畢業(yè)設計（論文）-湖北三鑫3000td金銅礦選礦廠初步設計.doc

遼寧工程技術大學畢業(yè)設計前言據(jù)科學家的測量和估算，地球的黃金總儲量大約有48億噸，而分布在地核內的約有47億噸，地幔8600萬噸，而分布到地殼的只有不到1億噸。地球上99%以上的金進入地核。金的這種分布是地球長期演化過程中形成的。地球發(fā)展早期階段形成的地殼其金的豐度較高，因此，大體上能代表早期殘存地殼組成的太古宙綠巖帶，尤其是鎂鐵質和超鎂鐵質火山巖組合，金豐度值高于地殼各類巖石，可能成為金礦床的最早的“礦源層”。銅是一種存在于地殼和海洋中的金屬。銅在地殼中的含量約為0.01%，在個別銅礦床中，銅的含量可以達到3%5%。自然界中的銅，多數(shù)以化合物即銅礦物存在。銅礦物與其他礦物聚合成銅礦石，開采出來的銅礦石，經(jīng)過選礦而成為含銅品位較高的銅精礦 全套圖紙加扣3012250582 金主要賦存于金銅硫礦石和金銅鐵礦石中，在硫鐵礦石、鐵礦石中的金次之。礦石中的金以金銀礦為主，其次為自然金、金銀礦。金的嵌布粒度一般較細，多在0.20.002mm之間；金與銅具有一定相關性，在各個粒度中品味隨粒度的變化而有所增高。在磨礦細度-200目（60%）的情況下，單體解離金占72.01%，硫化物中金占23%；在硫化物載體金中，黃銅礦、斑銅礦含量為（5.08g/t），分布率6.94%，黃鐵礦、白鐵礦含金（1.97g/t），分布率16.36%。金以粒間金為主，約占55%，其次為包裹金，占35%，裂隙金約占10%。塊狀礦石中的黃銅礦較為致密、集合體嵌布，顆粒粗大，還主要與斑銅礦連生，包裹有少量的黃鐵礦、白鐵礦、脈石等，與自然金的關系極為密切，或與之包裹、或與之連生；浸染狀礦石中的黃銅礦多呈細脈狀、網(wǎng)狀分布于脈石或氧化鐵礦物中，難以解離。設計選廠三鑫金銅礦地處湖北大冶，開發(fā)金礦石，高效利用低品位資源，對該廠的資源綜合回收、環(huán)境保護、輔助設施、建筑結構等均進行精心設計，從而得到經(jīng)濟、環(huán)境和社會效益的和諧統(tǒng)一。 79 1 廠區(qū)概況1.1 三鑫金銅礦地理行政及交通湖北三鑫金銅股份有限公司位于湖北省大冶縣城西4.2km，與銅綠山礦區(qū)毗鄰，行政區(qū)劃屬大冶縣金湖鄉(xiāng)及羅橋鄉(xiāng)管轄。礦區(qū)距武大鐵路和公路3km，交通條件較為方便。礦區(qū)南起石家灣，北到大冶湖中心河，東臨鯉泥湖，西止雞冠山與猴頭山大青山隔河相望。地下埋藏有金銅鉬礦床，本地區(qū)資源豐富，采選歷史悠久，是我國有色金屬和鋼鐵工業(yè)的重要基地之一。1.2 水文地質條件 礦山外圍地勢南高北低，為低山丘陵大冶湖盆地。南部為低山區(qū)，中部為丘陵區(qū)，地形起伏不大，一般標高為3060m，距礦區(qū)最近的雞冠咀山標高69.14m，地表風化強烈，屬剝蝕堆積地貌。北部大冶湖盆地，標高在14.519.5m之間，湖底由湖積沖積粘土、亞粘土層組成。礦區(qū)東、北部是圍湖造田堤壩，將湖水圍隔在堤壩以東。礦體上部地表均為水田所覆蓋。本區(qū)地震基本裂度為度。1.3 工程地質情況大冶礦區(qū)位于淮陽山字型構造前弧西側與新華夏構造體系的復合地帶。地處中下?lián)P子陸塊的西段北與桐柏-大別造山帶相接，南與九嶺-幕阜隆起帶毗鄰，處于岳陽-九江前陸褶沖帶的東端前緣部位。本區(qū)北東以襄廣斷裂與桐柏-大別造山帶相隔；西以鄂城-嘉魚斷裂與寶康-武漢前陸褶沖帶及宜昌-武昌過渡褶皺帶分割；南以坑口-排市斷裂，構成一個三角形構造巖漿巖。礦區(qū)范圍內出露的主要地層為三疊系下統(tǒng)大冶群灰?guī)r、白云巖建造，均已變質成大理巖。本區(qū)經(jīng)歷了復雜的構造變動，不同方向、不同規(guī)模、不同時期的構造形跡普遍發(fā)育，尤其是褶皺變形和褶皺疊加作用明顯，斷裂具有多期活動的特征。礦床范圍內出露的巖漿巖有四種，屬鐵山侵入體南緣中段部分，據(jù)野外穿插關系和間接證據(jù)，并參考同位素年齡數(shù)值確定它們的形成順序自早而晚為：中細粒含石英閃長巖、黑云母透輝石閃長巖、正長閃長巖和斑狀含巖英閃長巖。