內蒙古齊華多金屬硫化礦萬噸年選礦廠設計 礦物加工專業(yè)畢業(yè)設計 畢業(yè)論文

第一章緒論按照設計任務書的要求，設計題目是：內蒙古齊華多金屬硫化礦105萬噸/年選礦廠設計，屬于工程設計。設計的選廠仍位于齊華選礦廠現在的位置，處理量為105萬噸/年，產品為-200目88-90%的礦粉。1.1礦區(qū)位置、交通炭窯口磷硫多金屬礦區(qū)位于狼山南麓近坡腳處，與河套平原—內蒙商品糧基地緊相毗連，隸屬內蒙古巴彥淖爾盟潮格旗青山鎮(zhèn)管轄。礦區(qū)地理坐標：東經106047‘，北緯40058‘。位于包蘭鐵路臨河車站—巴盟盟府北西60公里，位于杭錦后旗旗府陜壩鎮(zhèn)北西29公里，均有柏油公路相連通；并有簡易公路可通礦山，交通方便。經陜壩鎮(zhèn)有公路與河套地區(qū)各旗縣、各公社相連結。經包蘭鐵路往東為包頭市；往南與烏海市相連，相距140公里，交通甚便。1.2礦區(qū)概述礦區(qū)處于狼山山脈南緣，從地貌上劃分屬于低中山，地形陡峭，溝谷切割深，地形比高為200——500米，區(qū)內氣候為干旱大陸性氣候，降水稀少，一般年降水量為135毫米，年降雨量最大為1954年247.9毫米，最小為1965年79毫米。平均年蒸發(fā)量為2124.8毫米，最大為1957年2346.7毫米，最小為1964年礦區(qū)地理坐標：東經106047”’，礦區(qū)工作程度：從1957年至1958年由內蒙地質局（包括華北）狼山普查對，五原狼山隊對狼山東部及中部進行了系統(tǒng)普查，測有1：50萬狼山區(qū)域地質圖，并對狼山的地質構造，火成活動及礦產分布均有詳細論述，為在狼山普查找礦工作提供了豐富資料，但未有提及炭窯口礦區(qū)。在1958年冶金部華北地質分局542隊（511隊前身）對狼山中段進行大面積的普查找礦，先后發(fā)現霍各乞，東升廟，炭窯口等多金屬礦區(qū)，填繪有1：10萬路線地質草圖，并對狼山中段的礦產分布和賦存規(guī)律及工業(yè)利用價值進行較詳盡工作。礦區(qū)在內蒙古自治區(qū)巴彥卓爾市潮格旗青山鎮(zhèn)，礦區(qū)氣候比較干旱，氣溫較低，一年內主要雨季在6至9月，其它季節(jié)干旱，春季多風，秋季氣候較好。第二章原礦性質2.1巖石礦區(qū)內火成巖的種類較多，多分布于五臺系及狼山帶地層中，石炭～二疊、侏羅～白堊系地層中尚未發(fā)現。具其穿插關系由老到新有以下幾種。1.角閃片巖：主要出露在黑白山南和礦區(qū)東北部，呈小侵入體產出。巖石呈黑綠色，由普通角閃石、黑云母、方解石、斜長石組成，含少量的普通灰石、赤鐵礦、石英、綠泥石等，其片理產狀與區(qū)域構造線一致。2.花崗巖：屬海西期花崗巖，分布于礦區(qū)西部和北部（九、十號礦床北），灰～灰紅色，全晶質，中粒結構，局部具斑狀構造，主要成份為斜長石、鉀微斜長石、石英組成，其次為少量的黑云母、白云母、磁鐵礦及赤鐵礦等。3．石英斑巖類：主要分布在一、三、五號礦床內部，呈脈狀產出，巖石呈肉紅色～黃褐色，隱晶斑狀構造，由微斜長石、石英組成，還有少量的黑云母和黃鐵礦，并見有花崗斑巖脈，野外不易辨認。4．閃長巖類：礦區(qū)內分布比較普遍，但集中分布于一、三、五號礦床附近。5．石英脈：礦區(qū)內分布較廣，一般呈小細脈狀產出，形態(tài)規(guī)模小，局部含黃鐵礦、黃銅礦和磁鐵礦較富。2.2礦床頂底圍巖（1）頂板：巖石為灰黑色，主要由石英及泥片組成，具千枚狀構造。（2）底板：巖石呈灰黑色，主要由石英及石英質小礫石、長石、絹云母、黑云母、綠泥石、綠帶石、假象褐鐵礦及少量的炭質組成，具花局鱗片變晶結構或鱗片變晶結構，粒度一般在0.1~0.3毫米，個別大于0.32.3原礦性質1、礦石類型及嵌布特征炭窯口礦區(qū)為銅鋅硫多金屬硫化礦礦床，主要的礦石類型有兩種，即：銅硫礦石和硫鋅礦石，本次設計主要處理銅硫礦石。銅硫礦石銅硫礦石屬含銅鋅的黃鐵礦硫化礦石。礦石中主要金屬礦物有黃鐵礦、黃銅礦、閃鋅礦等；主要脈石礦物有石英、碳酸鹽礦物（方解石為主，白云石次之）、重晶石、綠泥石等。黃鐵礦：常具致密塊狀構造、條帶狀構造、浸染狀構造等。結構上呈立方體自形晶、半自形晶、它形粒狀，均?；虿坏攘罱Y構，其顆粒大小一般在0.1～0.8mm。黃銅礦：多為不規(guī)則粒狀，呈浸染狀不均勻分布于脈石礦物中，常沿黃鐵礦裂隙或洞充填溶蝕交代黃鐵礦，形成脈狀結構，沿黃鐵礦晶體中心向外交代形成骸晶結構，其顆粒一般在0.05～0.2mm。2、礦石的物理化學性質礦石中主要有用組份為Cu、Zn、S，其次為Pb和Ag，伴生有益元素除Au外，礦石中Cr、Co、In、Ge的含量較高，在一些礦段中已達綜合利用的指標。銅硫礦石原礦多元素分析結果見表2.1。表2.1銅硫礦石原礦多元素分析結果成分FeSiO2TSS有效CO2MgOAl2O3CaOTiO2BaO含量％22.7722.9618.0416.057.924.684.633.150.254.70成分MnOZnCuPbAsFCoAgC含量％0.650.320.520.045<0.0010.0550.02417.200.36原礦物理特性詳見表2.2表2.2原礦物理特性表項目礦石類型礦石密度（t/m3）礦石松散密度（t/m3）礦石硬度（f）含濕量（％）含泥量（％）摩擦角安息角銅硫礦石3.882.58～10～4％極少45°38°～41°第三章選礦工藝設計3.1破碎流程論述(1)碎段數的確定已知原礦最大粒度為500mm，破碎最終產物粒度為10則總破碎比S=500/10=50。假如選用三段破碎，則平均破碎比Sa=S1/3=501/3=3.68。選三段則只要保證每一段的破碎比滿足教材P20的表4-3（各種破碎機在不同工作條件下的破碎比范圍表）的要求時就可以采用，S1=S2=3，S3=5.55可以保證每一段的破碎比滿足要求。因此，選三段符合要求。(2)預先篩分的必要性根據原礦含泥量極少所以可以不用預先篩分。(3)檢查篩分的必要性各種類型破碎機不管是開路破碎，還是閉路破碎，其排礦產物中都含有小于排礦口寬度的產物和大于排礦口寬度的產物，如教材P23表4-4（破碎機排礦產物中過大顆粒含量β與最大相對粒度Zmax表）所示。當屬中等可碎性礦石時，旋回破碎排礦產物中過大顆粒含量為20%，顎式破碎機排礦產物中過大顆粒含量為25%，標準圓錐破碎機排礦產物中過大顆粒含量為35%，短頭圓錐破碎機排礦產物中過大顆粒含量為60%。檢查篩分可以控制破碎最終產物粒度和充分發(fā)揮細碎機的生產能力，可確保破碎產物粒度的均衡。因此，檢查篩分是必要的。(4)洗礦的必要性原礦含水4%，含泥量小，因此不用洗礦。綜上可得，破碎應選用三段一閉路流程，其流程圖如圖3.1所示：圖3.1破碎流程圖3.2磨礦流程論述(1)磨礦段數的確定磨礦細度是確定磨礦段數的主要依據。根據技術經濟比較和生產實踐，磨礦細度90%小于0.074mm（相當于<0.15mm(2)檢查分級的必要性檢查分級能保證合格的磨礦細度，同時將粗粒返回磨礦機，形成合適的返砂量（即循環(huán)負荷），從而提高磨礦效率，減少礦石的過粉碎。因此，在磨礦時應采用檢查分級。綜上可得，磨礦浮選流程應采用階段閉路流程，如圖3.2所示：圖3.2磨礦浮選流程3.3脫水流程論述當要求浮選精礦含水量為10%-12%時，采用濃縮和過濾兩段脫水流程就能達到要求，根據齊華多金屬硫化礦的礦石性質，用戶對產品的要求及國家對產品含水量的有關規(guī)定，本設計確定各精礦產品含水量為：銅精礦10%，硫精礦10%。