选矿厂设计说明书 91页

'选矿厂设计说明书毕业设计主要内容和要求：一、设计的主要内容：1完成一座6000t/d赤铁矿选矿厂的初步设计；2撰写一篇专题论文：我国低品位铁矿的加工利用进展3专题论文翻译。（英文原文资料见附件）要求：1、设计内容技术要求：①根据鞍钢矿业公司赤铁矿目前生产现状，制定该厂技术设计方案，设计赤铁矿选矿工艺流程；②设计用原始资料：鞍钢赤铁矿生产现状分析，鞍钢矿业公司赤铁矿矿石性质与试验研究报告。③处理量6000t/d，年工作330d，24h/d。④指标要求：原矿品位，TFe32.76%；破碎前矿石平均粒径200mm，最大粒径<300mm。磁性率30.65%。精矿品位：TFe，67.0%以上；水分：<11%，总尾品位：<11.0%。生产指标尽量接近实际情况。⑤要求采用流程：破碎、磨矿、脱水槽、弱磁、强磁、细筛（重选）、再磨、反浮选。（也可根据实际矿石性质有适当调整）2、设计内容包括：资料的收集与分析、流程制定、流程计算及厂房工艺布置；相对详细的工程概算；在进行选矿厂总体布局时应适当考虑选矿厂的办公和生活服务设施；车间布置图不少于5张，设备联系图、数质量流程图、矿浆流程图和工业广场总平面布置图各1张；图纸均采用计算机绘制。3、专题论文要求论文内容必须与设计内容相化工关；论文字数在3000～5000之间；论文格式满足一般科技文献出版要求。4、资料翻译完成不少于3000字的规定英文资料翻译；译文要求能够表达原意，语句通顺，文笔流畅。5、全部内容均同时提供电子文档一份。6、提交设计说明书、概算书、专题论文及专英翻译合订本一册。 中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识解决实际问题的能力；③工作量的大小；④取得的主要成果及创新点；⑤写作的规范程度；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）： 成绩：评阅教师签字：年月日 中国矿业大学毕业设计答辩及综合成绩答辩情况提出问题回答问题正确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日 学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人：年月日摘要本设计为鞍钢弓长岭矿业公司6000t/d赤铁矿选矿厂的初步设计。通过对选矿各种实验资料分析和技术经济比较，最终采用三段一闭路流程，磨矿采用两次连续磨矿，一次磨矿后旋流器溢流粒度为-200目含量为51%，二次磨矿后旋流器溢流粒度为-200目含量为85%，主选流程采用弱磁-细筛-强磁-再磨-阴离子反浮选的工艺流程。精矿由弱磁精矿和浮选精矿两部分组成，总精矿通过浓缩过滤要求获得总精矿品位为67%，水分控制在11%以下。尾矿品位在11%以下。矿石原矿品位为32.76%，磁性率为30.65%，原矿最大矿石粒度为300mm，矿石平均粒度为200mm。全厂每年生产330天，每天工作三班。破碎筛分车间每班工作5小时，过滤车间每班工作6小时，其他车间统一安排8小时工作制度。选厂尾矿均排入尾矿库，防止对周边环境的污染。矿区内矿浆经浓缩、脱泥后将溢流水做循环使用。关键词：赤铁矿、磁铁矿、磁选、阶段磨矿 ABSTRACTThedesignfortheAnshanIronandSteelMiningCompanyGongchangling6000t/dconcentratorhematitepreliminarydesign.Throughavarietyofexperimentaldataanalysisbeneficiationandeconomiccomparisontechniques,finallyadoptedathree-stageclosedcircuitandusingtwosuccessivegrindingprocess.Afterthefirstgrindingcycloneoverflowparticlesizeof-200meshcontentof51%,thesecondarygrindingcycloneoverflowparticlesizeof-200meshcontentof85%.Primaryelectionprocesswithweakmagnetic-magnetic-RE-ELECTION-finesieveregrinding-anionicreverseflotationprocess.Concentrateisconsistofweakmagneticconcentrateandflotationconcentratesof,thetotaloreconcentratesobtainedbyfiltrationofthetotalconcentrategradeof67%,11%orlessmoisturecontrol.Tailingsgradeof11%orless.Oregradeofore32.76%,30.65%magneticrate,thelargestoreoreparticlesizeof300mm,oremeanparticlesizeof200mm.Planttailingsaredischargedintothetailingstopreventpollutionofthesurroundingenvironment.Slurrywasconcentratedintheminingarea,thewaterwilloverflowoffthemudtodorecycling.Keywords:hematite、magnetite、magneticseparation、grindingstage 总目录第一部分设计说明书第二部分概算书第三部分英文翻译第四部分小论文 中国矿业大学2014届本科毕业设计前言毕业设计是一项综合大学四年所学，通过现场经验来模拟工程设计，从而使我们初步的掌握工程设计的步骤和关键细节，巩固所学专业知识，培养现在大学生分析问题和解决问题的能力。通过此次毕业实习的锻炼，本人能够系统的把大学所学的理论知识与实际工程相互结合在一起，从而具备一名选矿技术人员所应该和必须具备的专业知识。能够做好工程设计需要我们设计人员依据理论、结合实际，凡事从实际出发，不可凭空设想。设计初期，为了增加对选矿厂的感性认识，充分理解现场的实际管理经验，工艺流程以及现场设备安装和运行情况，本人自己安排时间到安徽六安李楼铁矿安徽开发有限公司进行毕业前实习，用积累的现场工作经验指导毕业设计。本次设计任务为设计一座日处理量为6000吨的赤铁矿选矿厂，产品铁精矿，其中铁精矿品位TFe保证在67%以上，水分要求控制在11%以下，总尾矿品位控制在11%以下。本说明书包括概述、原矿性质、选矿试验、设计流程论述及设计指标、生产能力及工作制度、工艺流程及设备的选择计算、药剂制度、设备和厂房配置和辅助设施等多节内容，同时附加概算书、专题小论文和专业英语翻译，力求全面将设计思想和工作内容涵盖其中。本次设计严格按照设计大纲要求执行，通过前期工作、中期答辩、最终答辩等过程，依据进度表的要求，脚踏实地地完成了此次毕业设计的任务。在整个设计期间，得到曹亦俊老师、马子龙老师以及张柯老师的细心指导点拨，感谢以上老师在百忙之中花费精力为我们解答疑难，更正错误，帮我们指引了方向，使我们对选矿厂设计有一个系统的认识。老师们的教导使我受益匪浅，在此向给予我细心知道的老师和同学们表示衷心的感谢。由于本人的水平有限，设计中难免会出现一些不足之处，还望各位老师批评指正。 中国矿业大学2014届本科毕业设计第一部分设计说明书 中国矿业大学2014届本科毕业设计第一章概述1.1地理位置及交通我国东北地区鞍山、本溪、海城、抚顺等地，广泛分布含铁石英岩矿床。弓长岭铁矿是其中著名的矿田之一，分几个矿段（图1-1）。图1-1鞍山—本溪地区地质略图1．第四系2．中生界3．二叠系4．石炭—二叠系5．奥陶系6．寒武系7．震旦系8．前震旦系结晶片岩、千枚岩9．花岗片麻岩10．花岗岩11．闪绿岩12．铁矿床  鞍钢集团弓长岭矿业公司是鞍钢集团的全资子公司，是鞍钢的铁料基地之一，是集采选烧生产、设备大修、加工制作、非矿产业开发为一体的特大型矿山企业。现有职工13293人；主要产品有球团矿、铁精矿、富矿、石灰石、水泥等。弓矿公司现有井采、露采两种开采方式，其中井下采区6处，最大开采深度距地表500m；露天采区3处，最大开采量300万t；有两个选矿厂，3个选矿车间，主要采用磁浮联合选别工艺，最大生产量225万t；两条200万t链篦机-回转窑球团矿生产线（其中一条在建），以及铁运、汽运等生产设施。　弓长岭选矿厂隶属于鞍钢集团弓长岭矿业公司，地处辽阳市弓长岭镇，距离鞍山50公里，距沈阳80公里，有公路和铁路相通，交通便利。 中国矿业大学2014届本科毕业设计1.2原矿性质1.2.1原矿分析目前，赤铁矿生产线所处理的矿石主要来源于露天矿和中茨矿的赤铁矿。该矿石属于前震旦纪沉积变质型鞍山式赤铁石英岩，是磁铁矿氧化的产物，赋存于矿体上部。随着矿体向下延伸，磁铁矿比例逐渐增加。矿石中FeO含量波动范围较大，一般在1~9％之间。矿石的化学元素主要为铁和硅，其它有害杂质很少，矿石铁品位一般在25~33％之间波动，属于高硅低硫磷贫赤铁石英岩。原矿化学多元素分析见表1-1。表1-1赤铁石英岩矿石化学多元素分析元素TFeFeOSiO2Al2O3CaOMgOPS大砬子26.450.9058.750.640.281.310.026<0.01中茨31.722.3350.751.300.311.970.033<0.01下部28.661.8057.200.360.171.050.019<0.01矿石中主要金属矿物为赤铁矿、磁铁矿、假象赤铁矿，其次为褐铁矿、镜铁矿等，铁物相分析结果见表1-2；脉石矿物主要为石英，其次是绿泥石、方解石和角闪石。表1-2赤铁石英岩铁物相分析矿样TFeFe3O4FeCO3FeSiO3假、半赤、褐大砬子含量%26.451.500.252.000.6022.10分布率%100.005.670.957.562.2783.55中茨含量%31.722.700.600.451.5026.47分布率%100.008.511.891.424.7383.45下部含量%28.661.800.551.000.6024.71分布率%100.006.281.923.492.0986.22由矿石性质可以看出，赤铁矿生产线处理的矿石以赤铁矿、褐铁矿和磁铁矿为主要回收对象，且铁矿物结晶粒度粗细不均，适合粗细分级选别。1.2.2矿石构造矿石主要呈条带状构造，条带的宽窄不一，最宽的超过5mm，窄的在0.1mm以下，有的条带状构造又伴生揉皱状构造，使条带的方向产生变化。其次为致密块状构造，矿石中的铁矿物结晶粒度在0.125～0.037mm之间，平均粒度在0.065mm左右。石英的结晶粒度略粗于铁矿物，一般在0.25～0.062mm之间，平均粒度在0.118mm左右。该矿铁矿物嵌布粒度较细，且呈不均匀状，以大砬子为例，铁矿物最细44.43μm，最粗89.93μm。矿石的密度为3300kg/m3，堆密度为2170kg/m3，矿石普氏硬度f＝10～18，矿石松散 中国矿业大学2014届本科毕业设计系数为1.52，含水率2～3%，磁性率5～20%。1.2.3矿石结构矿物的结构主要为区域变质过程中形成的各种不等粒粒状变晶结构，其次是后期受混合岩化热液氧化作用和蚀变作用影响，在变质结晶结构的基础上形成的各种复杂的氧化交代结构。(1)变晶结构1)粒状变晶结构：主要是磁铁矿、石英的不等粒粒状变晶结构。2)针、柱状变晶结构：主要是闪石类矿物形成的针、柱状变晶结构。3)鳞片状变晶结构：主要是绿泥石、黑云母矿物等形成的鳞片状结构。(2)包含变晶结构：主要是石英包裹细小颗粒铁矿物或铁矿物包含石英形成的少量包含结构。(3)氧化交代结构1)假象状结构：磁铁矿已被完全氧化成赤铁矿，但仍呈磁铁矿外形。2)网格状氧化结构：磁铁矿沿八面体裂隙发生轻微氧化，氧化可发生在边部或内部。3)周围边状氧化交代结构：磁铁矿沿边缘发生氧化形成赤铁矿周边。4)残留体结构：假象赤铁矿内残留有不规则的磁铁矿。5)毗连状氧化结构：在磁铁矿内部，完全氧化部分与未完全氧化部分截然界限毗连镶嵌。从矿石的工艺矿物学角度看，上述各种复杂氧化结构可广义称为磁—赤毗连镶嵌结构，磁铁矿的氧化过程中，不论是沿八面体裂理网格向四周发展，从边缘向核心发展或从核心向四周发展，还是同一晶粒内氧化部分与未氧化部分以截然界限相邻，都可以形成复杂的磁—赤连晶，因此赤铁矿对选别影响较小。1.2.4矿物嵌布特征弓长岭铁矿石属不均匀嵌布贫磁铁矿石，铁矿物的嵌布粒度平均在49.74mm～69.65mm，脉石矿物的嵌布粒度平均在69.55mm～100.2mm，铁矿物以中粗粒为主，微细级别铁矿物含量很少。铁矿物和脉石矿物的粒度分布如表1-3和图1-1所示。表1-3矿物结晶粒度分布结果矿物粒级(mm)铁矿物脉石个别累计个别累计2000~11680.000.000.000.001168~8330.220.220.570.57833~5890.241.463.383.95589~4174.286.286.5110.46417~2959.1914.4711.8522.31295~20814.5829.0512.5634.87 中国矿业大学2014届本科毕业设计208~14715.7044.7515.5550.42147~10414.4159.1614.8265.24104~7411.7470.9012.1977.4374~4315.0385.9313.4590.8843~352.3488.272.0692.9435~157.8396.105.2398.1715~102.2498.340.7198.8810~01.66100.001.12100.00平均粒度60.6589.07含量量，%粒度图1-2矿物结晶粒度分布曲线可见，铁矿物和脉石矿物粒度分布极不均匀，符合对数正态分布。铁矿物正累积曲线大于50%的级别在104mm以上，且大于74mm的粒级含量已达到70.90%，而小于15mm的粒级含量只有3.9%，可见，铁矿物结晶粒度偏粗，有利于磨矿过程中的单体解离。脉石矿物正累积含量达到50%时所对应的粒级为147mm，比铁矿物粒度粗，且大于74mm的粒级含量达到了77.43%，而小于15mm的粒级含量只有1.83%，脉石矿物结晶粒度偏粗，同样有利于磨矿解离和抛尾。1.2.5矿石物理性能测定试验样品的可磨度测定采用相对可磨度，以本钢南芬磁铁矿为标准样，取-3+0.075mm的标准样及混合样数份，在Φ160×200mm筒型球磨机中分别进行不同时间的磨矿，固定条件为矿：水＝1：1。测定出新生成-0.075mm的含量，结果见表1-4和图1-3。由图中可以看出，-200目含量占80％时，相对可磨性系数（K80）为：磁铁矿：T标=9.08min；T红=8.30minK80＝T标/T＝9.08/8.30＝1.09试验表明鞍钢赤铁矿比本钢南芬磁铁矿好磨，系数K值为1.09。 中国矿业大学2014届本科毕业设计表1-4鞍钢赤铁矿与本钢磁矿可磨度对比结果磨矿时间min357101315磁铁矿-0.075mm30.9053.6568.8586.1093.7096.25红矿-0.075mm34.2054.1072.4590.3596.25/图1-3鞍钢红矿（赤铁矿）与本钢磁矿可磨度曲线矿石的其他物理性能测定结果见表1-5。