选矿常用计算公式
选矿常用计算公式
1、品位：一般用化学分析确定
α一原矿品位，β—精矿品位，θ—尾矿品位
2、产率：
(1)用重量计算
γ精= Q K/ Q n*(100%) γ尾= Q n- Q k/ Q n*(100%)
式中：Q n、Q k分别为原矿和精矿重量（吨）
(2）用品位计算
γ精=α-θ/β-θ*(100%) γ尾=1- γ精
（3）用回收率计算
γ精=α·ε/β*100%
式中：ε为回收率
3、选矿比：
（1）用重量计算
K重= Q k/ Q n(倍)
（2）用品位计算
K重=β-θ/α-θ(倍)
4、富矿比：
I n=β/α(倍)
5、破碎比：
I=D max/d min 式中：D max破碎前物料最大块直径（mm） d min破碎后物料最大块直径（mm）
6、单个矿块粒度计算：
d=(a+b+c)/3 式中：a、b、c分别为块矿的长、宽、高尺寸7、筛分效率：（1）E1=β（α-θ）/α（β-θ）*100%
（2）E2=C/（θ*α）*100%
式中：α、β、θ分别为给矿、筛下、筛上产物中小于筛孔尺寸粒级的百分含量，C为筛下产品重量
8、破碎机作业率：
?作=t实/t计*100% 式中：t实为破碎机实际开车小时数
t计为日历台数X台数X24小时（计开车小时数）
9、球磨机作业率：计算方法同破碎机作业率
10、球磨机台数能力：
Q台= Q总/ t实（t/H）
式中：Q台为球磨机1小时处理原矿吨数
Q总为球磨机当班（或日、月、季、年等）处理原矿总吨数11、球磨机利用系数：
?系= Q台/V（t/H·m3）
式中：?系为球磨机单位体积单位时间内处理的原矿量
V为球磨机有效容积（m3）
12、磨矿效率：
q-200= Q台(γ溢-γ给)/V（t/H·m3）
式中：q-200为磨机单位时间单位容积磨出指定粒级的矿山重量γ溢为溢流中指定粒级含量的百分数
γ给为给矿中指定粒级含量的百分数
13、按电耗计算磨矿效率：
C= q·V/N（t/瓦·时）
式中：C为按电耗计算得磨矿效率
q为磨机单位时间单位容积的-200的含量
N为单位时间磨机耗电量（度）
14、球磨机转数：
（1）临界转数ｎ临=42.2/√D（转/分）
（2）实际转数ｎ实 =32.2/√D-2b(转/分)
（3）工作转数 2= 同/S(转/分)
式中：D为球磨直径 b为球磨衬板厚度 同为同步机转数 S为球磨机大、小齿轮之比（转数）
15、装球量公式：
G=φ·V·△
式中:G为装球量（吨）φ为充填系数百分数（取40-45%）
△为钢球堆比重（取△=4.85t/m3）
16、装球直径（拉祖莫夫公式）
D=f3√d
式中：D为钢球直径(mm)
f为矿石性质（硬度）系数（f在28-38-48）
d为给矿最大直径（mm）
17、介质球充填率：
φ=50-127*b/D(%)
式中：φ为钢（铁）球充填率（%）
b为介质水平面距磨机筒体中心线高度（m）
D为磨机有效直径（m）
18、钢球重量：
W=7.8*（π/6）D3
式中：W为单个钢球重量（g或kg）
D为钢球直径（mm）
19、分级效率：
E=（α-θ）（β-α）/α（β·θ）（1-α）*100% 式中：E为分级效率
α为给矿中小于分级粒度含量（%）
β为溢流中小于分级粒度含量（%）
θ为沉砂中小于分级粒度含量（%）
20、细筛筛分效率：计算公式同分级效率
21、分级返砂循环负荷：
C=（β-α）/（α-θ）*100%
22、返砂比： C=S/ Q（%）
式中：C为返砂比
S为返砂量（吨）
Q为新给矿量（吨）
23、细筛分离粒度经验公式：
（1）d=1/2·S·K
式中：d为细筛分离粒度（mm）
S 为筛孔尺寸（mm）
K为系数（在0.75～1.25）
（2）查表法
S·d及倾角
24、过滤效率：
q精= Q总/∑m2·∑t（t/H·m3）
式中：Q总为各台过滤机过滤干精矿之和（吨）∑m2为参加生产过滤机有效面积之和（m2）
∑t为各台过滤机实际过滤时间之和（小时）25、回收率的计算：
（1）实际回收率
ε=(Q k*β)/（Q0*α）*100%
（2）理论回收率
ε=β（α-θ）/α（β-θ）*100%
式中：Q k为精矿产量，Q0为尾矿产量
磁选机磁场感应强度表示：
1T（特斯拉）=1000mT（毫特斯拉）=10000GS（高斯）
选矿工艺流程修订稿
选矿工艺流程 WEIHUA system office room 【WEIHUA 16H-WEIHUA WEIHUA8Q8-
工艺流程试验是为选矿厂设计（或现有选矿厂的技术改造）提供依据，在选矿厂初步设计（或拟定现场技术改造方案）前进行。一般选进行试验室试验，然后在试验室试验的基础上，根据情况决定是否进行半工业或工业试验。 选矿工艺流程试试验内容和必要的资料收集，一般由试验研究单位负责制订，有条件的可由试验、设计和生产部门三结合洽商确定。 一、收集资料的一般内容如下，但具体工程需根据条件的不同，区别对待 （一）了解上级机关下达任务的目地和委托单位提出的要求，例如：选矿厂规模、服务年限；主要有用成分和伴生成综合利用问题；试验阶段的划分；要求试验完成日期；选矿厂处理单一矿床的矿石还是几个矿床、不同类型的矿石；用户对精矿化学成分的特殊要求以及对精矿等级和粒度的要求；建厂地区的水源，选矿药剂，焙烧用燃料等的供应情况和性能分析资料等。 （二）了解有关地质资料，例如：矿床类型；地质储量；矿体产状；矿石类型；品位特征；嵌布特性；围岩脉石等变化情况；远景评价；采样设计等。 （三）了解采矿设计方面的资料，例如：采矿的开拓方案和采矿方法；不同类型矿石的混采、分采；围岩混入率和矿石采出品位；开采设计矿区的矿石类型配比和平均品位；开采设计5－10年内逐年开采的矿石类型配比和平均品位等。 （四）了解选矿方面资料，例如：选矿设计对试验的特殊要求。国内外类似矿石的试验研究和生产实践情况，可能应用的选进技术等。 二、选矿工艺流程试验主要内容有 （一）矿石性质研究 是选择选矿方案和确定选厂设计方案时与类似矿石生产实践作对比分析的依据，其中某些数据是选厂具体设计中必不可少的原始数据。 矿石性质研究包括：光谱定性和半定量，化学全分析，岩矿鉴定，物相分析，粒度分析，磁性分析，重液分析，试金分析，磨矿细度，矿石可磨度，及各种物理性能（比重、比磁化系数、导电率、水分、真比重和假比重、堆积角和摩擦角、硬度、粘度等）。 （二）选矿方法、流程结构，选矿指标和工艺条件 直接关系到选矿厂的设计方案和具体组成，是选厂设计的主要原始资料，必须慎重考虑，要求选矿方法、流程结构合理，选矿指标可靠。
某选矿厂工艺流程优化研究
