鲁中冶金矿山选矿厂 毕业设计说明书

1、摘要摘要本次设计以鲁中冶金矿山公司张家洼选矿厂现场资料为参考基础基础，要求设计一个年处理量为230万吨的新建铁矿石选矿厂。严格遵守低能耗、高效率、高回收率的原则进行流程的设计和合适磨选生产设备与辅助设施选择的同时还要达到生产指标；设计中还应尽量降低初期建设资本和建成后的运营成本。此设计的主要内容是选矿厂工艺流程的选择和计算、矿浆流程的计算、设备规格型号和数量的选型和计算、相关图纸（如：主厂房平面图、主厂房剖面图、数质量矿浆流程图等）的绘制。其中，结合选厂现场生产资料确定设计采用一段自磨加一段闭路球磨，设计磨矿细度为-200目75%；设计选别流程有：1、采用一次磁力脱水加两段弱磁选，磁选最终铁精

2、矿品位为64.00%，回收率为79.50%，铁精矿中铜品位为0.0200%；2、采用螺旋溜槽进行重粗选、重扫选和重精选，每段重选有精矿、中矿及尾矿三产物；3、重精选中矿浮扫选及一次浮粗选和一次浮扫选铜，浮选铜精矿品位为22.50%，回收率为45.00%，铜精矿中铁品味为13.50%；4、浮选尾矿采用二次重选提高铁的回收率。结合地形条件设计厂房布置采用平地布置，重选及磁力脱水设计在同一高度平台。设计选矿厂工艺过程能基本实现自流，减少辅助设备的应用降低输送费用。关键词：设计，流程，计算-I -AbstractAbstract The design is based on Lu Zhong meta

3、llurgical and mining compan y based on the field data ，the requirements for the ann ual capacity of 2.3millio n tons of new concentrator. Strictly comp ly with low energy consumptio n ，high efficiency ，recovery of the principles of flow design and production equipment choose appropriate grinding aux

4、iliary facilities, while also cho ose to production index ；Desig n should also try to reduce the initial constru ction capital and after comp letion of the operation cost. This design is main conten t of concentrator process selection and calculation of the pulp of calculation ，specification model a

5、nd numb er of type selectio n and calculation ，relevan t drawings (suchas:main worksho p floor plan ，section ，several quality pulp flow chart drawing.Among combined with the mill the field production material sure design USES a sin ce a mill addition closed-circuit ball mill , grinding fineness for-

6、200mesh 75%;Choo se don't flow are:1usin g a magn etic dehydration and two period of low intensity magn etic separation , magn etic separation ultimately the grad e of iro n concentrate is 64.00%,and the recovery is 79.50%,and in the grade of iron concen trate copper 0.0200%;2the spiral chu te t

7、o heavy roughing, heavy and choose and heavy choice, each segment of re-election have concen trate, separation mid dlings and tailings three products; 3heavy selected separation middlings and choose a float and float cyclo nes and a float and copper, flotation copper concentrate grade is 22.50%,and

8、the recovery rate is 45.00%,fe copper concentrate taste for 13.50%;4, the flotation tailings using two re-election improv e the iro n recovery.Keywords:desig n, process, calculate-II -目录目录摘要. I Abstract. II 目录. III第一章概论.11.1选矿厂设计重要性. 11.2建厂地区概况.11.3原矿性质. 31.4厂区供及电供水.5第二章可选性及方案设计论证. 82.1矿石可选性研究试验. 82

9、.2方案设计. 102.3方案论证. 11第三章干选手选流程计算. 133.1产率计算. 143.2产量计算. 143.3回收率计算.15第四章磨选工艺流程计算. 174.1磨矿流程计算.17-III -181819目录4.2选别流程计算.22第五章设备的选择计算. 425.1皮带宽度计算.425.2自磨机的选择计算. 42-IV -目录5.3球磨机的选择计算. 445.4分级机的选择计算. 465.5磁力脱水槽的计算. 475.6磁选设备的选择计算. 485.7中矿浓缩机的选择计算.485.8重选设备的选择计算.495.11二重选的计算.535.12F e 精矿处理的计算. 545.13Cu

