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矿物加工工程设计课程设计

矿物加工工程设计课程设计
矿物加工工程设计课程设计

《矿物加工工程设计》

课程设计

姓名:

学号

班级:矿物试验1302班

学院:资源加工与生物工程学院

课程设计说明书

目录

第一章设计任务书 (1)

第二章破碎设备的选择和计算 (5)

第三章筛分设备的选择和计算 (10)

第四章磨矿及分级设备选择和计算 (12)

第五章浮选计算 (16)

第六章矿浆流量数据计算 (19)

第七章浮选的设备的选择 (24)

第八章脱水设备的选择和计算 (26)

第九章搅拌设备的计算和选择 (28)

第十章设备计算汇总表 (28)

第十一章矿仓设计 (32)

附件一:工艺流程总图

附件二:数质量矿浆流程图

附件三:磨矿矿仓图

第一章设计任务书

一、设计目的

1,通过课程设计,巩固和深化《矿物加工工程设计》课程所学内容,初步掌握设计说明书编写、工程绘图机程序设计

的基本方法。

2,在设计过程中,运用所学专业知识,解决设计中出现的基本问题,提高分析问题和解决问题的能力。

3,学会使用各种设计参考书、文献、手册、图表、国家标准和规范等资料。

4,学会使用计算机编写设计说明书。

5,通过流程设计的计算机编程,提高计算机应用和操作能力;

通过设备配置和绘图,提高识图和绘图的能力。

二、设计内容

(一)、破碎流程的计算、设备选择和计算

1,破碎流程见附件。

2,计算的原始资料:

1),按原矿计的生产能力1000t/d;、

2),矿石属于中等可碎性矿石,矿石的密度3

δ,松散密

=

/t2.3m

度3

=

?;

/t8.1m

3),原矿最大粒度为=

D500mm;

max

4),最终破碎产物最大粒度mm

d21

=;

max

5), 原矿的粒度特性;

6),各段破碎机排矿产物粒度特性;

7),各段筛子的筛分效率,%50E 1=,%80E 2=;%56E 3

=

8),年工作330天,每班工作5.0h ,每天3班,年作业率56.51%; 3,计算项目:

1),计算各产物的重量Q (t/h ),产率γ(%);

2),计算破碎机、筛子所需的台数,通过技术经济方案比较,

确定最佳的设备方案,但必须指出,破碎流程计算和破碎筛分是同时进行的,往往要通过多次调整和反复计算,使各段破碎筛分设备的负荷率基本平衡后才能确定。

(二)、磨矿流程计算、设备和计算 1,磨矿流程见附件; 2,计算用的原始资料:

1)按原矿计的生产能力900t/d ; 2)原矿中-0.074mm 的含量为1~2%; 3)磨矿粒度为-0.074mm 占65%; 4)磨矿最合适的循环负荷为S=300%;

5)标准磨矿机单位生产能力(按0.074mm 计)计算条件如下:

现厂为D ?L=2100?3000mm 溢流型球磨机,磨中等硬度矿石,给矿粒度12mm (-0.074mm 含量为10%),最终产物65%-0.074mm ,磨机生产能力为18t/h ·台; 3、计算项目:

1)计算各产物重量Q(t/d),产率γ(%);

2)计算磨矿机、分级机所需台数,通过技术经济比较,确定磨机和分级机最佳设备方案,并要符合自流连接。

(三)选别流程和矿浆流程计算、设备选择和计算

1浮选流程(见附件)

2计算所用原始资料:

(1)按原矿计的生产能力(t/d);

(2)必要而充分的原始条件(见附件);

(3)各选别作业浮选时间t(见附件);

(4)计算各选别作业所需浮选机的槽数;

(四)脱水设备的选择和计算

1计算用的原始资料:

(1)精矿量(t/d)(由流程计算得);

(2)浓密机、过滤机单位生产能力(t/h

m3?)

2计算项目:

(1)计算浓密机所需台数;

(2)计算过滤机所需台数。

(五)、图纸

(1)磨浮主厂房设备配置的平、断面图各1张;

(2)工艺流程总图、数质量及矿浆流程图、磨矿矿仓图分别见见附件1、2、3。

三、设计任务

我的任务是设计1000t/d,原矿最大粒度500mm,最终破碎产物最大粒度为12mm的选矿流程和设备配置。

四、设计流程

设计流程(见附件)

五、设计要求

1、在规定时间内,独立完成任务书规定的全部设计任务,发现抄袭将严惩;

2、设计文件包括:设计说明书(含破碎流程计算、设备选择和计算;磨矿、选别流程计算)、数质量及矿浆流程图、磨浮主厂房设备配置的平、断面图各一张;