表1-5矿石的其他性能测定结果物理性能指标备注比重（t/m3）3.4213堆比重(t/m3)1.631.3选矿试验磨矿以及浮选试验结果见下列表 中国矿业大学2014届本科毕业设计表1-6磨矿4分钟原矿筛析结果（％）粒级（mm）产率铁品位金属分布率部分负累计部分负累计部分负累计＋0.1544.12100.0023.6233.662.88100.00-0.154＋0.07433.1295.8832.7534.0932.2397.12-0.074＋0.05628.3762.7634.9934.8029.5164.89-0.056＋0.04511.7034.3934.2034.6011.8835.38－0.04522.6922.6934.8534.8523.5023.50合计100.0033.66100.00表1-7磨矿6分钟原矿筛析结果（％）粒级（mm）产率铁品位金属分布率部分负累计部分负累计部分负累计＋0.1541.52100.0025.6833.751.16100.00-0.154＋0.07423.9898.4829.3033.8720.8398.84-0.074＋0.05634.9574.5036.6635.3437.9578.01-0.056＋0.0459.0539.5533.5634.199.0140.06－0.04530.5030.5034.3734.3731.0531.05合计100.0033.75100.00表1-8磨矿8分钟原矿筛析结果（％）粒级（mm）产率铁品位金属分布率部分负累计部分负累计部分负累计＋0.1541.33100.0024.6133.490.99100.00-0.154＋0.07414.8798.6724.6533.6110.9399.01-0.074＋0.05638.4883.8034.4235.2039.5688.08-0.056＋0.04511.3445.3234.5735.8611.7048.52－0.04533.9833.9836.3036.3036.8236.82合计100.0033.49100.00 中国矿业大学2014届本科毕业设计表1-9磨矿10分钟原矿筛析结果（％）粒级（mm）产率铁品位金属分布率部分负累计部分负累计部分负累计＋0.1540.86100.0028.6533.940.74100.00-0.154＋0.0747.1199.1416.1133.983.3899.26-0.074＋0.05639.0892.0333.9635.3639.1095.88-0.056＋0.04513.0652.9536.2236.3913.9456.78－0.04539.8939.8936.4536.4542.8442.84合计100.0033.94100.00表1-10磨矿-200目74.04％弱磁选磁场强度试验结果磁场强度（高斯）产品名称产率（％）铁品位（％）铁回收率（％）备注600弱磁精矿26.7266.7253.95磨矿细度-200目74.04％尾矿73.2820.7746.05给矿100.0033.05100.00800弱磁精矿28.5066.9557.64尾矿71.5019.6142.36给矿100.0033.10100.001000弱磁精矿28.0066.1556.12尾矿72.0020.1143.88给矿100.0033.00100.001200弱磁精矿28.7266.4457.11尾矿71.2820.1042.89给矿100.0033.41100.001400弱磁精矿28.7265.8756.68尾矿71.2820.7743.32给矿100.0033.05100.00表1-11不同磁场强度磁选试验结果 中国矿业大学2014届本科毕业设计磁场强度（高斯）产品名称产率（％）铁品位（％）铁回收率（％）备注1000弱磁精矿30.4461.7757.51磨矿-200目62.67％尾矿69.5619.9742.49给矿100.0032.69100.001100弱磁精矿31.5861.2558.38尾矿68.4220.1641.62给矿100.0033.13100.001200弱磁精矿32.3960.7458.65尾矿67.6120.5141.35给矿100.0033.54100.001300弱磁精矿31.2061.3057.64尾矿68.8020.4342.36给矿100.0033.19100.001400弱磁精矿33.0659.3859.94尾矿66.9419.6040.06给矿100.0032.75100.00表1-12磨矿-200目84.44％时强磁选不同磁场强度试验结果磁场强度（高斯）产品名称产率（％）铁品位（％）铁回收率（％）备注8000弱磁精矿28.7563.1653.151、磨矿-200目84.44％2、弱磁选场强1200高斯3、磁盘转速2.5r/mim4、冲洗水量 中国矿业大学2014届本科毕业设计1.3L/min强磁精矿22.5655.2836.50尾矿48.697.2610.35给矿100.0034.16100.009000弱磁精矿28.7563.1653.26强磁精矿23.0254.8237.01尾矿48.236.889.73给矿100.0034.10100.0010000弱磁精矿28.7563.1653.32强磁精矿23.9354.0137.95尾矿47.326.288.73给矿100.0034.05100.0011000弱磁精矿28.7563.1653.10强磁精矿24.6653.8838.86尾矿46.595.908.04给矿100.0034.19100.0012000弱磁精矿28.7563.1653.39强磁精矿25.0253.6639.47尾矿46.235.257.14给矿100.0034.01100.00第二章设计流程论述及设计指标2.1破碎筛分流程论述破碎筛分作业是选矿厂磨矿前的准备作业，在磨矿过程中，为了降低能耗，力求“多碎少磨”，故现厂生产中尽量减少碎矿的最终产物粒度。1破碎段数的确定 中国矿业大学2014届本科毕业设计破碎段数的确定不仅取决于原矿最大粒度和破碎最终产物粒度，还与原矿矿石的硬度有关。本厂设计原矿矿石最大粒度为300mm，破碎最终产品粒度设定为12mm，故总的破碎比为300/12=25。但考虑到矿石的硬度较大，两段破碎较难达到设定最终破碎粒度，并根据鞍钢弓长岭选矿厂现有工艺流程，故确定采用三段一闭路破碎流程。其中，平均破碎比Sa=2.924，粗碎破碎比定在S1=2.0,中碎破碎比定为S2=3.2，细碎破碎比定为S3=3.9。2预先及检查筛分的作用预先筛分是在破碎机前所加，用于提前筛出细粒级矿石的作业。预先筛分可以有效的减少破碎机的处理量，防止矿石进入破碎机后产生过粉碎。在细碎前，为了防止细粒物料堵塞破碎机，常设筛子，进行预先筛分。检查筛分是将破碎后的产品分级，粒度粗的颗粒再重新返回至破碎机内进行二次破碎，从而控制破碎产物的最终粒度，充分发挥破碎机的生产能力。无论是开路破碎，又或者是闭路破碎，破碎机的产品中都会有小于排矿口的粒级和大于排矿口的粒级。本厂设计的矿石中等可碎，根据相关资料可知，旋回破碎机产品中过大颗粒的百分含量为20%，标准圆锥破碎机产品中过大颗粒的百分含量为35%，短头圆锥破碎机产品中过大颗粒的百分含量为60%。磨矿的给矿粒度要求不能太大，所以对最后一段设立预先及检查筛分是非常必要的。3流程及流程叙述破碎筛分流程图如下图所示：图2-1三段一闭路流程流程叙述：破碎筛分流程采用三段一闭路破碎流程。矿山来矿经有轨电车将矿石运至受矿仓，受矿仓仓底用板式给料机将矿石给入一台PXZ0909型旋回破碎机,破碎后的产品给入一台HP800型圆锥破碎机，中碎产品由皮带运送至中细碎车间，由裤衩溜槽将矿石均匀的分配到两台YKR3660型圆振动筛，筛上物由皮带运输到中细碎车间后，由裤衩溜槽将矿 中国矿业大学2014届本科毕业设计石均匀的分配给对应两台细碎破碎机，HP800型圆锥破碎机，破碎产物与中碎产物汇合，由皮带返回至筛分车间，，一同进入预先及检查筛分作业。筛下物被皮带运输到粉矿仓内，然后进入球磨系统。4设备技术参数表1-1破碎设备及技术参数作业名称设备名称型号规格给矿粒度mm给矿口宽度mm排矿口宽度mm单机产量t/h电机功率KW粗碎液压旋回PXZ090930090090～120380～510210中碎HP型圆锥HP80010426725600细碎HP型圆锥HP800329210　600表1-2筛分设备及性能参数作业名称设备名称型号规格最大给料粒度mm处理能力t/h工作面积m2筛孔尺寸mm功率（KW)筛分圆振动筛YKR3660300250～150021.63～100452.2磨矿选别流程论述1磨矿段数的确定表1-3磨矿时间和单体解离度测定表磨矿时间磨矿细度单体解离度min　-200目%%250.8752.15 中国矿业大学2014届本科毕业设计462.7664.89674.5078.01883.8088.081092.0395.88据试验结果可知：当矿石的磨矿细度（-200目含量）51%时，赤铁矿的单体解离度为52%左右，磨矿细度（-200目含量）85%时，赤铁矿的单体解离度为88%左右，磨矿细度（-200目含量）92%时，赤铁矿的单体解离度为96%左右。粒度越细，矿石的单体解离度越高，越有利于铁精矿的回收，但由于设备性能和其他方面因素的限制，磨矿粒度不能太细，否则不仅会引起精矿和尾矿指标的不稳定，而且耗能，不利用充分发挥设备效能。故采用阶段磨矿，一段两次连续磨矿，一段一次磨矿溢流矿浆中-200目含量指标定为51%，一段二次磨矿溢流矿浆中-200目含量指标定为85%，二段磨矿溢流矿浆中-200目含量指标定为90%。2磨矿选别流程图及简要论述磨选流程如下图：磨矿选别流程论述：粉矿仓用圆盘给料机给料，用皮带将粉矿送到一段一次球磨机内，球磨机选用溢流型球磨机，型号规格为MQY5064，选用一台，球磨机的产品通过泵将矿浆打到一段一次分级旋流器内，旋流器型号为FX-660，选用三台，备三台；旋流器底流返回球磨机，溢流给入二次旋流器FX-660，选用四台，备二台，二次旋流器的底流给入二次球磨机，球磨机和一次选用相同的设备。分级旋流器溢流产品通过泵打到粉矿箱中，然后由分矿箱向四台半逆流湿式永磁筒式磁选机对矿浆进行粗选，粗选尾矿自流进入磁力脱水槽内，精矿再进入弱磁精选进行二次富集，进一步提高精矿的品位，其中弱磁尾矿进入泵池，进行再磨，精矿自流到细筛，筛下细粒级产品为合格的弱磁精矿产品，粗颗粒可以作为尾矿进行排矿。一段弱磁的尾矿自流进入两台CS-30∅3000型永磁脱水槽对矿浆进行预先脱泥脱水，溢流产品直接排尾，精矿通过除渣筛除渣后进入强磁机磁选，强磁选机选用Slon2000立环脉动强磁选机，强磁尾矿作为最后尾矿排出，精矿进泵池后，由泵打到再磨前的水力旋流器内进行分级，分级底流用水泥磨磨矿后自流到泵池，分级溢流经NT-30浓缩机浓缩后进行浮选，浮选采用阴离子反浮选工艺，采用一粗一精两扫流程，粗选前搅拌桶选三台，第一台加NaOH和玉米淀粉，第二台加CaO,第三台加捕收剂油酸，经过充分搅拌的矿浆用泵打到浮选柱进行粗选，浮选柱选用矿大生产的FCSMC-4500型旋流微泡浮选柱，经过浮选选别后获得精矿品位67%，尾矿品位16.21%。两种精矿总的精矿品位为67%，尾矿品位10.32%。2.3脱水流程论述当要求精矿水分在11%以下时，采用浓缩、过滤两段脱水可以满足精矿水分要求。浓缩采用NT-38型周边齿条传动浓缩机，过滤采用TT100型陶瓷盘式真空过滤机，过滤后精矿水分为10%。尾矿进尾矿浓缩机，浓缩溢流作为循环水供厂区使用，浓缩底流打到尾矿库。 中国矿业大学2014届本科毕业设计图2-2鞍钢弓长岭6000t赤铁矿选厂工艺流程图2.4生产能力与选矿工作制度工程设计的弓长岭赤铁矿选厂的处理能力为6000t/d,选矿厂各车间内的工作制度和生产能力见表1-4： 中国矿业大学2014届本科毕业设计表1-4新建选厂各车间生产能力和工作制度车间名称生产能力工作制度万吨/天吨/天吨/小时年工作天数日工作班数班工作时数粗碎车间1986000388.0033035中细碎车间1986000388.0033035筛分车间1986000388.0033035主厂房1986000242.5033038精矿脱水车间1986000323.3333036第三章工艺流程的计算和设备的选择3.1破碎筛分过程3.1.1破碎筛分工艺流程的计算破碎筛分工艺流程图如下： 中国矿业大学2014届本科毕业设计图3-1破碎筛分工艺流程图设计条件：选矿厂生产能力为6000t/d,原矿矿石最大粒度为300mm，破碎最终产物粒度为12mm，矿石普氏硬度为10～18，属于中等可碎性矿石。破碎车间工作制度为一天三班，每班工作5小时。（1）破碎车间小时处理量Q=6000/（3×5）×0.97=388t/h（2）总破碎比S=300/12=25（3）平均破碎比Sa=2.924（4）各段破碎比一段：S1=2.0二段：S2=3.2三段：S3=3.9（5）各段破碎产物最大粒度一段：d1=300/2=150(mm)二段：d2=150/3.2=46.9(mm)三段：d3=46.9/3.9=12(mm)（6）各段破碎机排矿口宽度已知各段破碎产品最大粒度，可查《选矿设计手册》表6.3-4之Z值，计算各段破碎机的排矿口宽度： 中国矿业大学2014届本科毕业设计一段：e1=150/1.45=103.4(mm)取104(mm)二段：e2=46.9/1.9=24.7(mm)取25(mm)根据《选矿设计手册》表6.8-1确定：三段：e3=0.8×12=9.6(mm)取10(mm)（1）筛子的筛孔尺寸和筛分效率根据《选矿设计手册》表6.8-1确定：筛孔尺寸A=12×1.2=14.4(mm)筛分效率E=65%(8)各段产物的产率和干矿量破碎作业：Q代表各产品的干矿量，r表示各产品相对原矿的产率。Q1=388t/hr1=100%Q3=Q2=Q1=388t/hr3=r2=r1=100%筛孔尺寸与细碎破碎机排矿口宽度的比值为Z1=1.5，筛孔尺寸与中碎破碎机的排矿口尺寸宽度的比值为Z2=0.5837.由短头圆锥破碎机闭路破碎产物粒度特性曲线和标准圆锥破碎机开路破碎产物粒度特性曲线得：破碎机排矿产物中过大颗粒含量β1=71%破碎机排矿产物中过大颗粒含量β2=41%循环量：Cs=（1-β2×E）/(β1×E)=（1-0.41×0.65）/（0.71×0.65）=158.94%Q7=Cs×Q3=158.94%×388=616.68t/hr7=Cs×r3=158.94%×100%=158.94%Q4=Q3+Q7=388+616.68=1004.68t/hr4=r3+r7=100%+158.94%=258.94%Q5=Q3=388t/hr5=r3=100%Q6=Q7=616.68t/hr6=r7=158.94%3.1.2破碎筛分设备的选择3.1.2.1破碎设备的选择1计算所用公式（1）计算处理量公式（3-1） 中国矿业大学2014届本科毕业设计式中：q——设计条件下破碎机生产能力，t/h；K1——矿石硬度修正系数，或东北大学选矿厂设计【3】63页表6.2-1；K2——矿石密度修正系数，；f——矿石普氏硬度系数；ρs——矿石松散密度，t/m3；ρ——矿石密度，t/m3；K3——给矿粒度修正系数，；dmax——给矿最大粒度，mm；b——给矿口宽度，mm；K4——水分修正系数；查东北大学选矿厂设计【3】63页表6.2-1；qs——标准条件下（中硬矿石，松散密度1.6t/m3），开路破碎时处理量，t/h，当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0bp或按设置样本数据选取；q0——单位排矿口宽度处理量，t/(mm·h），查东北大学选矿厂设计【3】64页表6.2-2；bp——破碎机排矿口宽度，mm。（2）计算破碎机台数公式n=qd/q式中：n——破碎机台数；qd——破碎机作业设计处理量，t/h；q——破碎机单台处理量，t/h。粗碎作业：根据粗碎作业最大给矿粒度=300mm及所需排矿口宽度=104mm，同时借鉴国内类似矿山选厂的生产经验，故拟选旋回破碎机作为粗碎设备。初步选择PXZ0909型液压旋回破碎机。