500td选矿厂初步设计说明书.doc

湖南省玉坤矿业集团有限公司

500t/d选矿厂初步设计说明书

怀化湘西金矿设计科研有限公司
二0一四年三月

1

湖南省玉坤矿业集团有限公司

500t/d选矿厂初步设计说明书

编 制 单 位： 怀化湘西金矿设计科研有限公司

经 理： 邹 志 农
审 核： 刘 迪 初 杨 志 洪
选 矿 设 计： 唐 汉 贵
电 气 设 计： 刘冬炎
土 建 设 计： 陈 龙 曾 德 辉
总 图 设 计： 李 贵 莲

提 交 时 间： 2014年3月

目 录
1 概 述 1
1.1地理交通位置及地形气象 1
1.2设计依据 1
1.3设计规模 2
1.4设计范围 2
1.5设计要求 2
1.6产品方案 2
2原矿性质及现选矿厂生产简介 3
2.1原矿性质 3
2.2现有的选矿厂生产简介 3
3设计的选矿工艺流程及选别指标 4
3.1选矿工艺流程 4
3.2选别指标 6
4主要设备的选择 6
4.1破碎工艺流程计算 7
4.2破碎设备的选择和计算 8
4.3筛分设备的选择和计算 8
4.4磨矿分级及重选设备的选择与计算 11
4.5浮选设备选择与计算 18
4.6其它设备的选择与计算 19
4.6.1搅拌槽的选择与计算 19
4.6.2给料设备 20
4.6.3运输皮带 20
4.6.4鼓风设备的选择计算 20
4.6.5起重设备 21
4.6.6其它辅助设备需选用 21
5矿仓及辅助设施 22
5.1中间原矿仓 22
5.2缓冲矿仓 23
5.3细矿仓 23
6厂房布置与设备配置 25
6.1厂房布置 25
6.2设备配置与工艺过程 25
7药剂设施、技术监督及化验分析 27
7.1药剂设施 27
7.2技术监督 28
7.3化验分析 28
8劳动定员 28
9环境保护 29
9.1主要污染源 29
9.2治理措施 29
10劳动安全与工业卫生 30
11 投资概算 31
11.1选矿工艺部分投资概算 31
11.2建筑工程投资概算 32
11.3选矿厂工程总投资概算 33
12 新建选矿厂装机电力负荷 34
13存在问题及建议 35
附表 新建５００Ｔ／Ｄ选矿厂工艺设备表 37

湖南省玉坤矿业集团有限公司 新建500t/d选矿厂初步设计说明书
1 概 述
1.1地理交通位置及地形气象
1、地理交通位置
湖南省玉坤矿业集团有限公司位于湖南省新化县境内古台山（林场）地区瓦子墨场，距新化县城34公里，从矿区至县城有简易道路及公路连结，新化县又是湘黔铁路中间站，且有高速公路，由此可达娄底、株洲、长沙等地，铁路、公路交通便利，其地理位置情况如下图所示。

