿中小于计算级别（0.074mm ）的含量为：1.01=β 产品中小于计算级别（0.074mm ）的含量为：
根据实践经验，《选矿厂设计》[1]取溢流产品中小于计算级别的含量为40%，返砂中小于计算级别的含量为4%，由于该选矿厂矿石密度为3/3.3m t 。

则得：
2β=40%+4%×2=0.48
1)由矿量平衡：
h t Q Q /41.11216==
h t C Q Q Q Q Q /64.449)%3001(41.112)1(111352=+=+=+== (4-4)
h t Q C Q /23.33741.112%300113=⨯==
%
300%400%10035261=====γγγγγ 2)计算对应回收率：
%291.5%1004.50
226.75
300%98.0%100333=⨯⨯⨯=⨯=
αβγε %388.6%1004.50
226.75
4000.89%1002252=⨯⨯⨯=⨯==αβγεε
校核： %88.63%291.5%7.1093152=+=+==εεεε
4.3.2 二段磨矿分级流程的计算
a 计算流程的确定
1)二段磨矿流程计算流程 二段磨矿流程计算流程如图4.3：
图4.3 二段磨矿流程计算流程
2)二段磨矿流程计算流程展开 二段磨矿流程计算流程展开如图4.4：
图4.4 二段磨矿流程计算流程展开
b 流程计算
1)循环负荷C 2的确定
本设计中一段磨矿设备采用球磨机与旋流器配置，由《选矿厂设计》[1]，循环负荷确定为C 2=250%
2)流程计算
给矿中小于（0.074mm ）计算级别的含量可结合第一段磨矿产品中小于计算级别的含量确定。

即：48.0074.07=-β
产品中小于计算级别的含量即为要求的磨矿细度。

83.0074
.014
=-β 参考生产实践：
%30.50074
.0'
'10074.0'10074.010===---βββ %
78.44%12.5074.013
074.0'
'11074.0'11074.011====----β
βββ
3)计算产物'11,'10产率
⎩⎨
⎧+=+=---'
11'107074
.0'
11'11074.0'10'10074.077γγγβγβγβγ 解联立方程，得：
%5.2%100%12.5%30.50%)48%30.50%(2.49%100)(074
.0'
11074.0'10074.07074
.0'107'
11=⨯--=⨯--=----ββββγγ
%7.46%5.2%20.49'117'10=-=-=γγγ
4)计算产物''11产率
%58.6%12.40%7.4614'10''11=-=-=γγγ
5)计算产物13、''10产率
⎩⎨
⎧+=+=---'
'11''1013074
.0'
'11''11074.0''10''10074.01313γγγβγβγβγ 解联立方程得：
%53.86%100%30.50%44.78%)30.50%12.5(%58.6%100)(074
.0'
'10074.013074
.0'
'10074.0''11''1113=⨯--⨯=⨯--=----ββββγγ %47.28%6.58%86.35''1113''10=-=-=γγγ
则： %93.98%47.28%46.7''10'1010=+=+=γγγ
%9.08%6.58%2.5''11'1111=+=+=γγγ
6)计算产物12中—0.074粒级含量 由流程知：
%93.981012==γγ
074
.04
141074.01313074.01212---+=βγβγβγ 解得：
%1.096%100%
93.98%83%0.124%44.78%53.86%10012074
.04141074.01313074
.012
=⨯⨯+⨯=⨯+=---γβγβγβ
7)计算产物9产率
%06.103%86.53%2.491379=+=+=γγγ
8)计算9中—0.074粒级含量
074
.01111074.01010074.099---+=βγβγβγ
解得：
%32.46%100%
06.103%12.5%08.9%30.50%98.93%1009074
.01111074.01010074
.09
=⨯⨯+⨯=⨯+=---γβγβγβ
c 由矿量平衡：
h t Q Q /16.1303.126%06.10399=⨯==γ h t Q Q Q /70.1183.126%98.93101210=⨯===γ h t Q Q /03.683.126%86.531313=⨯==γ
4.4 选别流程统计
选别流程各作业和各产物品位、产率、回收率、矿量统计表如图表4.1
表4.1 各种产物品位、产率、回收率、矿量统计表
Tab.4.1 A variety of product grade, yield, recovery, mining the amount of tables
编号 品位β（%）
产率γ（%）
回收率ξ（%） 矿量Q （t/h ）
0 24.50 100 100 126.3 1 26.75 89 97.10 112.4 2 26.75 400 388.6 449.64 3 26.75 300 291.5 337.23 4 6.45 11 2.9 13.89 6 26.75 89 97.10 112.41 7 43.3 49.2 87 62.14 8 6.27 39.8 10.1 150.75 9 103.06 130.16 10 93.98 118.70 11 9.08 11.46 12 93.98 118.70 13 53.86 68.03 14 50.31 40.12 82.40 50.67 15 60.25 32.4 79.8 40.92 16 8.33 7.72 2.6 9.75 17 67.5 28.3 78.2 35.74 18 9.73 4.1 1.63 5.18 19
67.5
28.3
78.2
35.74
5 矿浆流程计算
为了保证流程中个作业适宜的液固比，确定各作业、产物的补加水量、返回水量、脱除水量及矿浆体积，为设计和选择供水、脱水、排水设备及设施提供依据，进行矿浆流程计算如下。