所以，脫水選用兩段脫水流程，如圖3.3所示。圖3.3脫水流程圖3.4車間工作制度車間工作制度是指各車間的標志性生產設備運轉時間安排。根據選礦廠車間性質及原礦運輸工作制度確定選礦廠各車間的工作制度。破碎車間的工作制度與采礦工作制度一致，為不連續(xù)工作，根據采礦工作制度制訂破碎車間的工作制度為：全年工作300天，每天三班，每班6個小時。磨礦車間、選別車間是選礦廠的主體車間，通稱為主廠房。其工作制度采用連續(xù)工作制度，即全年工作300天，一天工作三班，每班8小時。3.5車間生產能力選礦廠的日生產能力，是指進入磨礦選別車間（即主廠房）的合格礦石的日處理能力。主廠房的日生產能力由設計任務書給出為3500噸；因為破碎車間沒有手選、洗礦（脫泥）作業(yè)，所以破碎車間的日生產能力與主廠房的日生產能力相同，均為3500噸；各車間的工作制度和生產能力可用下表3.1所示：表3.1車間工作制度和生產能力車間名稱年工作日日工作班班工作時生產能力備注噸/年噸/日噸/時破碎車間3003610500003500194.4磨浮車間3003810500003500145.8第四章工藝流程和工藝設備4.1破碎流程和破碎設備的選擇與計算破碎流程計算圖4.1破碎流程圖及編號設計已知條件：選廠規(guī)模為3500t/d，原礦最大粒度為500mm，破碎最終產物粒度為10mm。礦石假密度為3.88t/m3,中等可碎性礦石，破碎車間工作制度為每天3班，每班(1)計算破碎車間小時處理量Q=3500/(6×3)=194.4t/h(2)計算總破碎比S=500/10=50(3)計算各段破碎比擬定采用三段半開路破碎流程平均破碎比Sa=S1/3=501/3=3.68取S1=S2=3根據總破碎比等于各段破碎比的乘積，則第三段破碎比S3為S3=5.56(4)破碎產物的最大粒度d1=500/3=166.7d3=166.7/3=55.6d4=55.6/5.56=10(5)各段破碎機排礦口寬度破碎機排礦口寬度與破碎機形式有關，即與最大相對粒度有關。初步確定粗碎用鄂式破碎機，中碎用標準型圓錐破碎機，細碎用短頭型圓錐破碎機，排礦口寬度為：e2=d2/z1=d2/1.6=166.7/1.6=104.2（mm）取105mm式中z1——鄂式破碎機排礦產物中最大相對粒度（查《選礦廠設計》表4-4和圖4-5得出）e3=d3/z2=d3/1.9=55.6/1.9=29.3（mm）取30mm式中z2——標準圓錐破碎機排礦產物中最大相對粒度（查《選礦廠設計》表4-4和圖4-6得出）e4根據篩分工作制度確定，e4的篩分工作制度采用等值篩分工作制度e4=0.8×d3=0.8×10=8（mm）(6)擇各段篩子篩孔尺寸和篩分效率細篩：檢查篩子篩孔尺寸和篩分效率按等值篩分工作制度確定。a3=1.2×d12=1.2×10=12mme6=8mmE3=65%(7)計算各產物的產率和重量①粗碎作業(yè)Q1=194.4t/hγ1=100%Q2=Q1=194.4t/hγ2=Q2/Q1=100%②中碎作業(yè)Q3=Q1=194.4t/hγ3=Q3/Q1=100%③細碎作業(yè)Q4=Q3=194.4t/hγ4=γ3=100%Q6=Q1(1-β3-12E3)/β6-12E3=194.4×(1-0.41×0.65)/0.68×0.65=194.4×0.7335/0.442=322.6t/hγ6=(322.6/194.4)×100=165.9(%)Q5=Q6=322.6t/hγ5=γ6=165.9%Q7=Q6+Q3=194.4+322.6=517t/hγ7=γ5+γ3=100+165.9=265.9%式中β3-12---中碎產品中小于12mm的粒級含量。β612---細碎產品中小于12mm的粒級含量。篩孔尺寸與第二段破碎機排礦口之比為12/21=0.57查教材P21的圖4-6（標準圓錐破碎機破碎產物粒度特性曲線）得β3-12=0.41篩孔尺寸與第三段破碎機排礦口之比為12/10=1.2查教材P22的圖4-9（短頭圓錐破碎機閉路破碎產物粒度特性曲線）得β6-12=0.68破碎、篩分設備選擇和計算(1)破碎設備選擇和計算①粗碎設備選擇和計算根據流程計算初步擬定PE600×900mm顎式破碎機進行計算。該機在標準條件下的生產能力為：Q0=q0×e式中Q0——單位排礦口寬度的生產能力，查教材P67表5-1（顎式破碎機q0值）得q0=1.0t/mm.he——排礦口寬度，e=105mm則Q0=1.0×105=105t/h經過可碎性，密度，粒度校正后的生產能力為：Q=K1×K2×K3×Q0其中，查教材P68表5-6(礦石可碎性系數K1值)得K1=1.0（中等可碎性礦石）K2=δ/2.7=3.88/2.7=1.44式中K2——礦石密度修正系數δ——礦石真密度δ=3.88給礦最大粒度Dmax與給礦口寬度B之比a=Dmax/B=500/600=0.83查教材P68表5-7得K3=(σB/σS)0.2=(0.85/0.56)0.2=1.1式中K3----給礦粒度修正系數σB----標準礦石抗壓強度（MPa）σS----設計礦石的抗壓強度（MPa）則，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.44×0.83×105=125.5t/h所需破碎機臺數：n=KQ2/Q=1.1*194.4/125.5=1.7臺取2臺負荷率η=Q2/nQ=194.4/（2×125.5）=194.4/251=77.45%驗證：給礦中最大粒度Dmax=500mm,給礦口寬度B=600mm則0.8×B=0.8×600=500mm所以，Dmax<0.8B因此，選PE600×900mm顎式破碎機時能保證給入最大塊礦。②中碎設備選擇和計算根據流程計算初步擬定中碎選用PYB?1650彈簧標準圓錐破碎機進行計算。該機在標準條件下的生產能力為：Q0=q0×e式中Q0----單位排礦口寬度的生產能力，查教材P67表5-3（開路破碎時標準型、中型圓錐破碎機q0值）得q0=7t/mm.he----排礦口寬度，e=30mm則Q0=7×30=210t/h經過可碎性，密度，粒度校正后的生產能力為：Q=K1×K2×K3×Q0其中，查教材P68表5-6(礦石可碎性系數K1值)得K1=1.0（中等可碎性礦石）K2=δ/2.7=3.88/2.7=1.44式中K2——礦石密度修正系數δ——礦石真密度δ=3.88上段破碎機排礦口e與本段破碎機給礦口B之比a=e/B=105/230=0.46查教材P210附表2-3（圓錐破碎機）的?1650彈簧標準圓錐破碎機的給礦口B=230mm查教材P68表5-8得K3=0.94式中K3----給礦粒度修正系數則，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.44×0.94×270=284.3t/h所需破碎機臺數：n=KQ3/Q=1.1*194.4/284.3=0.75臺取1臺負荷率η=Q3/nQ=194.4/357.7=68.4%驗證：給礦中最大粒度Dmax=105mm,給礦口寬度B=230mm則0.8×B=0.8×230=184mm所以，Dmax<0.8B因此，選?1650彈簧標準圓錐破碎機時能保證給入最大塊礦③細碎設備選擇和計算根據流程計算初步擬定細碎選用PYD?2200彈簧短頭型圓錐破碎機進行計算。