10、 精矿处理. 545.14尾矿处理. 565.15给矿机的选择计算. 575.16矿仓的计算.575.17起重设备. 58第六章主要设备参数表. 59-V -目录6.1磨矿设备表.596.2分级设备表.606.3弱磁选设备表.606.4重选设备表. 616.5搅拌槽主要性能参数. 616.6浮选设备表.62第七章总结.637.1设计遵循的准则.637.2磨矿分级流程.637.3脱水及磁选流程.637.4重选、二重选流程. 647.5浮选流程. 647.6浓缩过滤流程.64参考文献.65致谢.66-VI -第一章概论第一章1.1选矿厂设计重要性概论钢铁产业是国民经济的支柱产业，在世界经济中也具有

11、重要地位，铁矿石作为钢铁产业的最基本最直接的必不可少原料同样具有非常重要的地位。由于我国的铁矿石“贫、细、杂（铁含量即铁品位低、崁布粒度细、矿石矿物组成复杂多样）”，平均铁品味为32%，比世界铁矿石平均品位低11个百分点；大约97%的铁矿石难以直接利用，需要通过过选矿来提高铁品位；复杂难选的红铁矿所占得比例大（约为探明铁矿石储量的20.8%）；另一方面，由于我国铁矿石开采比较分散，开采规模小，大多数铁矿石选矿厂属于高能耗、低效率的中小型选厂；所用设备多为小规格低自动化设备，铁矿石资源回收率低浪费严重。国内铁资源的开发难以满足我国钢铁业的快速发展对铁矿石原料的大量需求，须从国外大量的进口铁矿石。

12、因此选矿技术发展已经成为制约我国钢铁业发展的重要环节之一，通过难选铁矿石选矿技术的突破，将目前我国不能直接作为铁矿石的“贫矿”、“呆矿”加以利用，降低我国钢铁工业对进口铁矿石的依赖度，对我国钢铁业实现可持续发展具有重大意义。1.2建厂地区概况设计所需建厂地区为原鲁中冶金矿山公司张家洼选矿厂所在地，选矿厂位于采矿出矿竖井东南方向，厂区西北角距竖井约100米，选矿厂所在区域符合莱芜市整体规划，所用土地为工业用地，土地比较平坦，基本上西高东低，地形坡度约0.5%。该地位于山东省莱芜市城北约8公里处（图1-1）。辛（店）泰（安）铁路的莱芜西站在矿区南约2公里；矿区准轨专用线由新泰铁路蔺家楼车站接轨，准

13、轨专用线长约7公里；另外，明（水）莱（芜）公路由矿区-1-第一章概论中间通过。交通尚为方便。地质构造受鲁中纬向构造及鲁西旋卷构造控制。构造形迹以断裂为主，褶皱次之。地形为南缓北陡、向北突出的半圆形盆地，北、东、南三面山岭环绕，中部为低缓起伏的平原，西部开阔。海拔最高点994米，最低点148.13米。气候属暖温带大陆性季风气候，四季分明。年平均气温13.0，降水量695. 1毫米，无霜期187天。2006年，全市年平均气温14.2，比常年平均偏高1.2；年降水量566.4毫米，比常年平均偏少128.7毫米，日照总时数2288.7小时，比常年平均偏少155.1小时；年极端最高气温35.9，出现在6

14、月20日；年极端最低气温-12.2，出现在2月9日；终霜日期3月3日，初霜日期11月5日，无霜期246天 。图1-1-2-第一章概论1.3原矿性质确定原矿（采矿竖井放矿）：含铁量35.00，含铜量0.06，含水量4.00，矿石粒度3500mm 。原矿粒度组成：粒度（mm ）矿石中主要矿物嵌布情况：1、磁铁矿：不规则粒状嵌布。最大嵌布粒度250m ，一般12070m ，最少3010m ；2、赤铁矿：粒状、片状及脉状嵌布。最大嵌布粒度100m ，一般7040m ，最少205m ；3、铜矿物：少量，主要以自然铜形式存在，以片状、粒状或脉状形态存在于磁铁矿、赤铁矿中。最大嵌布粒度100m ，一般703