3、说明书要求打印出来,装订成册。所绘图纸要求正确、整洁,且符合规范。

第二章 破碎设备的选择和计算

2.1破碎流程数质量的计算

设计已知条件:选矿厂规模为1000t/d ,原矿最大粒度为500mm ,破碎最终产物粒度为12mm ,矿石真实密度3/t 2.3m =δ,松散密度3/8.1m t =?,中等可碎性矿石,破碎车间工作制度为每天3班,每班5.0h ,每年工作330天,年作业率56.51%。 (1)破碎车间小时处理量:Q=1000/(5.0x3)=67t/h; (2)总破碎比: 1.742

1005S ===

d D ; (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,流程图见附件。 (4)计算各段破碎比:

平均破碎比47.31.743a ==S ,取S 1=S 2=3.2,则第三段破碎比

70.42

.3.23 1.7

42

1a 3=?=

?=

S S S S

(5)各段破碎产物的最大粒度:mm S D d 156.2

300514===

,mm S d 482.3156d 248===

,mm S d d 217

0.448

3813===; (6)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:

;98mm 6

.1156

max ,144===

Z d e

5mm 2取,5.329

.148

e max

,288==

=

Z d

3e 根据筛分工作制度确定。若采用常规筛分工作制度:

21d e 1113mm ==若采用等值筛分工作制度:3e =0.8d 11=0.8×12=10mm

(7)选择各段筛子筛孔和筛分效率

粗筛:筛孔在414e d a ≤≤选取,即在156981≤≤a 之间, 取

%50,00111==E mm a ;

中筛:筛孔在828d a e ≤≤选取,即在48522≤≤a 之间,取

%;80,4022==E mm a

细筛采用等值筛分工作制度%56E ,41d 3113===mm a ; (8)计算各产物的产率和重量

1、粗碎作业:%100,/67Q 11

==γh t

1150112Q E Q -=β,150-1β为原矿中小于

150mm 的粒级的含量,粗筛

筛孔与原矿最大粒度之比值2.000

50

011==Z ,查图4-3,得0

01-1β=31%,则1001112Q E Q -=βh t /10.35.013.067=??=

%

100,/67%84.6/56.710.367%5.4167

10.3

151

5

21432143122=====-===-=-====

=γγγγγγγh t Q Q h t Q Q Q Q Q Q

2、中碎作业:40-5β--产物5中小于40mm 粒级的含量。其数值等于原矿中小于40mm 粒级的含量与产物4中小于40mm 粒级的含量之和,即:401140-4440-5-+=βββE r ,又中筛筛孔与原矿最大粒度比值80.000

540

Z 1==

,査图4-3中等可碎性矿石,得5%140-1=β,

中筛筛孔与粗碎机排矿口尺寸的比值24.098

40

2==Z ,查图4-5,

中等可碎41%40-4=β,则

%

100/115%66.433.6%%100/44.492.51267%

33.6%10067

51

.22%100/15.228.042.067%4242.041.0458.05.051.015915965876587166230516405=======-=-===-=-===?=?==??====?+?=--γγγγγγγγββh t Q Q Q h t Q Q Q Q Q Q h

t E Q Q

3、细碎作业:4

188241442141-141-9

--++=βγβγβ

β

E E E 细筛筛孔

与原矿最大粒度的比值802.0500

4

11==

Z ,査图4-3中等可碎矿石,得4%41-1=β;细筛筛孔与粗碎机排矿口尺寸比值471.098

4

12==

Z ,査图4-5中等可碎性矿石得14%41-4=β;细筛筛孔与中碎机排矿口尺寸比值58.025

4

13

==

Z ,査图4-6中等可碎性矿石得

40%4

1-8

则37.62%40664.08.0845.0148.05.0413-9=?+??+??=β

%

100 ,/67%267.82%100/179.44112.4467%167.82 ,/112.44%167.82%10067

112.44

%100/112.445

6.063.05

6.03762.01671则)()(1111111

10

101391013121312113133

4

1133

4

191

133411313419

1134

11313419911====

=?==+=+======?=?==??-?