5.1 计算公式及原始指标的确定
5.1.1 计算公式
a 计算液固比
100n
n n
C R C -=
(5-1) 其中，
n R ——各作业和产物液固比； n C ——各作业和产物浓度；
b 计算各作业、各产物的水量
n n n W Q R = (5-2)
其中，
n W ——各作业和产物水量，3/m h ； n Q ——各作业和产物矿量，/t h ； n R ——各作业和产物液固比；
c 计算各作业的补加水量
n n L W W =-∑作业 (5-3)
其中，
n L ——各作业补加水量，3/m h ； W 作业——各作业水量，3/m h ；
n
W
∑——各作业产物排出总水量，3/m h ；
d 各作业的矿浆体积
)1
(δ
+=n n n R Q V (5-4)
其中：
n V ——各作业矿浆体积，3/m h ； n Q ——各作业和产物矿量，/t h ；
δ——矿石密度，3/t m ；
n R ——各作业和产物液固比；
e 计算选矿厂总排出水量
∑∑∑∑++=t
x
c
k
W W W W (5-5)
∑k
W
——选矿厂总排水量，3/m h ；
c
W ∑——最终精矿排出水量，3
/m
h ； t
W ∑——最终溢流排出水量，3
/m
h ；
x
W
∑——最终尾矿排出水量，3/m h ；
f 计算选矿厂工艺过程耗水量（即补加总水量）
∑∑-=0W W
L k
(5-6)
其中，
L ∑——选矿厂工艺过程耗水量，3
/m h ；
∑k
W
——选矿厂总排出水量，3/m h ；
0W ——原矿含水量，3/m h ；
如果选矿厂利用回水'W ,则按下式计算补加新水量'L 。