15、0m ，最少2010m ；矿石中全铁与亚铁之比（TFe/FeO）为3.6。具体详情如下：1、矿物的组成：矿石的成分较简单，金属矿物约占60%。其中主要是磁铁矿占47%，其次是赤铁矿（半假象赤铁矿和假象赤铁矿）占12%，还有少量的褐铁矿，自然铜及微量的黄铁矿等。脉石矿物约占40%。其中主要是方解石占22%，其次是白云石占8%，蛇纹石咱6%,绿泥石占2%，透辉石占1%。还有少量的金云母、透闪石、石榴石、绢云母，硬络尖晶石，录帘石、斜长石和磷灰石等。2、金属矿物的嵌布特征：磁铁矿（Fe 3O 4）：经单矿物分析，全铁TFe69.40%。Fe18.38%，Mg1.75%.Fe 3O 4呈半自形，他形粒

16、状集合体或单体嵌布在脉石中。粒度0.012毫米，一般为0.030.3毫米。集合体的粒间和较大块体的裂隙中往往被蛇纹石、方解石、白云石、绿泥石、透辉石凳所充填-3-第一章概论成网眼状结构，有时被蛇纹石、方解石所穿切，这种脉石的大小为0.0052毫米。这是使铁精含镁较高的主要因素之一。磁铁矿大部分被赤铁矿沿边缘或裂隙进行不同程度的交代，未被交代仅见深部的少量矿石，部分交代的磁铁矿的赤铁矿称之为半假象赤铁矿，其磁性较弱。赤铁矿（为半假象和假象赤铁矿的总称）（Fe 2O 3）：大部分赤铁矿呈星点状、环状，网脉状，不规则交代磁铁矿而存在。粒度0.0050.3毫米，一般为0.010.1毫米。少量由黄铁矿氧

17、化变成的假象赤铁矿，一般形状较规律，呈黄铁矿的立方体或五角十二面体，假象或者呈粒状，这种现象含钴量较高达0.3%。褐铁矿（Fe 2O 3. nH 2O ）：呈纤维状、胶状、块状集合体分布，粒度细小，氧化程度较深的矿石含褐铁矿较多，此种矿石的脉石，尤其是碳酸盐常被褐铁矿所污染。黄铁矿（F e S 2）：呈自形晶粒状或不规则粒状嵌布。有些与磁铁矿连声，使之具有磁性。原生矿石中黄铁矿较多，而在氧化矿石中大部分已经变为假象赤铁矿，褐铁矿，这些都是含钴较高。粒度0.051毫米，一般为0.10.5毫米。自然铜（Cu ）：呈星点状、脉状、网脉状、树枝状、胶结状、片状，不规则块状分布在磁铁矿，赤铁矿，脉石的间

18、隙中，粒度0.0050.8毫米，一般为0.020.4毫米。脉石矿物中，方解石（C a CO 3）白云石（C a M g (CO 3 2）（还包括少量的贴白云石），一自形、半自形粒状集合体为主，少量呈其他形脉状，胶状、碳酸盐，尤其是方解石被褐铁矿污染严重。蛇纹石（H 4Mg 3Si 2O 9）：呈细小叶片状集合体。常见的蛇纹石呈网眼状充填在磁铁矿粒间，或穿切磁铁矿。网眼状脉石的粒度大小在0.0050.2毫米。氧化镁的赋存状态，从选矿试验分析结果来看，氧化镁在铁矿-4-第一章概论物和几种主要的脉石中都有相当的数量，其中蛇纹石，白云石含氧化镁最多。蛇纹石中含有氧化镁占原矿的35.1%，据镜下观察，常