=-=?????+=+=------γγγγγγββββββh t Q Q Q Q h t Q Q Q h t Q Q Q Q h

t E E Q Q E Q Q Q E Q Q Q 2.2破碎设备选择和计算

a:开路破碎时,颚式破碎机、旋回破碎机、圆锥破碎机的生产能力按下式计算:

Q=K 1K 2K 3K 4Q 0,Q 0=q 0xe 。式中Q-在设计条件下的破碎机生产能力,t/h; Q 0-在标准条件下破碎机的生产能力,t/h; q 0-破碎机在开路破碎排矿口宽度为1mm 时,破碎标准状态矿石的单位生产能力,)/(h mm t ?; e-破碎机排矿口宽度,mm; K 1-矿石可碎性系数; K 4-水份修正系数(矿石中除含水外,还有成球的粉矿时才引用K 4系数)

b:闭路破碎时,破碎机生产能力按下式计算:

Q ′

=K ′

Q,式中Q-开路破碎时,破碎机的生产能力,t/h; Q ′

-闭路破碎时,破碎机的生产能力,t/h; K-闭路破碎时,平均给矿粒度变细系数,一般K ′

=1.15~1.4,易碎性矿石取大值,难碎性矿石取小值。

c: 破碎机台数的计算:Q

KQ 0

n

=

,式中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,)台h /(?t ; K-不均匀系数,K-1.1~1.2。

1、粗碎设备的选择和计算

根据流程计算时初步拟定PEF 600x900mm 颚式破碎机进行计算,该机在标准条件下的生产能力为:e q Q 00=查表5-1得

)/(0.10h mm t q ?=,e 为排矿口宽度。

又h e /98t 980.1Q ,则9804=?==,经可碎性、密度、粒度校正后的生产能力为:Q =k 1k 2k 3k 4Q 0,)(0.11中硬矿石=k

125.16

.18.16.12==?=

k ,给矿最大粒度max D 与给矿口宽度B 之比

83.000

600

5max ===

B D a 查表5-7得0.13=k 矿石中的水分含量为3%,k 4=1,故:h t Q

/10.251980.1125.10.1=???=,3Q 为

设计流程中,通过粗碎机矿量,所需破碎机台数为:

55.010.25

150.7

2.113=?==

Q KQ n ,取一台; 2、中碎设备的选择和计算

中碎选用PYY-B1219标准圆锥破碎机,该机在标准条件下的生产能力为:e

q Q 00

=查表5-3得)/(t 0.4q

h mm ?=,排矿口

5mm

2e 8=,则:0321Q k k k Q ???=,其中)(0.11中硬矿石=k ,

K 2=1.125,上段破碎机排矿口4e 与本段破碎机给矿口宽度2B 之比

57.0170

9824==B e 查表5-8得

k 3=0.95

Q=1.0x1.125x0.95x100=106.88t/h.所需破碎机台数为:

47.0106.88

39.84

2.17=?==

Q KQ n 台,取一台。 3,细碎设备的选择和计算:

细碎选用PYT-D1610短头圆锥破碎机,该机在开路破碎标准条件下的生产能力为:1300e q Q =,查表5-4得)/(120h mm t q ?=,e 为10mm ,则./12001120h t Q =?=经过校正后开路条件下生产能力为:0321Q k k k Q k =其中125.1,0.121==k k ,该破碎机排矿口e 与给矿口之比

1.000

101==

B

e

查表

5-8得13

.13=k 则在闭路破碎时h t Q k /152.5512013.1125.10.1=???=,按通过量计算的生产能力为:k Q k Q '=',根据矿石性质取2.1=k

,则

h

t Q /190.69152.552.1=?=',故所需破碎机台数为:

70.0190.69

110.69

2.112=?==

b Q KQ n 台,取一台; 通过以上计算可知,所选用的破碎设备均可满足设计要求。

第三章 筛分设备的选择和计算

1、第一段破碎的预先筛分

已知给矿量Q=60t/h,给矿粒度为500~0mm ,筛孔尺寸

mm a 1501=,采用固定棒条筛。

其筛分面积a

Q

F

q =

,式中F-条筛的筛分面积,m 2; Q-给入条筛的矿量,t/h ; q-按给矿计的1mm 筛孔宽的固定条筛单位面积生产能力,)/(t 2mm h m ??; a-条筛筛孔宽度,mm 。 然后再确定单个筛子的宽度B 和长度L ,则筛子的数量L

B F ?=

n 。

则20.88m 00

168.060

q =?=

?=

a

Q

F

,一般根据给矿粒度ma x d 计

算筛子宽度,150000535.2max mm d B =?==筛子长度L=2B=3000mm 。则

02.00

.35.10.88

n =?=

?=

L

B F ,即按上述算出的筛子宽度和长度足

够满足要求。

2、第二段破碎的预先筛分

采用单层振动筛,筛分面积计算公式:q

Q

F ?=

,筛孔尺寸mm

a 40=,,

查表5-13,取323/8.1),/(6.32m t h m m q =??=,所需筛子的有效筛分面积:21

.02.16

.328.160

m q Q F =?=?=

筛子的几何面积21

1.285

.002.185

.0m F F ==

=

,根据计算结果可选用一台

SZZ1250x2500的自定中心振动筛。

3、 第三段破碎筛分的预先及检查筛分

(1)已知给矿量h t Q /170.6910=,筛孔尺寸mm a 413=,查表5-13取323/8.1),/(7.12m t h m m q =??=

(2)确定产物10中细粒级及粗粒级的含量。细粒级含量:

10

13

7

13978710

γγβγββ

---+=

,筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比为92.05

27

=,查图4-6得22%-7

8=β,筛孔尺寸之半与第三段破

碎机排矿口之比为

7.00

17

=,查图4-9得26%-7

13=β,则带入上式

得,22.03%

2.8446

184.46

.26010022.07

-10

=?+?=β;

粗粒级含量:10

13

4

11394184110

γγβγββ++++=

,筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为58.05

24

1=,

查图4-6得0%6418=+β,筛孔尺寸与第三段破

碎机排矿口之比为

1410

=1.4,查图4-9得37%4

113=+β,则

%38%1002.8446

184.46

37.01006.04

110=??+?=

(3)筛分效率采用E=65%;

(4)根据筛子的工作条件,查表5-14确定校正系数为:

0.1,0.1,0.1,57.1,08.1,6.0654321======k k k k k k

(5)所

需筛子的有效筛分面积:

265432110 3.851.7

20.175.108.11.8170.69

)(m q k k k k k k Q F =????=?=

?,

筛子的几何面积为24.5385

.03.85

m F ==

(6)初步选用YA1500x3600,则台数0.845.4

4.53

n 0=='=

F F ,根据计算结果可选用1台YA1500x3600圆振动筛。

第四章 磨矿及分级设备选择和计算

(一)磨矿机计算

设计条件:给矿量37.5/h(1000t/d),给矿粒度12mm ,磨矿细度为-0.074mm65%,给矿中-0.074mm 粒级占10%,中等可碎。 现场条件:磨矿流程是一段闭路磨矿,给入磨矿机的矿石粒度是12mm ,其中-0.074mm 的级别含量为10%,最终产物-0.074mm65%,现用一段闭路磨矿流程,磨矿机采用DxL=2100x3000溢流型球磨机,每台处理能力为18t/h 。

根据磨矿细度为-0.074mm65%,现用一段闭路磨矿流程,磨矿机采用格子型,初步选择30002100?φ球磨机、36002700?φ球磨机和45003200?φ球磨机进行计算和方案比较。

(1)计算现场生产用的磨机单位生产能力(-0.074mm 级别计算)

V

Q q )

(1200

ββ-=

h t Q /180

=,)/(1.19

)

1.065.0(189%10%6530312h m t q m V ?=-=

?===,,ββ

(2)计算不同规格球磨机的q 值,43210k k k k q q =,式中1.10=q 查表5-15得0.11=k ,查表5-18得13=k ,查表5-19得14=k 对30000015?φ,查表5-16,2k =0.81,则q=1.1x0.81=0.891; 对00030012?φ,查表5-16,2k =1.0,则q=1.1x1.0=1.1; 对00360021?φ,查表5-16,0.12=k ,则q=1.1x1.0=1.1;

(3)计算台数,qV

Q n )

(12ββ-=

,式中Q=37.5t/h ,%10%6512==ββ,

对30002100?φ,q=0.891,V=53

m ,则6.45

0.891)

10.065.0(37.5=?-?=

n

取5台;

对36002700?φ,q=1.1,V=93m ,则 2.08

91.1)

10.065.0(37.5=?-?=n

取3台;

对45003200?φ,q=1.1,V=10.83m ,则 1.74

10.81.1)

10.0-65.0(37.5=??=n

取2台; (4)比较

方案 规格(mm )

台数 负荷率(%) 单重(t ) 总重(t ) 单台功率(kw ) 总功率

(kw ) 单价

(万元) 总价(万元) Ⅰ 30000015?φ

5 92.59

49

475 95 475 15.5 77.5 Ⅱ 00030012?φ 3 69.44 74.7 630 210 630 25.7 77.1 Ⅲ

00360021?φ

2 86.81

135

420

210

420

30.5

61

由方案比较结果可知,从简化流程和减小占地面积以及功率等综合的角度来考虑,应该选择方案Ⅲ

(二)螺旋分级机计算和选型

已知条件:设计的给矿量37.5t/h,返砂量为112.5t/h,矿石密度为3.2t/h,分级机溢流细度65%-0.074mm ,初选36002700?φ球

磨机两台,则分级机也选两台。

(1)螺旋分级机形式选择。根据分级溢流细度可采用高堰式分级机。每台分级机生产能力为h t Q / 20.632

1

.137.5=?=

(1.1为矿

量波动系数)

