石墨选矿厂设计

石墨选矿厂设计说明书

武汉理工大学资源与环境工程学院

2011。1.3

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武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

课程设计任务书

学生姓名： 专业班级： 指导教师： 工作单位：

题 目: 石墨选矿厂工艺设计 初始条件：

1选矿厂生产能力Q=236T/D，原矿品位β=4.6%； 2磨浮车间原矿最大粒度dmax=15mm；

3最终精矿品位β=88。00%；最终精矿回收率ε=85%.

4粗磨原矿中—200目含量为6.00％；粗磨产品中-200目含量为60.00%。

要求完成的主要任务：

1石墨选矿厂数质量工艺流程的计算：

矿浆流程计算：包括磨矿浮选车间工艺流程及矿浆流程计算； 2选矿厂主要设备的选型与计算：

包括粗磨与分级设备的选型与计算、一、二、三次再磨设备的选型与计算、粗、扫选及一—三次精选设备的选型与计算；

3辅助设备的选型与计算： 包括原矿仓的选择与计算、粉矿仓下给矿机和皮带运输机的选型与计算以及搅拌槽的选择与计算。

4画图部分： 粉碎、磨矿、浮选车间数质量矿浆流程图；磨矿与浮选车间机械设备联系图. 其它详见指导书。

时间安排：

教师讲课：1天；

学生自己设计与计算：3天； 编写课程设计报告书:1天；

总计:5天.(具体安排详见指导书）

指导教师签名: 年 月 日

系主任（或责任教师）签名： 年 月 日

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目 录

一 目的与要求 ............................ 错误!未定义书签。 二 课程设计内容 .......................... 错误!未定义书签。 三 课程设计进度要求 ..................................... 4 四 课程设计步骤与方法 ................................... 4 五 课程设计说明书与图纸 ................................. 8 六 课程改革特色 ......................................... 8 七课程设计评分标准……………………………………………………8 八教材及参考书…………………………………………………………9

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课程编号:

课程名称：矿物加工厂工艺设计 周数/学分：1/

先修课程:粉碎工程 矿物加工工艺学 试验研究方法 适用专业：矿物加工工程

开设学院：资源与环境工程学院矿物加工与材料系

一 目的与要求 1 目的：

1。1使学生初步掌握流程选择的基本原则和基本方法，并能正确地进行磨浮流程的计算、主要设备的选择与计算，较合理地进行设备配置.

1.2使学生学会使用参考书、选矿设计手册、设备图册等参考资料，为今后的毕业设计打下基础。 2 要求:

掌握据矿石特性选择加工工艺流程的方法,学会利用获得的原始资料进行流程计算、设备计算和选型;使用计算机绘制数质量工艺流程图、矿浆流程图及机械设备联系图，设计深度达初步设计要求。

二 课程设计内容

某石墨选矿厂磨矿浮选车间的工艺设计（磨矿浮选车间工艺流程与矿浆流程的计算、主要设备选型与计算、部分辅助设备的选型与计算）。

设计任务书

1给定条件：某石墨选矿厂, 矿石属中硬矿石，原矿最大粒度、原矿品位、矿石处理量、－200目含量，粗磨的磨矿细度、最终选别指标等详见流程图1及设计条件表1、表2、表3(矿石的真比重δT=2。70t/m3,堆比重γ=1.60t/m3磨机循环负荷C=150.00％).设计要求：精矿品位β=88.00%,精矿回收率ε=85。00％.试按以下流程进行流程计算和设备的选型与计算，其中粉碎流程为两段开路.

磨机现场条件：南墅石墨矿Φ1500×3000mm湿式格子型球磨机,给料最大粒度15。00mm,其中－200目占6.00%，磨矿细度为－200目占45.50%时，磨机稳定的生产能力为Q0=18.00t/h。

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磨矿浮选车间流程图1

设计条件表1 设 计 条 件 内 容 选矿厂生产能力Q（T/D） 原矿品位(%) 磨浮车间原矿中最大块直径Dmax(mm) 粗磨原矿中-100目含量（-200目含量%） 粗磨产品细度-100目含量（—200目含量％） 最终精矿品位（%) 最终精矿回收率(％）

2

1、2、3、4、5、6、7、8、9、 ……号 190。00、192。00、194.00…200.00… 4。60 15.00 (6。00） 60。00（42。00) 88。00 85。00 武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

浮选流程给定原始指标-设计条件表2 产物号 品位β（％) 作业回收率E（%） 回收率ε（％)

矿浆流程给定原始指标—设计条件表3 必须保证的液固比R RⅠ=0.43 RⅢ=3。00 RⅣ=4.00 RⅤ=5。70 RⅥ=5。70 RⅦ=7.30

2设计内容： 2.1流程计算部分:

2。1。1 一段闭路磨矿流程的计算 2。1。2 再磨与选别数质量流程的计算 2.1.3再磨与选别矿浆流程的计算 2。2主要设备的选型与计算部分 2。2。1粗磨与分级设备的选型与计算 2。2。2Ⅰ—Ⅲ次再磨设备的选型与计算