2、地形气象
矿区属中低山区，地形陡峻，沟谷切割深，海拔高度在425米至731米之间，参照相关资料，该地区极端最高气温40.1℃，极端最低气温-10.7℃，年平均气温16.8℃，年平均降水量为1425.3mm，年最大降水量1667.7mm，年平均风速1.7m/s，主导风向夏季东南，冬季北北东。
1.2设计依据
1、根据2013年8月20日签订的湖南省玉坤矿业集团有限公司新扩建500t/d选矿厂系统工程设计合同SKS2013-021；
2、流程设计的依据：结合湖南省玉坤矿业集团有限公司现有150t/d选矿厂生产实践经验，按重浮联合流程进行设计；
3、建设单位关于本项目的建设要求和现场确定的建设布置方案；
4、 国家、行业和地方等有关法规和规程；
5、现场调查情况及矿山提供的有关资料。
1.3设计规模
新建选矿厂设计规模按500t/d设计。
1.4设计范围
1、需对破碎（细碎）、磨矿、重选和浮选工艺的主要设备、辅助设备设施（矿仓、除尘设备、行车等）和厂房进行设计；
2、不需对选矿厂的外部供电、供水、产品脱水及尾砂输送进行设计，同时不考虑选矿厂的自动化工艺，但需要对产品脱水进行优化。
1.5设计要求
1、破碎系统：新建中间矿仓及细矿仓，中间矿仓的储矿能力根据地形进行设计，尽可能大；中间矿仓及细矿仓累计储矿能不低于1000t，且破碎产品粒度控制在14mm以下，并考虑通风除尘问题。
2、磨矿工艺设计为两段磨矿工艺，重选设备采用摇床。
3、浮选按照一粗、两精、三扫中矿顺序返回工艺流程进行设计，浮选机按照充气式浮选机进行设计，同时新增自动给药机一台。
4、在破碎车间、磨矿车间及浮选车间各安装起重机一台。
5、新建的选矿厂不考虑自动化工艺建设，但需预留自动化安装空间及场地。
1.6产品方案
1、合质金: Au＞90%
2、重选金精矿:Au＞120g/t , As5～9% ，SiO2＜18%，
3、浮选精矿:Au＞150g/t , As5～9% ，SiO2＜18%。
2原矿性质及现选矿厂生产简介
2.1原矿性质
未见湖南省玉坤矿业集团有限公司选矿厂处理矿石的矿石性质工艺矿物学研究报告，根据现场调研情况可以判断：
矿石的矿物成分较简单，金属矿物中有用矿物主要有自然金，从碎矿产品中见到自然粗粒明金。其余金属矿物有少量的黄铁矿、毒砂、方铅矿、闪锌矿和黄铜矿。非金属矿物有石英、铁白云石、绢云母、重晶石等。
细碎前矿石矿块小于50mm。含水率约4%、含泥率约为5%。
2.2现有的选矿厂生产简介
现有选矿厂生产规模为150t/d，具体工艺介绍如下：
（1）破碎工艺介绍：采矿井下出窿矿石在井口经过破碎、洗矿后，再转运至选矿厂处理。选矿厂内部现有两种碎矿工艺，可以两段一闭路破碎和三段两闭路破碎，实际生产中以三段破碎为主，第一段采用250×400颚式破碎机，第二段采用150×750颚式破碎机，粒度小于30mm，第三段破碎机采用对辊破碎机，碎矿产品粒度控制为-8mm。
（2）磨矿及选别工艺介绍：整个磨矿及选别系统有两个系列，其每系列均为两段磨矿、重浮联合选别工艺流程。其最初设计磨矿工艺为900×2400周边传动球磨机与FLG-1000螺旋分级机闭路，后改成了1200×2400周边传动球磨机与FLG-1000螺旋分级机闭路；每系列选别工艺中重选工艺收得的金分为两部分,一部分为搅拌收金装置收得的粗颗粒金并经进一步加工，获得高品位的合质金；另一部分为一段磨矿分级机溢流进6-S摇床选得的金精矿（摇床配置3台,实际生产使用2台），摇床尾矿经二段球磨分级机进行预先分级，返砂进二段球磨再磨，溢流进浮选；浮选工艺两系统有所不同，一系统采用的是一粗、两精、三扫、中矿顺序返回工艺流程，而另一系统采用的是一粗、两精、五扫、中矿顺序返回工艺流程。浮选精矿经浓缩机浓缩后，采用转筒真空过滤机进行过滤脱水堆存，定期出厂。浮选尾矿入尾矿库。
（3）生产指标情况介绍：未见湖南省玉坤矿业集团有限公司有化验室，很少对其进行化验分析，无法掌握具体的技术指标，但通过2013年10月5～6日对实际生产流程进行取样和调研，获得指标情况如下所示：
①、磨矿粒度方面：一段磨矿分级机溢流-40目含量为99.18%，-200目为48.85，二段磨矿分级溢流粒度-200目为78.81%；
②、浮选指标方面：通过对二段磨矿分级机进行化验分析，入浮选金品位为2.27g/t，Ag品位为1.53g/t（具体明细如表1所示），浮选产出部分金精矿Au品位为160g/t左右，最终尾矿品位最好达到0.1g/t；
③、重选金方面：磨矿分级间的搅拌收金装置合质金产出率高，达到整个产量的60%以上；摇床产出部分金精矿，Au品位为120g/t左右。
表1 入浮原矿多元素化验分析
元素
Au
Ag
Sb
Pb
Cu
S
SiO2
P
As
含量
2.27
1.53
0.019
0.015
0.015
0.22
73.58
0.052
0.20
3设计的选矿工艺流程及选别指标
3.1选矿工艺流程
根据设计要求，湖南省玉坤矿业集团有限公司新建选厂由破碎、磨矿分级、重选、浮选四个部分组成（产品脱水、尾砂输送、供电、供水不需考虑，但需对产品脱水工艺进行优化），磨矿工艺采用两段磨矿，重选设备使用摇床进行工艺设计，故将整个选厂的设计工艺流程分为破碎工艺流程和磨矿选别工艺流程两大类进行介绍，具体内容如下：
（1）破碎工艺流程设计
破碎流程：因入选厂中间矿仓的块度大部分在40mm以内，故碎矿工艺采用一段闭路破碎流程，碎矿设备采用GP100圆锥破碎机进行细碎，并与2YAH1536圆振动筛组成闭路，破碎最终产品粒度为-12mm。因矿石在破碎过程中易产生大量的粉尘，故需在破碎车间设置一台除尘设备，其破碎工艺流程如图1所示。

