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1、摘 要本次设计以金岭铁矿选矿厂现有的工艺流程为基础，结合其现场资料以及相关的理论知识，设计一个新的选矿厂。破碎筛分流程采用两段一闭路流程，原矿直接进入旋回破碎机破碎至104mm，破碎产物经预先筛分，得到-12mm的产物进入磨矿流程，筛上产物进行抛尾，精矿进入锤式破碎机，尾矿直接运到尾矿库，锤式破碎机与检查筛分形成闭路，晒下产物进入磨矿流程。磨矿分级流程采用一段闭路流程，破碎产物经湿式预选，精矿进入球磨机，尾矿进入振动筛，筛出-2mm的产物与球磨机产物一起进入螺旋分级机，分级机的溢流进入选别作业，沉砂则返回球磨机。选别的原则流程为先浮后磁流程，混合浮选的精矿为铜钴混合精矿，对此混合精矿进行铜钴分
2、离浮选，得到铜精矿和钴精矿；混合浮选的尾矿进入磁选，经连续三次磁选后得到铁精矿。关键词：破磨流程，浮选，磁选。AbstractThis design is on the basis of existing circuits of Jinling Iron Mine, combining the on-the-spot data and relevanting theoretical knowledge to design a new ore-dressing concentrator.This design use two stages and one closed crushing circ
3、uit.Run-of-mine ore enter into gyratory crushers directly to 150mm.Breaking product goes to pre-screening to get -15mm mineral,into the grinding circuit,and the product on the screen is rejected gangue prior to the second crushing.Hammer crusher and the screen of checking are to be close-circuit, an
4、d the product under the screen into the grinding process.The grinding and classification process using one closed crushing circuit. Broken product is separated by wet caucus, concentrate entering ball mill,and tailing into the vibrating screen to get -2mm mineral,which goes into the spiral classifie
5、rs with the ball mill products.The overflow of the spiral classifiers enters the sorting circuit,and the grit is returned to the ball mill.The principle separated circuits is floating and then magnetec.The mixing floatation concentrate is the mixture of copper and cobalt,and then separate this mixtu
6、re to get copper concentrates and cobalt concentrates.The tailing of mixing floatation enter into the magnetic separation,iron concentrates is obtained by three magnetic separation continuously.Keywords: Crushing and grinding processes circuit, Flotation process, Magnetic separation.目 录摘 要IABSTRACTI
7、I第一章 引言11.1 选矿厂设计的目的和意义11.2 国内外研究现状11.2.1 发展总趋势11.2.2 国外研究现状21.2.3 国内研究现状41.3 新建选厂设计可行性分析与预期指标5第二章 金岭铁矿概况62.1 历史背景62.2 矿山地理位置、交通、气候等条件62.2.1 地理位置62.2.2 交通条件72.2.3 矿区气候特征72.3 矿区电力、建材、燃料及劳动力资源72.3.1 供水72.3.2 供电72.3.3 劳动力资源72.4 矿山资源和地质品位82.4.1 矿山资源82.4.2 地质品位82.5 矿石可选性研究82.5.1 矿石嵌布粒度82.5.2 矿石化学成分82.5.3
8、 矿石物理性质92.5.4 有用矿石可选性研究分析10第三章 现场工艺流程的评述123.1 历年来现场流程变革情况123.2 选矿原则流程123.2.1 破碎流程123.2.2 破碎筛分设备133.2.3 磨矿分级流程143.2.4 该磨矿分级流程的优点153.2.5 磨矿分级设备153.2.6 磨矿分级主要工艺参数153.2.7 浮选流程163.2.8 浮选设备173.2.9 磁选流程173.2.10 磁选设备173.3 选矿厂生产流程考察分析183.3.1 磨矿分级作业考察分析183.3.2 浮选作业考察分析203.3.3 磁选作业考察分析213.4 原生产流程图273.5 现场工艺流程总
9、结28第四章 新工艺流程设计与计算294.1 破碎筛分流程计算294.2 破碎车间设备的选择与计算334.2.1 粗碎设备的选择与计算：334.2.2 细碎设备的选择与计算：344.2.3 预先筛分设备的选择与计算354.2.4 检查筛分设备的选择与选择364.3 磨矿分级流程计算374.4 磨矿设备的选择与计算394.4.1 磨矿机的选择与计算394.4.2 分级机的选择与计算414.4.3 振动筛的选择与计算424.5 选别流程的选择与计算434.6 矿浆流程的计算554.6.1 磨矿矿浆流程的计算554.6.2 浮选矿浆流程计算574.7 选别设备的选择644.7.1 干式磁选机的选择与
10、计算644.7.2 湿式预选设备的选择与计算644.7.3 混合粗选设备的选择与计算644.7.4 混合精选设备的选择与计算664.7.5 混合扫选设备的选择与计算684.7.6 分离粗选设备的选择与计算694.7.7 分离精选设备的选择与计算704.7.8 分离扫选选设备的选择与计算724.7.9 分离扫选选设备的选择与计算734.7.10 磁选设备的选择与计算744.8 辅助设备的选择与计算754.8.1 矿仓的计算754.8.2 给矿设备的计算784.8.3 胶带运输机的计算794.8.4 搅拌槽的选择与计算794.8.5 起重设备的选择与计算81第五章 选矿厂总体布置与设备配置825.