該機在標準條件下的生產能力為：Q0=q0×e式中Q0----單位排礦口寬度的生產能力，查教材P67表5-4（開路破碎時短頭圓錐破碎機q0值）得q0′=K×q0=1.2×24=28.8t/mm.hK----閉路破碎系數，。e----排礦口寬度，e=8mm則Q0=28.8×8=230.4t/h經過可碎性，密度，粒度校正后的生產能力為：Q=K1×K2×K3×Q0其中，查教材P68表5-6(礦石可碎性系數K1值)得K1=1.0（中等可碎性礦石）K2=δ/2.7=3.88/2.7=1.44式中K2——礦石密度修正系數δ——礦石真密度δ=3.88t/m3閉路破碎機排礦口e與給礦口B之比a=e/B=8/130=0.08查教材P68表5-8得K3=1.15則，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.44×1.15×230.4=381.5t/h在閉路破碎時按通過量計算的生產能力為：Qb=KQ根據礦石性質取K=1.14Qb=1.14×381.5=434.91t/h所需破碎機臺數：n=KQ6/Qb=1.1×322.6/434.91=354.86/434.91=0.82臺取1臺負荷率η=Q6/nQ=322.6/434.91=74.2%驗證：給礦中最大粒度Dmax=30mm,給礦口寬度B=100mm則0.8×B=0.8×100=80mm所以，Dmax<0.8B因此，選?2200彈簧短頭型圓錐破碎機時能保證給入最大塊礦(2)篩分設備的選擇和計算選用振動篩已知給礦量Q7=517t/h,篩孔尺寸a=12mm,查教材P72表5-11（振動篩單位面積的平均容積生產能力q值）得V=20.1m3/m確定產物7中細粒級及粗粒級含量細粒級含量β7-6=(β3-6+β6-6γ6)/γ7式中：β3-6----由6/33=0.18由圖4-6查的β3-6=15%。β6-6---由6/8=0.75CO由從4-9查的Β6-6=28%。故β7-6=(β3-6+β6-6γ6)/γ7=（15%+187.5%×28%）/285.05%=18.23%粗粒級含量β7+12=(β3+12+β6+12γ6)/r7篩孔尺寸之半與第二段破碎機排礦口之比為6/30=0.2查教材P21的圖4-6（標準圓錐破碎機破碎產物粒度特性曲線）得β3-6=0.2篩孔尺寸之半與第三段破碎機排礦口之比為6/8=0.75查教材P22的圖4-9（短頭圓錐破碎機閉路破碎產物粒度特性曲線）得β6-6=0.75則β7-6=(β3-6γ3+β6-6γ6)/r7=（0.2×1+0.75×1.626）/2.626=0.54粗粒級含量β7+12=(β3+12γ3+β6+12γ6)/γ7式中：β3+12----中碎產品中大于篩孔尺寸的粒級含量。β6+12---細碎產品中大于篩孔尺寸的粒級含量。篩孔尺寸與第二段破碎機排礦口之比為12/30=0.4查教材P21的圖4-6（標準圓錐破碎機破碎產物粒度特性曲線）得β8+12=0.6篩孔尺寸與第三段破碎機排礦口之比為12/8=1.5查教材P22的圖4-9（短頭圓錐破碎機閉路破碎產物粒度特性曲線）得β12+12=0.32則β7+12=(β3+12r3+β6+12γ6)/r7=（0.6×1+0.32×1.626）/2.626=0.43篩分效率采用E=65%根據篩子的工作條件，查教材P72表5-12（修正系數K1,K2,K3,K4,K5,K6值）得K1=1.3,K2=1.11,K3=1.8,K4=1.0,K5=1.0,K6=1.0所需篩子的有效篩分面積F1=Q7/(γK1K2K3K4K5K6V)=517/(2.5×1.3×1.11×1.8×1×1×1×20.1)=517/130.5=3.96篩子的幾何面積F=F1/0.85=3.96/0.85=4.7根據計算結果可選用一臺YA1548單層圓振篩負荷率η=4.7/6=78%綜上所述，破碎總流程如下圖圖4.2破碎流程圖表4.1破碎設備選擇計算表序號作業(yè)名稱設備名稱及規(guī)格臺數設備允許給礦粒度mm設計的給礦粒度mm排礦口mm最大排礦粒度mm設備處理量t/h.臺流程給礦量t/h負荷率%備注1粗碎PE600×900mm2500500105155125.5194.477.452中碎PYB-1650標準圓錐破碎機12051053060284.3194.468.43細碎PYD?2200彈簧短頭圓錐破113030810434.9132374.2表4.2篩分設備選擇計算表作業(yè)名稱設備名稱及規(guī)格臺數篩孔mm需要的面積m2選擇的面積m2流程的給礦量t/h篩分效率%負荷率%備注

篩分YA1548單層圓振篩11218.4265176578廠房設計說明4.2磨礦工藝設計4.2.1磨礦流程的計算圖4.3設計一段磨礦流程圖4.4設計二段磨礦流程設計已知條件：選廠規(guī)模為3500t/d,中等可碎性礦石，如圖，第一段磨礦最終產物粒度為68-70%小于0.074mm,磨礦車間工作制度為每天3班，每班8磨礦流程的計算。⑴一段磨礦分級流程的計算①原始指標Q1=3500/(3×8)=145.8t/hγ1=100%②循環(huán)負荷C1的確定磨礦最終產物粒度為68-70%小于0.074mm,查教材P35表4-9（溢流產物中不同級別含量之間的對應關系）得溢流產物中最大粒度為0.074mm。查教材P34表4-7（不同磨礦條件下最合適的循環(huán)負荷）得循環(huán)負荷C1=③磨礦流程的計算由礦量平衡：由礦量平衡：Q4=Q1=145.8t/hQ2=Q3=Q5+Q1=Q1(1+C1)=656.1t/hQ5=C1Q1=510.3t/hγ2=γ3=450%γ5=350%由所給資料知，γ1=100%，γ5=350%，γ3=450%；由于給礦粒度為10-0mm，根據所給資料知β4=68%，γ4=100%設定分級效率為75%，如圖3-3γ3β3=γ5β5+γ4β4（1）γ3β375%=100%68%（2）（68%為分級后溢流中-200目所占率，100%為一磨后分級合格產品產率）故可求得：由（2）式得：β3=0.68/(0.75*4.5)*100%=20.15%將β3代入（1）式得：β5=(0.2015*4.5-0.1)/3.5*100%=6.48% ⑵二段重產品磨礦流程的計算圖4.6二段浮選產品磨礦分級流程計算①原始指標由所給資料知γ6=33.35%Q6===48.6t/h；?。?.074mm級別含量為計算粒級，β8=90%；根據所給資料，得β6=68.0%；返砂比確定為C2=200%。②分級返砂中合格粒級β7，β10，β9的確定設定分級效率為75%；因由《選廠銅硫分選數質量工藝流程圖》資料知：γ7=131.91%,γ8=71.11%,β8=90%，β6=68%γ7*β7*75%=γ8*β8（1）γ8*β8=(γ7*β7+(γ7*C2)*β10)*75%（2）γ7*β7=γ8*β8+γ9*β9（3）由（1）式得：β7=90%*71.11%/75%/131.91%=58.85%將β7代入（2）式得：β10=（90%*71.11%/75%-131.91%*58.85%）/131.91%*200%=30.25%將β7代入（3）式得：β9=（131.91%*58.85%-71.11%*90%）/28.89%=12.75%。