选择PXZ0909型液压旋回破碎机，最大给矿粒度为750mm，排矿口调节范围为90～120mm，符合一段破碎排矿口宽为104mm的要求。为4.5t/（mm·h）。1>破碎机处理能力的计算： 中国矿业大学2014届本科毕业设计2>计算所需设备台数：n===0.55（取n=1台）3>计算设备负荷率：中碎作业：根据中碎作业所需排矿口宽度b2=25mm，同时参考类似选厂的生产实践，初步拟定选择HP800型圆锥破碎机。HP800型圆锥破碎机，其进料口宽度267mm，最大给矿粒度104mm，排矿口25mm，qs为500t/h。由上述所给出的公式，有1>破碎机处理能力的计算：2>计算所需设备台数：台（取1）3>计算设备负荷率：中碎作业：（1）计算处理量公式（3-2）式中：qc——闭路破碎时，破碎机的处理量，t/h；Kc——闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.3～1.4；qs、K1、K2、K3、K4——同式（3-1）（2）计算破碎机台数公式n=qd/q式中：n——破碎机台数；qd——破碎机作业设计处理量，t/h； 中国矿业大学2014届本科毕业设计q——破碎机单台处理量，t/h。初拟方案根据细碎作业最大给矿粒度d3=25mm及所需排矿口宽度b3=9.6mm，初步拟定选择HP800圆锥破碎机。本方案选择HP800圆锥破碎机，其进料口宽度92mm，排矿口宽度10mm，qs=335t/·h。1>破碎机处理能力的计算：Kc=1.32>计算所需设备台数：台（取2台）3>计算设备负荷率：3.1.2.2筛分设备的选择从被筛分物料的特性及设计筛孔尺寸15mm情况考虑，同时考虑到该筛子用于中、细碎物料的筛分分级，故拟选圆振动筛。6.4.1计算所用公式（1）计算面积公式（3-3）式中：At——需要的振动筛总面积，m2；qt——振动筛总给矿量，t/h；ψ——有效筛分面积系数；单层或多层筛的上面筛面ψ=0.9～0.8；双层筛的下层面ψ=0.7～0.6；q0——单位筛分面积容积处理量，m3/(m2·h）；按如下近似计算：细粒筛分（筛孔<3mm）；中粒筛分（筛孔a=4～40mm）；粗粒筛分（筛孔a>40mm）；ρs——矿石松散密度，t/m3；K1～K8——影响因素修正系数。（东北大学选矿厂设计【3】67页表6.3-3）（2）计算台数公式 中国矿业大学2014届本科毕业设计式中n——振动筛台数；At——需要的振动筛总面积，m2；A——筛子工作面积，m2。筛分作业：根据给矿粒度及筛孔尺寸，初步选择YA2460型圆振动筛。1>计算所需筛子总面积：——产物3中小于7.5mm的粒级含量；——产物6中小于7.5mm的粒级含量；又==0.23，故=17%（东北大学选矿厂设计【3】24页图5.2-3）同理==0.75，故=23%（东北大学选矿厂设计【3】25页图5.2-5）则综上可知给料中小于筛孔尺寸之半的颗粒含量为：则K1=0.62（东北大学选矿厂设计【3】67页表6.3-3）；同理，——产物3中大于15mm的粒级含量；——产物7中大于15mm的粒级含量；根据z3=15/32=0.47，可查出=34%；根据z7=15/10=1.5，可查出=57%则给料中大于筛孔尺寸的颗粒含量：则K2=1.17。（同前）则ψ=0.85；ρs=1.63t/m3；q0=22m3/（m2•h）；qt=1056.29t/h；K1=0.62；K2=1.17；K3=1.75；K4=1.0；K5=1.0；K6=1.0；从而可得 中国矿业大学2014届本科毕业设计=2>计算所需设备台数：（取n=2台）3>计算设备负荷率为：3.2磨矿流程3.2.1磨矿工艺流程的计算磨矿工艺流程图如下：图3-2一段两次连续磨矿流程 中国矿业大学2014届本科毕业设计图3-3二段再磨流程（1）磨矿流程的计算一段球磨：磨矿车间工作指标：一段产物细度为-200目含量85%，再磨产物细度为小于0.074含量93%，磨浮车间工作制度为一天三班，每班工作8小时。由一段产物细度可求得一段一次分级旋流器溢流粒度，根据公式β5=β1+（β7-β1）/（1+k×m）以及磨机单位生产能力比值k=0.83；（q=0.8～0.85）两段磨机容积之比m=1（两段全闭路）可求得：β5=0.1+（0.85-0.1）/（1+0.83×1）=0.51即一段一次磨矿分级溢流颗粒的细度为-200目含量51%。一段一次磨矿产物粒度为-200目含量51%，查矿物加工工程设计P48页表4-10，得溢流产物中最大粒度为0.32mm；一段二次磨矿产物粒度为-200目含量85%，查矿物加工工程设计P48页表4-10，得溢流产物中最大粒度为0.1mm。一段两次磨矿流程的检查分级统一都采用分级旋流器，根据矿物加工工程设计P47页表4-8可选取矿石产品循环量分别订为C1=2.5，C2=2。设计已知条件：选厂规模为6000t/d，矿石硬度为f=10～18，属于中等可碎性矿 中国矿业大学2014届本科毕业设计石，Q1=6000/(3×8)×0.97=242.50t/hr1=100%Q4=C1×Q1=2.5×242.50t/d=606.25t/dr4=250%Q2=Q1+Q4=242.50t/d+606.25t/d=848.75t/dr2=350%Q3=Q2=848.75t/dr3=r2=350%Q7=Q5=Q1=242.50t/dr7=r5=r1=100%Q9=Q8=(1+C2)×(Q5-Q5×(β5-β8)/(Q5-β8))=(1+2.5)×(242.50-242.50×(0.51-0.27)/(242.50-0.27))=726.78t/dr9=r8=299.70%Q6=Q5+Q9=242.50t/d+727.78t/d=969.28t/dr6=399.70%再磨：二段磨矿产物粒度为-200目含量93%，查矿物加工工程设计P48页表4-10，得溢流产物中最大粒度为0.094mm，约为0.1mm二段磨矿流程的检查筛分选择细筛作为其分级的设备，查矿物加工工程设计P47页表4-8可选取矿石产品循环量可设定为C3=1.5。给矿量Q1=79.62t/dr1=32.83%Q5=Q3=Q1×(β4-β1)×(1+C3)/(β4-β3)=65.51t/d×(0.93-0.85)×(1+2.0)/(0.93-0.80)=119.42t/dr5=r3=49.25%Q4=Q1=79.62t/dr4=r1=32.83%3.2.2磨矿工艺流程主要设备的选择与计算 中国矿业大学2014届本科毕业设计磨机的选择1确定工作制度及处理量主厂房选用连续工作制，全年工作330天，每天3班，每班运作8小时，全年作业率为90.4%，则主厂房每小时处理量为2计算所用公式（1）单位磨机容积处理量计算（东北大学选矿厂设计【3】72页6.4-1）式中：——设计磨机按新生产级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，t/(m3·h)；——生产磨机按新生产级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，t/(m3·h)；可按下式计算：——工业实验或生产磨机一台的处理量，t/h；——工业实验或生产磨机给矿中-0.074mm粒级含量，%；——工业实验或生产磨机产品中-0.074mm粒级含量，%；——工业实验或生产磨机的有效容积，m3；——矿石相对可磨性系数，当取自工业实验或同一矿石的生产指标时，=1.0；——磨机直径校正系数，可按下式计算或按东北大学选矿厂设计【3】73页表6.4-1选取：、——分别为设计选用磨机直径和其衬板厚度，m；、——分别为工业实验或生产磨机直径和其衬板厚度，m；——磨机形式校正系数，东北大学选矿厂设计【3】73页表6.4-2选取；——磨机给矿和产品粒度差别系数；——在设计给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，东北大学选矿厂设计【3】73页表6.4-3选取；——在工业实验或生产给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，东北大学选矿厂设计【3】73页表6.4-3选取。（2）磨机处理量计算（东北大学选矿厂设计【3】73页6.4-2） 中国矿业大学2014届本科毕业设计式中——设计磨机一台的处理量，t/h；——设计磨机按新生成级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，t/(m3·h)；——设计磨机一台的有效容积，m3；、——分别为设计磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中-0.074mm含量，%；（3）磨机台数计算（东北大学选矿厂设计【3】74页6.4-3）式中：——磨机台数，台；——设备流程中磨矿回路给矿量，t/h；——选用磨机的一台处理量，t/h。一段一次磨机的选择与计算：参考现场并结合文献取值如下：=128t/h；=55；=6%；=44%；初步拟定选择MQY5064湿式溢流型球磨机，参考上述计算及流程，取值如下：=113；=1.0；=1.03；=0.89；=1.0；=1.0；=0.9；==1.16；=10%；=51%；Ⅰ.单位磨机容积处理量Ⅱ.计算磨机处理量==113×0.92/(0.51-0.1)=253.87t/h 中国矿业大学2014届本科毕业设计Ⅲ.计算所需设备台数nd=qa/qd=242.50/253.87=0.96（取n=1台）Ⅳ.设备负荷率为：一段二次磨机的选择与计算：参考现场并结合文献取值如下：=128t/h；=55；=44%；=81%；初步拟定选择MQY5064湿式溢流型球磨机，参考上述计算及流程，取值如下：=113；=1.0；=0.91；=0.95；=1.0；=1.0；=0.9；==0.96；=51%；=85%；Ⅰ.单位磨机容积处理量Ⅱ.计算磨机处理量==113×0.74/(0.85-0.51)=246.72t/hⅢ.计算所需设备台数nd=qa/qd=242.50/246.72=0.98（取n=1台）Ⅳ.设备负荷率为：中矿再磨磨机的选择与计算：初选∅4200×13000型水泥磨，标准处理量为85～87t/h，磨矿机入料量Q1=79.62t/h台数n计算n=79.62/85=0.94取1台 中国矿业大学2014届本科毕业设计分级设备的选择：（1）一段水力旋流器选型计算初选D=660mm、锥角20º的水力旋流器，溢流管直径200mm，沉砂口直径110mm。处理量计算：qv=3KαKDdfd0p00.5=3*1.0*(0.8+1.2/(1+0.1*66))*14.52*21.12*0.110.5=292.28m3/h旋流器台数计算n=805.53/292.28=2.76选用一组D=660mm、锥角20º的水力旋流器，每组3台，另外备用3台（2）二段水力旋流器选型计算初选D=660mm、锥角20º的水力旋流器，溢流管直径200mm，沉砂口直径127mm。处理量计算qv=3KαKDdfd0p00.5=3*1.0*(0.8+1.2/(1+0.1*66))*15.64*22.75*0.120.5=317.74m3/h旋流器台数计算n=1076.35/317.74=3.39选用一组D=660mm、锥角20º的水力旋流器，每组4台，另外备用2台（3）三段旋流器选型计算初选D=660mm、锥角20º的水力旋流器，溢流管直径200mm，沉砂口直径110mm。处理量计算qv=3KαKDdfd0p00.5=3*1.0*(0.8+1.2/(1+0.1*66))*15.64*22.75*0.120.5=351.07m3/h旋流器台数计算n=655.29/351.07=1.87选用一组D=660mm、锥角20º的水力旋流器，每组2台，另外备用2台3.3选别流程3.3.1选别流程的计算根据原始设计资料，Q1=242.50t/h，原矿品位TFe含量为32.76%；磁性率30.65%。要求精矿品位TFe含量67%以上；水分<11%；总尾品位<11%。生产指标尽量接近实际情况。流程设计中，由于最终的精矿产品和尾矿产品分别由两部分混合组成，即磁选和浮选产品混合组成，且中间返回较多，因此采用逆推法，并逐步调整中间产品的大小，使整体平衡。1)原始指标数的确定Np=C(np-ap)式中Np-----原始指标数C-----计算成分（参与流程计算的项，若流程只计算产物重量，如破碎、磨矿流程，则C=1；若流程既要计算产物重量，又要计算产物中个金属的含量，则C=1+e）e------参与流程计算的金属种类；如单金属矿e=1,两种金属矿e=2,…..,以 中国矿业大学2014届本科毕业设计此类推。则C=1+1=2np-----流程中的选别产物数（不含混合产物），则np=20ap-----流程中的选别作业数（不含混合作业）,则ap=10则Np=C(np-ap)=2×(20-10)=202)原始指标的选取β1=32.76%、β2=37.16%、β3=9.37%、β4=49.75%、β5=25.63%、β6=62.17%、β7=13.86%、β9=68.52%、β10=8.96%、β11=34.82%、β12=7.31%、β13=46.38%、β14=12.36%、β15=63.17%、β16=28.17%、β17=66.18%、β18=51.36%、β19=45.04%、β20=18.61%、β21=30.17%、β22=14.21%r1=100%3）计算过程a.利用所定的原始指标，根据产率平衡及产品中的金属量的平衡，计算各产品的产率γ，并通过对产率进行校核求得各混合产物的产率；b.按公式εn=γnβn/α计算各产物中铜、铅和锌的回收率，并进行校核；c.按公式计算各产物的产品质量。计算结果，如下表所示。