某选矿厂工艺流程优化研究 发表时间：2019-12-18T14:31:12.037Z 来源：《基层建设》2019年第26期作者：张利英 [导读] 摘要：论述了某选矿厂自投产生产后，由于原矿性质的变化，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化。 内蒙古包钢钢联股份有限公司巴润矿业分公司内蒙古包头 014080 摘要：论述了某选矿厂自投产生产后，由于原矿性质的变化，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化。通过对选别流程进行的全面考查，找到问题的原因所在，并采取措施对流程进行了优化，实现对生产过程的有效控制，在稳定质量的同时优化流程结构，降低尾矿品位、提高金属回收率。 关键词：破碎筛分；选别工艺；水力旋流器 某选矿厂选矿工艺采用三段一闭路破碎、阶段磨矿、阶段选别的工艺流程，相应形成了破碎、磨选磁选、尾矿浓缩等三个作业区。采场采出的矿石由汽车运至采场破碎站进行粗破碎，粗破碎后 0 ～ 250 mm 的矿石通过胶带运输机送至圆筒矿仓内。破碎车间经过中碎、细碎处理后，产品粒度为 0 ～ 12 mm，送到磨选作业区处理。过滤后的精矿由管道进行输送。尾矿经尾矿浓密机浓缩后，其底流经过尾矿泵站送至尾矿库，实现尾矿高浓度输送。选矿厂生产采用阶段磨矿、阶段选别工艺流程选别磁铁矿石，投产后生产基本稳定，精矿品位达到设计指标。但由于原矿品位偏低，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化，因此对现有生产流程进行了全面考查，以深入了解选矿厂目前生产工艺现状，全面掌握选矿厂各作业的运行情况，对存在问题的作业重点分析，找到问题的原因所在，并采取措施对流程进一步优化，实现对生产过程的有效控制，在稳定质量的同时优化流程结构，以降低尾矿品位、提高金属回收率。 1、破碎作业考查结果分析 选矿区破碎车间的工艺为三段破碎一次筛分闭路破碎流程。采场采出的原矿由汽车运至采场破碎站，给入旋回破碎机进行粗破碎，粗碎产品通过胶带运输机送至混矿仓，经过两条给矿皮带给圆锥破碎机进行中破碎，中碎产品给入振动筛进行筛分，筛上产品给入细碎矿仓，经皮带给入圆锥破碎机进行细破碎，细碎产品经干选后与中碎产品混合给入筛分作业，筛上产品返回细碎矿仓，筛下 0 ～ 12 mm 产品通过皮带给入磨矿仓。 （1）台时量测定结果。破碎设备台时处理量的测定是测量一定皮带长度上的矿样质量，根据皮带速度计算其台时处理量。从破碎筛分设备台时处理量测定结果看，1# 中碎机台时处理能力为 1 319.11 t/h，2# 中碎机台时处理能力为 1 584.00 t/h，2 台中碎机的设计台时为1 400 t/h，平均台时处理能力超过设计值。1#，2#，3# 细碎机台时处理能力分别为889.85 t/h，938.02 t/h，971.03 t/h，处理能力均超过设计处理能力 830 t/h，细碎设备处理能力不够，超负荷运行。 （2）破碎作业产品粒度特性。考查期间粗碎旋回破碎机，1#，2# 中碎圆锥破碎机运行正常，对粗碎排矿，1#，2# 中碎排矿产品进行了粒度分析。从分析结果看，粗碎的排矿粒度在 0 ～ 250mm，而实际的最大排矿粒度 0 ～ 260 mm，为中碎创造了有利条件。 从中碎排矿粒度特性看，2# 中碎机75 mm 以上粒级含量为 5.03%，略有些偏高。中碎机要求排矿粒度 - 12 mm 含量大于 28%，1# 中碎-12 mm 含量 33.76%，2# 中碎- 12 mm 含量27.96%，2 台中碎 - 12 mm 含量基本达到设计要求。 从 3 台细碎的给矿、排矿粒度特性曲线看，给矿粒度 75 mm 以上粒级占 3% 左右，30 mm 以下粒级占 70% 左右。3 台细碎的排矿粒度30 mm 以上含量分别为 3.89%，5.16%，8.93%，而设计要求细碎的最大排矿粒度 25 mm，超过设计值。1#，2#，3# 细碎机的排矿粒度 - 12 mm 含量分别为 48%，52%，46%，其设计 12 mm 以下含量应为 58%，细碎的排矿粒度 12 mm 以下含量很低，没有达到设计排矿粒度。 （3）筛分作业。振动筛要求技术指标为筛分效率 ≥ 85%，从 3#，6# 振动筛产品粒度分析结果看，- 12 mm 粒度的筛分效率 82.79% ～95.87%，3# 振动筛的筛分效率略偏低些，2 台振动筛处理量均在设计台时处理能力 450 t/h 范围内，筛上循环负荷 342.54%，166%，均大于设计值 155%。考查期间振筛的筛孔尺寸为 15 mm × 20mm，由于细碎排矿粒度 - 12 mm 低于设计要求，使筛分作业给矿粒度粗粒级含量偏多，造成筛上量循环量增大，筛上返回细碎后，又加大了细碎设备的处理量，使细碎超负荷运转，形成恶性循环。 为减少筛上循环量，增加筛下合格粒级含量，必须提高细碎产品细粒级含量。由于细碎设备的作业率已高达 75%，而且超设计台时处理能力运转，细碎没富余能力，建议生产时启动3台细碎设备，日常运转 1台中碎破碎机，3 台细碎破碎机，增加细碎产品中粉矿的含量，保证筛分给矿 - 12mm 含量达到设计要求，同时可适当改变一下筛孔尺寸，进一步提高筛分效率，使破碎筛分工艺形成良性循环。 2、选别工艺流程考查结果分析及工艺优化方案 2.1一段磨矿分级作业 一段磨矿分级作业由一段球磨机和水力旋流器组形成闭路磨矿，共有 4 组一段球磨机和水力旋流器组成的一段闭路磨矿，分别对4个系列进行了单机考查。结果显示，一段球磨机的台时处理能力在350～370t/h，4 组一段磨矿分级旋流器的循环负荷分别为 258.67%， 203.11%，225.33%，268.06%，4# 旋流器组的循环负荷略高于要求的150% ～250%，其它 3 组均在设计要求范围内。4 组水力旋流器分级的质效率分别为 43.33%，44.22%，47.45%，36.15%，4# 水力旋流器组的分级效率偏低。 设计要求一次分级水力旋流器溢流粒度应达到- 0.074 mm 含量占 55% ～ 60%，考查期间溢流粒度偏粗，- 0.074 mm 含量在 53.35% ～58.50% 之间，平均 - 0.074 mm 含量占 55.06%。一方面由于入磨矿石粒度 - 12 mm 含量偏低，考查期间一段球磨皮带给矿粒度 - 12 含量占88.88%，生产要求入磨产品粒度 - 12 mm 含量应大于 95%，由于粗粒级含量增大，加大了一段球磨机的磨矿压力，使球磨机排矿粒度偏粗；另一方面，考查期间难磨矿石入选比例较大也对磨矿细度产生了一定影响。