設定β11=80%，則β6+11=（Q6*β6+Q11*β11）/（Q6+Q11）*100%=(48.6*68%+55.05*80%)/(48.6+55.05)*100%=(33.05+44.04)/103.65*100%=74.38%③再磨流程計算圖4.7再磨流程計算Q11=145.8×（10.24%+27.52%）=55.05t/hQ6+Q11=Q8=48.62+55.05=103.67t/hQ8′=（Q6+Q11）×=103.67×=74.13t/hQ8″=Q9′=Q6+Q11-Q8′=103.68-74.13=29.55t/hQ9″=C2Q9′=2*29.55=59.10t/hQ9=Q10=Q9′+Q9″=29.55+59.10=88.65t/hQ7=Q6+Q11+Q9=103.68+88.65=192.33t/h磨機、分級設備的選擇與計算.1磨機的選擇與計算磨礦機類型的選擇主要根據磨礦產品的質量要求、礦石的泥化程度、磨礦機的性能以及磨礦車間的生產能力來決定。本設計為二段磨礦（一段粗磨、浮選產品再磨），一段磨礦細度為－0.074mm占68%，給礦粒度10-0mm，磨機生產能力為145.8t/h；二段磨礦細度為－0.075mm占90%，浮選產品再磨磨機生產能力為103.68t/h一段磨礦設備的選擇和計算⑴原始指標處理量：Q0=145.8t/h，磨礦細度－0.074mm占68%；磨礦給礦粒度10～0mm，磨機給礦－0.074mm占10%，f=8～10，礦石屬中等可碎性礦石。⑵MQY3600×6000溢流型球磨機生產能力計算q值的計算。設計磨礦機按新生成計算級別計的單位容積生產能力(q),一般取工業(yè)性試驗或同類選礦廠的磨礦機實際生產指標qo以《選礦設計手冊》（《選礦設計手冊》編委會）MQY3600×6000濕式溢流型球磨機為參照，球磨機的有效容積為55m3，給礦粒度為－0.074mm占10%，磨礦產品細度為－0.074mm占60%，處理量為152噸/計算公式：q=qoK1K2K3K4（《選礦設計手冊》P135）式中q——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，t/h；q0——生產中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，根據《選礦設計手冊》（《選礦設計手冊》編委會）取qo=1.50t/(m3·h)；K1——被磨礦石的磨礦難易度系數，查《選礦設計手冊》表7.4-1，取1.0；K2——磨礦機的直徑校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-2、表7.4-3，取1.0；K3——設計中擬選用的磨礦機型式校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-4，取1.0；K4——磨礦機的不同給礦粒度和不同產品粒度差別系數，查《選礦設計手冊》表7.4-5，K4=m1/m2=0.96/0.88=1.1；m1——設計磨礦機按新生成計算級別計的不同給礦粒度、產品粒度條件下的相對生產能力，查《選礦廠設計》P76表5-17；m2——現廠生產磨礦機按新生成計算級別的不同給礦粒度條件下的相對生產能力，查《選礦廠設計》P76表5-17；所以，q=K1K2K3K4q0=1.0×1.0×1.0×1.1×1.45=1.65t/(m3·h)設計中選用磨礦機的處理量：Qd=Vq/(β2－β1)式中Q——設計中選用的磨礦機的處理量（不包括閉路磨礦的返回礦量）；V——設計中選用的磨礦機有效容積，查《選礦設計手冊》表16.13-9，取55mq——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，取值見前項；β2——設計中擬選用的磨礦機產品中－0.074mm的級別的含量，根據設計要求，取68%；β1——設計中擬選用的磨礦機給礦中－0.074mm的級別的含率，查《選礦設計手冊》表7.4-6，取10%；所以，Qd=55×1.65/(0.68－0.10)=156.6t/(臺·h)設計流程磨礦量為145.8t/h，因此采用1臺MQY3600×6000溢流形球磨機可滿足生產能力的要求。計算磨礦機的負荷系數η：根據教材P75式5-21得磨礦機負荷系數η=Q0/(nQ)×100%式中符號同前。η=Q0/(nQ)×100%=145.8/（1×156.6）×100%=93.1%⑶MQY3200×5400溢流形球磨機生產能力計算以《選礦設計手冊》（《選礦設計手冊》編委會）MQY3200×5400濕式溢流型球磨機為參照，球磨機的有效容積為39.3m3，給礦粒度為－0.074mm占10%，磨礦產品細度為－0.074mm占60%，處理量為111噸/計算公式：q=qoK1K2K3K4（《選礦設計手冊》P135）式中q——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，t/h；q0——生產中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，根據《選礦設計手冊》（《選礦設計手冊》編委會）取qo=1.34t/(m3·h)；K1——被磨礦石的磨礦難易度系數，查《選礦設計手冊》表7.4-1，取1.0；K2——磨礦機的直徑校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-2、表7.4-3，取1.0；K3——設計中擬選用的磨礦機型式校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-4，取1.0；K4——磨礦機的不同給礦粒度和不同產品粒度差別系數，查《選礦設計手冊》表7.4-5，K4=m1/m2=0.96/0.88=1.1；所以，q=K1K2K3K4q0=1.0×1.0×1.0×1.1×1.34=1.474t/(m3·h)設計中選用磨礦機的處理量：Qd=Vq/(β2-β1)式中Q——設計中選用的磨礦機的處理量(不包括閉路磨礦的返回礦量)；V——設計中選用的磨礦機有效容積，查《選礦設計手冊》表16.13-9，取39.3mq——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074㎜的級別)計算的單位處理量，取值見前項；β2——設計中擬選用的磨礦機產品中－0.074㎜的級別的含率，根據設計要求，取68%；β1——設計中擬選用的磨礦機給礦中－0.074㎜的級別的含率，查《選礦設計手冊》表7.4-6，取10%；所以，Qd=39.3×1.474/(0.68-0.1)=99.88t/(臺·h)設計流程磨礦量為145.8t/h，因此生產現場的2臺MQY3200×5400溢流型球磨機的生產能力可滿足145.8t/h生產能力的要求。計算磨礦機的負荷系數η：根據教材P75式5-21得磨礦機負荷系數η=Q0/(nQ)×100%式中符號同前。η=Q0/(nQ)×100%=145.8/（2×99.88）×100%=70.2%但考慮球磨機的效率，因此本設計中選用1臺MQY3600×6000溢流型球磨機能滿足設計生產能力。