4000td铅锌浮选矿厂设计说明书.doc

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1、桂林理工大学南宁分校毕业设计（论文）说明书 题 目 4000Td浮选厂初步设计学 号 5081977106 目 录目 录1摘 要5中文摘要5关键字5Abstract5Key word5前言6课题背景5设计简介6第一章 绪论71.1 概论71.2 厂区概况.71.3 矿床及原矿性质.8第二章 工艺流程及主要设备的选择计算132.1选矿厂各车间的工作制度132.2破碎设备的选择和计算132.2.1破碎流程方案，及设备的选择计算.142.2.2破碎流程方案，及设备的选择计算202. 3筛分设备的选择和计算262. 4选别流程的计算282. 4.1计算各产物的产率和回收率282. 4.2计算各产物的重

2、量392. 5矿浆流程的计算422. 5.1磨矿流程422. 5.2选别流程432. 6磨矿设备的选择和计算522. 7分级设备的选择和计算552. 8浮选设备的选择和计算572. 8.1浮选设备的选择和计算572. 8.2搅拌设备的选择和计算662. 9脱水设备的选择和计算662. 9.1浓缩设备的选择和计算662.9.2过滤设备的选择和计算68第三章 主要辅助设备与矿仓的选择与计算703.1给矿设备713.1.1板式给矿机713.1.2电磁振动给矿机713.1.3胶带运输机723.2 起重设备733.3 砂泵753.4矿仓77第四章 选矿技术检测794.1 选矿试验室794.1.1 建筑实

3、验室的目的794.1.2实验室的组成.794.1.3实验室规模.794.2 选矿化验室804.2.1 化验室的任务804.2.2化验室的组成.804.2.3化验室规模.804.3 药剂设施814.3.1 药剂设施814.3.2 各种药剂的使用情况814.3.3 各种药剂的验收和保管824.4 技术检测和控制.824.4.生产检验内容.824.4 日常测控制量点.82第五章 土建、供水、供电835.1 土建835.1.1 选厂及生活区土建835.1.2辅助厂房土建835.2 供水845.2.1 供水水源845.2.2 水量计算845.3 供电845.3.1 电源845.3.2供电电压.85第六章

4、 环境保护856.1 概述856.2 控制与治理85第七章 选矿厂技术经济分析867.1 基本建设投资费的计算867.1.1 土建投资费用877.1.2 设备价格，安装的概算877.1.3 非生产性费用和其他费用8876.1.4 金属构件与工艺管道概算价值887.1.5 各项投资费897.1.6 单位基建投资费897.1.7 折旧费897.2 生产工人定员及劳动生产率897.2.1 生产工人定员897.2.2 劳动生产率897.3 选矿成本计算907.3.1选矿工艺指标907.4 选矿厂技术经济指标及经济分析92总结95致 谢96参 考 文 献96摘 要中文摘要：本选矿厂是处理量为132万吨/

5、年的中型选矿厂，原矿铅品位2.187%，锌品位8.79%，最终得到的铅精矿品位为79.91%，锌精矿品位为56.11%，铅的回收率为92.02%，锌的回收率为96.71%。本设计采用三段一闭路破碎流程，一段闭路磨矿，由于原矿品位不高，所以其浮选流程为:铅采用一粗三精三扫选，锌选别为一粗一精三扫选。本选矿厂是建在山坡上的，其充分利用了山体的上下高差节省了建设费用。关键字：132万吨，铅锌矿，选矿厂初步设计AbstractChinese Abstract: The capacity of the concentrator is 132 tons / year of medium-sized con

6、centrator, ore grade of 2.187% of lead and zinc grade 8.79%, the resulting concentrate grade of 79.91% of lead and zinc concentrate grade of 56.11%, Lead recovery was 92.02%, 96.71% zinc recovery. This design uses three sections of a closed-circuit crushing process, a closed-circuit grinding, the or

7、e grade is not high, so its flotation process: a rough three fine lead with three sweep the election, zinc is a rough sorting of a fine three-sweep election. The concentrator is built on the hillside, and its full use of the upper and lower elevation mountain saving construction costs. Keywords: 132

8、 million tons, lead and zinc mine, concentrator preliminary design 前言课题背景：一方面随着人类对矿的不断开采，矿的质量在不断下降，表现在品位越来越低，采掘深度不断下降，使得原来开采就可以用，变成了需要用一些设备对其进行富集才能利用。另一方面，人类为了眼前的利益，常常没有综合开采矿资源，往往只选取一种矿物，而把其他共生的矿物丢掉，这样在资源日趋短缺的今天是非常浪费资源的；同时随着科学技术的发展，新的选矿设备的出现，新药剂的合成使原来无法利用的资源可以通过合理设计，从而使其可以开发利用起来，这就使得合理的矿厂设计日趋迫切。设计简介

