中南大学学士学位论文（设计） 黄沙坪铅锌选矿厂设计（4500t/d）
图4-3查中等可碎性矿石得β
则β
?505?501＝19％，中筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度
?504比值＝50/118＝0.42，从图4-5中查中等可碎性矿石得β
=β
?189＝0.44＝44％
?501E1+β
?504γ4＝0.19×0.5＋0.84×0.44＝0.4646＝46.5％ )E3
3) 细碎作业： Q11=(Q9β
＋Q13β
?189?189?1813即Q1=(Q1β＋Q13β
?1813)E3
?1813故Q13= Q1（1-βγγγ
E3)/ βE3
=250×（1-0.0.5396×0.65）/0.68×0.65＝367.23 t/h
13
＝367.23/250＝146.9％ ＝γ
＝146.9％
＝100＋146.9＝246.9％
Q12＝Q13＝367.23t/h
12
13
Q10=Q9+Q13=250+367.23=617.23 t/h
10
＝γ9＋γ
?181313
Q11=Q1=250 t/h, γ11＝γ1＝100％ 式中β石得β
?1813——产物13中小于18mm的粒级含量，细筛的筛孔尺寸与细碎
机排矿口宽度比值＝18/15＝1.5，从《选矿厂设计》图4-9中查中等可碎性矿
＝68％
?189 式中β——产物9中小于18mm的粒级含量，其数值等于原矿中小于
18mm粒级含量，粗碎机排矿口产物中小于18mm粒级含量和中碎机排矿产物中小于18mm粒级含量的三者之和。即：
β
?189＝β
?181E1E2+γ4β
?184E2+β
?188γ8
?181 细筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值＝18/600＝0.03，从《选矿厂设计》图4-3中查中等可碎性矿石得β
＝9％；细筛的筛孔尺寸与
?184粗碎机排矿口宽度比值＝18/118＝0.153，从图4-5查中等可碎性矿石得β中等可碎性矿石得β
则β
?189?188＝
28％，细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度比值＝18/29＝0.62，从图4-6中查
＝48％。
＝0.09×0.5×0.8＋0.84×0.28×0.8＋0.628×0.48
＝0.5396＝53.96％ 3.2 破碎设备的选择 3.2.1 粗碎设备的选择和计算
根据流程计算，初步拟订粗碎用PXZ-700/100旋回破碎机进行计算，该机在标准条件下的生产能力为：
Q0=q0e
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式中 t/(mm·h)
q0——单位排矿口宽度的生产能力，查表5-1可知q0=3.0
e——排矿口宽度，e=100 （mm） 则 Q0=3.0×100=300 （t/h）
经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为： Q=K1K2K3Q0 式中
K1——中等硬度矿石，k1=1.0。
则 K2=δ/2.7＝3.45/2.7＝1.28
给矿最大粒度Dmax与给矿口宽度B之比：
a=Dmax/B=600/700=0.86，查《选矿厂设计》中表5-7可知K3=1.00。 故
Q=1.0×1.28×1.00×300=383.33 （t/h）
所需破碎机台数为：
n=Q3/Q=250/383.33=0.65，取1台 负荷率为：
η=Q流/(n×Q设)×100%=250/(1×383.33)×100%=65%
3.2.2 中碎设备的选择和计算
初步拟订用PYY1650/285标准圆锥破碎机，该机在标准条件下的生产能力为：
Q0=q0e 式中 t/(mm·h) ；
e——排矿口宽度，e=29 （mm）。 则 Q0=7×29=203 （t/h）
经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为： Q=K1K2K3Q0 式中
K1——中等硬度矿石，k1=1.0。
K2=δ/2.7＝3.45/2.7＝1.28
上段破碎机排矿矿口宽度e与本段破碎机给矿口宽度B之比： a=e/B=118/285=0.41，查表5-8可知K3=0.90。 故
Q=1.0×1.28×0.90×203=233.86 （t/h）
所需破碎机台数为：
n=Q7/Q=157/233.86=0.67，取1台
负荷率为： η=Q流/(n×Q设)×100%=157/(1×233.86)×100%=67%
q0——单位排矿口宽度的生产能力，查表5-1可知q0=7
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3.2.3 细碎设备的选择和计算
初步拟订选用PYD-1750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：
Q0=q0e 式中 t/(mm·h)；
e——排矿口宽度，e=12（mm）。 则 Q0=14.0×12=168t/h
经过可碎性，密度，粒度校正后开路条件下的生产能力为： Qk=K1K2K3Q0 式中
K1——中等硬度矿石，k1=1.0。
K2=δ/2.7＝3.45/2.7＝1.28
本段破碎机排矿矿口宽度e与本段破碎机给矿口宽度B之比： a=e/B=12/100=0.12，查表5-8可知K3=1.06。 故
Q=1.0×1.28×1.06×168=227.9（t/h）
在闭路破碎时，按通过量计算的生产能力为 Qb=KQk
根据矿石性质取K=1.15,则，Qb=KQk＝1.15×227.9＝262t/h 所需破碎机台数为：
n=Q12/Q=367.23/262=1.40，取2台 负荷率为：
Q流/(n×Q设)×100%=367.23/(2×262)×100%=70%
q0——单位排矿口宽度的生产能力，查表5-1可知q0=14.0
3.3 筛分设备的选择和计算 3.3.1第一段破碎的预先筛分
已知给矿量Q=250 t/h,给矿粒度600～0mm,筛孔尺寸a=130mm,采用固定棒条筛。筛分面积一般根据给矿粒度dmax计算:
筛子宽度B=(2.5~3)dmax＝3×600＝1800mm 长度L＝2B＝2×1800＝3600mm.