图1 破碎工艺流程图
（2）磨矿选别工艺流程设计
磨矿选别工艺流程采用两段磨矿、先重后浮的原则工艺流程，其重选工艺采用搅拌收金器回收粗颗粒金，具体情况如下所示：
①、磨矿分级流程：采用球磨机与螺旋分级机闭路磨矿，一段球磨分级机溢流粒度-0.074mm占45%左右，二段磨矿分级机溢流粒度控制在-0.074mm占80%。
②、重选流程：在一段磨矿与分级机之间设置搅拌收金器一台，回收粗颗粒金，单独用摇床进行精选，精选得到的金砂经熔炼后即得合质金；分级机溢流进入摇床得到摇床金精矿；粗选摇床尾矿自流进入二段球磨分级机。
③、浮选流程：二段磨矿螺旋分级机溢流自流进入浮选前调浆桶，通过加药调浆后采用一粗、三扫、二精、中矿顺序返回的浮选工艺流程。为确保浮选指标、给药量稳定等问题，在浮选新增一台自动给药机，并设计自动给药工艺。
④、产品脱水流程：对粗选摇床金精矿（也称重选金精矿）采用自然沥水、人工装袋的脱水流程；浮选金精矿通过液下泵直接输送至现有的9m浓缩机+转筒式真空过滤机进行联合脱水工艺。
其设计工艺流程如图2所示。

图2 磨矿选别工艺流程设计
3.2选别指标
入浮选品位：Au＞2.0g/t
合质金品位：Au≥90%
金精矿品位：Au ＞150g/t
浮选作业回收率：88.0 %
4主要设备的选择
选矿厂总能力按500t/d设计，破碎只设一个细碎作业，磨选按两段磨矿重浮联合工艺流程进行设计。
4.1破碎工艺流程计算
原则流程，初步拟用“一段一闭路”破碎流程。考虑到从井口运至中间矿仓矿石是经两段破碎后的物料，故将破碎流程设计为预先检查筛分工艺流程，中间矿仓经给料机给入皮带，输送至振动筛，筛上进入圆锥破碎机进行破碎，筛下通过皮带输送至细矿仓，其破碎工艺流程如图3所示。