2。2.3粗选、扫选、1-3次精选浮选设备的选型与计算 2。3辅助设备的选型与计算 2.3.1原矿仓的选择与计算

2。3.2原矿仓下给矿机的选型与计算

2。3.3磨矿仓给矿机下胶带运输机的选型与计算 2.3.4搅拌槽的选择与计算 2。.4画图部分：

2。4。1粉碎、磨矿、浮选车间数质量及矿浆流程图 2。4。2磨矿、浮选车间机械设备联系图

不能调节的液固比R R1=0.02 R4=2.57 R5=0.18 R7=1.00 R9=3.00 R12=1。50 R14=1。86 R16=2。30 4 7 9 12 14 16 4。60 44。67 8。50 76.22 84。22 88。00 83.00 24.00 90。00 94.00 。00 85。00

三 课程设计进度要求

具体见下表4:

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课程设计进度表4 序号 1 3 4 5 6 7 8

教师讲课 一段闭路磨矿一粗一扫三次再磨三次精选数质量流程的计算 上述矿浆流程的计算 粗磨与分级设备的选型与计算 再磨、与粗选、扫选及各精选设备的选型与计算 辅助设备的选型与计算 编写课程设计报告书 合 计 设计内容 所用时间（天） 1。0 0。5 0.5 0.5 0。5 1。0 1.0 5.0 四 课程设计步骤与方法

1设计步骤：先进行磨矿流程、选别流程、矿浆流程的计算,其次再进行磨矿、分级、再磨、浮选等设备及辅助设备的选型与计算,最后画出磨矿浮选车间的数质量、矿浆流程图及机械设备联系图.

2 设计方法：先根据已知条件算出各已知点的产率r、回收率ε、品位β、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标；再用平衡法即利用平衡方程式（重量平衡、金属量平衡、水量平衡、矿浆体积平衡）求其余各产物的产率r、回收率ε、品位β、水量w、液固比R、矿浆体积v等指标。

具体流程计算及设备选型与计算步骤如下:

1流程与设备的选择与计算-注意：所有数据均保留并书写到小数点后2位如6.5→6.50;100→100.00. 1.1 一段闭路磨矿流程的计算

主要是求流程中各点的Q与r。具体是求Q2、Q5、r2、r5。(首先将含水原矿折算成干矿:Q1=Q原/(1+R1）,注意这里Q原=Q/24）

Q原=235/24=9。83t/h，Q1= Q原/ (1+R1）=9。83/(1+0.02）=9.，

Q4=Q1=9。t/h，Q5=CQ1=1.50×9.=14。46t/h, Q2=Q3=Q1+Q5=9。+14.46t/h；r4= r1=100。00%，r2=Q2/Q1=250.00%， r3= r2=250。00％，r5= Q5/Q1=150.00％。 1。2 三次再磨三次精选数质量流程的计算

1.2.1按公式Nn=C（np－ap)、Nβ=np－ap、Nε=Nn－Nβ求出所需原始指标数、品位指标数及回收率指标数.式中各符号意义见讲义。

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C=2 np=12 ap=6 Nn=12 Nβ=6 Nε=6

1.2。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1、2、3）

1.2.3用平衡方程式求出各个产物的εn值

先将作业回收率折算成对原矿的回收率；再用平衡法求其余的回收率。

ε14=ε16/E16=85 。00/。00=95.51% ε12=ε14/E14=95.51/94。00=101.60%； ε11=ε12/E12=101.60/90。00=112.％ ε17=ε14-ε16=95。51-85.00=10。51％；

ε15=ε12—ε14=101.60—95。51=6。09％ ε18=ε15+ε17=6。09+10。51=16。60％

ε13=ε11-ε12=112.—101。60=11。29％ε7=ε11—ε18=112。—16。60=96.29%

ε6=ε7/E7=96。29/83.00=116.01% ε8=ε6—ε7=116。01—96.29=19。72％ ε19=ε6-ε4=116.01—100。00=16。01％;ε9=ε19—ε13=16。01—11。29=4。72％；

注：对点10、6、11进行校核。

ε10=ε8-ε9=19。72-4。72=15.00％； 校核:ε10=ε4—ε16=100，00—85=15。00%；

ε6=ε7+ε8=116。01％； 校核:ε6=ε4+ε9+ε13=116。01％; ε11=ε12+ε13=112.%； 校核：ε11=ε7+ε15+ε17=112。%； 1.2。4按公式rn=β1εn/βn求出已给产物(βn）的产率rn，再用平衡方程式求出其余产物的rn值

一求已知品位β的产率：

r7=β1ε7/β7=4。6x96.29/44.67=9.91％； r9=β1ε9/β9=4.6x4.70/8。50= 2.54 %;

r12=β1ε12/β12= 4。6x101。60/76.22=6.13％ r14=β1ε14/β14= 4。6x95。50/84。22=5。22％； r16=β1ε16/β16=4.6x85/88=4。44%; 二求其余产物的产率:

r17= r14- r16=5.22—4。44=0。78％； r15= r12— r14=6。13-5.22=0.91％； r18= r15- r17=0.91+0.78=1。69%; r11= r7+r18=9。901+1.7069=11。60%； r13= r11- r12=11.60—6.13=5.47％； r19= r9 +r13=2.54+5.47=8。01%； r6= r4+r19=100.00+8。01=108.01%； r8= r6— r7=108.01-9。91=98。10%; r10= r8— r9=98.10-2.54=95。56%;