前者屬燕山早期，后三者屬燕山中期產物。礦床自西而東由鐵門坎、龍洞、尖林山、象鼻山、獅子山、尖山六大礦體組成，都賦存在下三疊統(tǒng)大冶群大理巖與閃長巖接觸帶內，沿接觸帶斷續(xù)延長達4300米。1.4 氣候特征大冶地區(qū)為典型的大陸性季風氣候。冬冷夏熱。四季分明，雨量充沛。年平均氣溫17.0o C，極端最高氣溫40.3 oC，極端最低氣溫11.3 oC，年平均降水量1382.6mm，雨季為48月。占全年降水量的66%以上，最長連續(xù)降雨曾達20天之久。年均蒸發(fā)量1414.6mm。相對濕度78。常年主導風向為東南風和偏西風，正常平均風速不大于2.2m/s，靜風頻率17%。無凍土1.5 水源供應及排水處理由于廠區(qū)全年降雨時間較多，水資源充足。除滿足礦山現(xiàn)有生產外，尚有一定的富余能力，考慮到生產用水拘謹和污水不壓濾處理對環(huán)境污染嚴重，所以選廠設計的工業(yè)用水循環(huán)使用，不外排。生活用過的污水處理后排至附近低洼處自然降解。1.6 電源供應黃石變電所為礦區(qū)提供10kv的電源，電站與礦區(qū)的距離為10km，采用雙回LGJ-240的線路供電。礦區(qū)除個別高壓設備外，其余均為380v。重要負荷備有備用電源。除碎礦車間進行連鎖控制外，其余設備均采用單機就地控制。2 入選礦石類型及供礦條件2.1 設計原則實現(xiàn)對低品位資源的綜合利用，應爭取并享受當?shù)氐挠嘘P優(yōu)惠政策；因地制宜，少投入多產出，以規(guī)模創(chuàng)效益；充分利用現(xiàn)有設備和設施，盡量減少對生產的影響；設備選型應符合高效、節(jié)能，達到國內同行業(yè)先進水平；設備選型應小型化，力爭減少生產設備數(shù)量和系列數(shù)，以便降低成本，實現(xiàn)生產自動化；認真落實全面規(guī)劃、合理布局、綜合利用、化害為利、保護環(huán)境的原則。2.2 設計的可行性和必要性開發(fā)利用低品位資源，不但有效綜合回收國家的有價資源，同時也為當?shù)貛砹己玫纳鐣б婧徒?jīng)濟效益，通過對本選廠進行初步可行性研究，本選廠的設計具有以下優(yōu)勢：（1）地質資料齊全、資源可靠，具有開發(fā)潛力。（2）融資方式明確，建設資金有保障。（3）工藝成熟、技術可靠，工藝適合處理該礦礦石。2.3 礦石類型該礦床的類型為高中溫氣液矽卡巖型礦床，礦石類型有金銅硫礦石、金銅鐵礦石、銅鐵礦石、硫鐵礦石、金鐵礦石、鐵礦石等，各類型礦石間界限模糊，呈漸變過渡狀態(tài)，礦石中有用元素Au、Cu、S含量較高，具有較高利用價值。2.4 入選礦石的組成及含量礦區(qū)礦石儲量豐富，但礦石品位較低，其詳細情況見表21。表2-1 礦石含量表Express 2-1 ore reserves forms礦物名稱含量（%）礦物名稱含量（%）黃銅礦、斑銅礦6.7赤鐵礦、褐鐵礦3.5（膠）黃鐵礦、（膠）白鐵礦4.8石英12.0藍銅礦、銅蘭、藍輝銅礦0.3方解石等碳酸鹽礦33.6其它有色金屬礦物0.2硅酸鹽、碳質及其它礦物15.4菱鐵礦15.0自然金銀礦物微磁鐵礦8.5合計100.002.5 礦山供礦條件2.5.1 開采條件礦區(qū)內山勢低緩，但礦體厚度較薄，埋藏深、走向長，沒有露天開采的條件（且露天開采剝采比大于合理經(jīng)濟剝采比）故選擇地下開采。礦體內礦體及頂板巖石完整性好。局部地段受構造裂隙及斷裂活動影響，巖石強度低，易掉塊，局部需支護，工程地質條件好。除局部地段工程地質條件差需支護和防止突水外，礦床開采技術條件較好。井下開采順序為由上而分中段開采，中段內由遠而近，由下至上開采、沿礦體走向方向后退式回采，如在中段內遇有平行礦體，應按先采上盤后采下盤礦體的原則。2.5.2 開采方法根據(jù)礦床賦存條件，結合礦山實際情況，從節(jié)省投資、降低成本的原則，采用淺孔留礦法和削壁填充法。