(2)计算螺旋分级机直径,2

124103

.008.0k mk Q

D +-=,式中

Q=20.63t/h,m=1(螺旋数),25.1)7.22.3(5.011=-+=k ,2k 查表5-19和5-22得41.12

=k ,

则m D 65.141

.125.120.63

24103.008.0=??+-=,

选用2000φ单螺旋分级机FG-20两台。

(3)返砂量校核,h t nD mk Q /202.524

26.325.11135241353

31=????==',

n 为螺旋转速(r/min )。)(/1

12.5/202.516Q h t h t >,所以返砂量满

足设计要求。

第五章 浮选计算

已知条件:浮选的数质量及矿浆流程图见附件,矿石密度

3/2.3m t =δ,粗选时间为10min ,浓度为33%,精选1时间为14min ,

浓度为25%,精选2时间为12min ,浓度为20%,精选3时间为10min ,浓度为18%,扫选1时间为7min ,扫选2时间为6min 。

一、首先,计算各产物的产率和品位。

%06.0%,5.0%,1.1%,16%,07.0%,8262524232019======ββββββ

h

t Q /37.5%,95%,5.8%,25%,46.0%,5.5%,2217333433313029=======εβββββ

(1)精选

3:?????===??????=+=+=%04.3%72.3%

68.033

293433333310343433332929343329γγγβεββγβγβγγγγQ Q (2)精选

2:??

?==????+=++=+%65.5%

61.223

30303029293434232330293423γγβγβγβγβγγγγγ 则得%33.6342328=+=λγγ,校核%33.6293028=+=λγγ (3)精选

1:???==????+=++=+%54.10%

5.719

24242423233030191924233019γγβγβγβγβγγγγγ

则得%15.13193021=+=λγγ,校核%15.13242321=+=λγγ (4)整体:???==????+=+=%

041.0%

96.96323232

323333171732

3317βγβγβγβγγγγ (5)扫选

2:??

?==????+=+=%81.101%

85.426

31323231312626323126γγβγβγβγγγγ

(6)扫选

1:??

?==????+=++=+%73.103%

77.620

25262625253131202026253120γγβγβγβγβγγγγγ 则得%58.108312022=+=λγγ,校核%58.108262522=+=λγγ,

%27.14242527=+=λγγ

则得%27.114201918=+=λγγ,校核%27.114172718=+=λγγ

二、计算各产物重量: 按n 17n

Q

γQ =算出个产物重量

h t Q Q /1.14331733=?=γ h t Q Q /36.36321732=?=γ h t Q Q /1.40291729=?=γ h t Q Q /26.0341734=?=γ h t Q Q /2.12231723=?=γ h t Q Q /0.98301730=?=γ

h t Q Q /3.95191719=?=γ h t Q Q /2.81241724=?=γ

h t Q Q /1.82311731=?=γ h t Q Q /38.18261726=?=γ h t Q Q /2.54251725=?=γ h t Q Q /38.9201720=?=γ h t Q Q /5.35271727=?=γ

h t Q Q Q /2.38342328=+=, 校核:h t Q Q Q /2.38302928=+=

h t Q Q Q /40.72312022=+=, 校核:h t Q Q Q /40.72262522=+= h t Q Q Q /4.93301921=+=, 校核:h t Q Q Q /4.93242321=+= h t Q Q Q /42.85271718=+=,校核:h t Q Q Q /42.85201918=+=

三、计算各产物的回收率

按1

ββγεn

n

n =算出各产物的回收率(%8.0171==ββ) (已知)%

9533=ε 则%5-%1003332==εε %30.10217

29

29

29==ββγε 则%30.7-332932==εεε

%11317

23

23

23==ββγε 则%18-29342330=+=εεεε %40.10517

19

1919==ββγε 则%40.10-23301924=+=εεεε %79.217

31

1

331==ββγε 则%79.7323126=+=εεε %23.417

25

25

25==ββγε 则%23.9-31262520=+=εεεε %63.14252427=+=εεε,

%63.114271718=+=εεε校核:%63.114201918=+=εεε %40.123301921=+=εεε校核:%40.123242321=+=εεε %

30.120242328=+=εεε校

%30.120302928=+=εεε

%02.12312022=+=εεε 校 核 : %02.12262522=+=εεε

四、计算未知产物的品味

按n

n

n γεββ17=算出各未知产物的品味 %20.15%

33.6%

30.120%8.028281728=?==γεββ %09.02222

1722==γεββ %51.721211721==γεββ %80.018181718==γεββ %82.027

27

1727==γεββ

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