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对点10、6、11进行校核。

如r10= r8- r9=98.10-2.54=95。56％;校核:r10= r4— r16=100。00—4.40=95.56％； 1。2。5按公式βn=β1εn/ rn求出其余产物的βn值 β6=β

1

ε6/ r6=4.6x115.90/108.01=4.94%β8=β

1

ε8/ r8=4.6x19。

7/98.1=0.92％；

β18=β1ε18/ r18=45.18%； β11=β1ε11/ r11=44。73％； β13=β1ε13/ r13=9。42％； β10=β1ε10/ r10=0。72%； β19=β1ε19/ r19=9。13％； β15=β1ε15/ r15=30.84%； β17=β1ε17/ r17=61。92%； 1.2。6按公式Qn=Q1rn求出各产物的Qn值

Q6=Q4r6=9.x108。01%=10。41/h; Q7=Q4r7=9.x9。91％=0.96t/h； Q8=Q4r=8=9。x98.1%=9.46t/h; Q9=Q4r9=9.x2。54％=0.24t/h； Q10=Q4r10=9。x95。56%=9.21t/h； Q11=Q4r11=9。x11.6％=1。12t/h； Q12=Q4r12=9。x6。13％=0。59t/h； Q13=Q4r13=9.x5。47％=0.53t/h; Q14=Q4r14=9。x5.22%=0.50t/h； Q15=Q4r15=9。x0.91%=0.09t/h; Q16=Q4r16=9.x4.44%=0.43t/h； Q17=Q4r17=9.x0.78％=0.08t/h； Q18=Q4r18=9.x1。69％=0.16t/h； Q19=Q4r19=9.x8。01%=0.77t/h; 同样对点10进行校核：Q10=Q4— Q16=9.—0.43= 9.21 t/h。 1.2.7列出浮选流程数质量平衡表

浮选流程数质量平衡表

作业及产物号码 作业及产物名称 Q(T/h) γ （％) β（%） ε(%） 磨矿作业 1 5 小计 磨矿作业 3 小计 分级作业 3 小计 进入作业物料 磨机排料 磨机排料 进入作业物料 原矿 分级机返砂 9. 100。00 4。60 100。00 14。46 150.00 4。60 150.00 24.10 250.00 250。00 由作业排除产物 24。10 250。00 4。60 250.00 24。10 250.00 250。00 24.10 250。00 4。60 250。00 24。10 250.00 250.00 6

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分级作业 4 5 小计 混合作业6 4 13 9 小计 混合作业6 6 小计 粗选作业 6 小计 粗选作业 7 8 小计 扫选作业 8 小计 扫选作业 9 10 小计 混合作业11 7 15 17 小计 由作业排出产物 分级机溢流 分级机返砂 进入作业物料 分级机溢流 精选I尾矿 扫选精矿 9. 100.00 4。60 100。00 14。46 150.00 4.60 150.00 24.10 250.00 250.00 9. 100。4。00 60 100.00 0.53 5。47 9。42 11。29 0。24 2.54 8。50 4。72 10。41 108。01 116。01 由作业排出产物 粗选原矿 进入作业物料 粗选原矿 10.41 108。01 4.94 116。01 10.41 108.01 116。01 10。41 108.01 4。94 116.01 10.41 108.01 116。01 由作业排出产物 粗选作业精矿 粗选作业尾矿 进入作业物料 粗选尾矿 0.96 9.91 44.67 96.29 9.46 98.10 0。92 19。72 10.42 108。01 116。01 9.46 98.10 0.92 19。72 9。46 98。10 19。72 由作业排出产物 扫选作业精矿 扫选作业尾矿 进入作业物料 粗选精矿 二次精选尾矿 三次精选尾矿 0。24 2。54 8。50 4。72 9.21 95.56 0.72 15。00 9.46 98.10 19。72 0.96 9。91 44。67 96。29 0.09 0。91 30。84 6。09 0。08 0。78 61。92 10。51 1。17 11。60 112。 7

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混合作业11 11 小计 一次精选作业 7 15 17 小计 一次精选作业 12 13 小计 二次精选作业 12 小计 二次精选作业 14 15 小计 三次精选作业 14 小计 三次精选作业 16 17 小计 由作业排出产物 一次精选原矿 1.12 11.60 44.73 112。 1.12 11.60 112。 进入作业物料 粗选精矿 二次精选尾矿 三次精选尾矿 0。96 9.91 44。67 96.29 0。09 0。91 30.84 6。09 0。08 0.78 61。92 10。51 1.17 11.60 112。 由作业排除产物 一次精选精矿 一次精选尾矿 进入作业物料 一次精选精矿 0。59 6.13 76。22 101。60 0.53 5.47 9。42 11.29 1。12 11.60 112. 0.59 6。13 76.22 101.60 0.59 6.13 101.60 由作业排除产物 二次精选精矿 二次精选尾矿 进入作业物料 二次精选精矿 0。50 5。22 84.22 95。51 0.09 0。91 30。84 6。09 0.59 6.13 101。60 0。50 5。22 84.22 95。51 0.50 5。22 95.51 由作业排除产物 三次精选精矿 三次精选尾矿 0.43 4.44 88.00 85.00 0。08 0。78 61。92 10.51 0。51 5.22 95。51 1。2。8画出(磨矿)浮选数质量流程图