11、1 总体布置825.1.1 总体布置原则825.1.2 新设计选矿厂总体布置规定825.1.3 选矿厂总平面组成835.2 厂内设备配置845.2.1 设备配置原则845.2.2 设备配置方案84第六章 结论86参考文献88致谢89第一章 引言1.1 选矿厂设计的目的和意义选矿厂设计的目的是设计出体现国家工业建设有关方针政策、切合实际、技术设备先进可靠、经济效益好的选矿厂，即根据矿石特性、选矿试验成果和要求，确定合理的工艺流程，选择适宜的工艺设备，进行合理的设备配置，设计合理的工艺厂房，配置必要的劳动定员。此外，对综合回收、环境保护、辅助设施、厂房结构等进行精心设计，使选矿厂基建投资发挥最大的
12、效益，并为新建选矿厂获得较高的技术经济指标创造良好的条件。选矿厂设计是矿山设计中极其重要的关键环节。矿山建设项目确定之前它为项目决策提供科学依据；项目确定之后，又为项目提供设计文件。同时，它也是将科学技术转换为生产力的枢纽，生产中的先进经验、先进技术以及科研成果，都要通过设计推广到生产中。因此，做好设计工作，对节约投资、建成投产后迅速达到设计规模和取得经济效益都起着决定性作用，对提高选矿科技水平也有重要的现实意义。同时通过本次设计，了解并掌握选矿厂设计的思路、过程和方法，提高综合运用所学专业知识，分析问题解决问题以及系统研究的能力。1.2 国内外研究现状1.2.1 发展总趋势近年来，国内外学者
13、对矿物加工工程的研究越来越多，国内主要著作有曾文莲的基于PLC现场总线的磨矿控制系统、徐承焱等的铁矿直接还原工艺及理论的研究现状及进展、孙体昌等的鄂西某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷选矿试验研究、葛英勇的新型捕收剂烷基多胺醚（GE-609）的合成及浮选性能研究、万继龙的选矿试验与考查等。国外的主要著作有Q·布罗德本特等的黄铜矿与黄铁矿的优先浮选及矿石类型的影响、C·P·凯利的湿式细筛工艺在铁矿石选矿过程中应用的新进展、··列涅夫的用不同的选矿方法从赤铁矿矿石中分离磁铁矿杂质的可能性等。目前，中国的选矿工艺已经达到了相当的水平，选矿效果也较以前有很大提升
14、。例如：金岭铁矿针对破碎产品0-14mm粒级矿物没有经过预选抛尾，影响了入磨矿石中的废石率、磨机的处理量大、产品指标低、成本高等问题，采用粉矿湿式预选新工艺，提前抛弃部分最终尾矿，提高入选矿石品位，降低磨矿能耗，大幅降低选矿成本，提高磨矿效率，提高选矿厂效益。为了解决矿产资源的贫、细、杂问题和满足国家对金属量日益增长的需求，选矿厂设计面临着扩大选矿厂生产能力和更新选矿技术的任务。在20世纪5060年代，我国日处理原矿量10005000t的选矿厂已属大型选矿厂，进入20世纪70年代以来，已建成日处理原矿量超万吨到数万吨甚至超十万吨的选矿厂。这给选矿厂设计提出了一个新任务选矿厂现代化。选矿厂设计的
15、现代化发展趋势主要表现在四个方面：一是设备能量低耗化；二是设备规格大型化；三是生产过程自动化；四是设计过程电脑化。1.2.2 国外研究现状国外选矿一般比较重视环境保护。国外发达国家对环境保护，无论从法律法规的制定还是监督管理机制的选择都已比较完善。在美国，为了能使环境监督检查制度实施提高效率，在联邦和州一级都设立了环境监督检查员。美、德、澳、英等国都实施了排污权交易的政策措施，一般是政府机构评估出一定区域内满足环境容量的污染物最大排放量，并将最大允许排放量分成若干规定的排放份额，每份排放份额为一份排放权，并采取一定方式，如招标、拍卖等，将排污权有偿出让给排污者。选矿厂规模的扩大和设备的大型化，
16、给设备的制造、生产操作管理带来了新问题，要求更高的机械化及自动化水平，否则单纯的设备大型化未必带来更好的经济效益。80年代至今，由于数学模型的进一步发展，特别是新型、先进控制仪表的出现，把选矿厂的自动控制水平推进一步。未来的发展趋势是将“专家控制系统” 与最优适时控制结合，达到以根据矿石性质变化适时调整生产参数，使选矿生产保持最优状态。选矿过程控制及自动化的研究也有重大进展。比较突出的是选矿流程模拟软件的研究与开发。流程模拟软件已越来越成为国外选矿工程师研究、设计和优化矿物加工流程的重要工具。以下是几种典型的流程模拟软件：粉碎回路模拟软件JK SimMet、浮选回路模拟软件JKSim Floa
17、t、选矿流程模拟软件USIM PAC.下面简要介绍一下这几种软件。粉碎回路模拟软件JK SimMet：该软件是澳大利亚昆士兰大学所属研究机构JKMRC(Julius Kruttschnitt Mineral Research Centre)推出的软件产品，该软件主要用于破碎回路和磨矿回路进行数值模拟，可分析实际工业回路的运行数据，找出薄弱环节加以改进，应用该软件也有利于提高新回路的设计水平。浮选回路模拟软件JKSim Float：该软件也是JKMRC推出的软件产品，用于模拟包含众多浮选设备单元的浮选回路的稳态运行状况，浮选流程回路设计、单元设备特性分析、浮选槽数的增减、现有流程结构和作业条件改