∑-=''W L L (5-7)
g 选矿厂总耗水量的计算
∑∑=L L
)15.1~1.1(0
(5-8)
其中，
L
∑——选矿厂总耗水量，3/m h ；
L ∑——选矿厂工艺过程耗水量，3
/m
h ；
h 计算单位耗水量
g
L W Q
=
∑ (5-9)
其中，
g W ——处理每吨矿石耗水量，3/m t ；
L ∑——选矿厂总耗水量，3
/m t ； Q ——处理矿石量，/t h ；
5.1.2 原始指标的确定
各作业和产物浓度依设计资料及《选矿厂设计》[1]确定如下：
%96C 41===C C 原（原矿及预选产物）； （参考设计资料） %781=m C （一段磨矿作业）； （参考设计资料）
%783=C （一段分级返砂）； %426=C （一段分级溢流）；
%202=m C （一段磁选作业）； （参考流程） %507=C （一段磁选精矿）；
%3093==C C m （浓缩磁选作业）； （参考文献）
%6810=C （浓缩磁选精矿）；
%654=m C （二段磨矿作业）； （参考流程）
%7513=C （二段分级返砂）；
%2514=C (二段分级溢流)；
%225=m C （二段磁选）； （参考流程） %6015=C （二段磁选精矿）；
%246=m C （三段磁选）； （参考流程）
%5017=C （三段磁选精矿）；
%507=m C （浓缩作业）； （参考流程）
%8819=C （浓缩精矿）；
5.2 矿浆流程计算
5.2.1 计算各作业、各产物矿量
h t Q /25.121%963.126'=⨯=原 h t Q Q /90.107%964.112''61=⨯==
h t Q /33.13%9689.13'4=⨯= h t Q Q /65.431%9664.449''52=⨯== h t Q /74.323%9623.337'3=⨯= h t Q /65.59%9614.62'7=⨯= h t Q /26.48%9627.50'8=⨯= h t Q /95.124%9616.130'9=⨯= h t Q Q /95.113%9670.118''1210=⨯==
h t Q /00.11%9646.11'11=⨯=
h t Q /31.65%9603.68'13=⨯=
h t Q /64.48%9667.50'14=⨯= h t Q /28.39%9692.40'15=⨯= h t Q /36.9%9675.9'16=⨯= h t Q /31.34%9674.35'17=⨯= h t Q /97.4%9618.5'18=⨯=
h t Q /31.34%9674.35'19=⨯=
5.2.2 计算液固比n R
04.096
96
10041=-=
==R R R 原 28.078781001=-=m R
28.078781003=-=R
38.142421006=-=R
00.420201002=-=m R
00.150
501007=-=R
33.23030
10039=-==m R R
47.0686810010=-=R
54.065651004=-=m R
33.0757510013=-=R
00.3252510014=-=R
55.322221005=-=m R
67.0606010015=-=R
17.324
241006=-=m R
150
50
100717=-==m R R
14.088
8810019=-=R
5.2.3 计算各作业、各产物水量
h m W /85.404.025.1213=⨯=原
h m W /32.404.090.10731=⨯= h m W /53.004.033.1334=⨯=
h m W W m /86.12028.065.431351=⨯==
h m W /65.9028.074.32333=⨯= h m W /90.14838.190.10736=⨯=
h m W m /6.43100.490.10732=⨯=
h m W /65.5900.165.5937=⨯=
h m W W m /13.29133.295.124393=⨯==
h m W /56.5347.095.113310=⨯=
h m W m /53.6154.095.11334=⨯=
h m W /55.2133.031.65313=⨯=
h m W /92.145364.48314=⨯=
h m W m /67.17255.364.4835=⨯=
h m W /32.2667.028.39315=⨯=
h m W m /52.12417.328.3936=⨯= h m W W m /31.34131.343177=⨯==
h m W /80.414.031.34319=⨯=
5.2.4 计算各作业、各产物补加水量
计算各作业的补加水量
1L —— 一段磨矿前补加水；
2L —— 一段分级前补加水； 3L —— 一段大筒径磁选作业补加水； 4L —— 浓缩磁选补加水； 5L —— 二段磨矿前补加水；
6L —— 二段分级前补加水； 7L —— 二段小筒径磁选作业补加水； 8L —— 三段磁选作业补加水；
h m W W W L m /89.2565.9032.486.12033111=--=--= h m W W W L m /78.35186.12090.14874.32336321=-+=-+=
h m W W L m /7.28290.1486.4313632=-=-=
h m W W W L m /93.20955.2165.5913.291313743=--=--=
h m W W L m /97.756.5353.6131054=-=-=
h m W W W L m /94.10553.6192.14555.213141364=-+=-+=
h m W W L m /75.2692.14567.17231475=-=-= h m W W L m /2.9832.2652.12431586=-=-=
计算未知n C 的各作业、各产物水量
h m W W W m /95.37165.596.4313782=-=-= h m W W W m /57.23756.5313.291310113=-=-= h m W W W m /32.14632.2667.172315165=-=-= h m W W W m /21.9031.3452.124317186=-=-= h m W W W m /51.298.431.34319217=-=-=
5.2.5 计算未知浓度n C 及其对应的液固比n R
a 计算公式：
%100''
⨯+=
i
i i n W Q Q C
符号同上。

b 未知浓度计算
%48.11%10095.37126.4826.488=⨯+=
C 71.748
.1148
.111008=-=R
%4.4%10057.23700.1100.1111=⨯+=C 73.214
.44
.410011=-=R
%0.6%10032.14636.936.916=⨯+=C 67.1566
10016=-=R
%2.5%10021.9097.497.419=⨯+=C 23.182
.52
.510019=-=R
5.2.6 计算矿浆体积
h m V V V m /67.251)3
.31
28.0(65.4313521=+
=== h m V /75.188)3.31
28.0(74.32333=+
= h m V /60.181)3.31
38.1(90.10736=+=
h m V /73.77)3.31
00.1(65.5937=+=
h m V /71.386)3
.31
71.7(26.4838=+=
h m V V m /00.329)3.31
33.2(95.124393=+==
h m V /36.242)3.31
73.21(00.11311=+=
h m V /09.88)3
.31
47.0(95.113310=+=
h m V V m /06.96)3.31
54.0(95.1133124=+==
h m V /94.65)3.31
33.0(31.65313=+=
h m V /66.160)3.31
00.3(64.48314=+=
h m V /25.40)3.31
67.0(28.39315=+=
h m V /51.149)3.31
67.15(36.9316=+=
h m V /71.44)3.31
1(31.34317=+=
h m V /11.92)3.31
23.18(97.4318=+=
h m V /20.15)3
.31
14.0(31.34319=+=
5.2.7 计算选矿厂总排出水量
∑=++++++=h m W W W W W W W W
k
/89.8803420181611819
5.2.8 工艺过程耗水量
h m W W
L k
/04.87685.489.88030=-=-=∑∑
5.2.9 选厂总耗水量
选矿厂耗水量一般为工艺过程耗水量的10%～15%，这里取12%。