1.3一段闭路磨矿一次粗选一次扫选三次再磨三次精选矿浆流程的计算 1。3.1据试验报告及现厂生产数据,确定必须保证的及不可调节的Rn值（见设计条件表3)

1。3。2按公式Wn=RnQn计算各已知Rn值的各作业及产物水量Wn W1= R1Q1=0.19t/h; W5= R5Q5=2.60t/h； W4= R4Q4=24.77t/h；

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W7= R7Q7=0.96t/h；W9= R9Q9=0.72t/h； W12= R12Q12=0。86t/h； W14= R14Q14=0.93t/h; W16= R16Q16=0.99t/h；WІ=RІQІ=10。36t/h； WⅢ= RⅢQⅢ=31.23t/h; WⅣ= RⅣQⅣ=37.84t/h； WⅤ= RⅤQⅤ=6.38t/h； WⅥ=RⅥQⅥ=3.36t/h； WⅦ= RⅦQⅦ=3。65t/h；

1.3。3按平衡方程式计算其余各产物水量Wn及补加水量Ln

各产物水量：

W8=WⅢ—W7=30。27t/h ; W10=WⅣ—W9=37.12t/h； W13=WⅤ—W12=5.52t/h； W15=W

Ⅵ

-W14=2。43t/h； W17=W

Ⅶ

—W16=2。66t/h；

W18=W15+W17=5.09t/h；

各作业补加水量：

LІ=WІ—W1-W5=7。57m3/h; LⅡ=W4+W5—WІ=17。01m3/h;

LⅢ=WⅢ-W4-W19=0。22m3/h； LⅣ=WⅣ-W8=7。57m3/h; LⅦ=WⅦ-W14=2.72m3/h；

1。3。4按公式Rn=Wn/Qn计算未知Rn值的各作业及产物的液固比

RⅡ=(W4+W5)/Q2=1.14; R8=W8/Q8=3。20； R10=W10/Q10=4.03； R13=W13/Q13=10。42; R15=W15/Q15=27。00； R17=W17/Q17=33。25； R18=W18/Q18=29.94； 1。3.5按公式Vn=Qn(Rn＋1/δT）计算各产物的矿浆体积—δT矿石真比重 给定Rn的矿浆体积计算：

V1=Q1(R1+1/δ)=3.76m3/h； V4=Q4（R4+1/δ）=28.35m3/h； V5=Q5（R5+1/δ）=7.96m3/h； V7=Q7（R7+1/δ)=1.32m3/h； V12=Q12（R12+1/δ)=1.10m3/h； V14=Q14(R14+1/δ）=1。12m3/h； V16=Q16(R16+1/δ)=1。15m3/h； V9=Q9(R9+1/δ)=0。81m3/h; VⅠ=Q3（RⅠ+1/δ）=19。29m3/h; VⅢ=Q6(RⅢ+1/δ）=35。09m3/h; VⅣ=Q8(RⅣ+1/δ）=41。34m3/h; VⅤ=Q11(RⅤ+1/δ）=6.80m3/h； VⅥ=Q12(RⅥ+1/δ)=3。58m3/h； VⅦ=Q14（RⅦ+1/δ）=3。84m3/h； 其余各点矿浆体积计算：

V10=VⅣ—V9=40。53m3/h； V13=VⅤ—V12=5。70m3/h； V6=V4+V13+V9=34。86m3/h； V8=VⅢ—V7=33.77m3/h； V11=VⅤ—LⅤ=6.47m3/h； V15=VⅥ—V14=2.46m3/h; V17=VⅦ-V16=2。69m3/h； V19=V13+V9=6.51m3/h; V18=V15+V17=5.15m3/h；

核对：V13∑Wk=V7+V8—V4—V9—LⅢ=5.71m3/h； V13=V17+V15+V7+LⅤ—V12=5。70m3/h。

LⅤ=WⅤ—W7—W18=0.33m3/h； LⅥ=WⅥ—W12=2.50m3/h；

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1.3.6选矿厂总耗水量及实际耗水量的估算：

（1）选厂总耗水量平衡方程式为w1+∑Li=∑Wk，故∑Li=∑Wk-w1式中w1-原矿带入水量，∑Li—总耗水量或补加总水量，∑Wk—最终产物带走水量。 ∑Wk=W10+W16=37.12+0.99=38。11m3/h w1=Q1RⅠ=9.×0。02m3/h ∑Li=w138。11—0.19=37。92m3/h

(2）选矿厂实际耗水量估算：上述计算只是工艺过程的用水量,考虑到洗刷地板、冲洗设备及冷却用水等,总耗水量还应加大10—20%，故实际耗水量应为∑Li×（1+10%）=37。92×1。10=41。71m3/h。