19、见的蛇纹石呈网眼状填在磁铁矿粒间或穿切磁铁矿，说明磁铁矿与蛇纹石关系比较密切。在单矿物分析中也可以看出，磁铁矿与半假象赤铁矿含氧化镁1.75%，假象赤铁矿含氧化镁3.03%，磁铁矿普遍含镁，但不均一，一般的含氧化镁0.44%，平均2%，这部分镁与磁铁矿可能呈类质同象存在。所以铁精矿中含氧化镁较高。钴（Co ）的赋存状态：混合矿中含钴为0.0117%，其中88。68%呈氧化钴存在，钴在砾石矿中全部是氧化钴。主要赋存在磁铁矿、半假象赤铁矿中。目前选矿的方法难以分离回收。1.4厂区供及电供水1供电电源及配电电源的确定：“根据张家洼采选和矿山机修规划”在已建成110/35/6千伏总降压变电所6千伏供给

20、选厂电源。按负荷性质来分，选矿厂属于第二类负荷。由于选矿厂负荷比较大，且距总降压较近，经过技术经济比较后，设计中考虑对选矿厂内采用二回路电缆线路进行供电，对厂区外尾矿部分采用二回路架空线路进行供电。根据电气设备的规格及规程规定，选矿厂采用下列各种电压：1选矿厂的配电电压及高压电动机采用2低压动力电气设备采用3照明电压采用6千伏；380伏或380/220伏；380/220伏和检修照明36伏或12伏；2供电系统和变电所容量及位置的选择：选矿厂区内，由总降压变电所以二回路电缆线路供电于选矿厂主厂房配电所，电压为6千伏；每回路按厂区内负荷的70%考虑。-5-第一章概论厂区外尾矿系统，有总降压变电所以二

21、回路架空线路供电，每一路负荷按100%考虑；电压亦为6千伏。根据选矿厂的连续性及系列性的特点在确定厂区内各变电所的容量和位置时，应根据工艺流程的要求进行分配，并考虑到每个变电所应设置在负荷中心。整个选矿厂共设置27座6/0.4/0.23千伏车间变电所。6千伏配电系统采用放射式或干线式；除厂区外采用架空输电线路外，余者均采用电缆。3继电保护和操作电源选矿厂设备的继电保护均按规程规定进行设计、由于选矿高压电机数量及操作次数多，故合闸电源采用220伏直流电源。4高压网路厂区高压架空线，系根据导线的允许持续负荷及经济电流密度进行选择，并根据电压损失进行核验；电缆线路是按允许的持续负荷进行选择，并以短路

22、电流的最小允许截面校验。由于选矿厂区各车间配置集中，高压网路不长，故厂区6千伏网路全部采用电缆线路，由总降压变电所送至配电所的电缆截面选择，按全部负荷的70%；由总降压变电所送至尾矿架空线路，每路其截面按全部负荷的100%选择；由于厂区内出线较多，故总砂泵站至总降压变电所之间为电缆，余着为架空线路。5防雷保护及接地根据规程要求，配电所应有防止过电压保护装置。设计中确定配电所6千伏母线上装置一套避雷装置，因有高压电机，故采用FCD1-756型磁吹式避雷器进行保护。高度大于15米以上的厂房和建筑物，需要考虑防雷设施，其电阻不大于10欧姆。-6-第一章概论电气设备按规程规定均应作保护接地，设计中将所

23、有高压和低压电器设备的保护接地和中性点接地，采用共用的接地装置，接地电阻不大于4欧姆。接地极在可能的条件下，应利用自然接地极（一般的管道和建筑物的金属结构等）不可能利用自然条件时，采用40×40×4毫米，角钢长2.5米作为人工接地极。选矿厂共有五种给水系统：1）生产给水系统：由总加压泵站直接供选矿厂，主要用户为选矿的浮选系统、部分磁选机地坪冲洗水。2）生活消火给水系统：由总加压泵站及水塔供水，主要用户为食堂和浴室等。3）环水给水系统：主要用户为自磨、球磨、磁选等。4）水封水给水系统：主要用户胶泵水封水。5）尾矿回水系统：将尾矿回水由尾矿坝送至选矿厂循环水泵站或环水产贮水池。