淺孔留礦法和削壁填充法結構簡單，管理方便，采準工程量小，工藝容易掌握，所需要的設計比較簡單，材料易于供應。為保證生產安全，降低損失、貧化考慮，淺孔留礦法對開采傾斜薄礦體適應性強，使用靈活，采礦效率高，采礦成本低，尤其適合本礦體的開采實際條件，作為本礦的主要采礦方法，當中段拉開后，根據(jù)各礦段的實際情況靈活的布置采礦方法。淺孔留礦法主要開采礦體厚度大于0.5m礦體，所占比例50%，削壁填充法開采礦體厚度小于0.5m，所占比例50%。2.5.3 入選礦石性質該礦樣的礦石呈棕色、褐色、黃綠色、（土）黃色、灰綠色等多種顏色。礦石主要為塊狀、稀疏-稠密浸染狀、腎狀、角礫狀。大多比較致密、堅硬，少部分的黃鐵礦型礦石則比較松散。金屬礦物以磁鐵礦、黃鐵礦、黃銅礦為主。原礦含泥率適中，含水率5%，原礦粒度小于480mm。3 礦石性質3.1 礦石的化學成分及含量礦石的化學成分有銅，鐵，金，硫等，以含金硫化物石英脈型為主，其次為含金鐵硫化物蝕變巖型。其各組分含量由原礦多元素分析可知，見表3-1。 表3-1 原礦多元素分析表Express 3-1 much run of mine elemental analysis forms元素CuFeAuAgZnPbCoS含量2.5422.322.1914.000.0370.0080.00974.3元素CaOMgOSiO2Al2O3MoBiP含量17.821.8916.983.400.3中粒0.0740.3細 粒0.010.074微粒0.01顆粒數(shù)平均粒度黃銅礦39.646.313.70.40.115斑銅礦13.448.135.92.60.045黃鐵礦45.940.013.90.20.127磁鐵礦25.149.524.31.10.072赤鐵礦39.558.12.40.0353.4 礦物的結構及嵌布特征金礦物粒度為0.0010.07mm，以細粒嵌布0.010.074mm為主（占82.3%），微粒嵌布小于0.01mm為輔（占17.7%），平均粒度僅為0.018mm。嵌布在黃銅礦、斑銅礦中的金礦物粒度較嵌布在黃鐵礦、脈石中的金礦物粒度細得多。3.5 礦石原礦性質分析1）該礦石中金屬礦物復雜且含量較多，其中有回收價值的礦物為金銅，硫。2）金銅為共伴生包裹，金銅不能完全解離。3.6選礦試驗主要指標選礦試驗原礦，精礦與尾礦工藝指標詳見表3-3表3-3 設計工藝指標表Express 3-2 Design process index table品位 %產率%回收率%原礦Au1.75（g/t）100.00100.00Cu1.26100.00100.00S6.00100.00100.00金銅精礦Au20.59 （g/t）9.609.6080.00Cu16.9591.50硫精礦S35.006.99-61.22Au1.006.00Cu0.221.83最終尾礦Au0.300.2914Cu0.100.386.67 4 工藝流程的選擇與計算4.1破碎流程的選擇和數(shù)質量計算第一方案:1.工作制度：采用連續(xù)工作制，年工作天數(shù)365天，設備作業(yè)率67.80%，全年運轉330天，每天3班，每班6小時。全年開車小時數(shù)：33036=5940小時故破碎車間生產能力為：Q/th-1=3000/(1-5%)/(36)=175.442.計算總破碎比及分配各段破碎比：因為破碎最終產品進入磨機，所以確定最終破碎產品粒度為12mm。故總破碎比為：總=Dmax /dmax=480/12=40根據(jù)總破碎比值采用三段一閉路流程，如圖4-1。初步擬定第一段采用顎式破碎機，第二段采用標準圓錐破碎機，第三段采用斷頭圓錐破碎機，各段破碎比分配如下：總= S1S2S3=2.6734.99 3.計算各段破碎產物的最大粒度：d2=Dmax/S1=480/2.67=179.8mm 取180mmd5=( Dmax/S1) / S2=d5/S2=180/3=60mmd7= d5/ S3=60/4.99=12mm4.計算各段破碎機的排礦口寬度（b）開路破碎機排礦口應保證排礦中的最大粒度不超過本段所要求的產物粒度，按b=dmax/Z計算。