1。3。7列出矿浆流程平衡表

矿浆流程平衡表 作业及产物编作业及产物名称 产率γ产量液固比水号 (％） Q（t/h) 磨矿作业 1 5 LⅠ 小计 进入作业物料 原矿 分级机返砂 补加水 100 150 250.00 9. 24.10 0。02 0。19 2.74 7.57 10。50 3。76 7.96 R 量矿浆体（m3/h) （m3/h） 积14.46 0.18 磨矿作业 3 小计 分级作业 3 LⅡ 由作业排除产物 磨机排料 进入作业物料 磨机排料 补加水 10.36 10。36 10.36 17。01 19.29 19.29 19。29 250.00 24.10 0.43 250.00 24.10 10

250。00 24。10 0。43 武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

小计 分级作业 4 5 小计 混合作业 4 9 13 小计 混合作业 6 小计 粗选作业 6 LⅢ 小计 粗选作业 7 8 小计 扫选作业 8 LⅣ 小计 扫选作业 9 10 小计 混合作业 7 15 17 进入作业物料 粗选精矿 二次精选尾矿 三次精选尾矿 进入作业物料 粗选精矿 补加水 扫选精矿 扫选尾矿 作业排出产物 粗选作业精矿 粗选作业尾矿 作业排除物料 粗选原矿 进入作业物料 粗选原矿 补加水 进入作业物料 分级机溢流 扫选精矿 精选Ⅰ尾矿 分级机溢流 分级机返砂 250.00 24。10 由作业排出产物 2。57 24.77 2.60 27。37 24。77 0。72 5.52 31。01 31.01 31。01 31。01 0.22 31.23 1。00 0。96 30。27 31.23 3.20 30。27 7。57 37.84 3.00 0。72 37.12 37。84 27.00 0.96 2。43 2.66 28.35 7.96 36。31 2.57 10.42 28.35 0。81 5.70 34。86 34.86 34.86 34.86 34.86 1.32 33。77 34.86 33.77 33.77 0.81 40。53 41.34 1.32 2。46 2.69 100.00 9. 150。00 14。0.18 250.00 4624。 10 100 9. 2。54 0。24 3。00 5。47 0.53 108.01 10。41 108。01 10.41 2。98 108。01 10.41 108.01 10.41 2。98 108。01 10.41 9。91 0.96 108。01 10.41 98.10 9.46 98。10 9。46 2。54 0.24 98.10 9。45 9.91 0.78 0。96 1。00 0。08 33。25 11

98。10 9。46 3.20 由作业排除产物 95。56 9。21 4.03 0。91 0.09 武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

小计 混合作业 11 小计 一次精选作业 7 15 17 LⅤ 小计 一次精选作业 12 13 小计 二次精选作业 12 LⅥ 小计 二次精选作业 14 15 小计 三次精选作业 14 LⅦ 小计 三次精选作业 16 17 小计 进入作业物料 二次精选精矿 补加水 二次精选精矿 二次精选尾矿 进入作业物料 一次精选精矿 补加水 一次精选精矿 一次精选尾矿 进入作业物料 粗选精矿 二次精选尾矿 三次精选尾矿 补加水 一次精选原矿 11。60 1.13 由作业排出产物 11。60 1。12 5。40 11。60 1.12 9.91 0.91 0。96 1。00 0。09 27。00 33.25 0.59 1。50 10.42 28。33 6。05 6。05 6.05 0。96 2。43 2。66 0.33 6.38 0.86 5.52 6。38 0。86 2.50 3.36 0。99 2。55 3.54 0.93 2。72 3.56 2.30 0。99 2。66 3.65 6.47 6。47 6.47 1。32 2.46 2。69 6。47 1。10 5。70 6.80 1。10 1。10 1。18 2. 3.82 1。12 1。12 1。15 2。69 3。84 0。78 0.08 11。60 1.13 由作业排除产物 6.13 5。47 0.53 11。60 1。12 6。13 0。59 1.50 6。13 0.59 由作业排除产物 5。22 0。53 1。86 0。91 0.09 6。13 0.62 5.22 由作业排除产物 三次精选精矿 三次精选尾矿 4.44 0.78 5.22 1。3.8列出选矿厂水量平衡表

选矿厂水量平衡表

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0。50 1.86 5。22 0.53 0.43 0。51 0。08 33。25 武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

进入流程的水量（m3/h） 原矿带入水量:W1=0。19 磨矿补加水：LІ=7。57 分级补加水：LⅡ=17.01 粗选补加水：LⅢ =0。22 扫选补加水：LⅣ=7.57 精选Ⅰ补加水：LⅤ=0。33 精选Ⅱ补加水：LⅥ=2.50 精选Ⅲ补加水：LⅦ=2.72 合计：38。11

由流程排出的水量 精矿带走的水:W16=0。99 尾矿带走的水：W10=37.12 合计:38.11 1。3。9在浮选数质量流程图上标注水量Wn及补加水量Ln 1。4 粗磨设备的选型与计算

1。4。1磨机类型及规格选择—据磨矿细度确定.据现厂条件本设计确定粗磨细度为0.59mm.