h m L L /16.98104.87614.112.13
0=⨯=⨯=∑
∑ 5.2.10选厂利用回水量
根据同类选矿厂生产实践，取回水利用率为80%。

h m L W /93.78416.9818.08.0'30=⨯==∑
5.2.11选厂补加新水量
h m W L L /23.19693.78416.981''30=-=-=∑
5.2.12单位耗水量
)/(77.73
.12616
.9813h t m W g •==
5.3矿浆流程统计
矿浆流程统计见表5.1。

表5.1 矿浆流程统计表
Tab.5.1 Slurry process Tables
t/) 水量(m³/h) 体积(m³/h) 编号浓度(%) 干矿量(h
1 96.00 107.90 4.32
2 78.00 431.65 120.86 251.67
3 78.00 323.7
4 90.6
5 188.75
6 42.00 107.90 148.90 181.60
7 50.00 59.65 59.65 77.73
8 11.48 48.26 371.85 386.71
9 30.00 124.95 291.13 329.00
10 68.00 113.95 53.56 88.09
11 4.40 11.00 237.57 242.36
12 65.00 113.95 61.53 96.06
13 75.00 65.31 21.55 65.94
14 25.00 48.64 145.92 160.66
15 60.00 39.28 26.32 40.25
16 6.00 9.36 146.32 149.51
17 50.00 34.31 34.31 44.71
18 5.20 4.97 90.21 92.11
19 88.00 34.31 4.80 15.20
6 破碎筛分设备的选择与计算
6.1 粗碎设备的选择与计算
6.1.1 计算所需原始指标
处理能力：Q=168.4t/h 矿石真密度：3.3t/m 3 矿石硬度：中硬
原矿最大粒度：mm D 500max =，破碎最终产物粒度：mm d 7.166max =
6.1.2 初拟设备
粗碎设备的选型主要考虑给矿最大粒度、生产能力和矿石可碎性。

可粗选PEF900*1200复摆式破碎机。

6.1.3 设备计算
a 计算预选破碎机处理能力
Q =1K 2K 3K 4K 0q e （6-1）
如选用PEF900*1200复摆式破碎机（排矿口为105mm ），其生产能力可达： 式中，Q ——在设计条件下破碎机的处理量，t/h
1K ——矿石可碎性系数，由《选矿厂设计》[1]，取1.0 2K ——矿石密度修正系数，K 2=
6
.1s
ρ =2.2/1.6=1.375
3K ——给矿粒度修正系数，由《选矿厂设计》[1]，3K =1+（0.8-max D /B ）=1+（0.8-500/1200）=1.38
4K ——水分修正系数，由《选矿厂设计》[1]，取K 4=1.0
0q ——颚式破碎机单位排矿口宽度和处理量，t/(mm·h)，由《选矿厂设计》[1]，
取1.0
e ——破碎机排矿口宽度，取105 所以：
Q=1.0×1.375×1.38×1.0×1.0×105=199.24t/h
b 所需破碎机台数
n=KQ 0/Q (6-2)
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，t/h.台 K---不均匀系数，K=1.1～1.2,取1.1
则：
n=
93.024
.1994
.1681.1=⨯，选用1。

c 负荷率
%84.5%100199.24
4
.1680=⨯==
Q Q η 验证：由于粗碎机给矿的最大矿块满足D max 小于0.85B 。

因此，选PEF900×1200复摆式颚式破碎机时能保证给入最大块矿。

6.2 中碎设备的选择与计算
6.2.1 初拟设备
由于破碎流程为三段破碎，原矿为中硬矿石，因此中碎可选择圆锥破碎机。

圆锥破碎机的生产能力大，破碎比大，适于破碎硬矿石和中硬矿石。

现拟定选用标准型圆锥破碎机。

6.2.2 设备计算
a 原始指标
理论给矿最大粒度：D max =166.7㎜ 破碎最终产物粒度：d max ＝47.63mm 排矿口宽度：e ＝26mm 处理能力：Q=168.4t/h 矿石比重：3.3×103kg/m 3 矿石硬度：中硬 b 初选设备
根据给矿最大粒度确定破碎机最小给矿口宽度B ，根据参考文献查表可粗选单缸液压标准圆锥破碎机PYY1650/285。