表3-1选别流程数据作业名称产品品位β%产率r%回收率ε%干矿量Q（t/h）循环比弱磁粗选给料132.76100100242.50　精矿260.1620.8538.3050.57尾矿325.5479.1561.70191.93弱磁精选精矿465.3117.3034.4841.94尾矿535.133.563.828.630.036细筛精矿667.0016.7834.3240.69　尾矿710.320.520.161.25永磁脱水槽给料25.5479.1561.70191.93精矿832.9854.4654.82132.06 中国矿业大学2014届本科毕业设计尾矿99.1324.696.8859.87强磁给料32.9854.4654.82132.06精矿1053.4929.2747.8070.99尾矿119.1425.187.0361.07浮选粗选给料51.5032.8351.6179.62加循环量50.3045.3869.69110.06精矿1463.5727.3653.0966.34尾矿1530.1718.0316.6043.71浮选精选精矿166722.8146.6555.32尾矿1746.364.556.4311.030.138反浮一扫精矿1847.648.0111.6419.420.244尾矿1924.6115.1011.3436.62　反浮二扫精矿2041.175.086.3912.320.282尾矿2116.2110.024.9624.30　数质量平衡表如下：表3-2数质量平衡表合计　品位β%产率r%回收率ε%干矿量Q（t/h）原矿32.76100100242.50磁选注精矿67.0016.7834.3240.69浮选精矿67.0022.8146.6555.32总精67.0039.5980.9796.01 中国矿业大学2014届本科毕业设计细筛尾矿10.320.520.161.25脱水槽尾矿9.1324.696.8859.87强磁选尾矿9.1425.187.0361.07浮选尾矿16.2110.024.9624.30总尾10.3260.4119.03146.493276.00100.00100.00242.503276.003.3.2选别流程主要设备的选择与计算1）一段弱磁预选用CS-30∅3000型永磁磁力脱水槽沉淀面积为7m2处理量计算q=3.6Avq--按溢流计的处理量，m3/hA--磁力脱水槽溢流面积，m2v--溢流速度，mm/s,给矿粒度小于0.15mm时，v=5mm/s；小于0.074mm时，v=2mm/sA=3m2，v=5mm/s则q=3.6×7×5×3600/1000=453.60m3/h台数的计算n=V13/q=774.59/453.60=1.71取2台2）二段弱磁预选用CTB-1540∅1500×4000型半逆流式湿式弱磁场永磁筒式磁选机处理量计算q=q0(L-0.2)q--磁选机处理量（干矿），t/hq0--单位有效筒长处理量，t/(m*h),取类似厂矿指标L--磁选机几何筒长，m根据相关资料，q0取16.19t/(m*h)，L=4m则q=17.14×（4-0.2）=65.14t/h台数的计算n=Q16/q=242.50/65.14=3.72取四台3）三段弱磁预选用CTB-69∅600×900型半逆流式湿式弱磁场永磁筒式磁选机处理量计算q=q0(L-0.2)q--磁选机处理量（干矿），t/hq0--单位有效筒长处理量，t/(m*h),取类似厂矿指标L--磁选机几何筒长，m 中国矿业大学2014届本科毕业设计根据相关资料，q0取18.57t/(m*h)，L=0.9m则q=18.57×（0.9-0.2）=13.00t/h台数的计算n=Q16/q=50.57/13.00=3.89取四台4）细筛预选用GPS-8型高频细筛筛面面积8.1m2处理量q取41.94t/h台数的计算n=Q18/q=41.48/48=0.864取1台5）强磁预选用SLON-2000型立环高梯度磁选机处理量q取80t/h台数的计算n=Q29/q=132.06/80=1.65取2台6）反浮粗选(采用浮选柱）浮选时间确定为t=18min浮选柱直径计算D=（(K1Q32（R+1/δ)t/15πH(1-K0)）0.5D--浮选柱直径，mK0--浮选柱充气率，以小数表示，粗选K0=0.25-0.35，扫选K0=0.20-0.25，精选K0=0.35-0.45，泡沫层厚取大值，反之去小值K1--给矿不均衡系数，浮选前为球磨机时K1=1.0，浮选前为自磨时K1=1.30R--固液比δ--矿石密度，t/m3t--设计浮选时间，minK1=1.0，Q=110.06t/h，R=1.083，δ=3.4215t/m3,H=8m，K0=0.35则D=（（1.0×110.06×（1.083+1/3.4215）×25.77/（15×3.14×8×（1-0.35））0.5=3.68m即选择一台FCMC4500浮选柱，高8m6）精选浮选机①浮选矿浆体积计算根据教材P85式5-47得矿浆体积V=K1Q(R+1/δ)/60式中V----进入作业（如粗选）的矿浆体积（m³/min）；Q----进入作业的矿石量（t/h）R----矿浆液固比δ----矿石密度（t/m³）K1----给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0；当浮选前为湿式自磨时，K1=1.3则Q=66.34t/h,R=1.381,δ=3.4215t/m³,K1=1.0V=K1Q(R+1/δ)/60=1.0×66.34×(1.381+1/3.4215)/60=1.9m³/min②浮选机槽数计算根据教材P85式5-48得浮选机槽数 中国矿业大学2014届本科毕业设计n=Vt/(KvV0)式中KvV0----所选浮选机的有效容积（m³）n----作业所选浮选机槽数t---作业浮选时间（min）则KvV0=10.4m³,t=21.6minn=Vt/(KvV0)=1.9×21.6/10.4=3.84（槽）取4槽则实际浮选时间t"=n(KvV0)/V=4×10.4/1.9=21.89min9）反浮一扫①浮选矿浆体积计算根据东北大学选矿厂设计【3】P85式5-47得矿浆体积V=K1Q(R+1/δ)/60式中V----进入作业（如粗选）的矿浆体积（m³/min）；Q----进入作业的矿石量（t/h）R----矿浆液固比δ----矿石密度（t/m³）K1----给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0；当浮选前为湿式自磨时，K1=1.3则Q=56.04t/h,R=1.564,δ=3.4215t/m³,K1=1.0V=K1Q(R+1/δ)/60=1.0×56.04×(1.564+1/3.4215)/60=1.73m³/min②浮选机槽数计算根据东北大学选矿厂设计【3】P85式5-48得浮选机槽数n=Vt/(KvV0)式中KvV0----所选浮选机的有效容积（m³）n----作业所选浮选机槽数t---作业浮选时间（min）则KvV0=10.4m³,t=19.8minn=Vt/(KvV0)=1.73×19.8/10.4=3.30（槽）取4槽则实际浮选时间t"=n(KvV0)/V=4×10.4/1.73=24.05min10）①浮选矿浆体积计算根据东北大学选矿厂设计【3】P85式5-47得矿浆体积V=K1Q(R+1/δ)/60式中V----进入作业（如粗选）的矿浆体积（m³/min）；Q----进入作业的矿石量（t/h）R----矿浆液固比δ----矿石密度（t/m³） 中国矿业大学2014届本科毕业设计K1----给矿不均匀系数，当浮选前为球磨时，K1=1.0；当浮选前为湿式自磨时，K1=1.3则Q=36.62t/h,R=1.857,δ=3.4215t/m³,K1=1.0V=K1Q(R+1/δ)/60=1.0×36.62×(1.857+1/3.4215)/60=1.31m³/min②浮选机槽数计算根据东北大学选矿厂设计【3】P85式5-48得浮选机槽数n=Vt/(KvV0)式中KvV0----所选浮选机的有效容积（m³）n----作业所选浮选机槽数t---作业浮选时间（min）则KvV0=10.4m³,t=18minn=Vt/(KvV0)=1.31×18/10.4=2.27（槽）取3槽则实际浮选时间t"=n(KvV0)/V=3×10.4/1.31=23.82min11）粗选搅拌槽搅拌槽容积V=K1Q32(R+1/δ)t/60式中V--搅拌槽的容积，m3K1--处理量不均衡系数，浮选前为球磨时，K1=1.0；浮选前为自磨时K1=1.30Q--给矿量t/hR--矿浆固液比δ--矿石密度，t/m3t--搅拌时间，min,由实验确定根据相关实验，t=5minK1=1.0,Q=110.t/h，R=1.381，δ=3.4215t/m3则V=1.0×110.06×（1.381+1/3.4215）×5/60=15.35m3初步选定XB-3000型搅拌槽,V=19.1m3设备选用3台搅拌槽，经三段加药，充分混匀后，给入浮选设备，其中一段搅拌槽加NaOH和玉米淀粉，二段搅拌槽加CaO,三段搅拌槽加油酸。 中国矿业大学2014届本科毕业设计3.4矿浆流程的计算3.4.1磨矿矿浆流程的计算（1）确定浓度Cn必须保证的浓度：一段一次磨矿作业浓度：Cm1=75%一段二次磨矿作业浓度：Cm2=70%二段磨矿作业浓度：Cm3=67%分级溢流浓度：C4=46.43%C7=37.91%不可调节的浓度：原矿浓度：C1=97%(原矿水分：3%)分级返砂（沉砂）浓度：C5=75%C8=72%（2）计算过程：a.按公式Rn=(100-Cn)/Cn计算液固比Rn；b.按公式计算各作业及产品的水量；c.按公式计算补加水；d.计算未知的作业浓度；e.按公式计算矿浆体积。图3-4两段连续磨矿流程3.4.2选别矿浆流程的计算1）需要保证的作业浓度：一段弱磁作业浓度D1=20.00%二段弱磁作业浓度E1=21.00%磁选柱作业浓度F1=24.00%强磁作业浓度H1=23.00% 中国矿业大学2014届本科毕业设计螺旋溜槽作业浓度I1=21.00%反浮粗选作业浓度L1=48.00%反浮精选作业浓度M1=45.00%不可改变的作业浓度：一段弱磁精矿浓度D1=31.00%二段弱磁精矿浓度E1=32.00%磁选柱精矿浓度F1=33.00%强磁精矿浓度H1=29.00%螺旋溜槽精矿浓度I1=32.00%反浮粗选精矿浓度L1=53.00%反浮精选精矿浓度M1=51.00%（2）计算过程：a.按公式Rn=(100-Cn)/Cn计算液固比Rn；b.按公式计算各作业及产品的水量；c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；d.按公式Cn=Qn/(Qn+Wn)计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；e.按公式Rn=Wn/Qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；f.按公式计算补加水；g.按公式计算矿浆体积。计算结果具体见下表：表3-3矿浆流程数据汇总作业名称产品浓度%液固比水量m3/h补加水m3/h矿浆体积ｍ３/ｈ原矿原矿970.0317.50　78.38一段旋流器给料600.667565.83282.92813.91底流750.333202.08　379.28溢流40.001.500363.75　434.63一段一次磨机给矿750.333282.9273.33530.99二段旋流器给矿550.818793.05117.821076.35底流720.389282.64　495.06溢流32.212.105510.41　581.29一段二次磨机给矿700.429311.4828.84523.90 中国矿业大学2014届本科毕业设计弱磁粗选精矿D2312.22693.36　127.35尾矿21.083.744718.49　774.59给矿D1233.348811.85301.44882.73弱磁精选精矿E2322.12589.13　101.39尾矿7.0913.113113.16　115.69给矿E1204.000202.29108.94217.08细筛精矿F226.552.766112.57　124.46尾矿60.000.6670.83　1.20给矿F1272.704113.4024.27125.66永磁脱水槽给矿C121.083.744718.49　774.59精矿C2401.500198.08　236.68尾矿10.328.692520.41　537.91强磁选精矿H2292.448173.79　194.54尾矿18.544.393268.31　286.16给矿H1233.348442.10244.02480.70水力旋流器给矿J1253.000597.11251.34655.29溢流12.736.857545.93　569.20底流J2700.42951.18　86.09二段磨机给矿670.49358.827.6493.73浓缩机底流K2670.49339.21　62.48溢流00506.72　0.00给矿K112.736.857545.93　569.20浮选粗选精矿L2431.32687.94　107.33尾矿40.571.46564.04　76.81给矿L1421.381151.9853.27133.22浮选精选精矿M2510.96153.15　69.32尾矿22.283.48938.47　41.69给矿M1421.38191.623.67111.01反浮一扫给矿N139.001.56487.657.92104.03精矿N2481.08321.03　26.71尾矿35.471.81966.61　77.32反浮二扫给矿O135.001.85768.011.4078.72精矿O2441.27315.69　19.29尾矿31.712.15452.33　59.43 中国矿业大学2014届本科毕业设计3.4.3水量平衡计算工艺过程补加总水量∑L∑L=7.5+198.97+73.33+83.74+33.65+423.65+133.17+67.09+261.09+130.34+130.88+31.78+26.66+17.07=1506.81(m3/h)验证：∑L=155.78+654.90+688.51+269.59-7.5=1506.81(m3/h)计算选矿厂总耗水量∑L0∑L0=（1.1～1.15）∑L=1.10∑L=1.10×1506.81=1702.70（m3/h)计算选别流程单位耗水量WgWg=∑L0/Q1=1702.70/388.00=4.39（m3/h)循环水量W1为：W1=149.90+622.14+506.72=1278.75（m3/h)补加清水量W2为：W2=1506.81-1278.75=228.06（m3/h)水量平衡表如下：表3-4水量平衡表合计　浓度%液固比水量m3/h矿浆体积m3/h干矿量t/h原矿970.0317.5078.38242.50细筛精矿26.552.77112.57124.4640.69浮选精矿510.9653.1569.3255.32细筛尾矿60.000.670.831.201.25脱水槽尾矿10.328.69520.41537.9159.87强磁选尾矿18.544.39268.31286.1661.07浮选尾矿31.712.1552.3359.4324.30总精36.681.726165.72193.7896.01总尾14.825.747841.87884.69146.493.5脱水流程的计算3.5.1脱水环节矿浆流程计算铁精矿原矿指标最终铁精矿含水量为11%； 中国矿业大学2014届本科毕业设计进浓密机浓度为38.64%；出浓密机浓度为60%；计算结果具体见下表：表3-5脱水矿浆流程数据脱水流程计算浓度%液固比水量m3/h滤前精矿36.681.73165.72浓缩给料　　235.24浓缩溢流　　149.90浓缩底流600.6785.34脱水精矿890.1215.82滤液　　69.523.5.2浓缩机的选择与计算2）浓缩计算：A=q/q0式中A--需要的浓缩机总面积，m2q--给入浓缩机的固体量，t/dq0--单位面积处理量，t/(m2*d)由表6.12-1，q0取3.0t/(m2*d)q=24×79.62=1910.88t/d则A=1572.24/3=567.9m2浓缩机直径D=1.13=26.9m预选NT-30型浓缩机，直径30m3）精矿浓缩计算：A=q/q0式中A--需要的浓缩机总面积，m2q--给入浓缩机的固体量，t/dq0--单位面积处理量，t/(m2*d)由表6.12-1，q0取3.0t/(m2*d)q=24×96.01=2304.24t/d则A=2304.24/3=769.1m2浓缩机直径D=1.13=31.3m预选NT-38型浓缩机，直径38m 中国矿业大学2014届本科毕业设计4）尾矿浓缩计算：A=q/q0式中A--需要的浓缩机总面积，m2q--给入浓缩机的固体量，t/dq0--单位面积处理量，t/(m2*d)由表6.12-1，q0取3.0t/(m2*d)q=24×146.49=3515.76t/d则A=3515.76/3=1171.9m2浓缩机直径D=1.13=38.7m预选NT-45型浓缩机，直径45m5）压滤机的选择与计算n=Q50/Aq0式中n--过滤机计算台数A--每台过滤机的过滤面积，m2q--需要过滤的干精矿质量，t/hq0--过滤机单位面积处理能力查矿物加工工程设计可知，q0取0.5t/(m2*d)预选TT-100型陶瓷盘式真空过滤机，总过滤面积100m2台数计算n=96.01/（0.5×100）=1.92取2台3.6主要设备一览表选用主要设备见以下表格表3-6破碎设备作业名称设备名称型号规格排矿口宽度电机功率处理量总重台数制造厂mmKWt/ht粗碎液压旋回PXZ090990～120210380～5101411沈重中碎HP型圆锥HP8002560050064.11美卓细碎HP型圆锥HP8001060050064.12 