二段磨礦設備的選擇和計算⑴原始指標處理量：Qo=103.68t/h；磨礦細度為－0.074mm占90%；給礦粒度為－0.074mm以《選礦設計手冊》（《選礦設計手冊》編委會）P148南芬鐵礦選礦廠規(guī)格為MGY2100×4500濕式溢流型球磨機為參照，球磨機的有效容積為13.5m3，給礦粒度為－0.074mm占10%，磨礦產品細度為－0.074mm占62%，處理量為68噸/臺⑵MQY2100×4500溢流型球磨機生產能力計算計算公式：q=qoK1K2K3K4（《選礦設計手冊》P135）式中q——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，t/h；q0——生產中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，根據《選礦設計手冊》（《選礦設計手冊》編委會）取qo=1.28t/(m3·h)；K1——被磨礦石的磨礦難易度系數，查《選礦設計手冊》表7.4-1，取1.0；K2——磨礦機的直徑校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-2、表7.4-3，取1.0；K3——設計中擬選用的磨礦機型式校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-4，取1.0；K4——磨礦機的不同給礦粒度和不同產品粒度差別系數，查《選礦設計手冊》表7.4-5，K4=m1/m2=0.96/0.88=1.1；所以，q=K1K2K3K4q0=1.0×1.0×1.0×1.1×1.28=1.408t/(m3·h)設計中選用磨礦機的處理量：Qd=Vq/(β2－β1)式中Q——設計中選用的磨礦機的處理量（不包括閉路磨礦的返回礦量）；V——設計中選用的磨礦機有效容積，查《選礦設計手冊》表16.13-9，取32.8mq——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，取值見前項；β2——設計中擬選用的磨礦機產品中－0.074mm的級別的含量，根據設計要求，取90%；β1——設計中擬選用的磨礦機給礦中－0.074mm的級別的含率，查《選礦設計手冊》表7.4-6，取74.38%；所以，Qd=13.5×1.408/(0.90－0.7438)=121.64t/(臺·h)設計流程磨礦量為103.68t/h，因此采用1臺MQY2100×4500溢流形球磨機可滿足生產能力的要求。計算磨礦機的負荷系數η：根據教材P75式5-21得磨礦機負荷系數η=Q0/(nQ)×100%式中符號同前。η=Q0/(nQ)×100%=103.68/（1×121.64）×100%=85.26%⑶MQY3200×3100溢流形球磨機生產能力計算計算公式：q=qoK1K2K3K4（《選礦設計手冊》P135）式中q——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，t/h；q0——生產中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074mm的級別)計算的單位處理量，根據《選礦設計手冊》（《選礦設計手冊》編委會）大冶鐵礦選礦廠的資料取qo=1.20t/(m3·h)；K1——被磨礦石的磨礦難易度系數，查《選礦設計手冊》表7.4-1，取1.0；K2——磨礦機的直徑校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-2、表7.4-3，取1.0；K3——設計中擬選用的磨礦機型式校正系數，查《選礦設計手冊》表7.4-4，取1.0；K4——磨礦機的不同給礦粒度和不同產品粒度差別系數，查《選礦設計手冊》表7.4-5，K4=m1/m2=0.96/0.88=1.1；所以，q=K1K2K3K4q0=1.0×1.0×1.0×1.1×1.20=1.32t/(m3·h)設計中選用磨礦機的處理量：Qd=Vq/(β2-β1)式中Q——設計中選用的磨礦機的處理量(不包括閉路磨礦的返回礦量)；V——設計中選用的磨礦機有效容積，查《選礦設計手冊》表16.13-9，取22mq——設計中使用的磨礦機按新生成的級別(－0.074㎜的級別)計算的單位處理量，取值見前項；β2——設計中擬選用的磨礦機產品中－0.074㎜的級別的含率，根據設計要求，取90%；β1——設計中擬選用的磨礦機給礦中－0.074㎜的級別的含率，查《選礦設計手冊》表7.4-6，取74.38%；所以，Qd=22×1.32/(0.90-0.7438)=185.92t/(臺·h)設計流程磨礦量為103.68t/h，因此生產現場的1臺MQY3200×3100溢流型球磨機的生產能力可滿足103.68t/h生產能力的要求。計算磨礦機的負荷系數η：根據教材P75式5-21得磨礦機負荷系數η=Q0/(nQ)×100%式中符號同前。η=Q0/(nQ)×100%=103.68/（1×185.92）×100%=55.77%但考慮球磨機的負荷的需要，因此本設計中選用1臺MQY2100×4500溢流型球磨機能滿足設計生產能力。.2分級設備的選擇和計算本設計分級設備第一段采用螺旋分級機器。第二段采用水力旋流器組作分級設備，是因為它同其它分級設備相比，有如下的優(yōu)點：結構簡單，易于制造，設備成本低；生產能力大，占地面積小，能節(jié)省基建費；設備本身沒有運轉部件，操作維護簡單；在一般條件下，水力旋流器比機械分級設備有更好的分級效果。而且要求二段磨礦細度-0.074占90％，因此設計第二段分級作業(yè)采用水力旋流器。第一段分級設備的選擇和計算已知條件：設計的給礦量為145.8t/h，返砂量為656.1t/h，礦石密度為3.88t/h,分級機溢流細度68%為-0.074mm，已選定Ф3600×6000mm（1）螺旋分級機形式選擇根據分級機溢流細度小于0.15mm，因此可采用沉沒式分級機。（2）計算螺旋分級機直徑根據教材P80式5-35得沉沒式螺旋分級機直徑D=-0.07+0.115(Q/(mK1K2′))1/2式中Q----按溢流中固體重量計的處理量（其值等于與該分級機成閉路的磨礦機的給礦量）（t/h）；m---分級機螺旋個數；K1---礦石密度校正系數，按下式計算：K1=1+0.5(δ2–δ1)式中δ2----設計的礦石密度(t/m3)δ1----標準礦石密度，一般取2.7(t/m3)則K1=1+0.5(δ2–δ1)=1+0.5×（3.88-2.7）=1.59K2----分級力度校正系數由于分級機溢流細度為68%為-0.074mm，查教材P35表4-9（溢流產物中不同級別含量之間的對應關系）得，溢流產物中最大粒度為0.18mm；查教材P80表（分級粒度校正系數K2、K2′值）得，K2′D-----分級機螺旋直徑（m）則：D=-0.07+0.115(24Q/(mK1K2′))1/2=-0.07+0.115×（24×145.8/（2×1.59×2.30）1/2=2.45選用2FG-30Ф3000沉沒式雙螺旋分級機（3）返砂量校核由教材P80式5-38得Q1=135mK1nD3/24式中Q1-----按返砂中固體重量計的螺旋分級機處理量（t/h）n-----螺旋轉數,查教材P215附表2-6（螺旋分級機）得2FG-30Ф3000沉沒式雙螺旋分級機的轉數為n=3.2其他符號同上。則：Q1=135mK1nD=135×2×1.59×3.2×33/24=1545.48t/h設計中得返砂量為656.1t/h因此，選用2FG-30Ф3000沉沒式雙螺旋分級機是可行的。