閉路破碎的破碎機排礦口寬度按b=0.8d7計算。粗碎：b1(mm)=d2/Z1=180/1.6=112.5（取113）中碎：b2(mm)=d7/Z2=60/1.9=31.6(取32)細碎：b3(mm)=0.8d7=9.6（取9）5.確定各段篩子的篩孔尺寸和篩分效率第一段檢查篩分采用固定棒條篩，篩孔尺寸a1應在該段破碎產物最大粒度180mm與該段破碎機排礦口寬度113mm之間選取，因此a1=150mm,E1=60%;第二段檢查篩分采用振動篩，篩孔尺寸a2=1.2d7=14.4mm(取15mm),E2=80%.6.計算各產物的礦量和產率Q1=Q2=Q6=Q8=175.44 t/h1=2=6=8=100%查（1）圖5.2-2得2-150=0.85Q3=Q22-150E1=175.440.850.6=89.47t/h3=Q3/Q1=89.47/175.44=51%Q5=Q4=Q2-Q3=175.44-89.47=85.97t/h5=4 =2-3=100%-51%=49%查（1）圖5.2-4得5-15=0.25，9-15=0.53C=（1-7-15E2）/(10-15E2)=(1-0.370.8)/0.750.8=117.33%9=C=117.33%Q9=Q10=9Q1=175.44117.33%=205.84t/h10=9=117.33%Q7=Q6+Q10=175.44+205.84=381.28t/h7=6+10=100%+117.33%=217.33%圖4-1 三段一閉路破碎流程圖Picture 4-1 the broken flow chart of one three paragraphs of closed circuit第二方案：原礦最大粒度480mm,破碎篩分流程圖同圖4-21.工作制度：采用間斷工作制，年工作天數(shù)306天，設備作業(yè)率52.4%，全年運轉306天，每天2班，每班6小時。故，破碎車間生產能力為： Q/th-1=3000/(1-5%)/(36)=175.442.計算總破碎比及分配各段破碎比：因為最終產品進入磨機，所以確定最終破碎產品粒度為12mm。故總破碎比為：總=Dmax/dmax=480/12=40根據(jù)總破碎比值采用三段一閉路流程，如圖4-2。初步擬定第一段采用顎式破碎機，第二段采用中型圓錐破碎機，各段破碎比分配如下：總= S1S2S3=2.83.24.53.計算各段破碎產物的最大粒度：d2=Dmax/S1=480/2.8=117.4mm 取117mmd4=( Dmax/S1) / S2=d2/S2=117/3.2=53.4mm 取53mmd8= d4/ S3=53/4.5=12mm4.計算各段破碎機的排礦口寬度（b）開路破碎機排礦口應保證排礦中的最大粒度不超過本段所要求的產物粒度，按b=dmax/Z計算。閉路破碎的破碎機排礦口寬度按b=0.8d7計算Z1=1.75粗碎：b1(mm)=d2/Z1=117/1.6=106.9（取107）中碎：b2(mm)=d4/Z2=53/1.9=27.9(取28)細碎：b3(mm)=0.8 /9.6（取9）5.確定各段篩子的篩孔尺寸和篩分效率檢查篩分采用振動篩，篩孔尺寸a1=1.2d7=14.4(取15),E=80%.6.計算各產物的礦量和產率Q1=Q2=Q3=Q4=175.44 t/h1=2=3=4=100%查1圖5.2-4得5-15=0.53，8-15=0.77C%=（1-5-15E2）/(8-15E2)= (1-0.530.8)/0.770.8=93.5%7=8=C=93.5%Q7=Q8=7Q1=164.04t/hQ5= Q4+Q8=175.44+164.04=339.48t/h5=4+8=193.5%圖4-2 三段一閉路破碎流程圖Picture 4-2 the broken flow chart of one three paragraphs of closed circuit4.2 磨礦分級流程與數(shù)質量計算4.2.1一段磨礦分級流程與數(shù)質量計算1.