24、-7-第二章可选性及方案设计论证第二章可选性及方案设计论证2.1矿石可选性研究试验张家洼铁矿，三个矿体合建一个选矿厂。因此选矿试验应按三个矿体开采的条件，取出混合矿样进行。；但由于港里矿体的地质工作尚在进行，不具备全面采样条件故仅做了一下几次试验：1、小官庄矿体单独矿样试验。2、小官庄矿体的降镁试验。3、张家洼矿体单独矿样试验。4、小官庄和张家洼两矿体混合矿样的试验。试验工作室由北京矿冶研究院进行的，试验结果如下：1、原矿多元素分析：表2-1原矿多元素分析元素含量%元素含量%元素含量%TFe 40.3Zn 0.03SiO 215.57SFe 38.7Ni 0.024Ae 2O 34.47Cu

25、0.072TiO 20.2CaO 6.8Co 0.013P 0.026MgO 8.44Mn 0.19S 0.017Cr 0.0058As 0.0017由上表可见，原矿主要元素为铁，其中TFe 占40.3%，SFe 占38.7%，其次为铜，占原矿的0.072%。-8-第二章可选性及方案设计论证2、原矿铁物相分析：表2-2原矿铁物相分析矿物种类磁铁矿半假象赤铁矿赤铁矿、褐铁矿（包括部分易溶硅酸盐）硅酸盐黄铁矿由上表可见，铁主要以磁铁矿、半假象赤铁矿、赤铁矿形式存在于原矿中，其中磁铁矿的含量为22.07%，分配率为53.26%；半假象赤铁矿的含量为10.59%，分配率为25.56%；赤铁矿、褐铁矿的

26、含量为7.68%，分配率为18.53%。3、原矿钴物相分析硫化物含钴微量（少于0.001%），余下的皆为氧化物含钴。由于钴主要呈氧化钴存在，含量很少，本设计不考虑其回收利用。张家洼和小官庄两处矿体，经过多次选矿试验结果可以看出，混合矿中除铁矿物可以回收之外，在选铁矿物的过程中，铜矿物在磁选尾矿和重选的铁精矿中大量富集，具有综合回收价值。记过试验浮选效果也较好。无论是张家洼矿体试验报告，还是小官庄矿体试验报告，或是张家洼矿体和小官庄矿体混合矿补充试验结果，对历次选矿试验不同选矿流程做了比较，结果都是一致的，推荐磁重浮选矿流程-9-第二章可选性及方案设计论证方案。在张家洼矿体和小官庄矿体的混合矿补

27、充试验中，对重选流程和重选设备等都做了进一步的比较，以前两个矿的单独矿样试验时，其重选全部采用摇床选矿，在选别指标基本一样的情况下，由于摇床占地面积大等缺点，补充试验中用螺旋选矿机代替摇床，结果很好，因此，在补充试验报告总认为，重选部分采用螺旋选矿机为宜。 -10-第二章可选性及方案设计论证2.3方案论证由于原矿中含大块赤铁矿，弱磁不能将其回收，故先用磁滑轮进行干选，将磁性较弱的赤铁矿抛出，抛出的赤铁矿尾矿中有一部分由于粒度较小而不适宜手选，故用振动筛进行筛分，这样筛上的大块赤铁矿就可以经手选选出作为赤铁矿精矿，而经手选后的尾矿可直接作为筑尾矿坝的原料。磁性较强的磁铁矿经磁滑轮后，因原矿性质含

28、泥量大，若采用破碎容易堵塞破碎机的排矿口，不适宜破碎，若是先进行脱泥再进行破碎，破碎过程中由于大块物料被破碎成小块物料加上原矿水分含量高，破碎后进入粉矿仓的细粒易再次泥化而结仓。由于自磨机入料粒度范围比较大，且能避免由于原矿含泥量大及破碎后泥化而引起的不利因素，因此可应用自磨来代替破碎。自磨机本身内置圆筒筛，自磨机所排的矿经圆筒筛筛分后，筛下物料进入分级机，筛上物料进入下一阶段的球磨。由于自磨后物料粒度任然较大，磁铁矿未能充分的单体解离，故需再加入一段球磨。自磨机下置分级机，起预先检查分级的作用，由于自磨小时处理的矿量较大，若自磨后直接进入球磨机所需球磨机台数会较多，所以自磨后先进行分级可降低