图3 破碎工艺流程图
破碎车间规模为500t/d，原矿最大粒度为50mm，破碎最终产物粒度为12mm。矿石假密度为1.7t/m3,属中等可碎性矿石，破碎车间工作制度为每天3班，每班5小时。
(1)破碎车间小时处理量
Q=500/(3×5)=33.33t/h
(2)破碎比
S=50/12=4.17
(3)破碎产物的最大粒度
细碎 d5=50/4.17=12 mm
(4)破碎机排矿口宽度
由于破碎机属于细碎： e5的筛分工作制度采用等值筛分工作制度。
E5=0.8×d5=0.8×12=9.6 mm 取10mm
(5)筛子筛孔尺寸和筛分效率
细筛：采用双层筛，上层筛孔a2=20mm，下层筛孔尺寸和筛分效率按等值筛分工作制度确定：a3=1.2×d8=1.2×12=14.4mm ，取14mm，筛分效率 E=65%
(6)各产物的产率和重量
①破碎工艺中各作业量
Q1=33.33t/h γ1=100%
Q2=Q1+Q4 Q3=Q4
Q4=Q1(1-β1-12E)/ β4-12E
式中β1-12---产品2中小于12mm的粒级含量，等于细碎圆锥破碎机排矿产物中小于12mm的粒级含量，细筛筛孔尺寸与最大粒度之比为14/40=0.28，则：
β1-12=0.40
式中β4-12---产品4中小于12mm的粒级含量，等于细碎圆锥破碎机排矿产物中小于12mm的粒级含量，细筛筛孔尺寸与细碎机排矿口之比为14/10=1.40，则：β4-12=0.80
Q4=33.33×（1-0.40×65%）/0.80×65%=47.43t/h γ4=Q4/Q1=142.30%
Q3=Q4=47.43t/h γ3=γ4=142.30%
Q2= Q4+Q1=80.76t/h γ2= Q2/Q1=314.98% Q5=Q1 =33.33t/h γ5=γ1=100%
4.2破碎设备的选择和计算
根据流程计算数据和最大给料尺寸，初步选用采用德诺伯格GP100圆锥破碎机一台。当排矿口为10mm时，该机标准条件下的生产能力是55t/h，则：
负荷率η=Q2/nQ=47.43/1×55=86.24%
故，一台GP100圆锥破碎机可满足生产需求。
4.3筛分设备的选择和计算
筛分工艺采用检查筛分，拟用双层振动筛，上层筛孔a=20mm，下层筛孔a=14mm。上层筛所需筛分面积为
F上=Q2/(φK1K2K3K4K5K6γq)
式中：F—需要的振动筛总面积；
Q—振动筛总处理量；Q= Q2=80.76t/h
φ—振动筛有效筛分面积系数，φ=0.80
K1—给矿中细粒影响系数，K1=0.80
K2—给矿中粗粒影响系数，K2=1.03
K3—筛分效率系数，K3=1.87
K4—物料种类和颗粒形状系数，K4= 1.0
K5—物料的湿度系数，K5=0.70
K6—筛分方法影响，K6=1.0
V—振动筛单位筛分面积平均处理量，筛孔尺寸a=20mm时,振动筛平均容积生产能力q=25.40m3/m2.h
δ0—筛分物料松散密度，δ0=1.70t/m3 则：
F上=80.76/(0.80×0.80×1.03×1.87×1×0.7×1×1.7×25.40)=2.17m2
下层筛筛分给矿量为：
Q=Q3β2-20 E2
上层筛筛孔尺寸与细碎机排矿口之比为20/10=2.0，β3-20=0.72
E2=0.65，则：
Q=80.76×0.72×0.65=37.80t/h
下层筛所需筛分面积为
F =Q/(φK1K2K3K4K5K6γq)
φ—振动筛有效筛分面积系数，φ=0.60
K1—给矿中细粒影响系数，K1=0.75
K2—给矿中粗粒影响系数，K2=0.91
K3—筛分效率系数，K3=1.87
K4—物料种类和颗粒形状系数，K4= 1.0
K5—物料的湿度系数，K5=0.70
K6—筛分方法影响，K6=1.0
V—振动筛单位筛分面积平均处理量，筛孔尺寸a=14mm时,振动筛平均容积生产能力q=21.70m3/m2.h
δ0—筛分物料松散密度，δ0=1.70t/m3 则：
F下=37.80/(0.60×0.75×0.91×1.87×1×0.7×1×1.7×21.70)=1.91m2
综上可得双层筛的几何面积应选F=F上=2.17m2
根据结果可选用一台2YAH1536圆振动筛，工作面积5.6m2
负荷率：η=2.17/5.6=38.75%
其破碎设备表如表2所示,筛分设备表如表3所示。
表2 破碎设备选择计算表
序号
作业名称
设备名称及规格
台数
设备允许给矿粒度mm
设计的给矿粒度mm
排矿口mm
最大排矿粒度mm
设备处理量
t/h.台
流程给矿量t/h
负荷率%
备注
1
细碎
德诺伯格GP100圆锥破碎机
1
200
50
10
26
55
47.43
86.24