確定主廠房的工作制，計算磨礦車間的小時處理量擬定工作制為：連續(xù)工作制，年工作天數(shù)365d,設備年作業(yè)率為90.41%,年設備運轉天數(shù)330d，日設備運轉班數(shù)3班，班設備運轉時數(shù)8h.Qh=2.計算用的原始指標確定m=1 根據(jù)硬度礦石，d給=12（mm）。查1表5.2-10 取=4%根據(jù)磨礦產品中-200目含量為40%。查1表5.2-9 取d終=0.1（mm） 根據(jù)d終=0.1（mm）。查參考文獻1表5.2-91，取C=350%。 3.計算各產物的礦量Qn和產率Q1=Q5= 125(t/h) 式中：Qn各段作業(yè)通過的干礦量（t/h）； 各段作業(yè)通過的干礦量占主廠房處理量的百分比（%）；球磨機的循環(huán)量（%）；某作業(yè)物料中小于0.074mm顆粒的含量（%）。4.2.2二段磨礦分級流程與數(shù)質量計算1. 確定m=1 根據(jù)硬度礦石，d給=0.1（mm）。查1表5.2-10 取=40%2.根據(jù)磨礦產品中-200目含量為90% ,根據(jù)1表5.2-9 取C=250% 3.計算各產物的礦量Qn和產率n 已知， 4.3選別流程計算4.3.1 一段選別作業(yè)計算一段選別工藝流程圖見圖4-3圖4-3 一段選別工藝流程圖 Fig.4-3 Process flow diagram1.計算必要而充分的原始指標數(shù)NP=C（np-ap）=4（12-6）=242.按工業(yè)試驗結果與現(xiàn)廠生產指標分析，先用的24個指標如下：設 3.列平衡方程計算各產物產率、各產物的回收率和未知產物的品位 4.3.2 二段選別作業(yè)計算二段選別工藝流程圖見圖4-4 圖4-4 二段選別工藝流程圖Fig.4-4 Process flow diagram1計算必要而充分的原始指標數(shù)NP=C（np-ap）=4（12-6）=242按工業(yè)試驗結果與現(xiàn)廠生產指標分析，先用的24個指標如下：設 3列平衡方程計算各產物產率、各產物的回收率和未知產物的品位 4.4 礦漿流程計算4.4.1一段磨礦分級與混合浮選的礦漿流程計算1.原始指標：原礦含水5%必須保證的適宜濃度：原礦濃度C1=95.00% 磨機濃度C2=75.00% 給礦濃度C3=60.00% 沉砂濃度C4=75.00% 溢流濃度C5=35.00% 混合粗選作業(yè)濃度C6=28.00%混合粗選精礦濃度C7=40.00% 混合精選作業(yè)濃度C9=24.00% 混合精選精礦濃度C11=36.00% 混合掃選作業(yè)濃度C10=26.00% 混合掃選精礦濃度C34=34.00% 混合掃選作業(yè)濃度C37=24.00%混合掃選精礦濃度C38=30.00% 混合掃選作業(yè)濃度C40=23.00%混合掃選精礦濃度C41=28.00% 混合掃選作業(yè)濃度C43=22.00%混合掃選精礦濃度C44=26.00% 混合掃選尾礦濃度C45=22.00%2.按公式計算固液比Rn值 3.按公式Wn=QnRn和平衡方程計算各作業(yè)、各產物水量Wn(單位m3/h)的值 4.按平衡方程計算各作業(yè)補加水量Ln值5.按公式計算各作業(yè)和各產物的體積Vn值 4.4.2二段磨礦分級與分離浮選的礦漿流程計算必須保證的適宜濃度：給礦濃度C13=45.00% 磨機濃度C14=60.00% 溢流濃度C15=28.00% 分離粗選作業(yè)濃度C16=16.00% 分離粗選精礦濃度C17=30.00% 分離精選作業(yè)濃度C19=15.00% 分離精選精礦濃度C21=31.00% 分離掃選作業(yè)濃度C20=10.00% 分離掃選精礦濃度C26=30.00% 分離掃選作業(yè)濃度C29=10.00%分離掃選精礦濃度C30=28.00% 分離掃選作業(yè)濃度C31=8.00%分離掃選精礦濃度C33=7.00% 分離精選作業(yè)濃度C23=14.00%分離精選精礦濃度C24=31.00% 1. 