金矿选矿技改工程初步设计（代可研） - 图文

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以一年计 3 4 5 6 7 8 9 10 11 年原矿处理量 原矿品位 Au 精矿产率 精矿年产量 精矿品位Au 精矿金属回收率 精矿金属量（Au） 尾矿产率 年尾矿量 t/a g/t % t g/t % kg % t 300000 3.09 4.50 13500 61.02 88.87 823.77 95.50 286500 选矿材料消耗表 表4-5

吨原矿 序号 项目 消耗单位 1 1.1 1.2 辅助材料 碳酸钠 起泡剂 丁黄药 1.3 丁铵黑药 硫酸铜 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 1.9 1.10 2 2.1 2.2 3 破碎颚板 球磨衬板 钢球 润滑油 黄油 滤布 输送带 水 新水 回水 工人工资福利 kg/t kg/t kg/t kg/t kg/t M3/t M/t t t 元/人.年 2数量 单价 元） 15000 15000 15500 16500 10000 9000 8000 8000 7000 100 1000 3 1 30000 吨矿成本（元/吨） 1.5 年总消耗量（t） 年总成本（万元/年） kg/t kg/t 1.7 0.05 0.1 kg/t 0.02 0.04 0.05 0.25 1.6 0.02 0.02 0.001 0.002 0.78 2.66 1 2.25 9.6 0.16 0.14 0.1 3 3 2.3 25

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4.8 主要设备选择计算 4.8.1 破碎筛分设备的选择

破碎达到日处理1000t的处理能力，采用两段一闭路破碎流程。 破碎站每日工作21h，每小时处理量1000t/21=47.6t/h 第二段筛分闭路循环负荷率按70%考虑。 破碎、筛分设备的规格型号及指标见表4-6、4-7。 破碎设备的规格型号及指标 表4-6

序作名称 1 粗碎 2 细碎 颚式破碎机 C80 圆锥破碎机HP200 1 100 75 10 15 100 80.92 80.92 1 设备名称及规格 台设备允粒480 度设计给矿粒度（mm） 450 50 排矿口最大排计算设计处理的给(t/h) (t/h) 75 80 47.6 59.5 负荷率(%) 号 业数 许给矿（mm） （mm） 矿粒度（mm） 能力矿量筛分设备的型号规格及指标 表4-7

序作业名设备名称及规格 台筛孔需要筛子有效面积 计算筛计算负荷筛分号 称 数 （mm） 的面积 子面积 给矿量(t/h) 率(%) 效率(%) 1 检查筛分 2YA1836 1 12 4.6 6.48 5.34 71.4 62 65 4.8.2 球磨机处理能力的计算(容积法)选择

本项目为1000t/d选矿厂扩建项目，在现有的500t/d选矿设备能力基础上，通过增加设备，形成1000t/d碎矿、磨矿、浮选、精矿过滤系统。据此对选矿厂破碎、球磨和浮选设备进行选择计算。

矿石碎矿、磨矿能力及浮选参数计算参照****矿500t/d目前生产中使用的碎

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矿机、磨机等有关生产数据；因无一、二号采区矿石硬度和可磨度详细数据，本设备计算暂不考虑两个采区矿石配比变化而导致的矿石可碎性和可磨度差别。

目前生产磨机为两段磨矿，一段2400×3000球磨，二段2100×3000球磨，日处理能力按500吨，一段磨矿产品细度-200目65%，二段磨矿产品细度-200目88%，磨矿能力20.83t/h。

4.8.2.1 选厂目前生产矿石2430第一段磨机q值的计算

q=K1K2K3K4q0

q0=Q0×(β2-β1)/V=20.8×(0.65-0.08)/12=0.988(t/m3.h)

4.8.2.2 选厂生产矿石第二段磨矿2130磨机q值的计算

q=K1K2K3K4q0

q0=Q0×(β2-β1)/V=20.8×(0.88-0.65)/9=0.531(t/m3.h) 式中:Q0--生产中使用的磨机处理量，t/台.h q0--生产中磨机单位处理量，t/m3.h β1--生产中磨机给矿-200目含量，%

β2--生产中磨机排矿-200目含量，%

V--生产中使用的磨机有效容积，m3

如采用2700×5400磨机作为1000t/d选厂作为第一段磨矿 q=K1K2K3K4q0

=1×1.17×1×1×0.988=1.156(t/m

3

.h)

式中:K1--被磨矿石磨矿难易度系数

K2--磨机直径校正系数（2700×5400为1.17 K3--设计磨机型式校正系数 K4--不同给矿和产品粒度差别系数

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4.8.2.3 设计中拟选用的磨机处理量计算

选用2700×5400一段磨矿 Qd=Vdq/(β

d2-βd1)

=27.6.×1.156/(0.65-0.08)=47.7(t/台.h) 设计使用2700×5400

Qd =1000/24=41.66 t/台.h

Vd=Qd(βd2-βd1) /q=41.6×（0.75-0.08）/1.156=24.1 (m3) 设计使用原2400×3000作二段磨矿

Vd=Qd(βd2-βd1) /q=41.66×（0.9-0.75）/0.532×1.07=10.98(m3) 式中: Qd--设计中拟用磨机处理量，t/台.h q--设计中拟用磨机单位处理量，t/m3.h β β

d1--设计中拟用磨机给矿-200目含量，% d2--设计中拟用磨机排矿-200目含量，%

Vd--设计中拟用磨机所需容积，m3 Vi-设计中拟用磨机实际容积，m3

4.8.2.4 一段磨机负荷率计算

选用2700×5400一台，Vi为27.6m3

磨机负荷率η=Vd/Vi=24.1/27.6×100%=87.31%

4.8.2.5 二段磨机负荷率计算

选用2400×3000一台，Vi为12m3

磨机负荷率η=Vd/Vi=10.98/12×100%=91.49%

4.8.3 浮选机的计算

浮选机计算表 表4-8

编号

作业名称

矿浆量（m/m）

3

型号

设计浮选时间

设计浮选浓度

实际浮选时间

计算设计安

槽数 装槽数 28