表3 筛分设备选择计算表
序号
作业名称
设备名称及规格
台数
筛孔
mm
需要的面积
m2
选择面积m2
流程的给矿量t/h
筛分效率
%
负荷率
%
备注
2
检查筛分
2YA1536
圆振动筛
1
14
2.17
5.60
80.76
65
38.75

4.4磨矿分级及重选设备的选择与计算
设计已知条件：选厂规模为500t/d磨矿及选别处理能力，磨矿给矿粒度为破碎产品粒度-0.074mm占5%，磨矿产品入重选最佳粒度-0.074mm占45%，入浮选粒度为-0.074mm占80%。磨矿车间工作制度为每天3班，每班8小时，且只设一个系列。根据以上条件及设计工艺流程，对其磨矿、重选及分级设备进行选择计算。
根据设计工艺流程图4，其一段磨矿分级机溢流进入摇床进行重选，摇床尾矿进入二段磨矿分级机进行再次分级，返砂进入二段球磨进行再磨，溢流进入浮选前搅拌桶进行搅拌调浆后，入浮选作业。
图4 磨矿、重选、分级工艺流程图
（1）、一段磨矿磨机的选择与计算
500t/d能力时磨矿作业小时处理能力为：
Q=500/（3×8）=20.83 t/h
分级机溢流粒度为-0.074mm占45%
所需要的磨矿机总容积：V=Q（β2-β1）/q
式中：
Q —设计流程磨矿作业的给矿量, Q=20.83 t/h
β2—磨矿产品小于0.074mm的含量，β2=45%
β1 —磨矿给矿小于0.074mm的含量，β1=5%
q —设计磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力（t/m3.h）
q=q0K1K2K3K4
q0—按湖南省玉坤矿业集团有限公司现有选矿厂生产实际，对于一段磨机MQG1200×2400来说，q0=0.94t/m3 .h，本次设计取q0=0.90t/m3 .h
K1—被磨矿石的磨矿难易度系数， K1=1.0
K2—磨矿直径校正系数，若D设计=2100，D参考=2100，K2=1.0
若D设计=2400，D参考=2100，K2=1.05
K3 —设计磨机的型式校正系数，格子型取1.0
K4 —设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数。K4=1.08
方案一：选用QSZ2100×2200球磨机，容积6.5m3
q=q0K1K2K3K4=0.9×1×1.0×1×1.08=0.972 t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.45-0.05）/0.972=8.6m3
则需要QSZ2100×2200磨机2台，总容积13.0m3，负荷率66.15 %。
方案二：选用QSZ2100×3000球磨机，容积9.0m3，
q=q0K1K2K3K4=0.9×1×1.0×1×1.08=0.972 t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.45-0.05）/0.972=8.6m3
则需要QSZ2100×3000磨机1台，容积9.0m3，负荷率95.56%。
方案三：选用QSZ2400×3000球磨机，容积10.5m3，
q=q0K1K2K3K4=0.9×1.0×1.05×1×1.08=1.02 t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.45-0.05）/1.02=8.17m3
则需要QSZ2400×3000磨机1台，容积10.5m3，负荷率77.81%。
方案四：选用QSZ2400×3600球磨机，容积14.6m3，
q=q0K1K2K3K4=0.9×1.0×1.05×1×1.08=1.02 t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.45-0.05）/1.02=8.17m3