（4）計算負荷率η由D=-0.07+0.115(24Q/(mK1K2′))1/2得：設備處理量Q0=[(D+0.07)/0.115]2×(mK1K2′)/24=[(3+0.07)/0.115]2×（2×1.59×2.30）/24=217.2t/h則：負荷率η=Q/Q0=145.8/217.2=67.13%.2第二段分級設備的選擇和計算已知條件：設計的給礦量為48.62t/h，返砂量為143.71t/h，礦石密度為3.88t/h,分級機溢流細度90%為-0.074mm。（1）二段分級物料平衡計算結果根據溢流中最大粒度和處理量，按《選礦廠設計》P80表5-19初步確定水力旋流器的直徑采用Φ500mm，根據確定的的水力旋流器直徑D，計算給礦口直徑dn=0.2D=100mm溢流口直徑dc=0.3D=150mm，沉沙口直徑dh=0.10D=50mm，確定給礦壓力為0.10MPa。根據《選礦廠設計》P57表4-11選定作業(yè)和產物濃度如下給礦濃度為20%，沉沙濃度為75%給礦：固體量為192.33t/h，水量為192.33/20%-192.33=769.32m3/h，取水的密度為1m3/t，則礦漿量為961.65t/h，固體礦的密度為3.88t/m3，則固體礦的體積為192.33/3.88=49.57m3/h，所以礦漿體積為769.32+49.57=（2）旋流器處理能力的計算計算旋流器處理能力的計算公式：V=m3式中——水力旋流器圓錐角修正系數，取kα＝0.799+0.044/（0.0397+tg（α/2））=1.03；α——水力旋流器錐角（°）水力旋流器直徑修正系數，按＝0.82；——給礦管直徑，cm；——溢流管直徑，cm；——水力旋流器入口處礦漿的工作計示壓力，MPa。（3）計算水力旋流器所需臺數n=V0/V=818.89/120.10=6.82臺式中V0——按給礦礦漿體積計的設計處理量（m3/h）所以選擇7臺直徑500mm的水力旋流器可滿足生產要求。經計算可得分級設備的規(guī)格如表4.3。表4.3分級設備選擇計算表序號作業(yè)名稱分級設備規(guī)格溢流細度設備處理量臺數1一段磨礦產品分級2FG-30Ф3000沉沒式式雙螺旋分級機－0.074mm占68％161.13t/h12二段磨礦浮選產品分級Φ500水力旋流器－0.043mm占90％120.1m74.3礦漿流程計算磨礦流程.1第一段磨礦流程流程如圖所示，Q1=145.8t/h。（1）確定濃度必須保證的濃度：磨礦作業(yè)濃度：Cm=75%分級溢流濃度：Cc=35%不可調節(jié)的濃度：原礦水分：4%（即原礦濃度：C0=96%）分級返砂濃度：Cs=85%（2）按Rn=(100-Cn)/Cn計算液固比R1、R4、R5和RmR1=(100-C0)/C0=(100-96)/96=0.042R4=(100-Cc)/Cc=(100-35)/35=1.86R5=(100-Cs)/Cs=(100-85)/85=0.176Rm=(100-Cm)/Cm=(100-75)/75=0.333（3)按Wn=QnRn計算水量W1、W4、W5和WmW1=Q1R1=145.8×0.042=6.12（t/h)W4=Q4R4=145.8×1.86=218.7（t/h)W5=Q5R5=510.3×0.176=89.81（t/h)Wm=QmRm=（Q1+Q5）Rm=656.1×0.333=218.48（t/h)（4)按Ln=W作業(yè)-∑Wn計算補加水Lm和LcLm=Wm-W1-W5=218.48-6.12-89.81=122.55(t/h)Lc=W4+W5-Wm=218.7+89.81-218.48=90.03(t/h)磨礦流程不計算礦漿體積，故從略。.2第二段磨礦流程流程如圖所示，Q7=192.33t/h。圖4.7二段浮選產品磨礦分級流程計算（1）確定濃度必須保證的濃度：磨礦作業(yè)濃度：Cm=75%分級溢流濃度：Cc=15%不可調節(jié)的濃度：原礦水分：65%（即原礦濃度：C0=35%）分級返砂濃度：Cs=75%（2）按Rn=(100-Cn)/Cn計算液固比R8″、R9′、R9″和RmR9′=(100-C0)/C0=(100-35)/35=1.5R9″=(100-Cc)/Cc=(100-15)/15=5.67R8″=(100-Cs)/Cs=(100-75)/75=0.333Rm=(100-Cm)/Cm=(100-75)/75=0.333（3)按Wn=QnRn計算水量W7、W9、W8和WmW9′=Q9′R9′=29.55×1.5=44.33（t/h)W9″=Q9″R9″=59.10×5.67=335.097（t/h)W8″=Q8′R8″=74.13×0.333=29.52（t/h)Wm=QmRm=Q9Rm=88.65×0.333=29.52（t/h)（4)按Ln=W作業(yè)-∑Wn計算補加水Lm和LcLm=Wm-W8″==0(t/h)Lc=W8″+W9″-Wm=13.05+335.10-29.52=318.63(t/h)磨礦流程不計算礦漿體積，故從略。選別流程（1）確定濃度必須保證的濃度：快速浮銅作業(yè)濃度：C0=35%硫銅混浮作業(yè)濃度：Cr=30%分離粗選作業(yè)濃度：Cs=30%銅礦精選1作業(yè)濃度：Cb1=25% 銅礦精選2作業(yè)濃度：Cb2=22%銅礦精選3作業(yè)濃度：Cb3=19%銅礦精選4作業(yè)濃度：Cb4=16%不可調節(jié)的選別精礦濃度：快速浮銅精礦濃度：C0′=45%硫銅混浮精礦濃度：Cr′=40%混掃1精礦濃度：Ck1′=35%混掃2精礦濃度：Ck2′=32%混掃3精礦濃度：Ck3′=28%分離粗選精礦濃度：Cs′=45%銅礦精選1精礦濃度：Cb1′=45%銅礦精選2精礦濃度：Cb2′=41%銅礦精選3精礦濃度：Cb3′=37%銅礦精選4精礦濃度：Cb4′=33%分離掃選1精礦濃度：Cc1′=35%分離掃選2精礦濃度：Cc2′=32%分離掃選3精礦濃度：Cc3′=29%分離掃選4精礦濃度：Cc4′=26%（2)按Rn=(100-Cn)/Cn計算液固比R0=(100-C0)/C0=(100-35)/35=1.86Rr=(100-Cr)/Cr=(100-30)/30=2.33Rs=(100-Cs)/Cs=(100-30)/30=2.33Rb1=(100-Cb1)/Cb1=(100-25)/25=3.00Rb2=(100-Cb2)/Cb2=(100-22)/22=3.55Rb3=(100-Cb3)/Cb3=(100-19)/19=4.26Rb4=(100-Cb4)/Cb4=(100-16)/16=5.25R0′=(100-C0′)/C0′=(100-45)/45=1.22Rr′=(100-Cr′)/Cr′=(100-40)/40=1.50Rk1′=(100-Ck1′)/Ck1′=(100-35)/35=1.86Rk2′=(100-Ck2′)/Ck2′=(100-32)/32=2.13Rk3′=(100-Ck3′)/Ck3′=(100-28)/28=2.57Rs′=(100-Cs′)/Cs′=(100-45)/45=1.22Rb1′=(100-Cb1′)/Cb1′=(100-45)/45=1.22Rb2′=(100-Cb2′)/Cb2′=(100-41)/41=1.44Rb3′=(100-Cb3′)/Cb3′=(100-37)/37=1.70Rb4′=(100-Cb4′)/Cb4′=(100-33)/33