18、进和优化等研究和工程实践中。选矿流程模拟软件USIM PAC：USIM PAC是法国地矿局开发的选矿流程稳态模拟软件，该软件不是立足于自有模型的软件化，而是汇集专业文献上见到的各种矿物加工单元作业模型于自己的软件中，还允许用户根据需要加入自己的模型，并为此配备了专用的开发工具。其应用范围可贯穿于一个选厂项目从可行性研究、工程设计、投产运行、流程优化、改进升级直至工厂完成使命退役的整个生命周期。其典型应用场合主要有三个方面：一是初步设计阶段，对整个流程进行初步计算。根据小型试验结果、推荐流程和生产目标，选用正向模拟法计算流程中所有物料流的流量、品位和粒度组成，接着用逆向模拟法回算所需主要设备的尺
19、寸，然后再用正向模拟法计算未来选厂的运行结果并估算所需的投资费用重复应用这个方法可对不同的方案进行比较。二是详细设计阶段，对整个流程进行详细计算。根据半工业试验原始数据进行物料平衡数据协调，利用协调后的数据通过逆向模拟法进行半工业试验流程的模型参数标定，并根据一定的比例放大规则计算实际选厂设备的尺寸。然后用正向模拟法计算未来选厂的运行结果并估算所需的投资费用。三是现有流程的优化和升级。根据现场流程考查获得的原始数据进行物料平衡数据协调，利用协调后的数据通过逆向模拟法进行生产流程模型参数标定，再用正向模拟法计算各种可能的方案及工艺条件下流程的运行结果并进行技术、经济和环境影响指标的比较分析。其次
20、是粉碎机理的模拟研究和设备参数的改进。以节能为中心，改善设备结构和性能，如提高易损件寿命。设备的可靠性、耐久性、减轻重量等.根据统计全世界每年消耗于矿石碎磨作业的能耗约占全世界总发电量的3 4；因此碎磨作业的能耗为国内外非常重视的研究领域。于是便提出了“多碎少磨”的原则，并研究出一系列的节能破碎机，如JC56型、A-1型等颚式破碎机；美国液压型、Rexnord重型等旋回破碎机和节能磨矿机，如无齿轮传动型等。1.2.3 国内研究现状国内选矿技术发展较快，正朝着设备能量低耗化设备规格大型化，生产过程自动化，设计过程电脑化的方向发展。但仍存在下列几个问题：一是环境保护差：主要表现在选矿厂尾矿库和矿山
21、排土场复垦率地，中小型选矿厂尾矿排放管理不佳，尾矿水超标以及尾矿中资源回收率低等。虽然环境补偿制度尚未建立，但一些政府部门及相关科研人员已在积极地探索和研究。二是选矿厂设备落后：选矿厂多数在20世纪70年代以前建厂，80年代以后建厂很少。限于当时设计思想和国内的制造业水平，总体装备落后。三是自动化水平低：矿物加工领域数学模型和过程模拟的研究起步较晚，而且侧重于单元作业模型本身，对流程整体的建模和模拟研究较为少见。仅有针对特定流程特定目的的专用软件，能由通常不具备太多编程技能的选矿工程师灵活使用的通用流程模拟软件至今仍是空白。近些年来，国内在矿物加工数学模型和过程模拟方面的研究和应用日渐式微，与
22、国外这方面的稳定发展形成明显的反差。1.3 新建选厂设计可行性分析与预期指标1、可行性分析：厂区地质条件理想，气候条件适宜，产量稳定。矿区有露天矿坑作为尾矿库。矿石特点：原矿最大粒度500mm，含水量3%，密度4.2t/m3，中等可碎性矿石，铁的品位38.5%，铜的品位0.15%，钴的品位0.02%。有多年的选矿经验。2、预期目标：通过本次设计对金岭铁矿现行流程进行部分优化，新建选矿厂处理量为3350t/d，并选出铜、铁、钴三种金属矿。铁精矿：=66%，=95%(相对球磨机给矿)；铜精矿：=22%，=80%(相对球磨机给矿)；钴精矿：=0.44%，=25%(相对球磨机给矿)。第二章 金岭铁矿概
23、况2.1 历史背景山东金岭铁矿是地下开采、选冶联合的国有大型独立矿山企业，占地面积260万平方米，位于山东省淄博市境内，隶属于山东省冶金工业总公司。山东金岭铁矿是山东省开采历史最为悠久的黑色冶金矿山，其历史可追溯至春秋战国时期，据史籍记载，春秋时期齐国即在原铁山矿区开采并进行冶炼，其后，秦、汉、晋、唐、宋、元、明、清各代均有开采。近代德国、日本等也先后在此进行过掠夺式开采。新中国成立后，矿山经过几十年的建设和发展，已成为采选、生活服务、文教卫生自成一体的综合性国有企业，下设召口分矿、铁山分矿、侯庄分矿、选矿厂、机械厂等生产部门和计划设计处、地测处、质量计量处、安全环保处等有关职能部门。选矿厂为
24、综合选厂，三个分矿生产的矿石全部进入同一选厂进行选矿加工。选矿厂原矿处理能力为150万吨/年。矿产品为铁精矿、铜精矿和钴精矿，其中铁精矿于1981年获国家金质奖章，铜精矿、钴精矿获山东省优质产品称号。2.2 矿山地理位置、交通、气候等条件矿区位于淄博盆地向北东开口处，凤凰山西侧山脚之下。区内地形起伏不大。凤凰山海拔标高为180.90m，大部分地区在30m左右，最大相对高差为8090m。矿区内工农业较为发达，特别是石油化工、电力建材并且能源资源丰富，为矿山建设提供了良好的外部条件。2.2.1 地理位置山东金岭铁矿位于山东省淄博市张店区东北中埠镇、凤凰镇、侯庄乡交界处，距张店15公里。该矿区的地理