1。4。2现厂条件：以南墅石墨矿为例上面已给出。

1.4.3各方案磨机生产能力Q的计算:Q计=qv/（β2－β1)，其中q=k1k2k3k4q0,各符号意义见讲义及设计手册.

方案Ⅰ：湿式格子型球磨机 MQG1500×3000 k1 =1 k2 =1 k3 =1 k4 =1 q0=q，

q/v=18.00x(0.455 q0=Q ＇（β2 ＇ -β1 ＇）—0。060）/4.4=1.62 t/m3h 1V 磨矿机生产能力计算 Q=qV/(21)=1.62×4。4/（0。60-0。06)=13。20t/h>9。t/h

方案Ⅱ：湿式溢流型球磨机 MQY1500×3000 k1 =1 k2 =1 k3 =0.87 k4 =1 q=0.87q0,q0=Q ＇（β2 ＇ —β1 ＇）/v=18。00x（0.455—0.060)/5=1。42 t/m3h

q1V 磨矿机生产能力计算

Q=qV/(21）=0.87×1.42×5/(0。60—0.06)=11。46t/m3h

1.4.4各方案磨机台数n及负荷率η计算：n计=Q1/ Q计,η=n计/n选；n计-计算所需磨机台数；n选实际选择磨机台数.

方案Ⅰ n计=Q1/ Q计=9。/13。2=0。73（台) 选1台 磨机负荷率 η=n计/n选×100％=0.77/1×100％=73。00％ 方案Ⅱ n计=Q1/ Q计=9./11.46=0.84（台） 选1台 磨机负荷率 η=n计/n选×100％=0。84/1×100％=84。00% 1．4.5列出方案比较表,确定最终方案.

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方案 磨机型号 台 磨机重 安装功率负荷(kw） 190 率 77。00% 190 88.0% 单 总 单 总 数 （t） Ⅰ 格子型球 磨机1 MQG150018。00 18。00 95 ×3000 Ⅱ 溢流型球 磨机1 MQY150043。00 43。00 95 ×3000 由此比较可得：方案ⅠⅡ均满足要求,但是方案Ⅱ中重量大，且占地面积大，增加成本，故选择湿式格子型球磨机 MQG1500×3000 1．4。6 按磨机通过能力核对q≤14—16T/m3h. q=1。62 t/m3h≤14—16T/m3h 满足条件 1．4。7列出磨机性能指标表。 类型 型号有效筒体最大 传动电动机 及规容积转数装球型号 功率电格 （m） （r/（t) min） 湿式MQG 格子1500型球×磨机 3000

1.5 分级设备的选型与计算

1。5。1 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0.3mm。

1.5。2 求螺旋分级机的直径。

24Q4=1。12m D0.080.103mk1k2

4.4 95 (kw） 压） 0 7800×3200×2700 18。5 10 380 6。918 18.0最重 重量(t) 外形尺宽×高） 部件重量寸（长×（V(t） 14

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选择FG-12Ø1200或FG—15Ø1500高堰式单螺旋式分级机 1。5。3核对选定分级机溢流生产能力。 查表得：

FG—12Ø1200高堰式单螺旋式分级机溢流生产能力为 155t/d=6。46t/h 〈9.t/h 。 不满足生产要求。 FG—15Ø1500高堰式单螺旋式分级机溢流生产能力为 235t/d=9。79t/h>9。t/h.满足生产要求.

1.5.4核对选定分级机返砂生产能力。

3Q135mknD/24=135×1×1×6×1。12×1.12×1。12/24=31。91t/h〉QⅡ21

=14。46 t/h 满足生产要求

1.5.5查手册、图纸资料看是否满足与球磨机的配置要求。 1.5.6列出螺旋分级机性能表。 1。6石墨矿再磨设备

高堰单旋 FG—15Φ1500 类型 型号及规格 螺旋转速/min) 生产能力螺旋规格(mm） 水（t/d） 按返按溢流 直径 长度 导程 槽坡度 电动机功率w） 溢流粒度(mm外形尺寸（长宽高） 螺旋重) 重量（t（t） （r砂 （k) 183 0 7940 18。5 7。 0。 5 15 4.613 11.167 235 150750 14-2。0—5-6 2740 的选型与计算

ⅠⅡIII次再磨设备的选型与计算

（1）确定再磨时间t:本设计确定Ⅰ次再磨时间为3分钟。Ⅱ、Ⅲ次再磨时间均为5分钟。

（2）据矿浆体积按公式V需=1.1Vt/（kΦ）求所需磨机有效容积，

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式中k系数一般为0。3-0.4，Φ—钢球的充填率取0.3-0.4。 Ⅰ再磨设备的计算:

所需磨机有效容积为V需=1.1V7x3/（0.4x0.35）=0.52〈0.9 II再磨设备的计算：

所需磨机有效容积为V需=1.1V12x5/（0.4x0.35）=0。72〈0。9 III再磨设备的计算：

所需磨机有效容积为V需=1.1V14x5/（0.4x0。35）=0.73<0。9 （3）查设备手册选适当磨机（所选磨机有效容积为V39.2r/min。

（4）磨机台数n及负荷率η计算。

Ⅰ再磨设备的计算:n计=V需/V选=0。52/0.9=0.58; η=n计/n选=58.00%；

n计-计算所需磨机台数；n选-实际选择磨机台数. Ⅰ再磨设备的计算：n计=V需/V选=0.72/0。9=0.8; η=n计/n选=80。00%

Ⅰ再磨设备的计算：n计=V需/V选=0。73/0.9=0.81 η=n计/n选=0。81%;

1.6。2 Ⅱ、Ⅲ次再磨设备的选型与计算 最后列出所有选定的再磨设备性能表。 类型 湿式溢流型 规格及型号 MQY900x1800 筒体转速 有效容积（m3） 重量(t) （r/min) 39.2 0.9 5.8 1.7 浮选设备的选型与计算 1。7.1 原始资料

浮选时间:椐（石墨选矿）和现厂资料选定-粗选时间为10分钟，扫选时间为8分钟，一次精选时间为12分钟，二、三次精选时间为15分钟。 矿浆体积：在矿浆流程的计算中已得出。

1。7。2椐(石墨选矿）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V1。

1。7。3按公式n计=［Q(1＋RδT) t］/1440δTV1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）.

公式变换后得： n=v1t/v.k=K1Q(R1/T)t/（60v.k)

K1—给矿不均匀系数，浮选前为球磨时，K1= 1。0；浮选前为湿式自磨时，K1=

选

），这里推荐选

MQY900x1800湿式溢流型球磨机,有效容积v=0。9m3,重量5。8吨，通体转速

16

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1.3,取1。0 Q-干矿量 T/h R-液固比 n—浮选槽数

v-选用浮选机有效容积 m3 V1 —进入作业矿浆体积 m3/min

k—有效容积利用系数（浮选机有效容积与几何容积之比)，机械搅拌式浮选机 k=0.75～0.85 取0。8 t—浮选时间,min,

粗选 n=K1Q6（RⅢ+1/δT）t1/（60vk）

=1。0x10。94x（3.00+1/2。7）x10/(60x1.10x0。8）=6。98（台） 选8槽

扫选 n=K1Q8（RⅣ+1/δT)t2/（60vk)

=1。0x9。94x（4。00+1/2。7）x10/（60x1。10x0。8）=8。23（台)选10槽

精选Ⅰ n=K1Q11(RⅤ+1/δT）t3/（60vk）

=1.0x1。18x(5。70+1/2.7)x12/（60x0.62x0.8)=2.（台）选4槽 精选Ⅱ n=K1Q12（RⅥ+1/δT）t4/（60vk）

=1.0x0。63x（5.70+1/2.7）x15/(60x0。62x0.8）=1。93(台） 选2槽 精选Ⅲ n=K1Q14(RⅦ+1/δT）t4/（60vk）

=1。0x0。53x（7.30+1/2.7）x15/(60x0。62x0。8）=2.05（台）选4槽

1。7.4计算选定浮选机的负荷率η.

η=n计/n选；n计—计算所浮选机槽数;n选-实际选择浮选机槽数. 粗选 浮选机的负荷率η=n计/n选=6./8=86。13％ 扫选 浮选机的负荷率η=n计/n选=8.23/10=82。30％ 精选Ⅰ 浮选机的负荷率η=n计/n选=2./4=72.25％ 精选Ⅱ 浮选机的负荷率η=n计/n选=1。93/2=96.50% 精选Ⅲ 浮选机的负荷率η=n计/n选=2.05/4=51。25％

1。7。5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。 单槽 叶轮 处理矿浆 传动 电动机 外形尺寸 （mm） 泡沫 刮板 类型 型号 有效直径转速量 17

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容积(mm） (r/m（m3) 机械XJ—0.62 350 搅拌6 式浮选机 XJ— 1。10 500 11

1。8 辅助设备的选型与计算

330 (m3/m 功率功率 宽 ） ） 1.1 高 in） in） 型号 （kw（kw400 0。3 —0.9 0。Y1326-1。M—6 6 5。5 1.1 1970 2040 3.0 1740 1831 1.8.1原矿仓(粉碎车间矿仓）的选择与计算：

已知Q=10。13t/h，储矿时间为3小时，给矿最大粒度为300。00mm，矿石松散密度为1.60t/m3.

据矿石性质选用仓底为三面倾斜（底部排料)的矩形矿仓，α1=45度。 1储矿量计算Q=10。13x3=30.39t；

2有效容积计算V=Q/γ=30.39/1.6=18。99m3; 3几何容积计算V`=V/K=18.99/0。9=21。10m3; 取出料口宽b=3dmax=3x300=900mm=0。9m;

取出料口长l=1m，L=3m,B=3m；参数选定后，先计算三面倾斜部分容积;再求 立方体部分的高度。

4三面倾斜部分高h=（L—l）tgα1=(3—1)x1=2m； V1=h/6[BL+(B+b)（L+l)+bl］=8.50m3； 5立方体容积计算：因V`=V1+V2,故

V2=V`—V1=21.10-8。50=12.60m3；立方体高H为 H=V2/(BL）=12。60/9=1。40m.取1。50m

故最终设计矿仓为L=3m,B=3m，H=1.5m,h=2.0m的上部为矩形下部为三面倾斜的矿仓.