9、：本设计矿厂年处理铅锌矿132万吨，是针对大新铅锌矿的初步设计。设计过程总的来讲分四阶段：现场参观实习，主要设备、流程的计算，绘图-得到初步设计。本设计吸取了德宝铜矿的厂房设计及设备布局经验，加上自己对现代选矿厂的理解而设计。本设计作为选矿厂的初步设计，按照选矿厂初步设计的要求设计，并根据矿石的性质和处理粒度进行设备的选型，再配置的厂房。给矿最大粒度为700mm,所以破碎流程考虑采用三段一闭路流程，由于磨矿粒度小于0.2mm只要求在60%65%，所以磨矿则采用一段闭路磨矿，浮选流程：铅采用一粗三精三扫选，锌选别为一粗一精三扫选。在进行相关计算后，磨浮车间采用两个系列。最终的精矿经浓缩干燥之后存

10、储于精矿仓，尾矿则输送至尾矿坝。由于时间比较仓促，资料也有一定的限制，加上设计者本人水平有限，在设计中难免会有错误和遗漏之处，恳请批评与指正。第一章 绪论1.1 概论本设计是对大新铅锌矿选矿厂的初步设计，年产量为132万吨原矿的大型选厂，大新，产品为铅精矿和锌精矿，铅精矿和锌精矿达到国家等级标准。主要用电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域，促进国家经济建设的发展。本设计的特点，根据大新的地形特点，选厂适宜山坡建厂，呈阶梯型配置，充分利用了山坡的高差，实现矿浆自流。工艺流程包括：破碎、筛分、磨浮、脱水流程，设备基本用大型化，操作实行自动化控制和管理，这样既节省投

11、资，又节省了人力、财力、物力，从而提高生产率。1.2 厂区概况一、地理位置选矿厂位于斜坡上，厂房呈阶梯式布置，以上至下布置有原矿，粗中细破碎车间，粉矿仓，磨浮，浓缩和过滤车间，精矿仓等。(二) 气象地处云贵高原南缘，石山泥岭间杂遍布，形成许多不完整的小盆地。属温暖多雨的南亚热带季风气候，冬春微寒，夏季炎热，秋季凉爽，四季气温变化不明显。年平均温度21.3，极端最高温度39.8，最低气温-2.2。年平均降雨量1326毫米，降雨多集中在夏秋季，冬春较少。境内主要河流有黑水河、桃城河、榄圩河，有中型水库4座，小型水库14座(三) 供水和供电矿区的最大河流环水河，有北向南流入长江，在矿段西缘通过，生产

12、用水及生产区的生活用水均取自于环水的河床潜流。矿区能利用大新水资源量为21.38亿立方米，可开发利用达16.86亿立方米，已建有水电站9个，总装机容量288万千瓦，年发电量6550万千瓦小时。(四) 尾矿坝矿区尾矿坝位于距厂矿下方，充分利用自流的地理条件，节约运费。1.3 矿床及原矿性质1.矿床及其组成矿床：属于中低温热液裂隙充填矿床。矿体组成：矿体由出银山矿段，在地表面以上，柏录山矿段，低于地表8696米。围岩：灰岩，泥石砂岩和页岩。2.矿物组成金属矿物：主要是闪锌矿，方铅矿和黄铁矿及微量黄铜矿。 次为褐铁矿，菱铁矿，白铅矿，铅矾，异极矿等。各金属矿物相对含量矿物名称闪锌矿 方铅矿黄铁矿褐铁

13、矿铅矾白铅矿异极矿 其他含量（）85.47.45 4.120.321.121.05 0.3 0.39闪锌矿：颜色为浅黄色，松脂色及黑褐色。闪锌矿化学分矿物名称 产状ZnPb Fe S Cd SiO2CaO闪锌矿脉状58.780.93 3.8731.020.3442.910.917闪锌矿光谱分析元素Fe SiMg PbZnAs Sb Ae GaAgCdG含量（）4.50.220.0010.5 39.40.02 0.010.010.0090.0013.30.1方铅矿：颜色，黑铅灰色。结晶粒度：1.050.02mm，一般在0，030.015mm。化学分析矿物名称产状PbZnFeSCaOSiO2方铅矿