为保证一次溢流粒度，首先应该提高矿石的入磨粒度，使入磨产品细粒级含量达到设计要求，实现多碎少磨；其次从一段球磨机粒度入手，保证磨矿浓度，控制水力旋流器给矿压力，降低循环量，提高分级效率，提高一段磨矿分溢流粒度。 2.2 二段磨矿分级作业 二段磨矿分级作业由水力旋流器组形成预先分级，沉砂给入二段球磨机形成开路磨矿，分别进行了考查。 结果显示，二次分级水力旋流器溢流与沉砂的比例在 35：65左右，质效率在 19% ～ 26% 之间，再磨的粒度增加 20个百分点。二次分级水力旋流器给矿、溢流浓度都偏高，溢流的粒度 - 0.074 mm 含量在 66% 左右，比设计的 - 0.074 mm 含量大于 75% 的要求偏低。从二次分级作业产品粒度分析结果看，二旋沉平均粒度40.39% - 0.074 mm 含量，铁矿物的单体解离度55.92%，脉石矿物单体解离度为 32.85%，二
选矿指标定义及计算公式精选文档
选矿指标定义及计算公 式精选文档 TTMS system office room 【TTMS16H-TTMS2A-TTMS8Q8-
主要采选生产统计指标定义及计算公式 二O一四年六月 生产技术组
目录 采矿生产技术经济指标 ......................................... 一、采矿作业量及产品产量指标.................................. （一）掘进量 ................................................. （二）剥岩量 ................................................. （三）掌子出矿量 ............................................. （四）采剥（掘）总量 ......................................... （五）采出矿量（简称矿量） ................................... 二、采矿技术经济指标 ......................................... （一）采矿质量指标。 ......................................... 1、采出矿石品位 .............................................. 2、废石混入率 ................................................ 3、矿石贫化率 ................................................ （二）采矿物料单耗指标 ....................................... 1、炸药单耗 .................................................. 2、导爆管雷管单耗 ............................................ 3、钻杆单耗 .................................................. 4、钻头单耗 .................................................. （三）采矿能源单耗指标 ....................................... 1、柴油单耗 .................................................. 2、电力单耗 .................................................. （四）采矿设备效用指标 ....................................... 1、钻机台班效率 .............................................. 2、挖掘机台班效率 ............................................ 3、铲运机台班效率 ............................................ 4、电机车台班效率 ............................................ 5、采矿设备作业率 ............................................ （五）采矿实物劳动生产率指标.................................. 1、采矿从业人员实物劳动生产率................................. （六）采矿其他技术经济指标 ................................... 1、采矿损失率 ................................................ 2、采矿回采率 ................................................ 3、剥采比 .................................................... 4、掘采比 .................................................... 5、采切比 .................................................... 6、延米爆破量 ................................................ 7、三级矿量 .................................................. 1)开拓矿量（露天） ........................................... 2)备采矿量（露天） ........................................... 3)开拓矿量（地下） ........................................... 4)采准矿量（地下） ...........................................