按公式計算固液比Rn值 2.按公式Wn=QnRn和平衡方程計算各作業(yè)、各產物水量Wn(單位m3/h)的值 3.按平衡方程計算各作業(yè)補加水量Ln值 4. 按公式計算各作業(yè)和各產物的體積Vn值 各段水量與礦漿量數(shù)據(jù)詳見表4-1和表4-2，表4-3.表4-1 一段磨浮產品水量平衡表Table 4-1 in the first stage grinding and flotation products of water balance編號Q礦量（t/h）C濃度(%)R液固比W水量體積(m/h)V礦漿體積(m/h)1125.0095.000.056.2552.52562.5075.000.33185.63393.753562.5060.000.67376.88585.004437.5075.000.33144.38306.255125.0035.001.86232.50278.756152.0828.002.57390.83447.10733.6340.001.5050.4462.888118.4526.002.88340.39384.96933.6324.003.17106.59119.0310127.7126.002.88340.39384.961120.7436.001.7836.8744.591212.8916.005.4169.7274.491372.5845.001.2288.55115.403414.1934.001.9427.5232.7735113.5325.002.96336.46378.043627.0822.003.5997.24107.2237118.5924.003.17375.92419.80389.2630.002.3321.5825.0039109.3323.003.35354.34394.6740111.8623.003.35374.73416.12415.0628.002.5713.0014.8842106.8023.003.35361.73401.5743106.8022.003.59379.42418.94442.5426.002.857.248.1845104.2622.003.56372.18409.74編號1234總計L補加水量(m/h)35.00191.2561.0956.15402.8056782.0126.4617.6913.15表4-2 二段磨浮產品水量平衡表Table 4-1 in the second stage grinding and flotation products of water balance編號Q礦量（t/h）C濃度(%)R液固比W水量體積(m/h)V礦漿體積(m/h)1372.5845.001.2288.55115.401451.8460.000.6734.7353.911520.7428.002.6053.8561.601626.2616.005.25137.87147.581715.5430.002.3336.2141.961810.739.009.48101.66105.691918.6515.005.67105.75112.652012.5810.009.00113.22117.872115.1131.002.2333.7039.29223.545.0020.3972.0573.442315.1114.006.1492.7998.382412.0031.002.2326.7631.20253.114.0021.2366.0367.18261.9930.002.334.635.372710.599.0010.25108.59112.44285.537.0013.8976.6878.792912.0410.009.36112.67117.13301.8528.002.574.755.443110.198.0010.59107.89111.66321.4526.002.854.084.67338.747.0011.88103.81107.07編號910111213L補加水量（m/h）16.957.343.516.8159.09表4-3水量平衡總表Table 