则需要QSZ2400×3600磨机1台，容积14.6m3，负荷率55.96%。
其设计工艺流程一段磨矿设备选择方案比较如表4所示。
表4 一段磨矿设备选择方案比较表
方
案
磨机规格（mm）
磨机
台数
负荷率%
磨机重量（t）
磨机功率（kw）
单重
总重
单台
总计
一
QSZ2100×2200
2
66.15
43.15
86.30
155.00
310.00
二
QSZ2100×3000
1
95.44
48.00
48.00
210.00
210.00
三
QSZ2400×3000
1
77.81
53.00
53.0
240.00
240.00
四
QSZ2400×3600
1
55.96
59.60
59.60
320.00
320.00
由表4对四个方案进行分析比较，选用方案二较合适。
其设计工艺流程中一段磨矿设备选择如表5所示。
表5 一段磨矿设备选择计算表
作业名称
设 备 名 称
及规格
台
数
给矿粒度
mm
产品粒度
(-200目 %)
q0
值
磨机有效容积 m3
负荷率η %
一段磨矿
QSZ2100×3000
格子型球磨机
1
-12
45
0.90
9.0
95.44
（2）、一段磨矿螺旋分级机的选择与计算
螺旋分级机形式选择：
根据溢流粒度为-0.074mm占45%，采用高堰式螺旋分级机。
计算螺旋分级机直径：
D=-0.08+0.103(24Q/(mK1K2)) 1/2
式中Q--按溢流中固体重量计的处理量(t/h)；
m--分级机螺旋个数；m=1
K1--矿石密度校正系数，按下式计算：
K1=1+0.5(δ2–δ1)
式中δ2--设计的矿石密度(t/m3)
δ1--标准矿石密度，一般取2.7(t/m3)
则 K1=1+0.5(δ2–δ1)=1+0.5×(2.91-2.7)=1.1
K2--分级力度校正系数，取K2=1.0
则：D=-0.08+0.103×(24×20.83/(1×1.1×1.0))1/2=2.12m
可选用FG-24Ф2400高堰式单螺旋分级机1台
返砂量校核：
Q返砂=135mK1nD3/24
式中Q返砂--按返砂中固体重量计的螺旋分级机处理量(t/h)
n --螺旋转数，取n=3.64
其他符号同上。
则：Q1=135mK1nD3/24=135×1×1.1×3.64×2.43/24=311.35 t/h
设计返砂比为350%，则返砂量为20.83×350% =72.91 t/h
校核返砂量为 311.35 >72.91
因此，选用FG-24Ф2400高堰式单螺旋分级机是可行的。
计算负荷率：
设备处理量Q0=[(D+0.08)/0.103]2×(mK1K2)/24
=[(2.4+0.08)/0.103]2×(1×1.1×1.0)/24
=26.57t/h
则：负荷率η=Q/Q0=20.83/26.57=78.40%
根据部分选厂的生产经验及设备的实际配置情况，对于QSZ2130球磨机来说，配置FG-20Ф2000即可，故本次设计在分级设备选型上以现场经验为主，一段磨矿分级设备选择如表6所示。
表6 一段磨矿分级设备选择计算表
作业
名称
设备名称
及规格
台数
溢流细度
(-200目%)
给矿量
(t/h)
处理量
(t/h台)
负荷率
%
分级
FG-20Ф2000
高堰式螺旋分级机
1
45
20.83
/
/
（3）、二段磨矿磨机的选择与计算
磨矿作业小时处理能力为：Q=500/（3×8）=20.83 t/h
分级机溢流粒度为-0.074mm占80%
所需要的磨矿机总容积：V=Q（β2-β1）/q
式中：
Q—设计流程磨矿作业的给矿量, Q=20.83 t/h
β2—磨矿产品小于0.074mm的含量，β2=80%
β1 —磨矿给矿小于0.074mm的含量，β1=45%
q—设计磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力（t/m3.h）
q=q0K1K2K3K4