选矿方法(基本原理、工艺流程)
1、重介质选矿法： （1）方法是基于矿石中不同的矿粒间存在着密度差,（或粒度差），籍助流体动力和各种机械力作用，造成适宜的松散分层和分离条件，使不同物料得到分离。 重介质选矿分选原理 根据阿基米德定理，小于重介质密度的颗粒将在介质中上浮，大于重介质密度的颗粒在介质中下沉。 （2）工艺流程 矿石的重选流程是由一系列连续的作业组成。作业的性质可分成准备作业、选别作业、产品处理作业三个部分。(1) 准备作业，包括a:为使有用矿物单体解离而进行的破碎与磨矿；b:多胶性的或含黏土多的矿石进行洗矿和脱泥；c:采用筛分或水力分级方法对入选矿石按粒度分级。矿石分级后分别入选，有利于选择操作条件，提高分选效率。2) 选别作业，是矿石的分选的主体环节。选别流程有简有繁，简单的由单元作业组成，如重介质分选。(3) 产品处理作业，主要指精矿脱水、尾矿输送和堆存。 2、跳汰选矿法 （1）原理：跳汰选矿是在垂直交变介质流的作用下，使矿粒群松散，然后按密度差分层：轻的矿物在上层，叫轻产物；重的在下层，叫重产物，从而达到分选的目的。介质的密度在一定范围内增大，矿粒间的密度差越大，则分选效率越高。 实现跳汰过程的设备叫跳汰机。被选物料给入跳汰机内落到筛板上，便形成一个密集的物料展，这个物料层，称为床层。在给料的同时，从跳汰机下部周期性的给入上下交变的水流，垂直变速水流透过筛孔进入床层，物料就是在这种水流中经受跳汰的分选过程。 （2）工艺过程 当水流上升时，床层被冲起，呈现松散及悬浮的状态。此时，床层中的矿粒，按其自
身的特性（密度、粒度和形状），彼此作相对运动，开始进行分层。在水流已停止上升，但还没有转为下降水流之前，由于惯性力的作用，矿粒仍在运动，床层继续松散、分层。水流转为下降，床层逐渐紧密，但分层仍在继续。当全部矿粒落回筛面，它们彼此之间已丧失相对运动的可能，则分层作用基本停止。此时，只有那些密度较高、粒度很细的矿粒，穿过床层中大块物料的间隙，仍在向下运动，这种行为可看成是分层现象的继续。下降水流结束，床层完全紧密，分层便暂告终止。水流每完成一次周期性变化所用的时间称为跳汰周期。在一个跳汰周期内，床层经历了从紧密到松散分层再紧密的过程，颗粒受到了分选作用。只有经过多个跳汰周期之后，分层才逐趋完善。最后，高密度矿粒集中在床层下部，低密度矿粒则聚集在上层。然后，从跳汰机分别排放出来，从而获得了两种密度不同，即质量不同的产物。 3、浮选 （1）原理：浮选是根据矿物表面物理化学性质的差异，而分选矿物的一种选矿方法。 （2）浮选流程包括磨矿，分级，调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业。有一段磨浮流程；分段磨矿－浮选的阶段磨浮流程；精矿或中矿再磨再选流程。浮选产出粗精矿的作业称粗选；粗精矿再选作业称精选；尾矿再选作业称扫选。回收矿石中多种有用矿物时，不同矿物先后浮选的流程称优先浮选或选择浮选；先将有用矿物全部浮出后再行分离的流程，称混合－分离浮选。工业生产时必须针对矿石的性质和对产品的要求，采用不同的药方和浮选流程。 浮选的原则流程即浮选的骨干流程或流程的主干结构。它一般包括段数、循环和矿物的浮选顺序等内容。 3）浮选机：浮选机类型：机械搅拌式浮选机、充气式浮选机、混合式浮选机或充气搅拌式浮选机、气体析出式浮选机。
选矿常用名词术及计算公式
选矿常用名词术及计算公式
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一般概念 1、选矿：是把有用矿物与脉石矿物最大限度的分开，除去脉石，使有用矿物得到富集，或使 共生的有用矿物彼此分离，从而获得高品位的一种或多种精矿的过程。 2、岩石：由一种或多种矿物组成的矿物集合体称岩石。或者说，构成地球外壳岩石圈的物质。 3、矿石：指在现代技术条件下，能够加工告别或能直接提炼金属以及其他化合物的岩石。 4、矿物：在地壳中自然生成的具有固定化学组成与物理化学性质的自然元素或化合物。 5、有用矿物：能够为人类所利用的矿物、矿石、岩石。 6、脉石：矿石中没有工业价值或暂时不能为人类所利用的部分称脉石。 7、围石：矿体周围的矿石称围岩。矿体上部围岩称上盘或顶盘，矿体下部围岩称下盘或底盘， 夹在矿体中间的围岩称夹石。 8、废石：矿体围岩和夹岩称废石。实际上矿石和废石的概念是相对的。处于矿石边界品位以 下无工业价值的低品位矿石和围岩、夹石统称废石。 9、矿石品位：是指矿石中某种金属，非金属或其它有用组分含量的多少，一般用百分数表示， 有的用每吨矿石中含的克数来表示。 10、原矿品位：是指进入选厂的矿石中的某种金属，非金属或其它有用组分与原矿量的百分 比。 11、精矿品位：指精矿中所含某种金属（或非金属或其它有用组分）与精矿量的百分比。 12、尾矿品位：尾矿中所含某种金属（或非金属或其它有用组分）与尾矿量的百分比。 13、重力先矿：简称重选，是根据矿石中各种矿物比重（密度）的差异进行分选的选矿方法。 比重不同的矿物颗粒在运动的介质（水、空气、重介质）中受液体动力和其它机械力作用。形成分层，使轻、重矿物得到分离。 重选法连同下述的浮选法、磁选法、电选法是主要的选矿方法。 14、浮游选矿：简称浮选，浮选通常为泡沫浮选，它是根据矿物表面物理化学性质（主要是 润湿性、电性、吸附以及溶解、氧化等化学反应）的差异，经浮选药剂处理后，矿浆中 各种矿物的表面性质差异变得更加明显，从而使矿物颗粒可以有选择地附着在气泡表面 上，并把这些附着在气泡表面的矿物提升到矿浆表面上来的全过程。 泡沫浮选是一个复杂的过程。是一种选择性分离工艺。 15、磁力选矿：简称磁选，是根据矿物自然磁性的不同，在磁选机磁场作用下，使各矿物受 到不同的作用力，从而使矿物得到分离的方法。 16、电选法：是根据矿物导电率的差别进行分选的方法。 