25、坐标东经118°05'，北纬36°28'，全矿下辖三处矿区，即侯家庄铁矿、铁山铁矿、召口铁矿，矿区面积283平方公里。2.2.2 交通条件金岭铁矿有公路与张店相连接。有准轨专线自金岭镇站通往矿区，距胶济线金岭镇站7公里。矿区南侧有济青高速公路穿过，距济青高速公路6公里；西侧有张北（G205国道）公路；东侧有辛桓公路；张临公路纵贯矿区中部，交通十分方便。2.2.3 矿区气候特征本矿区属于大陆性季风气候，冬季最低气温-23，一般在-57，春季干旱多风、夏季炎热多雨，最高气温可达42.1，夏季平均气温为31，年平均气温12.9。区内年平均降水量703.44mm，7
26、9月为雨季，月降水量在50120mm之间；年平均蒸发量2109.2mm，2、3、4月为旱季，月最大蒸发量为428.6mm。风向以南、西南为主，夏季多为正南风，冬季多偏西北风。区内地表水不发育，仅在东北有一乌河全长40km，多数季节河水干涸，对矿山地下开采不会造成影响。2.3 矿区电力、建材、燃料及劳动力资源2.3.1 供水工业用水铁山采场井下排水，铁山-165m有2台10-6sh（扬程65m处理量286m2/h），抽水制-105m处水仓，再由三台DA1509，300mm钢管(H245m,Q162m3/h)送至选厂水池，选厂水池73m3台10sh-13型(CH235m Q486m3/h)送水厂，
27、选厂每吨粉碎用水量月，日排水量约13000m3/天。2.3.2 供电矿区供电来自鲁中电网，有魏庄和辛店两条线路供电矿区，北金召口自建10kv变电站及铁山35kv变电站各一座，选厂用电来自变电站，双回路方式供电，电压6000v至选厂配电室。6kv.380v等六台变压器分别送电至2台细碎球墨以及新粗碎2#3#4#配电室。2.3.3 劳动力资源矿区周围农业人口居多，劳动力比较充足，现今金岭铁矿工人主要来自周边农村。2.4 矿山资源和地质品位2.4.1 矿山资源矿石主要来源于铁山矿区，召口矿区，侯庄矿区。总储量1.5亿吨，服务年限80年。2.4.2 地质品位平均品位：铁34.6%，铜0.091%。2.
28、5 矿石可选性研究2.5.1 矿石嵌布粒度磁铁矿在矿石中呈致密块状，粒状结构，以自型和半自形为主，嵌布粒度一般在0.05-0.15mm，最大2mm，最小0.02mm。黄铜矿呈半自形，他形黄铜矿以中细粒充填交代于磁铁矿间隙中或该间隙的脉石中，少量嵌布在脉石中。磁黄铁矿嵌布在磁铁矿脉石中，分布不均，粒度，少量与黄铁矿伴生。2.5.2 矿石化学成分通过光谱分析、化学分析以及物相分析可知矿石中含有20多种元素，如：Fe，S，Cu，Co，Ni，P，Ca，Al，Zn，Ba，Ga，Ba，V等，矿石的多元素分析见表2-1。表2-1 矿石多元素分析 矿区元素铁山召口侯庄Fe47.0847.5147.45S1.0
29、50.0760.371Cu0.1150.0450.236Co0.01920.01560.0153Ni0.040.03P0.030.032CaO4.541.83Al2O31.424.89Zn0.0090.0122.5.3 矿石物理性质金岭铁矿的矿石主要是矽卡岩型磁铁矿，以块状为主，结构主要为半自型他形晶体嵌镶结构，其次有包体结构，围岩主要是辉长闪长岩、黑云母闪长岩、角闪石、闪长岩、石英闪长岩、细晶岩等，磁铁矿的比重为4.2t/m3，石灰岩的比重为2.63t/m3，闪长岩的比重为2.62t/m3；松散系数：磁铁铁矿为1.52，石灰岩1.5；矿石硬度属中等硬度，f=812，矿石的物理性质如表2-2所
30、示。表2-2 矿石物理性质名称抗拉强度（Pa）抗压强度（Pa）硬度松散系数比重（t/m3）安息角（°）磁铁矿35547035401535011161.524.236.7闪长岩355684112015359181.682.6235.8石灰岩27522090010131.52.6336.8矽卡岩17048327079510161.462.7035.12.5.4 有用矿石可选性研究分析因磁铁矿和黄铁矿的物理和化学性质与脉石矿物的性质有着本质的区别，我们可以利用其差异来进行选别。黄铜矿有很好的天然可浮性，可用浮选进行分离。而磁铁矿有较强的磁性，可由磁选法进行分离。1、电选磁铁矿具有良好导电性
31、，黄铜矿导电性较差，脉石矿物导电性几乎为零，利用这种差异，我们用高压电选进行分离。这种方法日本曾经用过，但是利用电选的缺点是很难排除较细的微粒而且给矿必须干燥、高压电场使得选矿设备带电，修理困难，且又不安全、回收率低。所以，由于上述缺点所限，电选一直未被利用。2、风选由于风选粉尘难以控制，选矿得到的产物品位，回收率均较低，故不易采用。3、重选重选依据的是有用矿物与脉石矿物的比重不同而进行选别。但该矿石中黄铜矿、磁铁矿、黄铁矿、灰铜矿、假象赤铁矿、透灰石等比重差异较小，也不宜使用。4、浮选由于黄铜矿具有良好的天然可浮性，所以世界各国在对铜矿的选别上大部分采用此法。捕收剂为黄药，起泡剂为2#油，而