筛子面积 F＝Q/qa, 其中Q＝250 t/h, a＝130mm, q＝0.72(查表5-10) F＝Q/qa＝250/0.72/130＝2.67 m2
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3.3.2 第二段破碎的预先筛分
采用单层振动筛，筛分面积计算公式为： F=Q/ζV
筛孔尺寸a=50mm,查表5-11可知,q=37.6m/m.h, r=2.16t/m 有效筛分面积 F1 =Q1/ζV=250/37.6×2.16=3.08m2 几何面积 F=F1/0.85=3.08/0.85=3.62m2
根据计算结果可选用一台YAH1536圆振动筛(筛分面积为5 m2).
3.3.3 第三段破碎的预先及检查筛分
选用振动筛
(1)已知给矿量Q=617.23t/h,筛孔尺寸a=18mm,查表5-11可知q=24.25m3/m2.h,松散密度r=2.16t/m3;
(2)确定产物10中细粒级及粗粒级的含量,通过查产物8和产物13的产品粒度特性曲线来确定:
β
0~910323;
＝（β
0~980~98γ
9＋β
0~913γ
13）/γ
10
筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比9/28＝0.32，查《选厂设计》中表4-6可知β
＝0.24。
0~913筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比9/13＝0.69，查《选矿厂设计》中表4-9可知β
＝0.26。
0~910则：细粒级含量β粗粒级含量：β表4-6可知β表4-9可知β
?188?1810＝（β
?1880~98γ
9＋β
?18130~913γ
13）/γ
10
＝（0.24×100＋0.26×146.9）/246.9＝0.252
＝（β
γ
9＋βγ
13）/γ
10
筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比18/29＝0.62，查《选矿厂设计》中
＝0.46。 ＝0.38。
?1810 筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比18/13＝1.39，查《选矿厂设计》中
?1813则：粗粒级含量：β＝（β
?188γ
9＋β
?1813γ
13）/γ
10
＝（0.46×100+0.38×146.9）/246.9＝0.412 （3）筛分效率E＝65％
（4）根据筛子的工作条件，查表确定校正系数为：
K1=0.71; K2=1.12; K3=1.75; K4=1.0; K5=1.0; K6=1.0; (5) 所需筛子的有效筛分面积： F1=Q/ K1K2K3K4K5K6q.r
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=617.23/0.71×1.12×1.75×1.0×1.0×1.0×24.25×2.16 ＝8.47m2
筛子的几何面积F＝F1/0.85＝8.47/0.85＝9.96 m2
根据计算结果取圆振动筛YAH2148一台，几何面积为10.4 m2。 3.3.4 筛分设备选择结果
筛分设备选择见表3-3。
表3-3 设备选择计算表
序作业号 名称
设备名称 及规格
台 数
筛
孔 mm 45 18
需要的 选择的 流程的面积 m2 4.56 11.74
面积 m2 6.1 2×9
给矿量t/h
294 742.98
筛分 负荷 效率 %
80 65
率 % 75 65
1 粗筛 固定棒条筛
H-1735重型
2 中筛 1
振动筛 3 细筛
YAH2148圆 振动筛
2
3.4 破碎设备方案比较
方案二：
原矿最大粒度为600mm, 破碎最终产物粒度为15mm。工作制度：每天三班，每班6h。粗、中、细破碎比分别为：3.2、3.5、3.57,改变初碎设备。
方案三：
原矿最大粒度为 600mm,破碎最终产物粒度为15mm。工作制度：每天三班，每班5.5h。粗、中、细破碎比分别为：3.2、3.5、3.57。
方案四：
原矿最大粒度为600mm,破碎最终产物粒度为15mm。工作制度：每天三班，每班6h。粗、中、细破碎比分别为：3.15、3.5、3.63。
破碎设备方案对比见表3-1。
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