=2.03Rc1′=(100-Cc1′)/Cc1′=(100-35)/35=1.86Rc2′=(100-Cc2′)/Cc2′=(100-32)/32=2.13Rc3′=(100-Cc3′)/Cc3′=(100-29)/29=2.45Rc4′=(100-Cc4′)/Cc4′=(100-26)/26=2.85（3)按Wn=QnRn計算水量由浮選流程計算知Q0=145.8t/h,Qr=170.14t/h,Qk1=167.2t/h,Qk2=159.88t/h,Qk3=114.21t/h,Qs=103.68t/h,Qb1=55.08t/h,Qb2=18.57t/h,Qb3=11.39t/h,Qb4=7.77t/h,Qc1=100.59t/h,Qc2=99.39t/h,Qc3=90.29t/h,Qc4=76.56t/h,Q0′=25.05t/h,Qr′=48.62t/h,Qk1′=49.32t/h,Qk2′=45.68t/h,Qk3′=42.08t/h,Qs′=18.75t/h,Qb1′=14.96t/h,Qb2′=7.29t/h,Qb3′=7.77t/h,Qb4′=3.67t/h,Qc1′=14.93t/h,Qc2′=15.66t/h,Qc3′=13.73t/h,Qc4′=6.56t/h,W0=Q0R0=145.8х1.86=218.7(m3/h)Wr=QrRr=170.14х2.3=316.46(m3/h)Wk1=Wr″+Wk2′=243.53+97.30=340.83(m3/h)Wk2=Wk1″+Wk3′=249.09+108.15=357.24(m3/h)Wk3=Wk2″=259.94(m3/h)Ws=QsRs=103.68х1.50=155.52(m3/h)Wb1=Qb1Rb1=55.08х3.00=165.24(m3/h)Wb2=Qb2Rb2=18.57х3.55=65.92(m3/h)Wb3=Qb3Rb3=11.39х4.26=48.52(m3/h)Wb4=Qb4Rb4=7.77х5.25=40.79(m3/h)Wc1=Ws″+Wc2′=132.64+33.36=166.0(m3/h)Wc2=Wc1″+Wc3′=138.23+33.64=171.87(m3/h)Wc3=Wc2″+Wc4′=138.51+18.70=157.21(m3/h)Wc4=Wc3″=123.57(m3/h)W0′=Q0′R0′=25.05х1.22=30.56(m3/h)Wr′=Qr′Rr′=48.62х1.50=72.93(m3/h)Wk1′=Qk1′Rk1′=49.32х1.86=91.74(m3/h)Wk2′=Qk2′Rk2′=45.68х2.13=97.30(m3/h)Wk3′=Qk3′Rk3′=42.08х2.57=108.15(m3/h)Ws′=Qs′Rs′=18.75х1.22=22.88(m3/h)Wb1′=Qb1′Rb1′=14.96х1.22=18.25(m3/h)Wb2′=Qb2′Rb2′=7.29х1.44=10.50(m3/h)Wb3′=Qb3′Rb3′=7.77х1.70=13.21(m3/h)Wb4′=Qb4′Rb4′=3.67х2.03=7.45(m3/h)Wc1′=Qc1′Rc1′=14.93х1.86=27.77(m3/h)Wc2′=Qc2′Rc2′=15.66х2.13=33.36(m3/h)Wc3′=Qc3′Rc3′=13.73х2.45=33.64(m3/h)Wc4′=Qc4′Rc4′=6.56х2.85=18.70(m3/h)W0″=W0-W0′=218.7-30.56=188.14(m3/h)Wr″=Wr-Wr′=316.46-72.93=243.53(m3/h)Wk1″=Wk1-Wk1′=340.83-91.74=249.09(m3/h)Wk2″=Wk2-Wk2′=357.24-97.30=259.94(m3/h)Wk3″=Wk3-Wk3′=259.94-108.15=151.79(m3/h)Ws″=Ws-Ws′=155.52-22.88=132.64(m3/h)Wb1″=Wb1-Wb1′=165.24-18.25=146.99(m3/h)Wb2″=Wb2-Wb2′=65.92-10.50=55.42(m3/h)Wb3″=Wb3-Wb3′=48.52-13.21=35.31(m3/h)Wb4″=Wb4-Wb4′=40.79-7.45=33.34(m3/h)Wc1″=Wc1-Wc1′=166-27.77=138.23(m3/h)Wc2″=Wc2-Wc2′=171.87-33.36=138.51(m3/h)Wc3″=Wc3-Wc3′=157.21-33.64=123.57(m3/h)Wc4″=Wc4-Wc4′=123.57-18.70=104.87(m3/h)（4)按Ln=W作業(yè)-∑Wn計算補加水L0=W0-W4=218.7-218.7=0(m3/h)Lr=Wr-W0″-Wk1′=316.46-188.14-91.74=36.58(m3/h)Ls=Ws-W8=155.52-155.52=0(m3/h)Lb1=Wb1-Ws′-Wb2″=86.94(m3/h)Lb2=Wb2-Wb1′-Wb3″=65.92-18.25-35.31=12.36(m3/h)Lb3=Wb3-Wb2′-Wb4″=48.52-10.50-33.34=4.68(m3/h)Lb4=Wb4-Wb3′=40.79-13.21=27.58(m3/h)（5)按Vn=Qn(Rn+1/δ)計算礦漿體積（δ=3.88t/m3）V0=Q0(R0+1/δ)=145.8х(1.5+1/3.88)=256.32(m3/h)Vr=Qr(Rr+1/δ)=170.14х(1.86+1/3.88)=360.36(m3/h)Vk1=Qk1(Rk1+1/δ)=167.2х(2.33+1/3.88)=432.71(m3/h)Vk2=Qk2(Rk2+1/δ)=159.88х(2.70+1/3.88)=472.93(m3/h)Vk3=Qk3(Rk3+1/δ)=114.21х(3.17+1/3.88)=391.51(m3/h)Vs=Qs(Rs+1/δ)=103.68х(1.50+1/3.88)=182.27(m3/h)Vb1=Qb1(Rb1+1/δ)=55.08х(3.00+1/3.88)=179.45(m3/h)Vb2=Qb2(Rb2+1/δ)=18.57х(3.55+1/3.88)=70.71(m3/h)Vb3=Qb3(Rb3+1/δ)=11.39х(4.26+1/3.88)=51.46(m3/h)Vb4=Qb4(Rb4+1/δ)=7.77х(5.25+1/3.88)=42.80(m3/h)Vc1=Qc1(Rc1+1/δ)=100.59х(2.33+1/3.88)=260.33(m3/h)Vc2=Qc2(Rc2+1/δ)=99.39х(2.57+1/3.88)=281.07(m3/h)Vc3=Qc3(Rc3+1/δ)=90.29х(2.85+1/3.88)=280.62(m3/h)Vc4=Qc4(Rc4+1/δ)=76.56х(3.17+1/3.88)=262.45(m3/h)V0′=Q0′(R0′+1/δ)=25.05х(1.22+1/3.88)=37.02(m3/h)Vr′=Qr′(Rr′+1/δ)=48.62х(1.50+1/3.88)=85.47(m3/h)Vk1′=Qk1′(Rk1′+1/δ)