32、磁铁矿天然可浮性较差，所以先进性混合浮选，然后再对铜进行精选。5、磁选磁选依据的是有用矿物与脉石矿物的磁性差异进行选别，通过试验研究对磁铁矿进行磁选是可行的。通过以上五种方法的简单比较，不难看出，利用铜铁混合浮选，再对铜进行精选，对铁进行磁选，是简单可行而又有效的方法。结合现场实践，本次毕业设计就采用铜铁混浮，对铁进行磁选的方法。从现场实际操作看，这种方法技术上可行，经济上合理。第三章 现场工艺流程的评述3.1 历年来现场流程变革情况金岭铁矿早在春秋战国时期就由齐国开采，18981911德国人接着开采，19151945日本人开采，19451948年7月停采，1949年1月恢复生产。选矿厂前身是
33、破碎厂，是建于1954年，破碎能力是30万吨/年，破碎粒度-10mm，销往鞍山，1962年上新粗碎，1963年扩建成100万吨/年破碎能力。19591960年委托北京冶金设计院进行选矿实验。1965年进行选厂方案设计。1966年1月由山东冶金设计院进行设计。1967年10月选厂建成投产，年处理能力，原矿量（入磨）40万吨/年，两个系列，1971年扩建称为3个系列，年处理能力增加到60万吨/年。3.2 选矿原则流程3.2.1 破碎流程现厂破碎流程采取两段一闭路，如图3-1所示。图3-1 破碎流程图3.2.2 破碎筛分设备1、粗碎现厂粗碎机用PEJ900×1200简摆颚式破碎机：给矿口尺
34、寸：900×1200mm；排矿口宽度：150-200mm；最大给料块度：650mm；破碎量：140-200t/h；电机：110kw；最大件重量：9.47t。2、细碎现厂细碎机用PCK1300×1600可逆锤式破碎机：转子直径×长度：1300×1600；转子转速：740转/分；最大给矿块度：300mm；处理量：150-200t/h；电机（2台）：240kw；电机重量：3.1t；破碎机重量：13t；锤子总数：114个。3、筛分设备现厂筛分设备详细资料见表3-1。表3-1 现厂筛分设备预先筛分(74m)检查筛分(49m)筛网尺寸1250×2500mm
35、1250×3600mm筛孔尺寸16mm14mm筛网层数11筛矿倾角20o25o偏心轴转速1500转/分1500转/分生产量150吨/台*小时150吨/台*小时筛网振幅6mm8mm最大给矿粒度100mm电机5.5kw6kw设备重量1.5t2.3t4、磁滑轮现厂干式磁选用磁滑轮：滚筒外形尺寸：1030×1045mm；皮带速度：1.75m/s；磁场强度：（简体表面）最大2500奥斯特，平均1800奥斯特；处理量：100-300t/h。3.2.3 磨矿分级流程现厂磨矿分级流程如图3-2所示： 图3-2磨矿分级流程图流程特点：该流程磨矿与检查分级形成完全闭路。3.2.4 该磨矿分级流
36、程的优点1、检查分级可以控制磨矿回路的最大可粒粒度2、缩短矿石通过磨机的时间，避免了过粉碎，从而提高了磨矿效率3.2.5 磨矿分级设备1、磨矿设备：MQJ2700×2100湿式格子型球磨机2、分级设备：2FLG-1500高堰式双螺旋分级机3.2.6 磨矿分级主要工艺参数处理量：28-32吨/台·时；溢流浓度：21-25；溢流细度：-200目含量65-70；排矿浓度：82±1；补球量：120-150千克/台·班；返砂比：200-350-450；磨矿作业率：67-75；补球比例：90：70：50=4：3：3；磨机利用系数：2.56-2.7 t/ m3
37、3;h；钢球消耗：0.55kg/t；分级效率：52-55；钢球配比：90：70：50=3：4：4。3.2.7 浮选流程现厂浮选流程如图3-3所示。图3-3 浮选流程图1、铜钴混合浮选：（搅拌槽2000，搅拌时间3分钟）一次粗选5m3，四槽，二次精选，共六槽，一次扫选5 m3，四槽；2、铜钴分离浮选（搅拌槽1.5m，搅拌时间15-20分钟）一次粗选：4A，六槽；二次精选：4A，二槽；二次扫选：4A，各四槽。3.2.8 浮选设备1、混合浮选粗扫选用LCH-X5m3充气搅拌式浮选机，24槽，几何容积5.2m3，生产能力2-10m3/mim；2、混合浮选精选作业用XJK-2.8(6A)浮选机；3、分离
38、浮选用XJK-0.62(4A)浮选机。3.2.9 磁选流程现厂磁选流程如图3-4所示。图3-4 磁选流程图3.2.10 磁选设备1、XCTB-10502400永磁磁选机（I段，II段扫磁共五台），筒体表面磁场大于1800奥斯特时，生产能力为220-300m3/台·时；2、磁聚机（2台）直径1800mm，磁场强度100-150奥斯特。3.3 选矿厂生产流程考察分析选厂全流程考察的目的在于查清现磨矿过程中各作业的工作状况，了解铜、钴金属的回收和流失情况，理清各作业用水量，为指导生产及今后选厂的改造，提高经济技术指导提供依据。3.3.1 磨矿分级作业考察分析磨矿分级阶段的基本任务是为下一步
39、的选别准备好解离充分粉碎轻的入选物料，它是选厂关键性工序。本次考察对三个系列的主要技术指标产品力度加以比较。可看出：1、磨矿细度磨矿分级溢流细度已达到选别要求，三个磨矿分级溢流细度为75.59%、73.23%、75.10%，平均为74.63%。从最终选别产品粒度分析中可得知：Fe、Cu等金属在-0.04mm袭击别种的回收率较差。因此，磨矿分级细度不易再提高，否则金属损失将增加。2、球磨机生产能力球磨机生产能力基本得以发挥，三台磨机的利用系数（以单位时间单位磨机的有效容积和新生-200目数量计）分别达到1.39、1.47、1.50。平均1.45。这个指标比85年、86年考察的1.38、1.34均