14、细粒块状72.983.802.6015.370.463.40光谱分析FeSiAeMgNiPbZnAsSbGaInCdAg3.00.520.0330.0010.0579.854.150.010.0450.0020.00250.030.0265黄铁矿化学分析矿物名称产状SPbZnSbCaOSiO2Fe黄铁矿脉状48.680.1880.450.0152.1832.4648.49光谱分析FeSiAeMgNiPbZnAsSbMaCdTi33.80.80.060.20.0750.330.760.10.10.0010.030.001脉石矿物：主要是砂页岩，次为石英，方解石。主要金属矿物的单体解离度。粒级（m

15、m）161300.5600.251000.151500.152000.074方铅矿60.1968.8768.4798.41闪锌矿56.1579.4586.1494.1599,4298.87黄铁矿48.6560.4567.8991.7595.2398.17多元分析元素PbZnCuSFeGaGeInCdAuAg含量（%）0.5610.690.0210.797.160.00350.0030.0020.180.3(gT)22(gT)相分析：物相代表不强，只讲氧化率：Pb10%,Zn8%原矿锌相分析名称氧化率硫化锌残渣锌总量含量（%）0.78710.210.04710.88相对含量（%）7.1390.4

16、50.42100.0出银山，柏录山矿体矿组合样分析结果矿体元素PbZnGaCdGeIn出银山0.5610.690.00350.080.0030.002柏录山2.077.830.0010.050.0015未分析柏录山1.728.380.0010.070.0015未分析其他物理性质比重2.883.02 普硬度f58 安息角p37可磨性系数0.9。第二章 工艺流程及主要设备的选择计算2.1 选矿厂各车间的工作制度破碎磨浮精矿脱水年工作日数330330330日工作班数333班工作时数6.5882.2 破碎设备的选择和计算已知所要设计的选矿厂规模为4000td，原矿最大粒度为700mm，破碎最终产物粒度

17、为120mm或100mm；矿石松散密度1.9tm3，堆比重为3.0 tm3，中等可碎性矿石；破碎车间工作制度每年日，每日3班，每班6.5时。根据设计条件和要求，要完成破碎任务，至少需要3段磨矿，因此可能的方案有：方案编号设备名称规格和主要技术条件破碎流程破碎产物粒度（mm）工作制度班h粗碎 PJ 9001200三段一闭路126.5中碎PYY 1650285细碎 PYD2200 粗碎 PJ 9001200三段一闭路126.5中碎 PYB1750细碎 PYY2200130粗碎 PJ 9001200三段开路106.5中碎PYY 1650285细碎 PYD1750粗碎 PJ 9001200三段开路10

18、6.5中碎PYY 1650285细碎 PYY16501002.2.1破碎流程方案，及设备的选择计算采用三段一闭路破碎流程，破碎最终产物粒度为12mm，工作制度6.5h每班。计算破碎车间小时处理量； Q205.13（th）计算总破碎比；S58.33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，如图所示计算各段破碎比；平均破碎比Sa3.87取S1S24.0根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第3段破碎比S3为：S33.64计算各段破碎产物的最大粒度；d2= =175(mm)d3= =43,75(mm)d7= =12(mm)计算各段破碎机排矿口宽度；e2= = =109.375(mm)，取

19、150mme3= = =23.03(mm)，取25mme7,采用等值筛分工作制度，e7= 0.8 d7= 0.812 =9.6(mm)取10mm（注：Z1max, Z2max分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒度）选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率；粗碎段：由于未用到筛子，因此E1=100中碎段：由于也未用到筛子，因此E2=100细碎段：采用等值筛分工作制度，即a3=1.3 d7=1.312=15.6(mm)取14mm，e7= 0.8 d7= 0.812 =9.610(mm)，E3=60计算各产物的产率和重量； 粗碎作业Q1=Q2=205.13（th），1=2=100% 中碎作业：Q320

20、5.13（th），3100% 细碎作业：Q5(Q3+Q7) E3即Q7，式中，细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z10.56，从图46中，查中等可碎性矿石，得0.4040.00%，细筛的筛孔尺寸与,细碎机排矿口宽度的比值Z11.4，从图49中，查中等可碎性矿石，得0.7575.00%Q7346.44（th），7100%168.89%Q6Q7346.44（th），67168.89%Q4Q3+Q7205.13+346.44551.57（th），43+7268.89%绘制破碎数量流程图；（略）方案，破碎设备生产能力的计算； 粗碎（PJ9001200）Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表

21、56得K1=1.0 K2=1.19K3，=0.78，查表57，得K3=1.02q0, 查表51得q0=1.25e=150mmQ=1.0=227.59t/h所需要的台数n= 取n=1负荷率为=100%=90.13% 中碎（PYY 1650285，PYB1750）方案：采用PYY 1650285Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表56得K1=1.0 K2=1.19K3，=0.53，查表58，得K3=1.008查表5-5得得q0=8.0e=25mmt/h所需要的台数n= 取n=1负荷率为=100%=85.50%方案：采用PYB1750Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表56得K1