17、粗选：矿浆经调合后进入浮选的第一个工序，选出部分高于原矿品位，但一般达不到精 矿质量要求的粗精矿作业。 18、精选：将粗选所得到的粗精矿再选，并得到合格精矿的作业。 19、扫选：把粗选之后还不能做为最终尾矿丢弃的矿浆进行再选的作业。 为提高回收率，需降低尾矿品位，扫选也常进行多次。 20、精矿：矿石经选别作业后，除去了大部分脉石和杂质，使有用矿物得到充分富集的最终 产品。 21、中矿：在选别过程中得到的中间产品（通常为扫选作业的精矿和精选作业的尾矿）。 中矿品位一般介于最终精矿和尾矿品位之间。中矿一般需要返回某适当作业点进行再选或单独处理。 22、尾矿：矿石经选别作业后，主要有用成份富集于精矿中，所剩余的不再进行回收的部分。 尾矿中一般都含有一定数量有回收利用价值的矿物，只是由于受一定时期技术水平的 限制或继续回收的费用太高而暂时丢弃。因此尾矿要妥善保管起来。
选矿常用计算公式
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选矿常用计算公式 1、品位：一般用化学分析确定 α一原矿品位，β—精矿品位，θ—尾矿品位 2、产率： (1)用重量计算 γ精= Q K/ Q n*(100%) γ尾= Q n- Q k/ Q n*(100%) 式中：Q n、Q k分别为原矿和精矿重量（吨） (2）用品位计算 γ精=α-θ/β-θ*(100%) γ尾=1- γ精 （3）用回收率计算 γ精=α·ε/β*100% 式中：ε为回收率 3、选矿比： （1）用重量计算 K重= Q k/ Q n(倍) （2）用品位计算 K重=β-θ/α-θ(倍) 4、富矿比： I n=β/α(倍) 5、破碎比： I=D max/d min 式中：D max破碎前物料最大块直径（mm）
d min破碎后物料最大块直径（mm） 6、单个矿块粒度计算： d=(a+b+c)/3 式中：a、b、c分别为块矿的长、宽、高尺寸 7、筛分效率：（1）E1=β（α-θ）/α（β-θ）*100% （2）E2=C/（θ*α）*100% 式中：α、β、θ分别为给矿、筛下、筛上产物中小于筛孔尺寸粒级的百分含量，C为筛下产品重量 8、破碎机作业率： ?作=t实/t计*100% 式中：t实为破碎机实际开车小时数 t计为日历台数X台数X24小时（计开车小时数） 9、球磨机作业率：计算方法同破碎机作业率 10、球磨机台数能力： Q台= Q总/ t实（t/H） 式中：Q台为球磨机1小时处理原矿吨数 Q总为球磨机当班（或日、月、季、年等）处理原矿总吨数11、球磨机利用系数： ?系= Q台/V（t/H·m3） 式中：?系为球磨机单位体积单位时间内处理的原矿量 V为球磨机有效容积（m3）
锑矿选矿工艺流程分析
锑矿选矿工艺流程分析 流程介绍: 提取方法: 锑矿的提取方法除应根据矿石类型、矿物组成、矿物构造和嵌布特性等物理、化学性质作为基本条件来选择外，还应考虑有价组分含量和适应锑冶金技术的要求以及最终经济效益等因素。锑矿石的选矿方法，有手选、重选、重介质选、浮选等。 手选: 锑矿石手选工艺是利用锑矿石中含锑矿物与脉石在颜色、光泽、形状上的差异进行的。该方法虽然原始，且劳动强度较大，但用于锑矿石选矿仍具有特殊意义：因为锑矿物常呈粗大单体结晶或块状集合体晶体产出，手选常能得到品位较高的块锑精矿，适合于锑冶金厂竖式焙烧炉的技术要求；手选能降低选矿生产成本和能耗，因此它在我国广泛使用。据资料统计：我国现生产的18个主要锑选矿厂中，有手选作业的有15座，占83.3%，其中单一硫化锑矿选厂4座，硫化—氧化混合锑矿选厂4座，含锑复杂多金属矿选厂7座。手选选出的块状锑精矿，只需含锑7%以上就可进入竖式焙烧炉直接挥发焙烧，以制取三氧化二锑。手选出含锑高于45%的块状硫化锑精矿，通过熔析法可制取纯净的三硫化二锑(俗称生锑)，用于生产。手选除拣出高品位块状锑精矿外，也可以直接丢弃大量废石，以提高入选原矿品位。适合手选的矿石粒度，大都在28~150毫米间。大多数锑选厂采用宽级别手选，只有个别选厂如锡矿山北选厂采用分级成窄级别手选。由于原矿往往含泥，因此洗矿作业常是手选前不可缺少的预备作业。入选原矿经过洗矿然后手选，比不经洗矿直接手选效果要好。 重选： 锑矿石的重选工艺对于大多数锑矿石选厂均适用，因为锑矿物属于密度大、粒度粗的矿物，易于用重选方法与脉石分离。其中：辉锑矿密度为 4.62克/厘米3，而脉石密度介于2.6~2.65克/厘米3之间，其等沉(降)比为2.19 ~2.26，属易选矿石；黄锑华密度为5.2克/厘米3、红锑矿密度为7.5克/厘米3、锑华为5.57克/厘米3，它们与脉石的等沉(降)比分别为2.55~2.63，3.93~4.06和2.76~2.86，这三种锑矿石属于按密度分选的极易选矿石。只有水锑钙，石密度3.14克/厘米3，与脉石等沉(降)比值仅1.29，属于按密度分选较难选矿石，但它在锑矿石中并不算主要成分，不影响重选的使用。总之，不论单一硫化锑矿石或硫化( 氧化混合锑矿石，均具有较好的重选条件。且重选费用低廉，又能在较粗粒度范围内、分选出大量合格粗粒精矿，并丢弃大量脉石，因此，重选仍是当今锑选矿工作者乐于采用的选矿方法。有时，它即使不能直接选出合格锑精矿，然而作为锑浮选作业的预选作业，也常被人接受，特别是浮选在现阶段处理氧化锑矿石的困难很多的情况下，因而重选成了氧化锑矿石的主要选矿方法。 浮选: 浮选是锑矿物最主要的提取方法。硫化锑矿物属易浮矿物，大多采用浮选方法提高矿石晶位。其中：辉锑矿常先用铅盐作活化剂，也有用铜盐或铅盐铜盐兼用的，然后用捕收剂浮选。常用的捕收剂为丁黄药或页岩油与乙硫氮混合物，起泡剂为松醇油或2号油；氧化锑矿则属难浮矿石。
聚氨酯计算公式中有关术语及计算方法