中国矿业大学2014届本科毕业设计表3-7筛分设备作业名称设备名称型号规格工作面积筛孔尺寸电机功率处理量总重台数制造厂m2mmKWt/ht筛分圆振动筛YKR366021.63～10045250～150014.0522鞍矿表3-8磨矿设备作业名称设备名称型号规格有效容积电机功率处理量总重台数制造厂m3KWt/ht一段一次磨矿湿式溢流型球磨机MQY50641132600根据工艺条件确定2901沈重一段二次磨矿MQY506411326002901二段再磨水泥磨∅4200×13000　353085～873801红星机械表3-9分级设备作业名称设备名称型号规格给矿口径溢流管径沉砂口径重量数量备用制造厂mmmmmmt一次分级水力旋流器FX-6601872001100.9533辽重二次分级FX-6601872001100.9542三次分级FX-6601872001100.9522表3-10脱水槽设备 中国矿业大学2014届本科毕业设计作业名称设备名称型号规格沉淀面积处理量磁感应强度数量机身重量制造厂m2t/hmTt预先脱泥脱水永磁脱水槽CS-30∅3000745～60＞3022.02沈矿表3-11弱磁选作业名称设备名称型号规格处理量电机功率数量制造厂t/hKW一段弱磁半逆流湿式永磁筒式磁选机CTB-1540∅1500×400090～170114沈矿二段弱磁CTB-69∅600×9008～151.14表3-12细筛设备作业名称设备名称方案型号规格筛面面积处理量功率选择数量制造厂m2t/hKW台细筛高频细筛AGPS-88.132～482.21三兄重工表3-13强磁选设备作业名称设备名称型号规格处理量磁感应强度激磁功率机身重量选择数量制造厂t/hTKWt台强磁选立环脉动高梯度磁选机Slon-200050～800～1.00～74502赣州金环磁选设备公司 中国矿业大学2014届本科毕业设计表3-14浮选机作业名称设备名称型号规格容积槽数刮板电机搅拌电机质量m3个型号功率KW型号功率KWt浮选精选机械搅拌式XJM-S16164XWD1.5-41.5Y225M-6303.3805浮选一扫机械搅拌式XJM-S16164XWD1.5-41.5Y225M-6303.3805浮选二扫机械搅拌式XJM-S16163XWD1.5-41.5Y225M-6303.3805表3-15浮选柱作业名称设备名称型号规格处理能力柱体高度有效容积选择数量制造厂t/hmm3台浮选粗选旋流微泡浮选柱FCSMC-450060～110876.3～101.71中国矿业大学表3-16搅拌槽作业名称设备名称型号规格槽子搅拌装置质量制造厂药剂深度mm容积m3电机型号直径mm功率KWt加温搅拌桶XB-3000300019.1Y225S-870018.54.613沈矿NAOH淀粉加温搅拌桶XB-3000300019.1Y225S-870018.54.613CaO加温搅拌桶XB-3000300019.1Y225S-870018.54.613油酸表3-17药剂桶 中国矿业大学2014届本科毕业设计型号容积深度叶轮直径叶轮转数质量数量m3mmmmr/mintBJW-20005.4620005502301.724表3-18浓缩设备作业名称设备名称型号规格浓缩机沉降面积耙架每转时间处理能力传动电动机重量制造厂内径m池深mm2mint/h型号功率KWt选前浓缩周边齿条传动浓缩机NT-30303.67071665.42Y160L-67.531.3沈矿精矿浓缩NT-38384.9113424.366.67Y160L-87.559.82沈矿尾矿浓缩NT-45455.06159019.3100.00Y160L-61158.64沈矿表3-19过滤设备作业名称设备名称型号规格过滤盘数陶瓷板数滤盘转速装机功率功率重量台数制造厂块/盘r/minKWKWt脱水陶瓷盘式真空过滤机TT-100253000.5～1.5547.5182安徽铜都特种环保设备股份有限公司 中国矿业大学2014届本科毕业设计第四章辅助设备的选择与计算4.1带式输送机带式输送机是一种应用广泛的物料运输设备，他有固定式和移动式。材质有橡胶带、塑料带、钢筋芯带三种。我国已定型的产品有TD75固定带式输送机，胶带用编织或尼龙帆布做芯体，使用于水平或倾斜距离物料的运输。对松散物料，当已知输送能力Q时，可通过公式Q=3600Svkr式中：Q---输送机的输送能力，t/hS---输送带上物料最大截面积，m2，可查中南大学矿物加工工程设计中P132表5-35选取，表5-35中运行堆积角查中南大学矿物加工工程设计中P133表5-36选取；v---输送带带速，m/s;k---倾斜输送机面积折算系数，可按中南大学矿物加工工程设计中P134表5-37查取；r---输送物料堆积角，t/m3先计算出需要的物料横截面积S，然后根据S从中南大学矿物加工工程设计中P134查得所需要的带宽。S=Q/(3600*v*k*r)带式输送机宽度的计算4.1.11号带式输送机其中Q=388t/hv=2.5m/sk=1.0r=1.63t/m3故：S=388/(2.5*1.0*1.63*3600)=0.0264m2由以上数值可查的输送带带宽为800mm，托辊槽角为0°，运行堆积角为20°对于输送大块儿物料的输送机，需要按中南大学矿物加工工程设计中P134式5-84校核带宽：B≥2*a+200式中a---被送物料最大粒度，mm校核B≥2*150+200=500mm故所选皮带合适。 中国矿业大学2014届本科毕业设计带式输送机的设备选择表4-1输送机选型名称规格数量电动机型号功率KW数量单重t总重t1号胶带输送机1Y180M-418.5110.4310.434.1.22号带式输送机其中Q=1004.68t/hv=2.5m/sk=1.0r=1.63t/m3故：S=1004.68/(2.5*1.0*1.63*3600)=0.0685m2由以上数值可查的输送带带宽为1200mm，托辊槽角为0°，运行堆积角为20°对于输送大块儿物料的输送机，需要按中南大学矿物加工工程设计中P134式5-84校核带宽：B≥2*a+200式中a---被送物料最大粒度，mm校核B≥2*47+200=298mm故所选皮带合适。带式输送机的设备选择表4-2输送机选型名称规格数量电动机型号功率KW数量单重t总重t2号胶带输送机1Y180M-418.5110.4310.434.1.33号带式输送机其中 中国矿业大学2014届本科毕业设计Q=616.68t/hv=2.5m/sk=1.0r=1.63t/m3故：S=616.68/(2.5*1.0*1.63*3600)=0.042m2由以上数值可查的输送带带宽为1000mm，托辊槽角为0°，运行堆积角为20°对于输送大块儿物料的输送机，需要按中南大学矿物加工工程设计中P134式5-84校核带宽：B≥2*a+200式中a---被送物料最大粒度，mm校核B≥2*47+200=298mm故所选皮带合适。带式输送机的设备选择表4-3输送机选型名称规格数量电动机型号功率KW数量单重t总重t3号胶带输送机1Y180M-418.5110.4310.434.1.44号带式输送机其中Q=308.34t/hv=2.5m/sk=1.0r=1.63t/m3故：S=308.34/(2.5*1.0*1.63*3600)=0.021m2由以上数值可查的输送带带宽为800mm，托辊槽角为0°，运行堆积角为20°对于输送大块儿物料的输送机，需要按中南大学矿物加工工程设计中P134式5-84校核带宽：B≥2*a+200式中a---被送物料最大粒度，mm 中国矿业大学2014届本科毕业设计校核B≥2*10+200=220mm故所选皮带合适。带式输送机的设备选择表4-4输送机选型名称规格数量电动机型号功率KW数量单重t总重t4号胶带输送机2Y180M-418.5210.432*10.434.1.55号带式输送机其中Q=388t/hv=2.5m/sk=1.0r=1.63t/m3故：S=388/(2.5*1.0*1.63*3600)=0.0264m2由以上数值可查的输送带带宽为800mm，托辊槽角为0°，运行堆积角为20°对于输送大块儿物料的输送机，需要按中南大学矿物加工工程设计中P134式5-84校核带宽：B≥2*a+200式中a---被送物料最大粒度，mm校核B≥2*10+200=220mm故所选皮带合适。带式输送机的设备选择表4-5输送机选型名称规格数量电动机型号功率KW数量单重t总重t5号胶带输送机1Y180M-418.5110.4310.43 中国矿业大学2014届本科毕业设计4.1.66号带式输送机其中Q=242.50t/hv=2.5m/sk=1.0r=1.63t/m3故：S=242.50/(2.5*1.0*1.63*3600)=0.0165m2由以上数值可查的输送带带宽为650mm，托辊槽角为0°，运行堆积角为20°对于输送大块儿物料的输送机，需要按中南大学矿物加工工程设计中P134式5-84校核带宽：B≥2*a+200式中a---被送物料最大粒度，mm校核B≥2*10+200=220mm故所选皮带合适。带式输送机的设备选择表4-6输送机选型名称规格数量电动机型号功率KW数量单重t总重t6号胶带输送机1Y180M-418.5110.4310.434.1.77号带式输送机其中Q=96.01t/hv=2.5m/sk=1.0r=1.63t/m3故：S=96.01/(2.5*1.0*1.63*3600)=0.0065m2由以上数值可查的输送带带宽为500mm，托辊槽角为0°，运行堆积角为20°对于输送大块儿物料的输送机，需要按中南大学矿物加工工程设计中P134式5-84校核带宽： 中国矿业大学2014届本科毕业设计B≥2*a+200式中a---被送物料最大粒度，mm校核B≥2*10+200=220mm故所选皮带合适。带式输送机的设备选择表4-7输送机选型名称规格数量电动机型号功率KW数量单重t总重t7号胶带输送机2Y180M-418.5210.432*10.434.1给料设备电磁振动给料机电振给矿机由于它具备耗电少，给矿粒度均匀，矿石流量调节方便的优点，因此被广泛的使用在矿山企业中。电振给矿机的计算公式为：Q=3600φbhrv式中φ---充填系数，φ=0.6～0.9b---槽宽,mh---槽内料层高度，mv---输送速度，m/sγ---堆密度，t/m3旋回破碎机产品卸料用给料机的选取经查阅相关资料可知：φ=0.8，b=1m，h=0.21m,γ=1.63t/m3,v=0.2m/s得：Q=3600×0.8×1×0.21×1.63×0.2=197.16t/h电磁振动给料机设备选型由粗碎破碎机的处理量Q=388t/h,可知需要选用两台电磁振动给矿机 中国矿业大学2014届本科毕业设计表4-8电磁振动给料机选型作业规格给料粒度有功功率给料量(t/h)外形尺寸长×宽×高重量mmKw水平负10°mm×mm×mmt旋回产品卸料GZ72503.025035010300×3110×27601.92粉矿仓下卸料给矿机经查阅相关资料可知：φ=0.8，b=1m，h=0.26m,γ=1.63t/m3,v=0.2m/s得：Q=3600×0.8×1×0.26×1.63×0.2=244.11t/h电磁振动给料机设备选型由球磨机的处理量Q=242.50t/h,可知需要在每个粉矿仓下各设一台电磁振动给矿机，粉矿仓卸料是单台工作，一台电磁振动给料机工作，另一台停止工作。表4-9电磁振动给料机选型作业规格给料粒度有功功率给料量(t/h)外形尺寸长×宽×高重量mmKw水平负10°mm×mm×mmt旋回产品卸料GZ72503.025035010300×3110×27601.924.3粉矿仓粉矿仓的计算和选择①首先确定一下储存矿石的时间和多少磨矿作业每小时生产矿量为：Q1=6000/24=250t/h磨矿矿仓的储藏时间设定为24小时，所以：Q2=24×250=6000t/h②计算矿仓储藏矿石所需的总容积由中南大学选矿设计课本P152公式（5—115）得矿仓的总容积为：V1=Qt/γ=6000/1.63=3681m3拟定先采用锥底圆形矿仓一个，由中南大学选矿设计课本P152公式（5—115）得矿仓的几何容积为：V几=V有/K 中国矿业大学2014届本科毕业设计=3681/0.85=4331m3根据几何容积，拟定采用锥底圆形矿仓2个，初步选择矿仓直径为D=12m，排矿口d=2m。每个矿仓贮矿所需的容积为V需=3681/2=1840.5m3每个矿仓的几何容积为：v几=V需/K=4331/2=2165.3m3有效容积主要由三个部分构成，分别是堆积角组成的有效容积、陷落角组成的有效容积、矿仓中间部分所包围部分的有效容积。堆积角组成的有效容积由中南大学选矿设计课本P151公式（5-105）可得：V1=π/24·D3·tanρ=3.14/24×123×tan38°=176.71m3h1=D/2tanρ=12/(2×tan38°)=4.69m堆积角组成的有效容积由中南大学选矿设计课本P151公式（5-106）可得：V3=π/24·(D3-d3)·tanφ=3.14/24×（123-23）×tan45°=360.31m3又h3=(D-d)/tanφ=(12-2)/tan45°=8.0m仓壁的有效容积：根据中南大学选矿设计课本P152公式（5-114）中各项有效容积间的关系可得：V有=V1+V2+V3=3681m3即V2=1303.46m3然而h2=4V2/(πD2)=11.53m粉矿仓的高度：H=h1+h2+h3=24.21m粉矿仓的实际高度为：Va=πD2（h1+h2）/4+V3=2193.94m3Va>V矿仓容积计算符合要求。4.4渣浆泵4.4.1砂泵扬送矿浆需要的总扬程计算（1）计算公式东北大学选矿厂设计【3】中137页式7.3-3可得如下公式。 中国矿业大学2014届本科毕业设计（H+i）+h式中，——砂泵扬送矿浆折合成清水后所需的总扬程；H——需要的几何高差，m；h——剩余压头，一般为2m左右；——矿浆密度，t/；——水的密度，t/；L——弯头折合为直管的总长度，m；i——管道清水阻力损失，可按公式i=A计算；——矿浆流量，/s；A——比阻系数。4.4.2砂泵由扬送矿浆折合成清水扬程东北大学选矿厂设计【3】中137页式7.3-3可得如下公式。=式中，——砂泵由扬送矿浆折合成清水扬程，m；——由砂泵性能曲线上查出的清水扬程，m；——砂泵浓度影响的扬程降低率，=1-0.25；——矿浆浓度，%；——叶轮磨损后扬程折减系数，一般取0.8～0.95；——矿浆密度，t/；——水的密度，t/。由此，参考现场，选取4PNJA-1230型砂泵。4.3.3砂泵所需功率计算（1）泵的轴功率东北大学选矿厂设计【3】中138页式7.3-4可得如下公式。=式中，——泵的轴功率，Kw；——泵的效率，查泵的性能曲线上查出的清水扬程，m；——由砂泵性能曲线上查出的清水扬程，m；——矿浆密度，t/；——砂泵输送的矿浆量，L/s。 中国矿业大学2014届本科毕业设计（2）电动机功率计算东北大学选矿厂设计【3】中138页7.3-5可得公式。式中，P——所需电动机功率，Kw；——泵的轴功率，Kw；——传动效率，皮带传动=0.95；K——安全系数，当40Kw时，K=1.20；当>40Kw时，K=1.10。