40、高。但三台磨机利用系数还存在差异。这表明三台磨机都未得到较好发挥，尚存在一定潜力。3、影响磨矿过程的因素影响磨矿过程的主要影响因素有三大类：（1）入磨原料的性质及特性；（2）磨矿设备的性能及特性；（3）磨矿操作因素。（1）入磨原料的性质及特性：包括矿料性质、给矿粒度和产品细度。影响磨矿的矿料性质主要是矿石的力学性质，包括硬度、韧性、解理及结构缺陷。矿石硬度大难磨，硬度小易磨；韧性大的矿石也难磨；有解理现象的矿石其硬度降低，容易磨碎；矿石中有结构缺陷的，无论是宏观还是微观的裂纹皆降低矿石的硬度，有利于磨矿。给矿愈粗，将它磨到规定细度需要的磨矿时间愈长，功耗也愈多。给矿粒度的改变对磨机生产率的影响
41、是与矿石性质和产品细度有关的。磨矿产品粒度直接影响着选别指标。磨矿产品粒度过粗，有用矿物和脉石矿物没有获得充分解离，太细了又引起较严重的过粉碎，两种情况都会使选别指标降低。（2）磨矿设备的性能及特性：包括磨机的类型、直径和长度、衬板类型。总的来说，棒磨机的生产率比同规格格子型球磨机的小15%，比溢流型球磨机小5%左右，但当棒磨机用于粗磨（磨矿产品细度13mm）时，生产能力却大于同规格球磨机。溢流型球磨机的生产率较同规格格子型球磨机的小10%15%，有时甚至小到25%。实践证明，筒体直径为2.73.6m的磨机比生产率最大，直径大于4m的磨机由于装球减少及转速降低，比生产率下降；磨机长度主要影响到
42、磨矿时间，因而影响到磨矿细度。用平滑衬板的磨机的生产率，常比不平滑衬板磨机的小。使用过于厚的衬板，将减少磨机的有效容积，生产率也就降低。衬板磨损后，磨机内直径将增大，这时钢球的装球率会显得偏低，是生产率减少，应适当的增加装球量。（3）磨矿操作因素：包括装球制度、磨矿浓度和给矿速度等项。实验证明，长圆棒形的磨矿介质的磨矿效果最好。在其他条件不变时，磨矿介质的密度愈大，磨机的功率消耗和生产率愈高，一般都用钢或者铸铁作为磨矿介质。当装入的钢球是有效工作时，装球愈多，生产率愈高，功率消耗也愈大。但装球过多，由于转速的限制，靠近磨机中心的那部分球只是蠕动，不能有效工作。通常装球率不超过50%。超过临界转
43、速工作时，装球量要减少到能保证不发生离心运动，但也不可以减少到削弱生产能力的程度。撞球尺寸决定着有用功转化的效率高低。磨矿浓度通常用磨矿机中矿石的重量占整个矿浆重量的百分数表示。矿浆愈浓，它的黏性愈大，流动性较小，通过磨机较慢。在浓矿浆中，钢球受到浮力较大，有效比重就较小，打击效果也较差。但浓矿浆中含的固体矿粒较多，被钢球打着的物料也较多。稀矿浆的情况刚好相反。给矿速度就是单位时间内通过磨矿机的矿石量，磨机内矿量小时不但生产率低，而且形成空打的现象，使磨损和过粉碎现象都很严重。为了使磨机有效的工作，应当维持充分高的给矿速度，以便在磨机中保持多量的待磨矿石。3.3.2 浮选作业考察分析现厂处理的
44、矿石为含铁，铜，钴的金属矿石，采用“混合分离”浮选流程回收铜、钴金属，选厂历年流程指标见表3-2，由表中分析可知本次考察Fe，Cu，Co三种金属回收率均低于往年，为查清金属流失情况，对入选原矿（分级溢流）及选别最终产品（铁精，铜精，尾矿）进行粒度筛选，结果见表3-3。表3-2 选厂历年流程指标表 年份原矿指标（）精矿品位（）回收率（）FeCuCoFeCuCoFeCuCo 9849.130.1350.018768.5221.660.39894.3984.74446.98 9950.690.1350.020468.7625.060.39894.9779.02846.80 0047.310.1170
45、.012868.2122.190.39895.5581.29734.17 0146.940.1110.018266.6526.230.33094.6472.59734.82 0248.860.0970.018767.8825.950.47394.4074.61149.15 0342.850.0750.013967.2522.140.22593.2768.22133.76表3-3 铜金属在各产品中粒级分布项目 粒级（%）铜精各粒级产率（%）在铜精粉中回收率%铜在其他金属产品中的粒级损失率 铁精粉 钴精粉 总尾+0.1542.1035.1615.1021.4724.40-0.154+0.108.5
46、659.2819.956.5314.18-0.10+0.0746.0565.2120.796.048.00-0.074+0.0423.6872.5912.825.188.86-0.0459.6170.575.095.119.47从表3-3中分析看出，铜在精矿中回收以+0.154mm级别最低，但该部分产量较小，仅有2.10%，对铜金属回收率影响不大，主要是其余四个粒级在铁精粉与总尾中大量损失造成铜金属回收率差。这四个粒级在铁精粉与总尾矿中损失率25-35%范围内，从中反映出混合浮选效果不佳，所以我们在设计中应认真分析，把改善混合浮选作业的工作状况，提高铜金属回收率作为一个重要的攻关项目。3.3.
