绪 论
第一节 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用。
第二节 建厂地区概况
东川落雪铜矿位于云南省东北部，地处东经103°，北纬26°14'。主矿区东至小江，西至普渡河，南至雪冷，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，动春风大，秋雨
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甚多，常年无夏季，地理气候较差。
矿区主要靠公路运输，采厂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。外埠运输除有公路运输外，从塘子到浪田坝地区的小江有铁路贵昆线相接。落雪至昆明为293公里，距东川区政府有90公里，距汤丹镇有53公里。交通尚属方便。
第三节 矿床与原矿性质
1，原矿性质
原矿中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。氧化铜矿物多呈薄膜状，嵌布粒度为0.01—0.06mm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δ=2.77,假比重Δ=1.7,普氏硬度3—11，含水率2%。 表1.1原矿多元素分析
元素 Cu Fe SiO2 Fe2O3 Al2O3 CaO MgO S P Ag(g/t) 含量% 1.0 — 25.7 2.12 3.61 19.78 12.67 — — 11.10 第一章 车间生产能力及工作制度
表2.1车间生产能力及工作制度
车间名称 年工作日
日工作班班工作时生产能力 设备作业2
数 破碎车间 330 磨浮车间 330 数 3 3 数 6 8 吨/年 1518000 1518000 吨/日 4600 4600 吨/时 255.56 191.97 率% 67.81% 90.41%
第二章 工艺流程的选择与计算
第一节：破碎筛分流程的选择
1，原矿的最大粒度为500-600mm，碎矿产品粒度是10-12mm。其总破碎比为：imax=600/10=60；imin=500/12=41.67。
2，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。（见选矿厂设计表5.2-6）
第二节：破碎筛分流程的选取
1， 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。按设计任务书的要求，本设计原矿最大粒度为600mm。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。本设计拟定最终破碎产品的粒度为 —10mm。则总破碎比i总=Dmax/dmax=600/10=60, 根据矿石性质及参考《选矿厂设计》表5.2—5各种破碎机设备在不同破碎条件下破碎比的范围，选用3×4×5 三
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段流程.做碎矿流程图如下图所示：
2，各段破碎产物的最大粒度
d=D5max/i1=600/3=200 /i1i2=600/3×4=50 /i1i2i3=600/3×4×5=10
d=D911maxd=Dmax3，计算各破碎机排矿口宽度
排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产品粒度，查选矿厂设计5.2-6得，z1=1.6，z2=1.9
b=d/z=200/1.6=125mm
151b=d/z292= 50/1.9=26.3mm 取26mm
b3=0.8d11=0.8×10=10mm
4，各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率
（1） 第一段预先筛分采用棒条筛，其中a1=150mm，其筛分效率
4
E=65%
1（2） 第一段预先筛分采用振动筛a2=50mm，筛分效率E2=80% （3） 第三段预先及检查筛分采用振动筛，a3=1.2d11=1.2×10=12mm 5，计算各产物的矿量和产率
q=q=q=q15911=255.56t/h γ1=γ5=γ9=γ11=100%
2q2=q1β134-180E=255.56×0.34×0.65=56.48t/h γ12=q2/q1=22.10%
q=q=q-q1=199.08t/h γ3=γ4=γ1-γ2=100%-22.10%=77.89%
q=qβE-50
6552=255.56×0.402×0.65=68.81t/h γ6=q6/q1=26.93% =
6q7=
8q5-15
8q5-
q6= 255.56-68.81=186.75t/h
γ=γ=γ-γ7=100%-26.93%=73.07%
-15
C=(1-E3β9)/β13E3=(1-0.420358×0.80)/ (0.67×0.80)=128.83
γ
qq13
=C=128.83% γ12=γ13=128.83%
13
1q=γq1312=128.83%×255.56=329.24t/h
=q13=329.24t/h
=q9+q13=q9(1+C)=255.56×(1+128.83%)=584.80t/h
913
10γ=γ+γ
10
=228.83%
第三节：磨浮车间的选择与计算
1，磨矿流程的选择与计算
⑴ 因矿石的入选粒度要求为-0.074mm段的含量为90%以上，故拟定两段全闭路流程，如下图所示：
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⑵ 设计规模为4600t/h的选厂分为处理量为2300t/h 的两个序列，则q时=2300/24=95.83t/h,取96t/h
对于全闭路流程：m=1，k=0.82取C1=200%，C2=300%，
q=q=q147=96t/h γ1=100% γ4=q4/q1=100%
q=Cq514=2×96=192t/h γ5=q5/q1=200%
q=q21(1+C1)=96×(1+2)=288t/h γ2=q2/q1=300% =288t/h γ3=q3/q1=300%
q=q32给矿粒度10mm，中等可碎性矿石，查课本p31 表5.2-10得给矿中-0.074mm粒级的含量β1=10%
二段给矿粒度0.2mm（55% -0.074mm）,排矿中粒度0.1mm（相当于90% -0.074mm）故β4=55% β7=90%
由课本p31表 5.2-11，分级机返砂中取β8=12% ，再由课本p31取
C
2
=300%
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