PU 资料 聚氨酯计算公式中有关术语及计算方法 1. 官能度 官能度是指有机化合物结构中反映出特殊性质(即反应活性)的原子团数目。对聚醚或聚酯多元醇来说，官能度为起始剂含活泼氢的原子数。 2. 羟值 在聚酯或聚醚多元醇的产品规格中，通常会提供产品的羟值数据。 从分析角度来说，羟值的定义为：一克样品中的羟值所相当的氢氧化钾的毫克数。 在我们进行化学计算时，一定要注意，计算公式中的羟值系指校正羟值，即 羟值校正 = 羟值分析测得数据 + 酸值 羟值校正 = 羟值分析测得数据 - 碱值 对聚醚来说，因酸值通常很小，故羟值是否校正对化学计算没有什么影响。 但对聚酯多元醇则影响较大，因聚酯多元醇一般酸值较高，在计算时，务必采用校正羟值。 严格来说，计算聚酯羟值时，连聚酯中的水份也应考虑在内。 例，聚酯多元醇测得羟值为，水份含量%，酸值12，求聚酯羟值 羟值校正 = + + = 3. 羟基含量的重量百分率 在配方计算时，有时不提供羟值，只给定羟基含量的重量百分率，以OH%表示。 羟值 = 羟基含量的重量百分率×33 例，聚酯多元醇的OH%为5，求羟值 羟值 = OH% × 33 = 5 × 33 = 165 4. 分子量 分子量是指单质或化合物分子的相对重量,它等于分子中各原子的原子量总和。 （为氢氧化钾的分子量） 羟值 官能度分子量1000 1.56??=
例，聚氧化丙烯甘油醚羟值为50，求其分子量。 对简单化合物来说，分子量为分子中各原子量总和。 如二乙醇胺，其结构式如下： CH 2CH 2OH HN < CH 2CH 2OH 分子式中，N 原子量为14，C 原子量为12，O 原子量为16，H 原子量为1，则二乙醇胺分子量为：14+4×12+2×16+11×1=105 5. 异氰酸基百分含量 异氰酸基百分含量通常以NCO%表示，对纯TDI 、MDI 来说，可通过分子式算出。 式中42为NCO 的分子量 对预聚体及各种改性TDI 、MDI ，则是通过化学分析方法测得。 有时异氰酸基含量也用胺当量表示，胺当量的定义为：在生成相应的脲时，1克分子胺消耗的异氰酸酯的克数。 胺当量和异氰酸酯百分含量的关系是： 6. 当量值和当量数 当量值是指每一个化合物分子中单位官能度所相应的分子量。 如聚氧化丙烯甘油醚的数均分子量为3000，则其当量值 在聚醚或聚酯产品规格中，羟值是厂方提供的指标，因此，以羟值的数据直接计算当量值比较方便。 7. 异氰酸酯指数 3366 50 1000 31.56=??= 分子量%48174 2 42%=?=NCO TDI 的%6.33250 2 42%=?= NCO MDI 的官能度 数均分子量当量值=
选矿工艺流程介绍
选矿工艺流程介绍（附流程图） [导读]:选矿是冶炼前的准备工作，从矿山开采下来矿石以后，首先需要将含铁、铜、铝、锰等金属元素高的矿石甄选出来，为下一步的冶炼活动做准备。选矿一般分为破碎、磨矿、选别三部分。其中，破碎又分为：粗破、中破和细破；选别依方式不同也可分为：磁选、重选、浮选等。本专题将详细向大家讲述选矿的一些具体工艺常识，以及主要选矿设备的大致工作原理，主要控制要点等知识。由于时间的仓促和编辑水平有限，专题中难免出现遗漏或错误的地方，欢迎大家补充指正。 选矿的目的：提高矿石品位。 选矿方法： ◆重力选矿法。根据矿物密度的不同，在选矿介质中具有不同的沉降速度而进行选矿。 ◆磁力选矿法。磁力选矿法是利用矿物的磁性差别，在不均匀的磁场中，磁性矿物被磁选机的磁极吸引，而非磁性矿物则被磁极排斥，从而达到选别的目的。 ◆浮游选矿法。浮游选矿法是利用矿物表面不同的亲水性，选择性地将疏水性强的矿物用泡沫浮到矿浆表面，而亲水性矿物则留在矿浆中，从而实现不同矿物彼此分离。 选矿后的产品：精矿、中矿和尾矿。 ◆精矿是指选矿后得到的含有用矿物含量较高的产品。 ◆中矿为选矿过程中间产品，需进一步选矿处理。 ◆尾矿是经选矿后留下的废弃物。
选矿的流程： （一）矿石破碎 我国选矿厂一般采用粗破、中破和细破三段破碎流程破碎铁矿石。粗破多用1.2ｍ或1.5ｍ旋回式破碎机，中破使用2.1ｍ或2.2ｍ标准型圆锥式破碎机，细破采用2.1ｍ或2.2ｍ短头型圆锥式破碎机。通过粗破的矿石，其块度不大于1ｍ，然后经过中、细破碎，筛分成矿石粒度小于12ｍｍ的最终产品送磨矿槽。 （二）磨矿工艺 我国铁矿磨矿工艺，大多数采用两段磨矿流程，中小型选矿厂多采用一段磨矿流程。由于采用细筛再磨新工艺，近年来一些选矿厂已由两段磨矿改为三段磨矿。采用的磨矿设备一般比较小，最大球磨机 3.6ｍ×6ｍ，最大棒磨机 3.2ｍ×4.5ｍ，最大自磨机5.5ｍ×1.8ｍ，砾磨机2.7ｍ×3.6ｍ。 磨矿后的分级基本上使用的是螺旋分级机。为了提高效率，部分选矿厂用水力旋流器取代二次螺旋分级机。 （三）选别技术 １.磁铁矿选矿 主要用来选别低品位的“鞍山式”磁铁矿。由于矿石磁性强、好磨好选，国内磁选厂均采用阶段磨矿和多阶段磨矿流程，对于粗粒嵌布的磁铁矿采用前者（一段磨矿），细粒、微细粒嵌布的磁铁矿采用后者（二段或三段磨矿）。我国自己研制的系列化的永磁化，使磁选机实现了永磁化。70年代以后，由于在全
选矿厂设计复习题