1。8。2原矿仓下给矿机（粗碎给矿机）的选型与计算：

据已知条件，初选槽式给矿机,型号为980x1240,给矿量计算：Q=120φBhRnδ

φ—充满系数取0.8 ； B-槽宽,这里为0。98;

h-矿层厚，为壁高的0。7—0.9;这里取0.8;

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武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

R—偏心距,取0.01-0.1米,这里取0.02米； n—偏心轮转数,转/分，查设备表，23.7转/分； δ—矿石假比重,取1。6T/m3.

Q=120x0.8x0。98x0.8x0。02x23。7x1。6=57。08t/h. 故一台完全可以满足要求。

1.8。3磨矿仓给矿机下胶带运输机的选型与计算

已知矿石输送量为Q=9.72t/h，矿石最大粒度为15mm,选择胶带输送机。 带宽计算B=［Q/（kγvcζ）]1/2

式中：k-断面系数,与物料的动堆积角有关，查表5-34，断面为平行ζ =105（槽形300）,

γ-矿石松散密度，这里取1。6t/m3; v—带速,查表5-33，这里取0.8;

c-倾角系数 ，查表5-35,这里取0.9(倾角为14度）； ζ—速度系数，查表5—36,这里取1； 代入后得B=0.28m=280mm；

参照表5—37，选取B=500mm平行胶带输送机即TD75型，带宽B=500mm。 1。8。4搅拌槽的选择与计算，具体选型与计算见参考文献2—P10。 按公式计算搅拌槽容积 V=K1Q（R+1/δ）/60 式中 V-—所需搅拌槽的容积(m)；

K1——给矿不均匀系数，改作业前为球磨机，K1=1.0； Q-—进入搅拌槽的矿石量（t/h)；

t--搅拌时间(min)，由试验确定，一般t=5-10min 则V=1。0x10。13x（3。00+1/2.7）8/60=4.55m3

查产品目录，选用Φ2500一台，其有效容积11。2m3,可满足生产，此外尚要考虑容积不均匀系数.

2 方法：平衡法即利用平衡方程式（重量平衡、金属量平衡、水量平衡、矿浆体积平衡）求各产物的产率、回收率、品位、水量、液固比、矿浆体积等值.

3

五 课程设计说明书与图纸要求

1 说明书包括：绪论，各车间生产能力及工作制度，一段闭路磨碎、三次再磨五次选别数质量流程及矿浆流程的详细计算步骤与结果，磨碎、分级、浮选及辅助设备的选型与计算步骤与结果，列出数质量平衡表、矿浆流程平衡表、选矿厂水量平衡表及磨矿、分级、浮选等设备性能表.

2 图纸:磨矿浮选车间数质量及矿浆流程图；磨矿浮选车间机械设备联系

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图。

六 课程改革特色

课程特色:本设计只是选矿厂设计中的一个磨浮车间的设计.该车间在粉碎车间的后面，任务是为浮选准备合格粒级的物料并选出合格的精矿产品。

改革后的课程设计，为防止同学间的抄袭，实行每人一题，这样虽然教师批改作业的工作量大了，但学生却得到了真正完成课程设计的锻炼。另外,还通过资环学院网站以及我的QQ号与同学们进行网上交流,随时解决同学们设计中遇到的各种问题。

七 课程设计评分标准

具体见课程设计评分表5.

课程设计评分表5 评 定 项 目 1．磨矿选别数质量流程、矿浆流程计算 2．粗磨与分级设备的选型与计算 3．再磨、粗选、扫选、精选及辅助设备的选型与计算 4．磨浮车间数质量矿浆流程图、机械设备联系图 5．答辩成绩 6．设计报告规范、有论证分析、书写认真、有参考文献 总分 评分成绩（分） 20 20 20 20 10 10 100

八、教材及参考书

推荐教材:

《选矿厂设计》 主编:周龙廷

出版：中南工业大学出版社 出版或修订时间：1999年3月

参考书:

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武汉理工大学《选矿厂设计》课程设计说明书

1《选矿厂设计》 主编:周忠尚

出版：冶金工业出版社 出版或修订时间：1987年10月

2《选矿设计手册》 主编:选矿设计手册编委会

出版：冶金工业出版社 出版或修订时间：1998年7月

3《Process Engineering of size reduction . Ball Milling》 主编：Auslin L。G.

出版社：Published By socity of

Mining Engineering of the American

出版或修订时间：1984年

4《Minerial crushing and grinding circuits》

主编Lynch A.J.Elservier

出版社scientific publishing

Company。

出版或修订时间 1997年。

执笔：田金星 2006年11月 审阅: 审定:

姓 名 专业、班级 课程设计题目： 本科生课程设计成绩评定表 性 别 21

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课程设计答辩或质疑记录： 成绩评定依据： 最终评定成绩(以优、良、中、及格、不及格评定）

指导教师签字：

年 月 日

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