47、3 磁选作业考察分析1、产品磁性分析本次考察对原矿分级溢流混浮尾矿及除扫尾矿以外的所有磁性产品进行了磁性分析，结果看出，经磁选管选别后，混合浮选尾矿Fe品位由43.24%提高到67.41%。现场铁精考察品位为67.25%，磁性产品比现场生产品位高0.16%，这说明磁选流程结果能在较好条件下运转。对铁金属选别效果是良好的，经磁选管选别后扫磁精铁品位由61.32%提高到62.42%，磁析结果比生产品位高1.10%，说明扫磁效果良好，本次考察现场扫磁精铁品位61.32%，较以前的37.86%改善许多，这主要是本次考察扫磁精矿品位。所以为了最大限度发挥设备潜力，提高铁精矿品位，建议对此团聚溢流，低流浓
48、度在现场操作中严格控制设置浓度并定次测量调整。磁团聚精矿品位为66.68%，扫磁精矿品位61.32%，而产品合并成为磁性过滤机给矿品位为66.63%，比亚磁精矿品位66.06%提高0.57%，经磁性过滤机过滤，选别后得铁精品位67.23%比过滤前提高0.62%，由此看出，在磁性过滤机处于较好工作状况下，其选别作用不可忽视，在生产设备正常情况下，磁性过滤机应保持大量循环溢流，这样才能发挥磁性过滤机的选别作用。2、铁金属的流失情况铁金属在各产品中的粒级分布情况如表3-4所示。表3-4 铁金属在各产品中的粒级分布项目粒级粒级产率精铁粒回收率（%）铁在其它产品中粒级回收率（%） 铜精 钴精 总尾+0.
49、1542.7871.430.160.5515.87-0.154+0.1013.4496.350.111.442.07-0.10+0.07411.3697.070.090.931.89-0.074+0.0431.2395.700.001.212.97-0.0441.1990.470.181.143.69从表3-4中看出，铁金属在钴金属精矿中损失较高，在铜精矿粉矿中的损失较低，这与钴以类质同象形式存在于铁矿物中有关。但铁在钴精粉中损失仅为1.2912%，不是影响铁回收的主要因素。在总尾矿中铁金属在铁精粉中以+0.154mm粒级回收最差，仅为77.43%。该粒级主要损失与总尾矿中损失占15.87%，
50、由于该粒级在总尾矿中产率不高，其损失仅占原矿0.33%，所以+0.154mm粒级损失也不是主要的，其主要损失于总尾矿-0.04mm级别，占原矿3.7937%。故要求原矿分级作业应及时分离出合格粒级。尽量减少过粉碎。3、提高铁精品位的有效工艺次团精矿再磨再选工艺将磁团精矿筛析结果列于下表中，磁团精矿细筛再磨后的产品进行磁选管选别，试验结果见表3-5，3-6，3-7，3-8。表3-5 磁团精筛析结果项目粒级产率 品位分布率+-+0.1543.183.1810041.131.96-0.154+0.1012.5815.7696.8262.8411.87-0.10+0.07411.4327.1984.2
51、467.1711.52-0.074+0.0434.0861.2772.8768.0734.82-0.0438.7310038.7368.5239.83合计10066.63100表3-6 磁团精细筛后的产品指标项目粒级重量产率品位回收率作业占原矿作业占原矿+200目98529.6528.9162.8527.9542.41-200目233770.3568.5868.3072.05109.31合计332210097.4966.68100151.91表3-7 磁团精矿细筛再磨后产品磁选管选别指标名称产物产率品位回收率作业占磁占原作业占磁占原+200目磁团精K90.1126.7226.04768.919
52、8.8027.6141.893-200目磨矿分后X9.892.932.85887.641.200.340.509合计10029.6528.90562.8510027.9542.402表3-8 磁团精细筛后再磨再选后磁团精指标（占原始）名称产率品位回收率+200目磁团精再磨再选精矿26.047068.9141.8932-200目磁团精68.584368.30109.3047 合计94.631368.47151.1979从表3-5中可以看出磁团精中大于0.074mm级别部分品位较低，进入磁选过滤机中势必影响到铁精品位，磁团精矿中大于0.074mm级别部分产率为27.19%（占磁团精矿）。该部分累计
53、品位为62.12%，磁团精矿中大于0.074mm级别部分品位低的原因是该部分中尚含有部分连生体。要想提高该部分品位，只有再磨使连生体解离成单体后再选这种方法。本次考察由于样品数量的限制，从表3-7及3-8中可以看出现场生产的磁团精矿经过细筛（-200目）再磨（-200目，大于70.75%）再选（磁选管H=1000）后得到磁团精矿，品位由66.68%提高到68.47%回收率由151.67%降低到151.1979%。从此上分析得知，细筛再磨再选是提高铁精品位的有效工艺。随着矿石性质的变化，要想大幅度提高铁精品位，有必要在现场采用细筛再磨再选工艺。4、精矿产品及资料（1）精矿产品主要成分分析结果见表