1 2、在初步设计的图纸中，矿物加工专业的图纸有哪些？ （1）工艺数质量流程图（2）工艺矿浆流程图（3）取样流程图（4）设备形象联系图 （5）工艺建筑物联系图（6）全厂带式输送机平面布置示意图（7）主要工艺厂房设备配置图 3、浮选设备有哪几大类？它们的优缺点是什么？ 目前生产中使用的浮选设备包括浮选机和浮选柱两大类。其中，浮选机根据充气方式的不同，可分为机械搅拌式和充气机械搅拌式两种。 机械搅拌式浮选机的优点是，可以自吸空气和矿浆，不需外加充气装置。其中有些型号的浮选机还具有较强的自吸矿浆能力，使中矿返回易于实现自流，减少了矿浆提升泵数量。设备配置整齐美观，操作方便。缺点是充气量较小，电耗与磨损一般较高。 充气机械搅拌式浮选机的充气由单独设置的压风机来提供。优点是充气量大、气量可按需要进行调节、叶轮磨损较小、电耗较低。缺点是无吸气能力，需另设压风机。除XCF型具有自吸矿浆能力外，其他型号浮选机无自吸矿浆能力，需设置矿浆返回泵，配置不够方便。 浮选柱的优点是结构简单，制造安装比较容易，占地面积小。缺点是充气器在用石灰作调整剂的高碱度矿浆中容易结钙而堵塞气孔，影响选别指标。 4、球磨机与螺旋分级机的机组配置设计应解决哪些问题？ （1）螺旋分级机的安装角度应在允许范围内；（2）满足螺旋分级机返砂溜槽坡度的设计； （3）满足球磨机排矿口溜槽与螺旋分级机机组配置。 5、现行设计矿山企业所缴纳的税金主要有哪几种，其税率如何计算？ 现行设计矿山企业主要应缴纳增值税、企业所得税、城市维护建设税和教育附加税。按 国家规定，各税种的税率如下： ①增值税。采、选企业如果是独立企业，其产品（采矿为原矿，选矿为精矿）税率为17%； ②所得税。企业所得税率是应纳税所得额（一般为利润总额）的33%。企业每一纳税年度的收入总额减去允许扣除项目的余额为纳税所得额； ③城市维护建设税。改革后的城市维护建设税，计税依据是企业的销售收入，税率0. 5%-1%； ④教育附加税。以实际缴纳的产品税、增值税和营业税额作为计算依据，其税率为2 %。 6、对于选矿厂设计而言，选矿试验的具体要求包括哪些内容？ 1)选矿试验的矿样要有代表性。 2)根据矿石性质、工艺流程和技术复杂程度、选矿厂建设规模等，提出选矿工艺流程试验和选矿单项技术试验的规模要求。 3)选矿工艺流程试验的内容，要求有详细的原矿工艺矿物学研究，要有选矿方法和选矿流程试验比选，要进行碎磨、选别、脱水、全流程工艺试验研究、环境保护试验研究，以及其他协议解决的特殊问题的试验研究。 4)对于扩大连续试验以上规模的选矿试验，要保证足够的选矿试验连续稳定运转时间。其中，扩大连续试验和半工业试验的连续稳定运转时间应达到或超过72 h，工业试验连续稳定运转时间一般为10 ~15 d。 5)选矿试验报告的内容要详细完整、数据齐全可靠、文字图表清晰明确，内容能满足设计的要求。试验报告结论符合实际，要有明确的试验结果和工艺流程评述、推荐意见及存在问题和建议。
选矿基本知识
选矿基本知识 一、名词解释 重力选矿法（简称重选法）：是在运动介质（水）中，按粒度比重和粒度的差异进行分选的分法。 浮选法：是选金生产中，应用最广泛的一种选矿法。是利用矿物表面物理化学性质的差异来选分矿石的一种方法。 混汞法：是一种古老而又简易的选金方法。在矿浆中，金粒被汞（水银）选择性地润湿并形成金汞齐，使它和别的矿物及脉石互相分离，这种方法称为混汞法。品位：就是矿石或选矿产物中该金属或选矿产物重量之比值，通常用百分数来表示。 产率：选矿产物的重量与原矿重量之比值，通常用百分数来表示。 选矿比：原矿重量与精矿重量的比值，它表示获得1吨精矿需要处理的原矿的吨位。 富矿比：精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位之比值。它表示精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位高出的倍数。 回收率：选矿的目的就是要把原矿中所含的金属，最大限度地选入到品位更高的精矿中。这个选分过程的完全程度，可以用金属回收率来评定。所谓金属回收率，就是精矿中所含的金属重量与原矿中该金属重量的比值，常用百分数来表示。二、选矿指标 处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克) / 处理原矿量(吨) 精矿品位： 是指平均每吨精矿中的含金量，它是反映精矿质量的指标，计算公式为： 精矿品位(克/吨)＝精矿含金量(克) / 精矿数量(吨) 精矿产率： 是指产出的精矿量占原矿量的百分比，它是反映选矿厂质量的指标。计算公式为：精矿产率(％)＝精矿数量(吨) /原矿数量(吨) ×100％ 尾矿品位： 是指选矿厂排弃的尾矿中，平均每吨尾矿中的含金量。它是反映在选矿过程中金属损失程度的指标。计算公式为：
尾矿品位(克/吨)＝尾矿含金量(克)/尾矿数量(吨) 尾矿量(吨)＝处理原矿量(吨)－精矿量(吨) 选矿回收率： 是指采用各种选矿方法获得的最终产品含金量占处理原矿含金 量的百分比。按理论和实际回收率两种方法计算。 选矿理论回收率(％)＝精矿品位×(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位×(精矿品位－尾矿品位) )×100％ =理论回收的金属量(克) /处理原矿金属量(克)×100％ 选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％ (浮选回收率) 浸出率： 是指经浸出作业已溶解金的金属量占氰原矿金属量的百分比。计算公式为： 浸出率＝已溶解金的金属量(克)/氰原矿金属量(克)×100％ =( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )/氰原矿金属量(克)×100％ 洗涤率： 是指贵液中含金量占浸出溶解金的金属量的百分比。计算公式为： 洗涤率(％)= 贵液含金量(克) / 浸出已溶金的金属量(克)×100％ =( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) －排液金属量(克))/( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )×100％ 置换率： 是指通过置换沉淀而析出的金泥含金量占贵液含金量的百分比。计算公式为：置换率(％)＝金泥含金量(克) /贵液含金量(克)×100％ 氰化回收率： 是指氰化金泥含金量占氰原矿含金量的百分比。计算公式为： 氰化回收率(％)＝金泥含金量(克)/氰原矿含金量(克)×100％ ＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％) 氰化金泥冶炼回收率： 是指冶炼后合质金含量占氰化金泥量的百分比。计算公式为： 冶炼回收率＝合质金含金量(克)/金泥含金量(克)×100％