q0—按湖南省玉坤矿业集团有限公司现有选矿厂生产实际，对于二段磨机MQG1200×2400来说，q0=0.77t/m3 .h，本次设计取q0=0.77t/m3 .h
K1—被磨矿石的磨矿难易度系数， K1=1.0
K2—磨矿直径校正系数，若D设计=2100，D参考=2100，K2=1.0
若D设计=1800，D参考=2400，K2=0.91
K3 —设计磨机的型式校正系数，溢流型取0.9
K4 —设计与现场生产磨矿机给矿粒度、产品粒度差异系数。K4=1.08
方案一：选用QYZ2100×3000球磨机，容积9.0m3，
q=q0K1K2K3K4=0.77×1×1.0×0.9×1.08=0.748 t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.80-0.45）/0.748=9.75m3
则需要QYZ2100×3000磨机1台，容积9.0m3，负荷率108.33%。
方案二：选用QYZ1800×3600球磨机，容积8.0m3，
q=q0K1K2K3K4=0.77×1.0×0.91×0.9×1.08=0.681t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.80-0.45）/0.681=10.71m3
则需要QYZ1800×3600磨机2台，总容积16.0m3，负荷率66.94%。
方案三：选用QYZ2400×3000球磨机，容积10.5m3
q=q0K1K2K3K4=0.77×1.0×1.05×0.9×1.08=0.786 t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.80-0.45）/0.786=9.28m3
则需要QYZ2400×3000磨机1台，容积10.5m3，负荷率88.38 %。
方案四：选用QYZ2100×3600球磨机，容积10.5m3
q=q0K1K2K3K4=0.77×1×1.0×0.9×1.08=0.748 t/h
V=Q（β2-β1）/q=20.83×（0.80-0.45）/0.748=9.75m3
则需要QYZ2100×3600磨机1台，容积10.5m3，负荷率92.86 %。
其二段磨矿设备选择方案比较如表7所示。
表7 二段磨矿设备选择方案比较表
方
案
磨机规格（mm）
磨机
台数
负荷率%
磨机重量（t）
磨机功率（KW）
单重
总重
单台
总计
一
QYZ2100×3000
1
108.33
48.00
48.00
210.00
210.00
二
QYZ1800×3600
2
66.94
30.00
60.00
150.00
300.00
三
QYZ2400×3000
1
88.38
53.00
53.00
240.00
240.00
四
QYZ2100×3600
1
92.86
53.00
53.00
240.00
240.00
由表7对比四个方案进行分析比较，选用方案四较合适。
因此，设计工艺流程二段磨矿设备选择如表8所示。
表8 二段磨矿设备选择计算表
作业名称
设 备 名 称
及规格
台
数
给矿粒度
(-200目 %)
产品粒度
(-200目 %)
q0
值
磨机有效容积 m3
负荷率η %
二段磨矿
QYZ2100×3600
溢流型球磨机
1
45
80
0.77
10.50
92.86
（4）、二段螺旋分级机的选择与计算
螺旋分级机形式选择：
根据溢流粒度为-0.074mm占80%，采用沉没式螺旋分级机。
计算螺旋分级机直径：
D=-0.07+0.115(24Q/(mK1K2)) 1/2
式中Q--按溢流中固体重量计的处理量(t/h)；
m--分级机螺旋个数；m=2
K1--矿石密度校正系数，按下式计算：
K1=1+0.5(δ2–δ1)
式中δ2--设计的矿石密度(t/m3)
δ1--标准矿石密度，一般取2.7(t/m3)