29、球磨机的台数及其负荷率。由于前面的筛分及分级使得矿浆浓度大大减低因此为了提高矿浆浓度需增加脱水流程，初步确定采用磁力脱水槽进行脱水，采用磁力脱水槽脱水的同时可达到对矿石进行预磁的作用且磁力脱水槽具有一定的选别作用能提高后续磁选作业的磁选效果；运用两段磁选提高精矿中铁的品位使其达到要求；初步拟用沈矿CTN-1024（10502400）型磁选机，单台小时处理量为：I 磁为52-100t ，II 磁为40-100t 。中矿浓缩为了提高矿浆浓度使其达到后续作业浓度要求减小矿浆体积，重选提高铁及铜的品位减少浮选作业处理的矿量，使得后续的浮选作业能够选用相对较小的浮选槽从而减少浮选车间占地面-11-第二章

30、可选性及方案设计论证积。重选扫选能够提高目的矿物的回收率，重选精选能够提高浮选前目的矿物的品位。一次浮选的目的是使铜和铁的分离提高精矿中的铜品位尽量降低铁品位。二次浮选提高铜和铁的回收率减少铜和铁的浪费，使原料中的目的矿物尽量进入精矿。二次重选则能够提高铁的回收率。-12-第三章干选手选流程计算第三章干选手选流程计算给矿230万吨/年，每年工作330天，每天三班6小时工作制。已知：1=100.00%，2=65.00%，7=4.00%，8=13.00%，=35.00%，' =0.06%，2=76.00%，7=58.00%，8=14.00%，' 2=' 3=' 4=

31、' 5=' 6=' 7=' 8=' =0.06%。本设计选矿厂各车间的工作制度和生产能力是依据鲁中冶金矿山公司选矿厂现厂生产经验及所用的大型高效设备而定的。详见表3.1。表3.1车间名称原矿车间磨矿车间磁选车间重选车间-13-第三章干选手选流程计算3.1产率计算：单位（%）3=1-2=100.00-65.00=35.00；5=7+8=4.00+13.00=17.00；4=3-5=35.00-17.00=18.00；6=2+4=65.00+18.00=83.00；校核：6=1-7-8=100.00-4.00-13.00=83.00；3.2产量计算：单位（t

32、/h）Q 1=2300000330×3×6=387. 20；Q 2=Q 12=387.20 ×0.6500 =251.68；Q 3=Q 13=387.20 ×0.3500=135.52 ；校核：Q 3=Q 1-Q 2=387.20 -251.68=135.52 ；Q 4=Q 14=387.20 ×0.1800=69.70 ；Q 5=Q 15=387.20×0.1800=65.82；Q 6=Q 16=387.20×0.8300=321.38；校核：Q 6=Q 2+Q 4=69. 70+251. 68=321. 38Q 7=Q

33、17=387.20 ×0.0400=15.49；Q 8= Q 18=387.20×0.1300=50.34；-14-第三章干选手选流程计算3.3回收率计算：单位（%）3=1-2=100.00-76.00=24.00；7=77/=58.00×4.00/35.00=6. 63；8=88/=14.00×13.00/35.00=5.20；5=7+8=6. 63+5.20=11.83；4=3-5=24.00-11.83=12.17；6=2+4=76.00+12.17=88.17；校核：6=1-7-8=1006. 635. 20=88. 17；' 2=

34、9; 22/' =0.06×65.00/0.06=65.00；' 3=' 33/' =0.06×35.00/0.06=35.00；' 4=' 44/' =0.06×18.00/0.06=18.00；' 5=' 55/' =0.06×17.00/0.06=17.00；' 6=' 66/' =0.06×83.00/0.06=83.00；' 7=' 77/' =0.06×4.00/0.06=4.00；' 8