选矿实验流程图
选矿试验的要求 选矿试验资料是选矿工艺设计的主要依据。选矿试验成果不仅对选矿设计的工艺流程、设备选型、产品方案、技术经济指标等的合理确定有着直接影响，而且也是选矿厂投产后能否顺利达到设计指标和获得经济效益的基础。因此，为设计提供依据的选矿试验，必须由专门的试验研究单位承担。选矿试验报告应按有关规定审查批准后才能作为设计依据。在选矿试验进行之前，选矿工艺设计者应对矿床资源特征、矿石类型和品级、矿石特征和工艺性质、以及可选性试验等资料充分了解，结合开采方案，向试验单位提出试验要求，在“要求”中，一般不必详述试验单位通常都应做到的容，而应着重提出需要试验单位解决的特殊容和主要问题。 一、选矿试验类型的划分 选矿试验按研究的目的可分为可选性试验、工艺流程试验和选矿单项技术试验三种，按试验规模可分为试验室试验、半工业试验和工业试验三种。为便于明确选矿试验要求和叙述的方便，概括上述两种分类，将选矿试验类型划分为可选性试验、试验室小型流程试验、试验室扩续试验、半工业试验、工业试验和选矿单项技术试验六种。 （1）可选性试验。一般由地质勘探部门完成。在地质普查、初勘和详勘阶段，应循序渐进地提高和加深可选性试验研究深度。可选性试验着重研究和探索各种类型和品级矿石的性质与可选性差别，基本选矿方法与可能达到的选矿指标，有害杂质剔除的难易，伴生成分综合回收的可能性等。试验研究的容和深度应能判定被勘探的矿床矿石的利用在技术上是否可行、经济上是否合理,能为制订工业指标和矿床评价提供依据。可选性试验是在试验室装置或小型试验设备上进行的，一般只作矿床评价用。 （2）试验室小型流程试验。试验室小型流程试验是在矿床地质勘探完成之后，可行性研究或初步设计之前进行。它着重对矿石矿物特征和选矿工艺特性、选矿方法、工艺流程结构、选矿指标、工艺条件及产品（包括某些中间产品）等进行试验研究和分析,并应进行两个以上方案的试验对比。试验研究的容和深度。一般应能满足设计工作中初步制订工艺流程和产品方案、选择主要工艺设备及进行设计方案比较的要求。由于试验室小型流程试验规模小、试料少、灵活性大、入力物力花费较少,因此允许在较大围进行广泛的探索，又因它的试料容易混匀，分批操作条件易于控制，因此是各项试验的最基本试验。但是,它是在试验室小型非连续（或局部连续）试验设备上进行的，其模拟程度和试验结果的可靠性虽优于可选性试验，但不及试验室扩续试验。 （3）试验室扩续试验。试验室扩续试验是在小型流程试验完成之后，根据小型流程试验确定的流程，用试验室设备模拟工业生产过程的磨矿、选别乃至脱水作业的连续试验。它着重考察流程动态平衡条件下（包括中矿返回）的选矿指标和工艺条件。各试验研究单位连续试验设备的能力很不一致，一般为 40 一 200kg/h。试验室扩续试验比小型流程试验的模拟性较好，可靠性较小型流程试验高些。 （4）半工业试验。半工业试验是在专门建立的半工业试验厂或车间进行的，试验可以是全流程的连续，也可以是局部作业的连续或单机的半工业试验。试验的目的主要是验证试验室试验的工艺流程方案，并取得近似于生产的技术经济指标，为选矿厂设计提供可靠的依据或为进一步做工业试验打下基础。半工业试验所用的设备为小型工业设备，试验厂的规模尚无明确的规定，一般为 1~5t/h。 (5）工业试验。工业试验是在专门建立的工业试验厂或利用生产选矿厂的一个系列甚至全厂进行的局部或全流程的试验，由于其设备、流程、技术条件与生产或今后的设计基本相同，故技术经济指标和技术参数比半工业试验更为可靠。
选矿常用计算公式
选矿常用计算公式 1、品位：一般用化学分析确定 α一原矿品位，β—精矿品位，θ—尾矿品位 2、产率： (1)用重量计算 γ精= Q K/ Q n*(100%) γ尾= Q n- Q k/ Q n*(100%) 式中：Q n、Q k分别为原矿和精矿重量（吨） (2）用品位计算 γ精=α-θ/β-θ*(100%) γ尾=1- γ精 （3）用回收率计算 γ精=α·ε/β*100% 式中：ε为回收率 3、选矿比： （1）用重量计算 K重= Q k/ Q n(倍) （2）用品位计算 K重=β-θ/α-θ(倍) 4、富矿比： I n=β/α(倍) 5、破碎比： I=D max/d min 式中：D max破碎前物料最大块直径（mm） d min破碎后物料最大块直径（mm）
6、单个矿块粒度计算： d=(a+b+c)/3 式中：a、b、c分别为块矿的长、宽、高尺寸7、筛分效率：（1）E1=β（α-θ）/α（β-θ）*100% （2）E2=C/（θ*α）*100% 式中：α、β、θ分别为给矿、筛下、筛上产物中小于筛孔尺寸粒级的百分含量，C为筛下产品重量 8、破碎机作业率： ?作=t实/t计*100% 式中：t实为破碎机实际开车小时数 t计为日历台数X台数X24小时（计开车小时数） 9、球磨机作业率：计算方法同破碎机作业率 10、球磨机台数能力： Q台= Q总/ t实（t/H） 式中：Q台为球磨机1小时处理原矿吨数 Q总为球磨机当班（或日、月、季、年等）处理原矿总吨数11、球磨机利用系数： ?系= Q台/V（t/H·m3） 式中：?系为球磨机单位体积单位时间内处理的原矿量 V为球磨机有效容积（m3） 12、磨矿效率： q-200= Q台(γ溢-γ给)/V（t/H·m3） 式中：q-200为磨机单位时间单位容积磨出指定粒级的矿山重量γ溢为溢流中指定粒级含量的百分数