现仅就浓缩机下泵计算的简单讲解计算数据见表格：表4-10砂泵扬送总扬程的计算矿浆出口管径矿浆波动系数矿浆临界流速临界流速校正系数mm/s0.101.152.421.42表4-11折合为清水扬程的计算砂泵扬送矿浆扬程需要高差长度L清水阻力损失矿浆密度水的密度剩余扬程折合清水总扬程扬程降低率扬程折减系数HwHj/mmmt/m3t/m3mHk/m94.51842.80.0329.8712295.900.830.940表4-12泵所需功率的计算泵的轴功率扬送的矿浆量泵的效率传动效率安全系数电动机功率 中国矿业大学2014届本科毕业设计KWL/SKW96.0017.360.70.951.1111.164.4.4泵的设备选型1）一段磨矿分级选取砂泵4PS选用一台，备用一台2）二段磨矿分级选取砂泵4PS选用一台，备用一台3）中矿再磨分级选取泥浆泵4PS选用一台，备用一台4）弱磁粗选给料泵选取砂泵4PS选用一台，备用一台5）浓缩机给料泵选取砂泵4PS选用一台，备用一台6）浮选柱给料泵选取砂泵4PS选用一台，备用一台7）精矿浓缩给料泵选取砂泵4PS选用一台，备用一台8）尾矿浓缩给料泵选取砂泵4PS选用一台，备用一台4.5起重机的选择与计算1）破碎厂房由选矿设计手册P453表8.10-1（破碎机检修用起重机吨位，型式选择）当破碎机为旋回破碎机时，应选起重量为50/10t的电动桥式起重机。当破碎机为HP800圆锥破碎机时，应选起重量为10/5t的电动桥式起重机。2）筛分厂房由选矿设计手册P455表8.10-2（振动筛检修用起重机吨位选择）当振动筛为圆振动筛时，起重机应选起重量为3t的电动葫芦。3）磨矿厂房由选矿设计手册P456表8.10-3（磨机检修用起重机吨位，型式选择）当磨机为MQY5064溢流型球磨机时，起重机应选起重量为100/20t的电动桥式（副钩电磁、吊钩两用）起重机。由于磨矿厂房中MQY5064溢流型球磨机的单体部件大于其他设备的部件重量，因此只要满足其需求即可。4）磁选平台由于磁选平台上的磁选设备的重量均偏低，因此选用一台吊钩桥式起重机5t。 中国矿业大学2014届本科毕业设计5）主厂房主厂房中最重的设备为浮选柱，选用一台电动桥式起重机15/3t。6）过滤厂房选用一台电动桥式起重机10/3t。 中国矿业大学2014届本科毕业设计第五章总体布置与设备配置5.1厂房的总体布置选厂设计最关键的一步骤就是厂区的总体布置。没有总体布置的话，就会使厂子分紊乱和不合理。盲目无计划的建设，不仅生产生活的合理组织受到严重影响，而且还会导致经济效果变差和建设速度减缓，建筑群体的统一和完整也会招到破坏。所以，新建矿厂必须进行合理经济的总体布置。厂房的配置关键是要根据地形条件，尽量使物料自流到下一工序。通过观察选厂的地形条件，各厂房最好是按地形坡度在山坡上布置选厂，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，粗碎、中细碎及筛分车间尽量采用平行等高线配置。磨矿磁选主厂房共厂房配置，其中磨矿采用横向配置，浮选柱采用纵向配置。浓缩机配置在露天，过滤机与精矿厂房配置在厂房内。选矿厂总体布置图如图5-1所示：5-1选厂总平面图布置5.2厂内设备配置选矿厂车间配置的任务是：用图表示设备之间、厂房之间、设备与厂房之间的关系，用图表示设备型式、型号，数量、检修操作关系；用图表示土建情况、柱子、墙、壁、门窗、屋架、屋面、楼板、平台、梯子、栏杆，水池、泵池，安装孔，检修孔和操作孔等。选矿厂内设备配置，是按机组进行的。主要任务是按工艺流程的要求，确定设备在厂房内平面与剖面的合理位置；保证流程的畅通和设备的正常运转；具有操作方便、安全、 中国矿业大学2014届本科毕业设计卫生的工作环境。其主要原则是：设备配置必须满足选矿工艺流程要求；确保工艺流程基本自流；注意流程具有灵活性；力求配置紧凑，生产安全，操作、管理、检修方便；易实现控制。5.2.1破碎厂房的设备配置根据原矿最大粒度、破碎最终产物粒度及原矿性质，选用了三段开路破碎流程。根据场地、设备类型、规格和数量，给、排矿方式，矿仓位置、形式以及筛分与破碎的配置形势，粗碎、中细碎及筛分车间均采用平行等高线配置。粗碎采用的是PE600x600颚式破碎机，单独设一个厂房。中细碎共厂房，可节省辅助设备和设施，根据破碎流程，矿石由粗碎厂房直接用胶带运输机运至中碎PYY-1500单缸液压标准圆锥破碎机，而后中碎产品由胶带输送机运至细碎高压辊磨机。破碎的产物由胶带输送机运至筛分厂房筛分，筛上物料返回至高压辊磨机继续破碎，筛下产物通过胶带机运至粉矿仓，为保证自流，漏斗坡度均保证在45度以上。5.2.2磨矿磁选浮选车间设备配置（1）粉矿仓的设置建一个粉矿仓，粉矿仓为横向配置，以1对1的形式对一段磨矿磨机进行给矿。粉矿仓横向配置，破碎产物经胶带机运至粉矿仓顶部，有犁式卸料器卸至各粉矿仓。矿仓底部采用GZ7电磁振动给料机给矿。（2）磨矿车间设备配置设备为横向配置，磨矿机配置在个台阶上，台阶下建设泵池，泵将矿浆打入水力旋流器进行分级，而水力旋流器配置在上方的平台上。（3）浮选车间设备配置设备为纵向配置，在浮选柱下方建设泵池，通过泵将矿浆给如浮选柱。浮选车间的给药系统配置在浮选车间的楼上，集中给药，各类药剂通过药机管向给药点加药。（车间配置图中未表示出配、给药室）5.2.3脱水车间设备配置设计时，脱水采用的是两段脱水，即先浓缩后过滤。浓缩机、过滤机分别选了2台和1台，浓缩机设置在露天，为半地下式，过滤机与精矿厂房按单层阶梯式配置在厂房内。浓缩机底流可自流到过滤机，过滤机滤饼可通过胶带输送机卸入精矿厂房。 中国矿业大学2014届本科毕业设计第六章药剂设施6.1药剂的贮存、运输在浮选车间的底部安装药剂仓库和药剂制备间，总共布置四台混料桶，制好的药剂用泵送至浮选跨顶层的药剂箱。用电动葫芦进行药剂的堆放和制备。6.2药剂工作制度制备药剂的工作制度为每年工作330天；一天三班；每班8小时。各种药剂用数控给药机向各个作业添加。赤铁矿浮选工艺通常采用阴离子反浮选工艺，本次通过参考类似厂家，初步设定采用阴离子反浮选工艺流程，流程采用一粗一精两扫。通过试验对比以及相关厂家的生产时间经验可总结出，本厂阴离子反浮选工艺设定的浮选给矿粒度应保证在-200目含量为90%以上，矿浆温度大概在40°C左右，矿浆PH调整范围为11～12，浮选矿浆的给矿给矿浓度为50～60%，具体药剂添加量及所选药剂列于下表：表6-1浮选药剂制度浮选药剂制度药剂种类浓度%单耗g/t原矿单位系统加药量NaoH20501.53.6～4.0玉米淀粉3232.852～56CaO2.519760～70油酸10207粗选8～9精选2～4 中国矿业大学2014届本科毕业设计第七章自动化7.1联锁系统保证破碎系统与磨矿浮选系统实行停开车顺序联锁，当检修等需要时，亦可解除连锁，单独人工操作。事故紧急停车控制时全系统立即停车。7.2设备保护（1）胶带输送机设双向拉绳开关、跑偏开关、纵向撕裂开关和打滑检测器；（2）球磨机等重要设备的高压电动机采用高效、可靠、多功能、微机控制励磁及保护装置；（3）磨机运动摩擦部位配置温度计；（4）稀油站设油温、油压、油流、油位检测、报警及联锁控制；（5）泵池设液位计。7.3自动控制（1）振动给料机设变频调速控制；（2）大型渣浆泵配液力偶合器调速控制；（3）在浮选机槽和矿浆泵池内设置高低液面信号；（4）旋流器给矿压力和溢流粒度控制；（5）为保证铜、硫分选的酸碱度，在铜粗选前及分选前的搅拌槽内设置PH值测控指示；（6）浮选药剂设自动给药系统；（7）所有浓缩机均设有过负荷信号。 中国矿业大学2014届本科毕业设计第八章其他辅助设施8.1试验室、化验室和技术检查站（1）试验室选矿厂试验室任务是：根据生产过程中矿石性质的变化，进行磨矿、浮选、脱水等条件试验，为生产提供合理的操作条件，从而改进工艺参数，提高生产指标。定期和不定期考查生产工艺流程，积累生产资料，统计、分析各项生产技术经济指标，提出改进工艺的措施。及时掌握选矿技术的新信息，研究新工艺，不断改善或革新选矿流程。调查分析矿石中伴生元素的赋存状态，必要时开展综合利用的研究。（2）化验室选矿厂化验室主要承担生产勘探、采矿样品和生产样品成分分析检验工作。定期对生产样品进行基本分析、快速分析和外销产品分析；不定期进行流程考查、试验研究和内检样的分析工作。（3）技术检查站技术检查通过对矿石加工主要工艺技术参数的监测，以强化技术管理和生产管理，使各项指标达到最佳水平。8.2卫生防护（1）由于选矿厂工业场地地形坡度较大，各工段厂房内均设有排污地沟。碎矿工段地沟可自流至厂外排污系统。磨浮工段地沟可汇流至厂外事故池，事故池溢流也汇入厂外排水沟。（2）铜、铅、锌精矿浓密机溢流分别用泵送到各自的高位水池做选矿工艺生产循环水。（3）破碎车间、筛分车间等凡能产生粉尘的地方均设有除尘设施。药剂设施厂房内均设有通风设施。磨矿跨设噪音隔离室。 中国矿业大学2014届本科毕业设计第二部分概算书 中国矿业大学2014届本科毕业设计第二部分：技术经济与工程概算一、工程简介与投资说明本选矿厂毕业设计是鞍钢弓长岭选矿厂6000t/d赤铁矿选矿初步设计。工程投资范围包括整个设计厂区的土建工程、设备购置及安装和调试、工程建设其它费用及基本预备费。二、概算依据与取费参考标准1、概算依据冶金工业出版社编制的《选矿设计手册》技术经济与工程概算相关章节进行参考及调整。2、概算指标：1)、土建工程采用冶金基〖1991〗1131号文颁发的《有色金属工业地面建筑工程概算指标》（90统一基价），并按《选矿厂设计手册》中的指标放大3倍。2）、安装工程采用冶金基〖1991〗1131号文颁发的《有色金属机电安装工程概算指标》，并根据有色金属规字〖1995〗第176号文规定的93统一基价系数和百分率指标，进行调整计算。　以上指标均调整至2012年造价水平。3、价格：1）、设备购置：主要设备及大部分设备价格采用手册参考价相应放大5-10倍及网上询价，设备运杂费率为6％。2）、材料价格：选矿设计手册手册及网上相关信息的搜集。4、取费标准土建工程、安装工程均按《选矿厂设计手册》中相关取费标准计取，费率详见下表。表1建筑安装工程各项费率表建筑安装工程各项费率表单位：%序号项目其他直接费现场经费间接费利润劳动保险税金1土建工程5.588.0910.167.705.103.402安装工程27.2235.9354.5666.008.006.005、基本预备费基本预备费：按6%计取。6、概算总投资本工程概算总投资14767.9万元。其中土建工程3679.1万元；设备购置7534.3万元；安装工程2061.1万元；其他费用1493.4万元。表2.投资汇总表 中国矿业大学2014届本科毕业设计序号费用名称土建工程（万元）设备购置（万元）安装工程（万元）其他费用（万元）合计(万元)吨矿投资，元/t·a比重%1所有车间13126.954625.061704.81　19456.8398.2771.232其它费用5625.84426.20261.09　6313.1331.8823.113小计18752.795051.271965.90　25769.96130.1594.344不可预见费6%　　　1546.201546.207.815.665合计18752.795051.271965.901546.2027316.16137.96100.00表3土建概算表序号单位工程名称数量统一基价总价统一基价调整系数调整后单价直接工程费间接费利润地区差价劳动保险税金合计直接定额费其他直接费现场经费一生产设施　　　　　　　　　　　　　1原矿仓25001202.262716780003783254850783016537272546520433355510725002粗碎车间61001102.312541550010864911253961790091494501658511189797671124518963粗碎到中细碎的皮带走廊2027312.346391127825713310341147621232513677981263262022014中细碎车间/m3140001202.26271379680021186130716143848836608240625829144218790660059985中碎到细筛皮带走廊/m15027312.346391958581534897754911070592425102568735814744115163396细筛到细碎皮带走廊/m20027312.346391127810871318103399147607123233136758981086325420217857筛分车间/m351301102.312541303533727371054561505431256851394781000596451320620048粉矿皮带走廊/m10227312.34639165183536372527337528062849697465003532260103111010粉矿仓66801102.2624916606489266413434619178616011717768912747182187262690911磨矿皮带走廊/m2027312.34639112781171321034014761123231367698116325202179 中国矿业大学2014届本科毕业设计12磨矿车间/m31E+051102.312542542524614187292056902293632924514652720501195164212583124021912613磁浮选车间/m31E+051102.312543049200017014542466803352148229399943262644234056615090694823401118过滤车间/m369001102.3125417532909783414184120248516905018760213458386771277345619精矿仓/m318401102.3125446754426089378245399645080500273588923139739588二辅助生产建筑　　　　　　　　　　　　　1药剂车间/m316801102.59285478632267083872155277461495121418857285657441222仓库/m324751102.2242598950334214845569172577506408823597357459311783化验室/m2936208.92.2460430126240013479749675414724602316946256706687104机修厂/m349501102.224211979006684396910138344115500128175471947149118623576变电所/m384001002.22201848000103118149503213423178181197736728071102882873057三生活区　　　　　　　　　　　　　1办公楼/m25625211.22.0443124261261353781962742801902339232595959558314479137718602食堂/m22142211.22.0443192386951552747411066968907898854363985513614363243体育馆/m22601211.22.0443111218416259990757129560108166120037441986695117441084职工宿舍/m26770211.22.04431292008516294123623533723728155031244911504417427045398115医务室/m22295211.22.0443198985955234800801143189544110591538998590751538919　小计　　　　832066184642929673141596094268022660890310859036414249751131269548　其他　　　　35659979198982728848924118325343828338156182530132182132256258378　合计　　　　1188665976632756961630813727751114609431271872684337726071073187527925备注：按面积计算土建投资的建筑，需乘上其相应的层数。 