35、=' 88/' =0.06×13.00/0.06=13.00；校核：' 6=' 2+' 4=65.00+18.00=83.00；' 6=' 1-' 7-' 8=100.00-4.00-13.00=83.00.-15-第三章干选手选流程计算3.4未知品位计算：单位（%）2=2/2=76.00×35.00/65.00=40.92；3=3/3=24.00×35.00/35.00=24.00；4=4/4=12.17×35.00/18.00=23.66 ；5=5/5=11.83×35

36、.00/17.00=24.36；6=6/6=88.17×35.00/83.00=37.18；3.5矿浆计算：单位（t/h或m 3/h）C 1=C 2=C 3=96.00%；C 7=98. 00%；C 8=97. 00%；R 1=R 2=R 3=(100.00-96.00/96.00=0.042；R 7=（100. 0098. 00）/98. 00=0. 020；R 8=（100. 0097. 00）/97. 00=0. 031；W 1=Q 1R 1=387.20 ×0.042=16.26；W 2=Q 2R 2=251.68 ×0.042=10.57；W 3=Q 3

37、R 3=135.52 ×0.042=5.69 ；W 8=Q 8 R 8=52.27×0.031=1. 62；W 7=Q 7R 7=17.42 ×0.020=0.35；W 5=W 7+W 8=0. 35+1. 62=1. 97；W 4=W 3W 5=5. 691. 97=3. 72；W 6=W 2+W 4=10. 57+3. 72=14. 29；浓度计算：C 4=100. 00（/1+W 4/Q 4）=100. 00（/1+3. 72/69. 70）=94. 97；C 5=100. 00（/1+W 5/Q 5）=100. 00（/1+1. 97/65. 82）=97

38、. 09；C 6=100. 00（/1+W 6/Q 6）=100. 00（/1+14. 29/321. 38）=95. 79；-16-第四章磨选工艺流程计算第四章4.1磨矿流程计算磨选工艺流程计算已知：10=9=100.00%，11=92.50%，设计筛分计算级别含量11=50.00%，分级计算级别含量14=75.00%，分级反砂C =300.00%, 查手册确定15=10.00%，k=0.83，m=1. 00.-17-第四章磨选工艺流程计算Q 14=Q 10=Q 9=321.38×3×6÷24=241.04；Q 11=Q 1911=241.04×0.9

39、250=222.96；Q 12=Q 9-Q 11=241.04-222.96=18.08； Q 11=Q 14' +Q 15' Q 1111=Q 14' 14' +Q15' 15' Q 14' =Q 11(11-15' /(14' -15' =222.96×(50.00-10.00/(75.00-10.00 =137.21；Q 14" =Q 14-Q 14' =241.04-137.21=103.83；Q 15' =Q 11-Q 14' =222.96-137.21=85

40、.75；Q 15" =CQ 15' =3.00×85.75=257.25；Q 15=Q 15' +Q 15" =85.75+257.25=343.00；Q 17=Q 16=Q 15+Q 12=343.00+18.08=361.08 Q 13=Q 11+Q 17=222.96+361.08=584.04；12=10-11=100.00-92.50=7.50；13=(Q13/Q9 ×100.00=(584.04/ 2 41.04 ×100.00=242.30 ；14=10=9=100.00%；15=（Q 15/Q9）×10

41、0.00=(343.00/241.04 ×100.00=142.30；-18-第四章磨选工艺流程计算17=16=(Q 16 /Q9×100.00=(361.08/24 1.04 ×100.00=149.80；9=10=11=12=13=14=15=16=17=37.18%；' 9=' 10=' 11=' 12=' 13=' 14=' 15=' 16=' 17=0. 06%；14=10=9=100. 00%；' 14=' 10=' 9=100. 00%；11=1111/=

42、37.18×92.50/37.18=92.50；' 11=' 1111/' =0.06×92.50/0.06=92.50；12=1212/=37.18×7.50/37.18=7.50；' 12=' 1212/' =0.06×7.50/0.06=7.50；13=1313/=37.18×242.30/37.18=242.30；' 13=' 1313/' =0.06×242.30/0.06=242.30；15=1515/=37.18×142.30/37.18=