22、=1.0 K2=1.19K3，=0.60，查表58，得K3=0.98查表5-3得得q0=9.0e=25mmt/h所需要的台数n= 取n=1负荷率为=100%=78.17%细碎（ PYD2200，PYY2200130）方案：采用PYD2200Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数，K =1.275查表56得K1=1.0 K2=K3，=0.077，查表58，得K3=1.14查表54得q0=24.0，e=10mmt/h，所需要的台数n= 取n=1负荷率为=83.46%方案：采用PYY2200130Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数，K =1.275查表

23、56得K1=1.0 K2=K3，=0.077，查表58，得K3=1.14查表55得q0=25.0，e=10mmt/h，所需要的台数n= 取n=1负荷率为=80.14%2.2.2破碎流程方案，及设备的选择计算采用三段开路破碎流程，破碎最终产物粒度为10mm，工作制度6.5h每班。计算破碎车间小时处理量； Q205.13（th）计算总破碎比；S70初步拟定破碎流程；根据总破碎比，选用三段开路破碎流程，如图所示计算各段破碎比；平均破碎比Sa4.12取S1S24.0根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第3段破碎比S3为：S34.375计算各段破碎产物的最大粒度；d2= =175(mm)d3= =43,

24、75(mm)d6= =10(mm)计算各段破碎机排矿口宽度；e2= = =109.375(mm)，取150mme3= = =23.03(mm)，取25mme6,采用等值筛分工作制度，e6= 0.8 d6= 0.810 =8(mm)（注：Z1max, Z2max分别为颚式破碎机和标准圆锥破碎机的最大相对粒度）选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率；粗碎段：由于未用到筛子，因此E1=100中碎段：由于也未用到筛子，因此E2=100细碎段：采用等值筛分工作制度，即a3=1.2d6=1.210=12(mm)，e6= 0.8 d6= 0.810 =8(mm)，E3=65计算各产物的产率和重量； 粗碎作业： Q1

25、=Q2=205.13（th），1=2=100% 中碎作业：Q3205.13（th），3100%细碎作业：Q4Q1 E3细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z10.48，从图46中，查中等可碎性矿石，得0.3737%Q4Q1 E3205.130.370.6549.33（th），4100%24.05%Q5Q6205.1349.33155.80（th），56100%75.95%Q7205.13（th），7100%绘制破碎数 量流程图；（略）方案，破碎设备生产能力的计算； 粗碎（PJ9001200）Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表56得K1=1.0 K2=1.19K3，=0.78，查表

26、57，得K3=1.02q0, 查表51得q0=1.25e=150mmQ=1.0=227.59t/h所需要的台数n= 取n=1负荷率为=100%=90.13% 中碎（PYY 1650285，PYY 1650285）方案，：采用PYY 1650285Q=K1K2K3Q0=K1K2K3q0e 查表56得K1=1.0 K2=1.19K3，=0.53，查表58，得K3=1.008查表5-5得得q0=8.0e=25mmt/h所需要的台数n= 取n=1负荷率为=100%=85.50% 细碎（PYD1750 ，PYY1650100）方案：采用PYD1750Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭

27、路系数，K =1.275查表56得K1=1.0 K2=K3，=0.08，查表58，得K3=1.14查表54得q0=14.0，e=8mmt/h，所需要的台数n= 取n=1负荷率为=80.42%方案：采用PYY1650100Q=KK1K2K3Q0=K1K2K3q0e K,破碎闭路系数，K =1.275查表56得K1=1.0 K2=K3，=0.08，查表58，得K3=1.14查表54得q0=12.0，e=8mmt/h，所需要的台数n= 取n=2负荷率为=31.28%破碎设备方案技术经济比较表：方案编号设备名称规格和技术条件台数负荷率（）设备总重（吨）设备总功率（瓦）设备总价值（万元）备注粗碎 PJ

28、9001200190.13178.183545181000190000300000671000中碎PYY 1650285185.50%细碎 PYD2200183.46粗碎 PJ 9001200190.13179.063545181000190000320000691000中碎 PYB1750178.17细碎 PYY2200130 180.14粗碎 PJ 9001200190.13156.163355181000190000190000561000中碎PYY 1650285185.50细碎 PYD1750180.42粗碎 PJ 9001200190.13128.78335518100019000