=49.32х(1.86+1/3.88)=104.46(m3/h)Vk2′=Qk2′(Rk2′+1/δ)=45.68х(2.13+1/3.88)=109.08(m3/h)Vk3′=Qk3′(Rk3′+1/δ)=42.08х(2.57+1/3.88)=119.0(m3/h)Vs′=Qs′(Rs′+1/δ)=18.75х(1.22+1/3.88)=27.71(m3/h)Vb1′=Qb1′(Rb1′+1/δ)=14.96х(1.22+1/3.88)=22.11(m3/h)Vb2′=Qb2′(Rb2′+1/δ)=7.29х(1.44+1/3.88)=12.38(m3/h)Vb3′=Qb3′(Rb3′+1/δ)=7.77х(1.70+1/3.88)=15.21(m3/h)Vb4′=Qb4′(Rb4′+1/δ)=3.67х(2.03+1/3.88)=8.40(m3/h)Vc1′=Qc1′(Rc1′+1/δ)=14.93х(1.86+1/3.88)=31.62(m3/h)Vc2′=Qc2′(Rc2′+1/δ)=15.66х(2.13+1/3.88)=37.40(m3/h)Vc3′=Qc3′(Rc3′+1/δ)=13.73х(2.45+1/3.88)=37.18(m3/h)Vc4′=Qc4′(Rc4′+1/δ)=6.56х(2.85+1/3.88)=20.39(m3/h)V0″=V0-V0′=256.32-37.02=219.3(m3/h)Vr″=Vr-Vr′=360.36-85.47=274.89(m3/h)Vk1″=Vk1-Vk1′=432.71-104.46=328.25(m3/h)Vk2″=Vk2-Vk2′=472.93-109.08=363.85(m3/h)Vk3″=Vk3-Vk3′=391.51-119.0=272.51(m3/h)Vs″=Vs-Vs′=182.27-27.71=154.56(m3/h)Vb1″=Vb1-Vb1′=179.45-22.11=157.34(m3/h)Vb2″=Vb2-Vb2′=70.71-12.38=58.33(m3/h)Vb3″=Vb3-Vb3′=51.46-15.21=36.25(m3/h)Vb4″=Vb4-Vb4′=42.80-8.40=34.4(m3/h)Vc1″=Vc1-Vc1′=260.33-31.62=228.71(m3/h)Vc2″=Vc2-Vc2′=281.07-37.40=243.67(m3/h)Vc3″=Vc3-Vc3′=280.62-37.18=243.44(m3/h)Vc4″=Vc4-Vc4′=262.45-20.39=242.06(m3/h)（6)按下式計算某些作業(yè)和產物中的未知濃度CnC0″=100/(1+W0″/Q0″)=100/(1+118.14/120.75)=50.5%Cr″=100/(1+Wr″/Qr″)=100/(1+243.53/121.52)=33.33%Ck1″=100/(1+Wk1″/Qk1″)=100/(1+297.84/117.81)=28.33%Ck2″=100/(1+Wk2″/Qk2″)=100/(1+334.38/114.21)=25.45%Ck3″=100/(1+Wk3″/Qk3″)=100/(1+253.9/72.13)=22.12%Cs″=100/(1+Ws″/Qs″)=100/(1+132.64/84.93)=39.06%Cb1″=100/(1+Wb1″/Qb1″)=100/(1+146.99/40.12)=21.46%Cb2″=100/(1+Wb2″/Qb2″)=100/(1+55.42/11.28)=16.92%Cb3″=100/(1+Wb3″/Qb3″)=100/(1+35.31/3.62)=9.30%Cb4″=100/(1+Wb4″/Qb4″)=100/(1+33.34/3.62)=9.79%Cc1″=100/(1+Wc1″/Qc1″)=100/(1+206.6/85.66)=29.33%Cc2″=100/(1+Wc2″/Qc2″)=100/(1+222.07/83.73)=2.65%Cc3″=100/(1+Wc3″/Qc3″)=100/(1+223.69/76.56)=25.51%Cc4″=100/(1+Wc4″/Qc4″)=100/(1+224.0/70.0)=23.81%（7)按下式計算浮選工藝過程補加總水量∑L∑L=L0+Lr+Ls+Lb1+Lb2+Lb3+Lb4=0+36.58+0+86.94+12.36+4.68+27.58=168.14(m3/h)（8)按下式計算浮選廠總耗水量∑L0∑L0=（1.1～1.15）∑L=1.13∑L=1.13×168.14=190.0(m3/h)（9）按下式計算選別流程單位耗水量（未含磨礦流程）WgWg=∑L0/Q=190.0/145.8=1.3(m3/(t·h))脫水流程礦漿計算圖4.8脫水流程（1）銅精礦原礦指標最終銅精礦含水量為10%；進濃密機濃度為33%；出濃密機濃度為60%；礦漿計算：W1=Q1（1-C1)/C1=3.67×(1-0.33)/0.33=7.45t/hW4=Q4（1-C4)/C4=3.67×(1-0.6)/0.6=2.45t/hW5=Q5（1-C5)/C5=3.67×(1-0.9)/0.9=0.41t/hW6=W4-W5=2.45-0.41=2.04t/hW2=W1+W6=7.45+2.04=9.49t/hW3=W2-W4=9.49-2.45=7.04t/h（2）硫精礦原礦指標最終硫精礦含水量為10%；進濃密機濃度為30%；出濃密機濃度為60%；礦漿計算：W1=Q1（1-C1)/C1=70×(1-0.3)/0.3=163.3t/hW4=Q4（1-C4)/C4=70×(1-0.6)/0.6=46.67t/hW5=Q5（1-C5)/C5=70×(1-0.9)/0.9=7.78t/hW6=W4-W5=46.67-7.78=38.89t/hW2=W1+W6=163.3+38.89=202.19t/hW3=W2-W4=202.19-46.67=155.52t/h（3）尾礦原礦指標最終硫精礦含水量為10%；進濃密機濃度為28%；出濃密機濃度為60%；礦漿計算：W1=Q1（1-C1)/C1=72.13×(1-0.28)/0.28=185.48t/hW4=Q4（1-C4)/C4=72.13×(1-0.6)/0.6=48.09t/hW5=Q5（1-C5)/C5=72.13×(1-0.9)/0.9=8.01t/hW6=W4-W5=48.09-8.01=40.08t/hW2=W1+W6=185.48+48.09=233.57t/hW3=W2-W4=-48.09=185.48t/h（4）二段磨礦分級溢流原礦指標進入下一段含水量為70%；進濃密機濃度為15%；出濃密機濃度為30%；礦漿計算：W1=Q1（1-C1)/C1=103.68×(1-0.15)/0.15=518.4t/hW4=Q4（1-C4)/C4=103.68×(1-0.3)/0.3=241.92t/hW5=Q5（1-C5)/C5=103.68×(1-0.3)/0.3=241.92t/hW6=W4-W5=241.92-241.92=0t/hW2=W1+W6=518.4+0=518.4t/hW3=W2-W4=518.4-241.92=276.48t/h將二段磨礦溢流濃縮的水加入到二段分級到給礦中，則二段分級給礦實際到補加水量為318.63-276.48