中国矿业大学2014届本科毕业设计表4.安装汇总表序号生产环节设备购置(元)安装费用(元)其中主要材料(元)安装(元)其中工资(元)1破碎筛分车间9126400221199077280014391906944163磨浮车间329553561317009327905751037951925075314精矿脱水车间4168880166602835301013130183172055小计462506361704811139163851313172635191516其他1156265942620282610923875448423461017合计57813295213101396527308218862115865252表5车间设备表编号设备及安装工程名称设备型号及规格单位数量单价（元）总价（元）　　　　设备设备主要材料安装　小计其中工资（一）破碎车间　　　　　　　　粗碎　　　　　　　　X1-1旋回破碎机PXZ0909台1925000925000　　　X1-2电振动给矿机GZ7台2170000340000　　　X1-31号胶带运输机B=800mmL=20m条1120000120000　　　X1-4桥式起重机50/10t台1200000200000　　　中细碎及筛分X1-5圆锥破碎机HP800台113000001300000　　　X1-6圆锥破碎机HP800台213000002600000　　　X1-7圆振动筛YKR3660台1250000250000　　　X1-82号胶带运输机B=1200mm，L1+L2=80m条1720000720000　　　 中国矿业大学2014届本科毕业设计X1-93号胶带运输机B=1000mm，L1+L2=66m条1580000580000　　　X1-10桥式起重机10/5t台1100000100000　　　X1-11电动葫芦3t台15000050000　　　X1-124号胶带运输机B=1000mm，L1=6m条15500055000　　　X1-135号胶带运输机B=800mm，L1=20m条1120000120000　　　小计　　　　　7360000772800　　　电气设备安装:16%,工资:30%　　　1251200　20019260058　安装费安装:15%,工资:52%　　　　　1219920634358　设备运杂费设备费的7%　　　515200　　　　其他直接费工资*27.22%　　　　　189020　　现场经费工资*35.93%　　　　　249504　　间接费工资*54.56%　　　　　378873　　利润工资*66%　　　　　458315　　税金上述费用合计的6%　　　　　76543　　劳动保险费上述费用合计的8%　　　　　86935　破碎筛分车间合计　　　　　91264007728001439190694416(三)磨浮车间　　　　　　　　X2-1电振动给料机GZ7台2139100278200　　　X2-26号胶带运输机B=800mm，L1=25m条1235000235000　　　X2-3水力旋流器FX660台620000120000　　　X2-4溢流型球磨机MQY5064台175000007500000　　　X2-5砂泵4PS台2113200226400　　　X2-6水力旋流器FX660台620000120000　　　X2-7溢流型球磨机MQY5064台175000007500000　　　X2-8水力旋流器FX660台42000080000　　　X2-9水泥磨∅4200×13000台1380000380000　　　X2-10桥式起重机100/20t台1400000400000　　　 中国矿业大学2014届本科毕业设计X2-11分矿箱　槽120002000　　　X2-12半逆流湿式永磁筒式磁选机CTB-1540∅1500×4000台44500001800000　　　X2-13半逆流湿式永磁筒式磁选机CTB-69∅600×900台4120000480000　　　X2-14除渣筛SL-∅1420×1500圆筒筛台280000160000　　　X2-15高频细筛GPS-8台1300000300000　　　X2-16永磁脱水槽CS30∅3000台2120000240000　　　X2-17立环脉动高梯度强磁选机SLon-2000台215000003000000　　　X2-18砂泵4PS台2113200226400　　　X2-19桥式起重机15/3t台18000080000　　　X2-20分矿箱　槽420008000　　　X2-21加温搅拌桶XB-3000台3100000300000　　　X2-22旋流微泡浮选柱FCSMC-4500台115000001500000　　　X2-23机械搅拌式浮选机XJM-S16槽4100000400000　　　X2-24机械搅拌式浮选机XJM-S16槽4100000400000　　　X2-25机械搅拌式浮选机XJM-S16槽3100000300000　　　X2-26药剂搅拌桶BJW-2000台4150000600000　　　X2-27吊钩桥式5t台18000080000　　　合计　　　　　267160002805180　　　电气设备安装:16%,工资:30%　　　4541720　726675218003　安装费安装:15%,工资:52%　　　　　44281772302652　设备运杂费设备费的7%　　　1870120　　　　其他直接费工资*27.22%　　　　　686122　　现场经费工资*35.93%　　　　　905671　　间接费工资*54.56%　　　　　1375269　　利润工资*66%　　　　　1663632　　税金上述费用合计的6%　　　　　277842　 中国矿业大学2014届本科毕业设计　劳动保险费上述费用合计的8%　　　　　370456　磨浮车间合计　　　　　331278402805180104338442520655（四）精矿脱水车间　　　　　　　　X3-1陶瓷过滤机TT-100台2300000600000　　　X3-27号胶带运输机B=500mm，L=12m台280000160000　　　X3-3电动桥式15/3t台16000060000　　　X3-4抓斗起重机20t台19200092000　　　X3-5陶瓷过滤机TT-100台3300000900000　　　X3-6精矿浓缩池NT-38台1670000670000　　　X3-7尾矿浓缩池NT-45台1880000880000　　　小计　　　　　3362000353010　　　电气设备安装:16%,工资:30%　　　571540　9144627434　安装费安装:15%,工资:52%　　　　　557252289771　设备运杂费设备费的7%　　　235340　　　　其他直接费工资*27.22%　　　　　86343　　现场经费工资*35.93%　　　　　113972　　间接费工资*54.56%　　　　　173067　　利润工资*66%　　　　　209355　　税金上述费用合计的6%　　　　　34964　　劳动保险费上述费用合计的8%　　　　　46619　精矿脱水车间合计　　　　　41688803530101313018317205总计：表6其他费用表序号工程或费用名称计算公式及说明金额（元）1建设单位管理费　　 中国矿业大学2014届本科毕业设计　（1）工程招标费按建安工作量0.5%计取98295　（2）地质勘探费估列50002工程监理费工程总投资×1.5%40974243联合试运转费按直接费的4%计取19575734勘察设计费工程总投资×（3～7）%10926464合计　　17084757 中国矿业大学2014届本科毕业设计第三部分英文翻译 中国矿业大学2014届本科毕业设计工业浮选槽中泡沫回收率的测量作者一：拉赫曼·姆·礼萨、作者二：安特尔·西河、作者三：詹姆森·吉·格雷姆摘要：泡沫相在最终精矿的浮选和提高精矿品位方面起着重要作用。目前，已使用在矿厂上的测量泡沫回收率的技术还具有一定的局限性。窗体底端本文的目的是探讨泡沫在工业浮选槽中的性能。一台独特的装置已被研制成，其功能是能使矿浆区内的泡沫区去耦。它由两个同心管组成，内管充当回落物收集仓或捕集器。从分离的泡沫相颗粒直接落下来进入捕集器，并收集泡沫回落物。泡沫回收率的测试均在一个处理硫化矿的铜选矿厂的粗筛工作面中进行。回落物回收装置的设计目的是使这个装置可以浸入工业规模大的浮选槽，工业泡沫回收率的测量在任何给定的时间内均可进行。在实验过程中，充满有价矿物颗粒的气泡通过浮选槽流入装置，随后在装置的顶部形成泡沫层。从泡沫区分离的颗粒被收集在回落物收集仓，而精矿样品由溜槽收集。通过干燥、粒度分析和化学分析的精矿和回落物样品作为估计有价值成分含量的基础。同时本文还研究了空气速率对泡沫回收率的影响。关键词：浮选，泡沫，泡沫回收率，回落物引言：浮选是一个复杂的过程，广泛用于有价矿物的选矿，例如金属硫化物，长石，云母，矿物盐和锡石及工业矿物。它利用矿物粒子的物理化学表面性质，以其自身疏水性从亲水性物质中分离出来。浮选槽由两个不同的区域组成：矿浆区和泡沫区。浮选系统的整体性能是这两个区域的共同影响结果产生的。矿浆被捕收的区域，也就是大部分的气泡粒子的相界面接触都在此发生。一旦气泡和颗粒在矿浆区中形成稳定的聚集体，他们将上升到泡沫区。泡沫区的作用是至关重要的，在该区域中，有价颗粒被输送到槽外，形成精矿。在泡沫区，发生重要的子过程，如气泡聚并，排水，分离和再附着。所有这些子过程的共同作用是使气泡担任一个至关重要的角色，决定浮选槽内矿物品位和回收率。在半工业化浮选槽中泡沫区的意义已有很多年的研究（包括切割等人，1986年；拉普兰特等人，1989；林奇等人，1981年）。菲特里斯等人（1987）和维拉等人（1999）表明，泡沫深度对浮选动力学具有重要作用。1988年，格林等人发现，线性的k-浅沫锑关系在中间的深泡沫区变得非线性。通过亚娜特斯等人在1988年的工作中也发现在工业浮选柱高达百分之20的泡沫颗粒返回矿浆区。到现在为止，科学家已经采取了不同的方法研究泡沫。在固体、液体与气体分布的基准上研究泡沫的特性是其中一项重要的研究方法。莫伊斯在1978年就已经介绍了塞流模型来研究泡沫内的矿物浓度梯度。本研究表明，矸石浓度大量 中国矿业大学2014届本科毕业设计减少的状况主要集中在泡沫区底部，在粒级范围内矿物品位随矿物种类不同而发生变化。亚娜特斯等人在1986年还以泡沫区的特征来研究气体托起的轮廓和气泡形状分布特征。在不同子过程中所表现出的工作状态将在泡沫区表现出来，如气泡的合并，排水，夹带，分离和颗粒的再附着（ATA等人，2002年；ATA等人，2004年；侯娜科和欧日特沃，2003；侯娜科等人，2006年；罗斯，罗斯，1991a；1991b）。这些研究主要集中在单一的泡沫现象，并就“泡沫区中究竟有什么发生”给予深入研究。然而，目前为止还没有方法把所有的泡沫区子过程全部关联起来，以评估其对整体泡沫性能的影响。泡沫回收率是累积发生在泡沫区的所有子过程并全部表达整体泡沫特性的唯一参数。它被看作是接触到气泡并进入泡沫相的那部分颗粒，用以表达精矿的某些性质（雀和多比，1990）。这种方法提供了对发生在泡沫区中的不同机制的有限信息。然而，它是为浮选网络建模的重要输入参数。一些泡沫回收率的测量方法在过去的几十年得到了发展。从模型拟合这些方法的范围；泡沫回收率中浮选速率常数和气泡保持时间的相关性;整个浮选机质量平衡;到基本方法改性浮选柱或设备的发展（亚历山大等人，2003；夫卢苏和多臂，1989；萨瓦斯等人，1997；水手等人，2004年；维拉等人，1999年）。每种技术都有自己的优点和缺点。此外，这些技术大部分都只是尝试了实验室设备，其应用到工业规模浮选槽仍处于起步阶段，需要进一步发展。在下面的段落里，我们提供了当前技术的简要说明。目前的泡沫回收率的测定方法目前，可用于泡沫回收率估算的技术可以分为两大类：直接和间接。改变泡沫深度技术是一种间接的方法，其中的泡沫回收率是关系到整个浮选速率的常数。这个概念最早由菲特里斯等人（1987）以及后来的维拉等人（1999）用来估计连续运行的实验室规模浮选槽中的泡沫回收率。利用这种技术，泡沫回收率从整体浮选速率常数与收集区速率常数的比率方面被测定。其中，Rf是泡沫回收率，k是整体速率常数和kc是收集区速率常数。在特定的泡沫层厚度下，可测量整体浮选速率常数。然而，收集区速率常数是由外推的泡沫高度为零来确定。泡沫回收率由方程1估算。这种方法有一定的局限性。其一是，它在工厂环境下应用不可行，因为在工厂环境下很难使泡沫层厚度频繁变化。此外，矿浆泡沫界面的效果不清楚，可能会导致在泡沫回收率这种技术的过低估计（西曼等人，2004）。另外，在该方法中没有考虑矿浆和泡沫区之间的相互作用，如在矿浆泡沫接触面以下，容易忽略泡沫回落物再循环的可能性（ATA,2012）。研究者们使用实验数据的模型拟合作为间接方法来估计泡沫回收率（亚娜特斯等人，1998;亚娜特斯等人，1988）。在该技术中，泡沫模型被开发，其中的 中国矿业大学2014届本科毕业设计恒定速率被分配给泡沫区的子流程。速率常数的值是通过使用迭代的方法，以最适合的实验数据来确定。这种方法是完全经验性的，因此需要进行一些假设。1994年，夫卢苏提出，该技术在实验部分存在缺点，其中沿所述泡沫所需的样本集合，以获得数据是困难的。工业浮选槽中泡沫回收率测量2008年，尼斯灵采取了基本的方法来衡量泡沫回收率。他提出了一个理论模型用来联系泡沫回收率和泡沫参数，如进入槽内的充气速率、空气回收率和在槽内气泡大小的变化。泡沫回收率的定义式为：其中，f是在个别事件过程中被分散颗粒的百分数，指的是空气回收率，Vg是充气速率，和分别是流入气泡和流出气泡的半径，是颗粒的直径，是颗粒的密度，Φ是普兰特边界中的体积固相率。本文是首个提出气泡回收率与气泡特性有关的文章，这从本质上讲对获得更好的解离气泡是非常有意义的，不过通过Eq2来估计气泡回收率需要进行一些很难解答的假设，例如：确定f因子，从凝聚气泡中分离的颗粒数量在整个泡沫区内被假定为常数。这是值得怀疑的，因为在泡沫区高度方向上，气泡的形状以及液体含量具有很大的影响。（阿塔，2012）质量平衡法是泡沫回收率的一种间接测量方法。其中，在进入泡沫区后该泡沫颗粒聚集体的速率为间接预测。其中在泡沫粒子聚集并进入泡沫区的概率是可以直接预测的。收集精矿和矿浆样品，同时将质量平衡关系应用到计算收集区的速率常数和泡沫回收率。1997年，萨瓦西等人运用这种技术在工业浮选槽中测量气泡回收率。常常用一个特殊的漏斗型泡沫负载和夹带分析仪来收集矿浆样品，质量平衡用于测定气泡附着的颗粒和夹带的颗粒。运用这种技术，可以在粗筛工作面测量气泡回收率,并发现它可以依赖于该工作面所处的位置从70%变化到10%。然而，只有在负载气泡样品和浮选矿浆样品之间有一定的品位差时，该方法是可靠的。2003年，亚历山大等人借鉴萨瓦西等人（1997）的原则，提出了更简单的方法来估计泡沫回收率。为了简化质量守恒，他们假定尾矿品位相当于夹带颗粒的品位，并在泡沫区，使黏附气泡上的颗粒品位不发生改变。然而，实验表明，该泡沫相凭借颗粒（阿塔等人，2002）疏水性而具备自然选择属性。最近有一项被称为泡沫负载方法泡沫回收率直接测量技术已被应用于矿产行业。在开始的时候，这个流行的方法是用在实验室规模（哈里蒙德，1944年，鹧鸪和Smith，1971）。1992年法卢苏和多臂把这项技术应用于工业平衡中。 中国矿业大学2014届本科毕业设计然而，希门等人（2004）是首位用这种技术来估量工业规模浮选槽中的泡沫回收率的科学家。他们的泡沫负载装置包括一个提升管和一个收集仓。在实验过程中，气泡颗粒聚集后通过提升管。