43、142.30；' 15=' 1515/' =0.06×142.30/0.06=142.30；17=16=1616/=37.18×149.80/37.18=149.80；' 17=' 16=' 1616/' =0.06×149.80/0.06= 149.80.-19-第四章磨选工艺流程计算（1）确定浓度C n （1.1）必需保证浓度：自磨浓度C zm =65.00%，筛上产物浓度C 12=85.00%，分级溢流产物浓度C c =30.00%，球磨作业浓度（1.2）不可调节浓度：给矿浓度C 0=95. 79%，分

44、级反砂浓度C m =75.00%；C s =80.00%.（2）按R n =(100.00-C n /Cn 计算液固比：R 9=(100.00-C 0/C0=(100.00-95.69/95.69=0. 045；R zm =(100.00-C zm /Czm =(100.00-65.00/65.00=0.538；R 12=(100.00-C 12/C12=(100.00-85.00/85.00=0.176 ；R 14=(100.00-C c /Cc =(100.00-30.00/30.00=2.333；R 15=(100.00-C s /Cs =(100.00-80.00/80.00=0.25

45、0；R m =(100.00-C m /Cm =(100.00-75.00/75.00=0.333；（3）按W n =Q n R n 计算水量：单位（t/h或m 3/hW 9=Q 9R 9=241.04 ×0.045=10.60W zm =Q 1R zm =241.04×0.538=129.68；W 12=Q 12R 12=18.08×0.176=3.18；W 11=W zm W 12=129. 683. 18=126. 50W 14=Q 14R 14=241.04×2.333=562.35；W 15=Q 15R 15=343.00×0.250

46、=85.75；-20-第四章磨选工艺流程计算W m =Q 8R m =361.08×0.333=120.24；W 13=W 11+W 17=126. 50+120. 24=246. 74；（4）按L n =W 作业-W n 计算不加水：单位（t/h或m 3/hL zm =W zm -W 9=129.68-10.60=119.08；L m =W m -W 12-W 15=120.24-3.18-85.75=31.31；L c =W 14+W 15-W 11-W m =562.35+85.75-126.50-120.24=401. 36；（5）按V n =Q n (Rn +1/ 计算矿浆

47、体积：单位（m 3/hV 10=V 9=Q 9(R9+1/ =241.04×(0.042+1/2.21=119. 56；V zm =Q 1(Rzm +1/ =241.04×(0.538+1/2.21=238. 63；V 12=Q 12(R12+1/ =18.08×(0.176+1/2.21=11. 35；V 11=V zm V 12=238. 6311. 35=227. 28；V 13=V 11+V 17=227. 28+283. 45=510. 73；V 14=Q 14(R14+1/ =241.04×(2.333+1/2.21=671.30；V 15=

48、Q 15(R15+1/ =343. 00×(0.250+1/2.21=240.79；V 16=V 12+V 15=11. 35+240. 79=252.14；V 17=V m =Q 16(Rm +1/ =361.08×(0.333+1/2.21=283. 45；(6未知浓度：C 11=100（/W 11/Q 11）=100（/1+126. 50/222. 96）=63. 82；-21-第四章磨选工艺流程计算C 13=100. 00（/1+W 13/Q 13）=100. 00（/1+246. 74/584. 04）=70. 32；4.2选别流程计算18=18/18=92.50

49、×37.18/43.50=79.06；19=14-18=100.00-79.06=20.94；20=20/20=81.50×37.18/62.50=48.48；21=1820=79.06-48.48=30.58；22=22/22=79.50×37.18/64.00=46.18；23=2022= 48.48-46.18=2.30；-22-知：已第四章磨选工艺流程计算24=21+23=30.58+2.30=32.88；校核：24=141922=100.00-20.94-46.18=32.88；Q 18=Q 1418=241.04×0.7906=190. 57；Q 19=Q 1419=241.04×0.2094=5