c 计算预选破碎机的生产能力 1)计算破碎机处理能力：
Q =1K 2K 3K 4K 0q e (6-3)
如选用单缸液压标准圆锥破碎机PYY1650/285（排矿口为26mm ），其生产能力可达： 式中，Q ——在设计条件下破碎机的处理量，t/h
1K ——矿石可碎性系数，由《选矿厂设计》[1]，取1.0
2K ——矿石密度修正系数，K 2=
6
.1s
ρ =2.2/1.6=1.375
3K ——给矿粒度修正系数，由《选矿厂设计》[1]，3K =1+（0.8-max D /B ）=1+
（0.8-166.7/285）=1.22,取K 3=1.22
4K ——水分修正系数，由《选矿设计手册》[2]，取0.14=K
0q ——颚式破碎机单位排矿口宽度和处理量，t/(mm·h)，由《选矿厂设计》[1]，取
0q =8.15t/(mm ·h)
e ——破碎机排矿口宽度，取26mm 所以：
Q=1.0×1.375×1.22×1.0×8.15×26=355.46t/h
2)所需破碎机台数计算
n=KQ 0/Q
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，t/h.台 K---不均匀系数，K=1.1～1.2,取1.1
则:
52.046
.3554
.1681.1=⨯=
n ，选用1台。

3)负荷率
%52%10055.46
34
.168=⨯=
η 验证：给矿最大粒度166.7mm ，给矿口宽度285mm
则0.85B=0.85⨯285=242.25mm 所以D max <0.85B
因此，选用单缸液压中型标准圆锥破碎机PYY1650/285时能保证给入最大块矿。

6.3 细碎设备的选择与计算 6.3.1 初拟设备
由于破碎流程为三段破碎，原矿为中硬矿石，细碎设备常用短头型圆锥破碎机。

6.3.2 设备计算
a 原始指标
理论给矿最大粒度：D max =47.63mm 破碎最终产物粒度：d max ＝10mm 排矿口宽度：e ＝8mm 处理能力：Q=208.6t/h 矿石比重：3.3×103kg/m 3 矿石硬度：中硬
b 根据给矿最大粒度确定破碎机最小给矿口宽度B
根据《选矿设计手册》[2]可选PYD-1750弹簧短头圆锥破碎机作为细碎设备。

c 计算预选破碎机的生产能力 1)计算预选设备处理能力
Q =Kc 1K 2K 3K 4K q 0e (6-4)
如选用PYD1750弹簧短头圆锥破碎机（排矿口为8mm ），其生产能力可达： 式中，K c ——闭路破碎系数，一般取1.15～1.4，本设计取K c ＝1.40
Q ——在设计条件下破碎机的处理量，t/h
1K ——矿石可碎性系数，由《选矿厂设计》[1]，取K 1=1.0 2K ——矿石密度修正系数，K 2=
375.16
.12
.26
.1==
s
ρ 3K ——给矿粒度修正系数，由《选矿厂设计》[1]，3K =1+（0.8-max D /B ）=1+
（0.8-47.63/100）=1.3，取3K =1.3
4K ——水分修正系数，由《选矿设计手册》[2]取K 4=1.0
Qs ——圆锥破碎机闭路破碎时的处理量，e q Q S 0=
0q ——圆锥破碎机单位排矿口宽度和处理量，t/(㎜·h)，由《选矿厂设计》[1]，取24 所以：
h t Q /28.2808140.13.1375.10.140.1=⨯⨯⨯⨯⨯⨯=
d 破碎机台数的计算
台取1 0.8228
.280208.6
1.10=⨯==
Q K Q n 台。

弹簧短头圆锥破碎机因此选用11750-PYD
K---不均匀系数，K=1.1～1.2,取1.1
e 设备负荷率
%74.43%100280.28
208.6
=⨯=
η 验证：给矿最大粒度47.63mm ，给矿口宽度100mm 。