29、0190000561000中碎PYY 1650285185.50细碎 PYY1650100231.28根据流程方案比较和设备方案技术经济比较，虽然开路流程较经济，但从现场经验来看，多数选择闭路流程，因此相对来说选择方案较合理，负荷率较均衡，经济。破碎设备选择计算表：序号作业名称设备名称及规格台数设备允许的给矿粒度mm设计的给矿粒度mm排矿口mm最大给矿粒度mm设备的处理量t(h台)流程的给矿量th负荷率备注123456789101112粗碎简摆颚式破碎机PJ 9001200175007000150700180270205.1390.13中碎标准单缸液压圆锥破碎机PYY 165028512400

30、150025175210425205.1385.50细碎短头弹簧圆锥破碎机PYD2200110002501043.75120340354.6583.462.3 筛分设备的选择和计算1.根据破碎流程的选择和计算，破碎流程应采用三段一闭路流程方案，则QQ4551.57th公式F其中0.85Q551.57 th1.9查表511得q21.7 ，0.28，查表46得0.2222，0.7，查表49得0.2626则10010024.51查表512得，0.6902 ，0.56，查表46得0.6262，1.4，查表49得0.3838则10010046.92查表512得，1.1384 1.151.01.01.0F

31、17.422.根据现场经验优先考虑选择自定中心振动筛，由筛孔尺寸大小，为便于安装于维修，考虑选择单层筛，因此可能的方案有：方案编号筛分规格型号几何面积台数负荷率总重(t)总功率(kw)总价值(元)备注方案SZZ150030004.5496.788.9363019600方案SZZ150040006396.787.7464520100方案SZZ180036006.48389.6113.87851270000根据表，选择方案较经济，合理。3.筛分设备选择计算表序号作业名称设备名称及规格台数筛孔mm需要的面积选择的面积流程的给矿量（th）负荷率筛分效率备注1234567891011筛分SZZ15003

32、00041417.424.5551.5796.78652.4 选别流程的计算2. 4.1计算各产物的产率和回收率，计算原始指标数（已知给矿指标）C（）3(2613) 39, 原始指标数的分配392613132613132613132（）2（2613262（）2(2613)26可分配方案是：方案：， ， ， ， ，方案：， ，由于设计已给出所有产物的数据，因此直接用所给出的数据进行计算。计算各产物的产率和回收率计算22，27，36的产率和回收率 2.52 15.151002.5215.1582.33，校核：92.082.974.951000.8196.712.48100计算18和23的产率和回收

33、率 7.057.052.524.53，校核：143.5392.08235.61 0.813.984.79计算13和19的产率和回收率29.5129.514.537.0526.99，校核：29.514.5334.047.0526.9934.04757.38143.53900.91235.61665.30900.9150.793.9854.774.7949.9854.77计算7和14的产率和回收率 16.45 16.4526.9929.5113.93 ，校核：16.4526.9943.44 29.5113.9343.44337.50665.301002.80757.38245.421002.803

34、7.1149.9887.0954.7732.3287.09计算3和8的产率和回收率 50.0454.0413.9316.4551.52，54.0412.9367.9716.4551.5267.97605.63245.42851.05337.50513.55851.05190.5232.32222.8437.11185.73222.84计算34和35的产率和回收率 83.8483.8482.331.51， ，校核：3.721.242.485.370.424.95计算31和33的产率和回收率 90.0490.041.5183.847.71， ，校核：90.041.5191.557.7183.849

35、1.5517.311.2118.5214.803.7218.528.070.428.493.125.378.49计算26和29的产率和回收率 94.5194.517.7190.0412.18， ，校核：94.517.71102.2212.1894.04102.2252.1514.8066.9549.6417.3166.958.733.1211.853.788.0711.85计算25和28的产率和回收率 29.3429.3415.1514.19， ，校核：165.4668.7596.716.453.482.97计算21的产率和回收率29.3494.5114.1912.1887.48，165.46

36、52.15217.6199.2268.7549.64217.616.458.7315.187.923.483.7815.18计算16和20的产率和回收率 115.70115.7097.4818.22 ，校核：3.721.242.4841.7433.827.92计算10和15的产率和回收率 139.97139.9718.22115.7042.49，校核：139.9718.22158.1942.49115.70158.19271.8273.74345.56172.60172.96345.56144.6433.82178.46136.7241.74178.46计算4和9的产率和回收率 187.03187.0342.49139.9789.55， ，校核：187.0342.49229.5289.55139.97229.52457.26172.60629.86358.04271.82629.86455.82136.72592.54447.90144.64592.54计算2的产率和回收率校核：54.04187.03241.0751.5289.55100241.07605.63455.821061.45513.55447.901001061.45190.524