54、3-9。表3-9 精矿产品主要成分分析结果品位产品CuSCoSiO2Al2O3CuOMgOTFe铜精矿72228.460.1628.230.632.003.8829.80钴精矿0.6528.550.3568.000.782655.4634.02铁精矿0.0230.0740.01072.930.771.760.8267.05（2）各产品比重测定原矿：3.84铜精：3.95钴精：4.80浮尾：2.92磁尾：2.80（3）精矿标准指标要求铁精矿：TFe 66%+-2%，粒度-0.076mm65%，杂质不大于（%）：S，0.5；P，0.15；SiO2，6；As，0.07；Zn，0.10；Sn，0.08
55、；吸附水12% ，k+No+，0.25；Cu，0.15；Pb，0.10；铜精矿：Cu20%，杂质不大于（%）：Pb，6；Zn，9；MgO，5；As，0.4；钴精矿：Co0.35%，粒度-80目100% ，吸附水10%，杂质不大于（%）：Cu，0.7；Zn，0.2；Mn，0.08；SiO2，13； Pb，0.2；As，0.10。（4）产品用户：铁精：济钢，张钢，莱钢，烟台钢铁厂，威海铁厂（4000t/日），青州铁厂；铜精：铜凌；钴精：淄博钴厂；（5）价格销售铁精：济钢TFe66%,粒度-200目65% 800元/吨 张钢TFe64%,粒度-200目65% 750元/吨铜精：Cu20% S>
56、20% 钴精：Co>0.3%（6）2003年选矿指标原矿品位：TFe:34.7973，Cu:0.0902，Co:0.0136；精矿品位：铁：64.8536，铜：22.4518，钴：0.3411，硫：23.709；尾矿品位：TFe:6.4934，Cu:0.0393，Co:0.0074；回收率：理论：TFe:87.2813，Cu:53.1619，Co：26.5868；实际：TFe:89.9082，Cu:57.9156，Co：28.2758。5、现场给矿设备90型往复式给矿机（6台）料机宽：500mm处理量：900 T/日钢管冲程：200mm重量：200kg槽底至闸门底距离：1500mm传动电
57、机如下表所示：见表3-10。表3-10 传动电机机号型号功率转数重量制造厂1#、2#Y90541.1kw1500转/分30kg3#、5#Y100L-42.2kw1500转/分4#JO-32-41kw1420转/分27kg博山电机厂3.4 原生产流程图图3-5 原生产流程图3.5 现场工艺流程总结1、球磨分级溢流细度已达到要求，且不宜再提高，否则将导致Fe、Co金属量的损失；2、本次考察三台磨机分级设备工作状况较以前有提高，3#最好；3、Fe，Co各种金属主要损失于-0.04细粒级的总尾矿中，Cu金属主要损失于Fe精矿中。说明混浮作业目前工作状况不很理想；4、在现场磁选流程中应加强对磁聚机的管理
58、与操作。严格控制磁聚机的溢流和底流浓度，因为这能影响到磁团聚与扫磁精的质量，也能影响到磁选过滤机的磁选效果。所以磁聚机的溢流和底流浓度直接影响铁精质量；5、采用磁团聚精细筛再磨再选工艺提高铁精品位的有效工艺。第四章 新工艺流程设计与计算针对金岭铁矿厂现状流程，通过实地考察、分析，对原有工艺进行改进。设计条件为：原矿最大粒度500mm，含水量3%，密度4.2t/m3，中等可碎性，Fe=38.5%,Cu=0.15%,Co=0.02%。要求选出铜、铁、钴三种金属精矿。其中，铁精矿：=66%，=95%；铜精矿：=22%，=80%；钴精矿：=0.44%，=25%。选厂规模为3350t/d。厂区为理想地形
59、。4.1 破碎筛分流程计算1、计算破碎车间的小时处理量破碎车间的工作制度为每天三班，每班6小时，据此破碎车间的单位小时处理量为：2、计算总破碎比原矿的最大粒度为500mm，磨机的入磨粒度适宜范围为1020mm，根据多碎少磨的原则尽量降低入磨粒度，所以设计破碎产物的最终粒度为12mm。则破碎流程总的破碎比为：3、初步拟定破碎流程根据总破碎比及各种破碎机在不同工作条件下的破碎比，初步选用两段一闭路破碎流程。粗碎产物经检查筛分，筛上产物中非磁性矿石含量较高，先进行抛尾，产物进入细碎机，拟定流程如图4-1所示。图4.1 破碎流程图4、计算各段破碎比破碎流程的平均破碎比为Sa，取S1=3.33，略小于S
60、a，则第二段破碎比5、计算各段破碎产物的最大粒度粗碎产物的最大粒度：细碎产物的最大粒度:6、计算各段破碎机排料口宽度破碎机排矿口宽度与破碎机型号有关，即与最大相对粒度有关。初步确定粗碎用旋回破碎机，细碎用锤式破碎机，排矿口宽度为：取e2=104mm；e8根据筛分工作制度确定，本实例采用等值筛分工作制度，e8=0.8d8=9.6mm，取e8=10mm。7、各段筛子筛孔尺寸和筛分效率的选择细筛：检查筛子筛孔尺寸和筛分效率，按常规筛分工作制度或等值筛分工作制度确定。常规筛分工作制度：a=d8，即a=10mm，E2=85%等值筛分工作制度：等值筛分工作制度，一般适用于大中型选矿厂，特别是大型选矿厂。由于增大筛孔尺寸和降低筛分效率，从而提高了筛子的生产能力，减少了筛子的台数。这样既节省了投资又简化了筛分车间设备的配置，对大、中型选矿厂是非常有利和有必要的。每天处理3800t的中型选矿厂可以采用等值筛分工作制度，即选