则： 0.85B=0.85⨯100=85mm 所以: D max <0.85B
因此，选PYD-1750弹簧短头圆锥破碎机时能保证给入最大块矿
6.4 筛分设备的选择与计算
6.4.1 初拟设备
本设计中筛分设备起到细碎前的预先筛分以及细碎产物的检查筛分的作用，既可减小细碎机的负荷，也可控制破碎的最终产物粒度。

中细粒物料的筛分多采用振动筛，其特点是操作调整方便，筛面振动强烈，物料不易堵塞筛孔，筛分效率高，本设计中采用圆振动筛。

6.4.2 设备计算
a 原始指标
处理能力：377 t/h
理论给矿最大粒度：Dmax ＝47.63㎜
筛孔尺寸：a ＝12mm b 设备计算
1)振动筛的处理量按以下经验公式：
q K K K K K K Q 654321γφ= （6-5）
Q —振动筛的生产能力，t/（台·h）； φ—振动筛的有效筛分面积系数，取0.8；
γ—筛分物料的松散密度，本设计由已知矿石真密度和松散度系数计算得物料松散密
度为2.2。

A —振动筛几何面积，m 2;
q －振动筛单位面积平均容积生产能力，单位为m 3/m 2﹒h ，取20.1
K 1—给矿中小于筛孔之半的颗粒含量（%）。

由《选矿厂设计》[1]，经过计算，取0.6； K 2—给矿中过大颗粒的含量，由《选矿厂设计》[1]，经过计算，取1.38； K 3—筛分效率系数，由筛分效率E=80%，取2.5； K 4—矿石种类和颗粒形状系数，取1.0；
K 5—物料湿度影响系数，由《选矿厂设计》[1]，取1.0； K 6—筛分方法影响系数，由《选矿厂设计》[1]，取1.0； 则： 6
54321q K K K K K K Q
F γϕ=
＝
.10.10.15.238.16.02.21.208.0377
⨯⨯⨯⨯⨯⨯⨯⨯
215.5m =
考虑到筛分效率及其筛分设备处理能力，筛分设备的选择查表可选取1台型号YA1542
圆振动筛作为该选矿厂的细碎筛分设备。

2)筛面负荷率为：
%64.93%1005
.515
.5%100=⨯=⨯=
nf F η (6-6) f —筛子的实际面积
6.5破碎筛分一览表
破碎筛分设备见表6.1：
表6.1 破碎筛分设备一览表
Tab.6.1 List of crushing and screening equipment
设备类型处理量(t/h)
台数
(台) 负荷率(%)
设备总重
(t)
价格
(万元)
PEF900*1200复摆式颚式破
碎机
168.4 1 84.5 48 16.5 PYY1650/285型单缸液压中
型标准圆锥破机
168.4 1 52 37.82 10.5 PYD1750型弹簧短头圆锥破
碎机
208.6 1 77.89 50.5 19 YA1542圆振动筛377 1 93.64 5.308 1.8 总计 4 141.628 47.8
7 主厂房主要设备的选择与计算
7.1 磨矿设备的选择
7.1.1 计算公式
a 单位磨机容积处理量计算（《选矿厂设计》[1]）
04321q K K K K q = （7-1）
式中：q ——设计磨机按新生成级别（一般为-0.074mm 粒级）计的单位容积处理量，
()3/t m h ⋅；
0q ——现场生产磨机按新生成级别（一般为-0.074mm 粒级）计的单位容积处理量，
()3/t m h ⋅；可按下式计算：
'
)
''('120V Q q ββ-=
（7-2）
'Q ——现场生产磨矿机生产能力，/t h
'1β——现场生产磨机给矿中小于计算级别的含量（小数代入）； '2β——现场生产磨机产品中小于计算级别的含量（小数代入）
； 'V ——现场生产磨机的有效容积，3m ；
1K ——被磨矿石的磨矿难易度系数；
本设计中，由于矿石为中硬，由《选矿厂设计》[1]
取1K =1.0；
2K ——磨机直径校正系数；由《选矿厂设计》[1]选取： 3K ——设计磨机的型式校正系数；由《选矿厂设计》[1]选取；
4K ——设计和现场生产磨机给矿和产品粒度差异系数；可按下式计算：
'
4m m
K =
（7-3） m ——设计磨矿机按新生成计算级别计的不同给矿粒度和产品粒度条件的相对处
理量；由《选矿厂设计》[1]选取；
'm ——现场生产磨矿机按新生成计算级别计的不同给矿粒度条件下的相对处理量；。