则 K1=1+0.5(δ2–δ1)=1+0.5×(2.91-2.7)=1.1
K2--分级力度校正系数，取K2=1.0
则：D=-0.07+0.115×(24×20.83/(2×1.1×1.0))1/2=1.66m
可选用2FC-20Ф2000沉没式双螺旋分级机1台
返砂量校核：
Q返砂=135mK1nD3/24
式中Q返砂--按返砂中固体重量计的螺旋分级机处理量(t/h)
n--螺旋转数，取n=3.60
其他符号同上。
则：Q1=135mK1nD3/24=135×2×1.1×3.60×23/24=356.4 t/h
设计返砂比为350%，则返砂量为20.83×350% =72.91 t/h
校核返砂量为 356.4＞72.91
因此，选用2FC-20Ф2000沉没式双螺旋分级机是可行的。
计算负荷率：
设备处理量Q0=[(D+0.07)/0.115]2×(mK1K2)/24
=[(2+0.07)/0.115]2×(2×1.1×1.0)/24
=29.70t/h
则：负荷率η=Q/Q0=20.83/29.70=70.13%
根据部分选厂的生产经验及设备的实际配置情况，对于QYZ2136球磨机来说，配置2FC-15Ф1500即可，故本次设计在分级设备选型上以现场经验为主，二段磨矿分级设备选择如表9所示。
表9 二段磨矿分级设备选择计算表
作业
名称
设备名称
及规格
台数
溢流细度
(-200目%)
给矿量
(t/h)
处理量
(t/h台)
负荷率
%
分级
2FC-15Ф1500
沉没式螺旋分级机
1
80
20.83
/
/
（5）、重选设备的选择计算
根据湖南省玉坤矿业集团有限公司矿区的矿石性质、按照现有选厂的生产情况及生产工艺，对搅拌收紧装置获得的粗粒金，经过淘盆、熔炼工艺获得90%以上的合质金；螺旋分级机溢流采用摇床回收获得摇床精矿，摇床尾矿自流进入二段磨矿螺旋分级机。
重选设备选择6-S型摇床，其单台摇床的处理能为1.5～2.0t/h，给矿浓度50～55%。
摇床台数的确定：n=Q/Q0
Q—处理量，Q=20.83t/h
Q0—单台摇床处理量，取1.75t/h
则：n=Q/Q0=20.83/1.75=11.90 取12台
因此，重选设备需选择12台6-S摇床进行粗选，其设备选择计算如表10所示。
表10 重选设备选择计算表
作业
名称
设备名称
及规格
台数
给矿粒度
(-200目%)
给矿量
(t/h)
处理量
(t/h台)
给矿浓度
%
重选
6-S摇床
12
45
20.83
1.75
50～55
4.5浮选设备选择与计算
浮选为单一浮选流程，采用一粗二精三扫，中矿顺序返回工艺流程。浮选作业与磨矿作业对应，其磨矿细度需达-200目80%，分级机溢流浓度可调节至30%。故浮选粗选作业矿浆浓度30%，精选浓度25%。
设计粗选+扫选浮选时间共30min
则每个系列粗选与扫选矿浆体积流量：
V=KQ[(1-C)/C+1/δ矿]
式中：K—为波动系数，取K=1.1
C—为矿浆浓度30%
则V=1.1×20.83× [(1-0.30)/(0.30×1)+1/2.91]=61.34 m3/h
选用XCF/KYF-4浮选机，几何容积V0=4.0m3，粗选与扫选共需要浮选机槽数：
n=Vt/(60 V0KV)
式中：
n—选用浮选机的槽数
V0—选用浮选机的几何容积
K2—浮选机有效容积与几何容积之比，取0.8。
则：n=Vt/(60 V0KV)=61.34×30/(60×4.0×0.8)=9.58，选用12槽，其中吸浆槽(XCF-4)4槽，直流槽(KYF-4)8槽，两次精选均选用GF-4浮选机1槽，几何容积V0=4.0m3
实际浮选时间：
t=60nV0K2/V=60×12×4×0.8/61.34=37.56min，选型可用
其浮选设备选择如表11所示。
表11 每系列的浮选机设备择计算表
作业

名称
矿量及矿浆流量
浮选时间（min）
浮 选 机
矿量
t/h
浓度
%
流量
m3/h
设计
浮选时间