一旦气泡破灭，与它们相关联的颗粒将被收集在收集仓中，然后进入到装置中。估计被气泡携带的固体物数量和携带颗粒的空气体积，收集精矿样品，然后测量泡沫回收率。这种方法的优点在于具备较好的稳定性和较短的时间。装置中附着颗粒以及夹带脉石颗粒是它的主要的缺点。2010年，鲁格等人通过与装置中气泡负载值（希门等人，2004）、质量平衡技术（萨瓦西等人，1997；亚历山大等人，2003）作比较，然后发现，气泡负载值法较其它两种方法而言要小得多。这表明，装置中气泡附着颗粒的分离会导致较低的气泡负荷值。2008年，亚娜特斯等人开发了一个修改后的泡沫负载装置，其中加在收集仓内的次级隔室用于确保新鲜水的流通，以减少夹带，并且也是旁路在收集管的底部引入，用来确保装置内有负载颗粒的微细气泡进入。收集泡沫回落粒子来估计泡沫回收率是另一种直接测量技术（夫卢苏和多臂，1989;拉赫曼等人，2010;卢比奥，1996）。该方法背后的原理是矿浆区中的矿浆在泡沫区相互作用去耦，从而使泡沫回落颗粒可以直接捕获。从矿浆区中分出泡沫区，也可以让这种技术同时来估计收集区和泡沫区的回收率。夫卢苏和多臂首先引进了这项技术。一个直径为2.5cm的改性浮选柱被设计，在实验室环境下，泡沫回收率被测量。浮选柱直径的设计是为了收集直接从泡沫中获得的分离颗粒，而不是让这些颗粒重新进入矿浆区。利用这种技术，人们发现，在实验室环境下，泡沫回收率可以减为60％。拉赫曼等人于2010年用同一个概念从回落物中测量泡沫回收率，他们设计了一个由两个同心管组成的装置。所诉外管和内管的直径分别为100和80毫米。内管被称为回落物收集器用于收集从泡沫区掉落的颗粒。利用这种技术，人们发现：在实验室环境下，在泡沫回收率可以在60％到90％的范围内变化，这取决于进料的颗粒尺寸。这个泡沫回落物技术的优点是，它是很直接的，不像间接技术，它不需要作出假设。此外，也没有必要改变泡沫层厚度来测量泡沫回收率。另外，也能够洞察通过使用矿物解析滴出的泡沫粒子的性质。基于所有这些优点，这种方法在工业规模环境下具有显著潜在使用价值。本研究的目的是为了使这个概念适用于工业规模浮选槽中。为了这个目的，拉赫曼等人于2010年修改了泡沫回落装置（FDB），一个稳定的、工业规模的版本已建成，并在一个集控室中使用。工业规模浮选槽泡沫回收率（Rf）已被测定，并且粒径对Rf的影响也已研究。空气速率对工业规模气泡回收率的影响也被测试。 中国矿业大学2014届本科毕业设计第四部分小论文 中国矿业大学2014届本科毕业设计专题论文我国低品位铁矿的加工利用进展李建超（中国矿业大学，徐州114001）【摘要】本人此份论文以引入低品位铁矿石的概念的开头，通过对当下铁矿石的社会大环境带给低品位铁矿资源的开发潜力，从而展开主题，在当今及未来的一段时间内，低品位铁矿资源开始被重视，国家各大科研机构都先后介入低品位铁矿的加工利用中去，此资源的开发正在慢慢的成为一种趋势。【关键字】低品位铁矿；工艺；设备；开发利用1引言在最近很长一段时间内，钢铁行业的发展非常的迅猛，铁矿石消耗的数量已经攀爬到了世界第一位的位置。同时，我国铁矿资源具有“贫、细、杂”的特点，铁矿石资源中贫矿储量达到90%左右，很多低品位铁矿石矿山的开发不具有经济效益。在当下紧张的国际局势下，国内铁矿石产量无法满足国内钢铁工业巨大产能扩张的需求，造成大量的铁矿石需要从国外进口，铁矿石对外依赖度不断提高。有相关的企业做过一分调查，发现，2010年整个年份，我们国家从外国进口的铁矿石的量约为6.2个亿，对外国的铁矿石依赖性特别高。购买铁矿石所需美元达到了794亿，比09年的501.5亿增多了将近293亿，从外国进口铁矿粉将会消耗大量的外汇。近来，我们国家因为高炉冶炼需要的铁矿粉的量一直在增加以及铁矿石产品价格居高不下的环境形势，为我们国家丰富的低品位铁矿资源的开发创造了非常好的社会大环境。与此同时，中央各类相关文件大力支持低品位铁矿资源的开发。所以，在未来的若干年内，品位低的铁矿石将会作为选矿技术研究的重要课题。2低品位铁矿的概念在介绍低品位铁矿的概念之前，我们先讲解两个最基本的概念：边界品位以及经济品位。2.1边界品位边界品位-----在铁矿粉价格上升到一定值以及铁矿厂运营成本下降时，眼下无法得到利用的部分铁矿资源能获得开发利用的最低品位。区别矿石还是非矿石的最基本的标准就是查看其边界品位2.2经济品位经济品位-----在铁矿厂动工开发的技术经济条件下，铁矿厂刚好能将投入的成本全部收回的最低品位。是否赔本关键取决于经济品位。2.3低品位铁矿概念 中国矿业大学2014届本科毕业设计铁矿厂都以追求利益最大化为前提，经济品位以上的铁矿资源获得利用，其以下的矿石不具备可行性，故企业将不作为考虑。所以，低品位矿就是由于当前的技术能力或者经济条件不适合的条件下，有用成分品位较低，生产后无法获得收益的矿山。从有用矿石品位的级别来划，吧经济品位以上但级别不高的资源称为低品位矿石。3外界局势随着工业化进程的逐步深入，我国对钢铁需求量与日俱增，国际铁矿石价格不断攀升，我国为此付出过多的经济代价，大力开发我国现有的铁矿资源已势在必行。为建立安全稳定的供应体系，必须加强我国低品位铁矿石的开发力度和洗选技术，提高国产铁矿资源自给率，增强市场竞争力，从而有效缓解钢铁工业发展所面临的困难。3.1国际环境引起矿山改革在过去很长一段时间里，我们国家的钢铁生产量与日俱增。06年全年，钢产量约4.2亿t，约为世界的34%，国家内部的铁矿资源满足不了现在的需求。06年我们国家进口国外铁矿粉的量约为3.3亿t，约是世界的40%，对外国铁矿的依赖度为50%，是全球铁矿消耗最多的国家。在很大程度上来讲，在我国大量引进国外铁矿石的大背景下，国际市场铁矿石供不应求，促使国际市场铁矿石价格的持续大幅上升。我们国家从其他国家进口的铁矿粉越多，就越被动，越容易受到其他的国家的牵制，现在唯一的解决办法就是开发我们本土的品位相对较低，质量稍差的铁矿资源，从而使我们在国际谈判上不至于太被动，在此情况下，利用我们国家的低品位铁矿便成为了可能。3.2贫矿的开采成为趋势国内铁矿量多质差，“贫、杂、细”的缺点在技术研发方面是一个棘手的难点。世界铁矿石的平均品位为43%，而我国的仅有32%，差了将近11个点。产出的铁矿石几乎都需要送去选矿加工，弱磁性的铁矿石由于其复杂难选的缺点，更进一步增加了选矿的成本和技术难点。2010年优质的铁矿资源仅有11亿吨，还不到总储量的2%。另一方面，在进入21世纪后，世界经济迅猛发展，在这场工业浪潮中，资源和能源的利用是保证工业化进程的前提。然而地球上的资源不是无限多的，高质量的铁矿床越来越少，优质的铁矿资源的减少，促使国家政府开始重视对低品位矿山开发利用的重视，促进低品位矿石的技术研发，将矿石的利用转移到低品位资源上来，过去由于技术经济问题无法完成矿物的合理加工利用的，由于政府粒度扶持以及选矿技术的成熟，变得更有开发价值，所以，世界各个国家的科学家们也都纷纷加入到此项科研项目的开发研究之中。3.3政府政策鼓励迫于我国钢铁行业的发展过于依赖国外铁矿资源，两会期间政府宣布我国低品位铁矿勘查启动，国家不断出台新的政策鼓励企业和相关技术人员加大对低品位铁矿的开发，“十二五”规划文件中具体批示，要建立示范基地，鼓励开发选 中国矿业大学2014届本科毕业设计矿技术，各大会议精神以及上级出台的各项规划都在鼓励本类资源的加工利用，在政府政策的先决条件的保证在，本类资源的开发才更具备可行性3.4环境污染的治理低品位铁矿的开发利用会不会造成环境污染，取决于能否治理好矿产开发后所产生的环境污染，取决于企业在保护好环境的基础上能否盈利。地理位置位于承德的超贫钒钛铁矿在过去一段时间内的成功运营，并取得较好的经济效益，此案例的成功表明，企业要采取合理的政策，恰当的措施，建立健康健全的环境恢复补偿机制，充分搞好环境污染治理的问题，实施保障金制度，走绿色健康的资源节约的道路。以现在的科学技术水平和市场机制下，企业是有这个能力来降低企业对环境污染的标准，资源开发与环境的矛盾是不是不可调和的。4利用现状近几年来，我国矿山采选技术不断完善，采矿方面设备自动化和大型化有效降低了采矿成本，结构参数不断优化进一步降低成本；选矿方面我国成功的将新工艺和新设备应用于低品位铁矿石的加工利用上，为我国低品位铁矿石的开发奠定了技术基础，注入了一份活力，我们国家在低品位铁矿加工利用的能力上，正在稳步提升。由于低品位铁矿石中铁品位低、选矿比大，采掘工程量大、产值低、利润少、资金利用率低，开采利用低品位铁矿的成本较高，故其工业规模的开发利用过去长期难以实现。在选矿方面，选用的工艺流程要充分体现“能碎不破，能抛不留、严格把关”的选矿理念，降低成本，最终实现盈利。在此观念的基础之上，我们通常要在磨矿前增加预先选别作业，提前将脉石丢弃，湿进入选别作业的品位提高、提高磨矿效率和减少磨矿过程中能量消耗得到目的。我国最近几年内在低品位铁矿石资源的利用上取得很多优异成绩。河北奥威集团涞源鑫鑫矿业公司的选矿厂处理的原矿品位仅为13%左右，经加工处理后，铁精矿品位达到66.00%以上，磁性铁回收率93.93%。在选矿比高达10以上的条件下，实现吨精矿生产成本194.6元，企业年获得经济效益达7151.30万元，给企业带来不小的效益。此外，位于河北省的赤城县的某矿山矿石的储量较大，可惜原矿品位仅有10%左右，针对上述问题，本矿山采用干式预选、阶段磨矿工艺，将矿石预先抛尾，减轻磨矿过程的处理量，最后产品的品位可以控制在64%左右，金属回收率达到83.00%以上。5加工技术和设备5.1低品位铁矿分选工艺5.1.2阶段磨矿、阶段磁选，细筛磁团聚新工艺铁古坑铁矿原矿品位为29%，属于难选矿石。北京矿冶研究总院、安钢集团共同完成了该矿石的研究开发，该研究根据舞阳矿业公司低品位铁矿石的原矿石性质，加强原矿预选，强化“多碎少磨”大幅度降低碎磨能耗；采用阶段磨矿、阶段磁选，细筛团聚新工艺，显著提高铁回收率，并将高效节能陶瓷过滤机成功 中国矿业大学2014届本科毕业设计运用于铁精矿过滤，集成了系统选矿先进技术，有效解决该矿生产难题。该项目形成了“低品位铁矿多段预选抛废-多碎少磨-粗磨磁选-磁选精矿细筛磁团聚-尾矿再选”鲜明技术特色的成套崭新工艺，使低品位铁矿综合开发利用获得了重大进展。5.1.3一粗一精开路反浮选流程湖北省某地矿石中TFe含量约15%，铁的嵌布粒度很细，单一的弱磁选很难使TFe精矿品位达到60%以上，通过采用一次粗选一次精选开路反浮选流程可获得铁精，精矿品位在60%以上，60%的铁矿物得到回收。通过进行小型闭路试验，证实反浮选可以取得非常好的指标：精品约59%，产率约69%，回收率约83%5.2低品位铁矿分选设备目前，低品位铁矿石的洗选加工的主要设备大都应用于预选环节，破磨环节以及磁分离环节以下针对部分低品位选矿厂常用的若干台设备作简短介绍：SLon立环脉动高梯度磁选机-----SLon磁选机从研发至今已有20余年的历史，经过持续的技术创新，其现已发展为国内外新一代高效强磁选设备，应用面非常广泛，低品位铁矿选厂也将其作为一种优质选冶设备应用。此设备具备富集比高、回收率高、设备作业率高的三高的优点，工作过程中，磁介质不易堵塞，设备运行平稳可靠，有效的契合低品位开发的特点。浮选柱-----浮选柱在铁矿选矿的应用暂时处于起步阶段，但笔者通过查找相关文献及个人感悟认为，浮选柱今后在低品位细粒嵌布磁铁矿石方向上会得到推广使用。浮选柱可用于低品位铁矿选矿的原因是其具有富集比高、回收能力强处理量大以及选择性优的特点，随着设备的改良与技术的完善，浮选柱势必在我国低品位铁矿洗选方向上作出巨大的贡献。6结语面临近来国际市场铁矿石价格不断攀升局势，开发利用低品位铁矿资源将是今后铁矿石开发的焦点，利用前景非常广阔。为了充分合理的利用我国丰富的低品位铁矿资源，缓解我国钢铁行业近来的紧张局势，今后若干年内，业内科研人员必然会加大对低品位铁矿资源的采选技术研发力度，通过试验研究及应用实践，寻求最广泛、最先进、最实用的新工艺和新设备，从而谋求低品位铁矿资源的有效开发。参考文献：[1]陈甲斌，贾文龙.低品位铁矿资源开发经济分析模型与应用研究.地质学刊，2008，32（4），324-331[2]贾文龙，陈甲斌.低品位铁矿资源开发经济性分析.金属矿山，2009[3]刘晓明，陈强，汪建.低品位铁矿资源利用技术的发展与实践.矿业工程，2009， 中国矿业大学2014届本科毕业设计[4]马建明，吴初国.对我国低品位铁矿资源开发利用的思考.国土资源情报，2008[5]李俊宁.马钢南山矿区低品位铁矿石利用技术研究.安徽：现代矿业，2012[6]曹进成，吕良，曹飞，岳铁兵.内蒙古某低品位铁矿可选性试验研究.内蒙：矿冶工程，2012[7]许元清，耿新宇.梅山铁矿低品位铁矿石资源开发利用探讨.安徽：矿业快报，2007[8]T.J.奥尼尔.低品位铁矿山如何保持竞争力.美国：矿业工程，2004[9]张世海.河北低品位铁矿石选矿设计方案.河北：金属矿山，2005[10]石善华，刘文军.低品位铁矿资源远景及开发利用浅析.贵州：贵州地质，2010[11]郭威.铁矿综合利用示范基地建设与可持续发展研究.北京：矿产保护与利用，2012[12]《现代铁矿石选矿》编委会.现代铁矿石选矿.中国科学技术大学出版社，2009[13]张海军，刘炯天，王永田，曹亦俊，马子龙.磁铁矿浮选柱阳离子反浮选试验研究.徐州：中国矿业大学学报，2008[14]李琳，刘炯天，由晓芳.磁铁矿浮选柱反浮选中矿的研究.徐州：金属矿山，2008附录 中国矿业大学2014届本科毕业设计[1]周龙廷.选矿厂设计[M].长沙：中南工业大学出版社，1999.[2]《选矿设计手册》编委会.选矿设计手册[M].北京：冶金工业出版社，1999重印.[3]冯守本选矿厂设计[M].北京：冶金工业出版社，2011.[4]王毓华矿物加工工程设计[M].长沙：中南大学出版社，2010.[5]孙时元最新中国选矿设备手册[M].北京：北京机械工业出版社，2010.[6]魏德洲固体物料分选学[M].北京：冶金工业出版社，2009. 中国矿业大学2014届本科毕业设计致谢首先诚挚的感谢指导教授曹亦俊老师以及马子龙老师，在您的悉心教导使我得以一窥选矿设计领域的深奥，不时的讨论并指点我正确的方向，使我在这些年中获益匪浅。老师对学问的严谨更是我辈学习的典范。毕业设计是高等学校人才培养计划的重要组成部分，是本科教学过程中重要的实践教学环节,是人才培养质量的全面的、综合的检验；是学生毕业前全面素质教育的重要实践训练，其目的是培养学生科学的思维方式和正确的设计思想，综合运用所学理论、知识、和技能分析和解决实际问题的能力。经过为期一个学期设计，基本上达到了学校安排的毕业设计的目的。在设计过程中，使我对选矿厂的整体情况有了一定的了解，以前所学的知识也得到了很好的融会贯通，不再是窥豹一斑了。在实习过程中，马老师总是竭尽全力地为我们寻找资料，指导我们该怎样收集资料、该收集哪些资料，并与我们一起进厂，并常常为我们介绍选厂的情况，解答我们的疑问。在马老师的悉心指导下，我收集到了很多设计所需要的宝贵资料。在设计过程中，马老师总是能耐心细致地给我讲解和一次又一次地帮我修改图纸，使得我能尽快的吸收，然后改正自己设计中存在的错误与不足之处。在不断地改进过程中，我的空间思维能力、图形表达能力、思考问题和解决问题的能力得到了很大的提高。马老师的知识储备、对工作的细心更是让我无比地敬佩，我也从中学到了很多。在此，我想说“马老师，您辛苦了。”为了带我们把设计作好，马老师几乎把所有时间都压在了上面，有时还得加班为我们改图纸。我在此对马老师表示感谢！在设计过程中，还得到了许多老师及同学的指导和帮助，在此，我也衷心的向他们表示感谢！我相信这次的毕业设计将是我人生中宝贵的一段经历，也将会是我今后学习和工作的坚实基础。经过一学期的毕业设计，我觉得当初我选择作毕业设计是正确的。因为它让我看到了关于选矿的整体，而不是它身上的一斑。'