4-3 the total table of water balance原礦水量W(m/h)6.25金銅精礦排水量(m/h)26.76一段補加水量(m/h)402.80硫精礦精礦排水量(m/h)103.81二段補加水量(m/h)93.70尾礦排水量(m/h)372.18總計進水量(m/h)502.75總計排水量(m/h)502.755主要工藝設備的選擇和計算5.1破碎設備選擇和計算第一方案：根據(jù)破碎篩分第一流程的計算結果，s1=2.67，s2=3，s3=4.99處理量Q=166.67t/h，又各段排礦最大粒度分別為D1=180mm、D2=60mm，D3=12mm各段排礦口寬度分別為b1=113mm，b2=32mm，b3=9mm。查主要設備技術性能表，擬定：粗碎：采用PE600900復擺細碎型顎式破碎機中碎：采用PYZ-1200中型標準圓錐破碎機。細碎：采用HP400短頭圓錐破碎機開路破碎時，處理量按下式計算：q=K1K2K3K4qs式中 q-設計條件下破碎機處理量，t/h； K1-礦石硬度修正系數(shù)，K1=1-0.05(f-14)或查表6.2-1（選礦廠設計）；K2-礦石密度修正系數(shù)，K2=s/1.6/2.7； f-礦石普氏硬度系數(shù)； s-礦石松散密度，t/m3； -礦石密度，t/m3； K3-給礦粒度修正系數(shù)，K3=1+(0.8-dmax/b)或查表6.2-1（選礦廠設計）； dmax-給礦最大粒度，mm； b-給礦口寬度，mm； K4-水分修正系數(shù)，查表6.2-1（選礦廠設計）； qs-標準條件下（中硬礦石，松散密度1.6t/m3）,開路破碎處理量，t/h,當采用普通型顎式、旋回及圓錐破碎機時，qs=q0bp或按設備樣本數(shù)據(jù)選??； q0-單位排礦口寬度處理量，t/(mmh),見表6.2-2（選礦廠設計）； bp-破碎機排礦口寬度，mm.粗碎：K1=1.1，k2=1.0，k3=1，k4=1.0，qs=q0bp=1.0113=113t/hq=K1K2K3K4qs =1.11.01.01.0113=124.30t/h破碎機臺數(shù)n=（取2）設備的負荷率中碎：K1=1.1，k2=1.0，k3=1，k4=1.0，qs=q0bp=4.032=128t/hq=K1K2K3K4qs =1.11.01.01.0128=140.80t/h破碎機臺數(shù)n=（取1）設備的負荷率細碎：屬于閉路破碎。閉路破碎時破碎機通過能力（按通過能力計的處理量）按下列公式計算：qc=KcqsK1K2K3K4式中qc-閉路破碎時，破碎機的處理量，t/h； Kc-閉路破碎時，平均給礦粒度變細系數(shù)，一般為1.31.4； qs，K1，K2，K3，K4-同開路破碎公式。對于第三段破碎來說：q0取17.5(單位：tmm-1h-1)qs=q0bp=17.59=157.50 t/h；k3=1.0 Kc=1.35qc=1.35157.51.11.01.01.0=233.89 t/h破碎機臺數(shù)n=0.88(取1)設備的負荷率第二方案：根據(jù)破碎篩分第二方案流程的計算結果，s1=2.80，s2=3.20, s3=4.50，處理量Q=166.67t/h，又各段排礦最大粒度分別為D1=171mm，D2=53mm，D3=12mm各段排礦口寬度分別為b1=107mm，b1=28mm，b2=9mm查主要設備技術性能表，擬定：第一段破碎機為PE9001200第二段碎機為PYZ-1750中型彈簧圓錐破碎機第三段細碎破碎機為PYY-1650單缸液壓短頭圓錐破碎機對于第一段破碎來說：（字母含義同方案一）K1=1.1，k2=1.0，k3=1.0，k4=1.0，qs=q0bp=1.0107=107 t/hq=K1K2K3K4qs =1.11.01.01.0107 =117.7 t/h破碎機臺數(shù)n=1.49（取2）設備