毕业设计（论文）-云南某镍矿年产20万吨精矿选矿厂设计.doc

南华大学核资源工程学院毕业设计 云南某镍矿年产20万吨精矿选矿厂设计摘要：按照毕业设计任务书的要求，进行了年产20万吨某镍精矿矿选矿厂设计，产品为镍精矿。全套图纸加扣 3012250582 为了选择和制定技术上先进，工艺成熟，生产上可靠，经济效益高的综合方案，本设计参考了大量相关选厂的设计资料，最终根据实际情况，确定了合理的各车间的工作制度，拟定了设计工艺流程，即采用三段一闭路破碎流程，一段闭路磨矿流程，一段一循环浮选工艺流程，先浓缩后过滤的两段脱水流程。通过设计，获得最终精矿品位为3.455%（原矿品位为0.59%）、回收率80.3%、精矿含水率8%的良好指标。设计对工艺流程进行了工艺指标计算，包括破碎、筛分、磨矿、浮选（包括矿浆流程）和脱水流程。对破碎、筛分、磨矿、分级、浮选及脱水设备进行了选择计算，最终确定了工艺所需的工艺设备。设计还进行了厂房的总体布置，并进行了厂房内的设备配置。根据选厂的地形条件，沿山坡地布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置。磨矿浮选共厂房配置，其中磨矿采用纵向配置，浮选机采用横向配置。浓缩机配置在露天，过滤机与精矿仓配置在厂房内。完成了选矿厂平面布置图，选矿厂设备平面布置图（示意图），工艺流程图，绘制全厂设备形象系统图和数质量、矿浆流程图。关键词：选矿厂设计 ； 镍矿 ； 浮选 An annual output of 200000 tons of nickel mines in yunnan concentrates concentrator designAbstract: According to the requirements of the design plan descriptions of the graduation, the annual output of 200000 tons of nickel concentrate ore dressing plant design, product is nickel concentrate.In order to select and formulate technical advanced, mature technology, reliable production, an integrated approach to economic benefit is high, this design reference a large number of relevant mill plant design information, finally according to the actual situation, the reasonable working system of the workshops, drawing up the design process, namely USES the three sections of a closed-circuit crushing process, a closed circuit grinding process, a period of a cycle of flotation process, concentrated filtration dehydration process two pieces first. By design, obtain the final concentrate grade of 3.455% (ore grade is 0.59%), the recovery rate of 80.3%, a good indicator of concentrate moisture content is 8%.Design process flow for the process indicators calculation, including crushing, screening, grinding, flotation process (including pulp process) and dehydration. Of crushing, screening, grinding, classification, choice of flotation and dewatering equipment has carried on the computation, ultimately determine the processes needed for the process equipment.Design also has carried on the workshop layout, equipment configuration and the plant. According to the landform condition of the mill plant, decorate along the sloping fields, among them, the coarse crushing, fine grinding, screening workshop arrangement separately. Grinding flotation plant configuration, in which grinding using vertical configuration, flotation machine adopts horizontal configuration. Enrichment machine configuration in the open air, filter and concentrate warehouse configuration within the plant. Completed the principle diagram, several image quality and the pulp flow diagram, equipment connection diagram, arrangement plan of the main workshop, a total of 4 drawing.Key words: Design of concentrator Nickel ore flotation 目 录1.选矿厂工作制度、设备作业率和处理量11.1选矿厂工作制度和设备作业率11.2处理量的计算21.3破碎作业（含筛分作业）的主要任务31.4破碎在工业中的主要作用31.5破碎流程类型31.6破碎流程的计算41.6.1.确定破碎车间小时处理量41.6.2.计算总破碎比41.6.3.初步拟定破碎流程41.6.4.计算各段破碎比61.6.5.计算各段破碎产物的最大粒度71.6.7.计算各段破碎机排矿口宽度71.6.8.选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率71.6.9.计算各产物的产率和重量81.6.10.绘制破碎数质量流程图131.7磨矿流程的选择和计算131.7.1磨矿段数的确定131.7.2预先分级的必要性131.7.3检查分级的必要性131.7.4磨矿流程的计算141.7.5绘制磨矿数质量流程图162选别流程和矿浆流程的选择和计算172.1 选别流程的选择和计算172.1.1 选别流程的计算172.2矿浆流程计算242.2.1计算的内容、目的及原理242.2.2计算所需原始指标242.2.3计算步骤262.2.3.1磨矿流程262.2.3.2选别流程272.2.3.3绘制选别数质量矿浆流程图323选矿设备的选择和计算323.1选矿设备的选择和计算原则323.2破碎设备的选择和计算343.2.1破碎设备的选择343.2.2破碎设备生产能力的计算353.3筛分设备的选择和计算393.3.1筛分设备的选择393.3.2筛分设备生产能力的计算403.4磨矿设备的选择和计算433.4.1磨矿设备的分类和选择433.4.2磨矿设备生产能力的计算433.5分级设备的选择和计算463.6浮选设备的选择和计算483.6.1浮选机的类型483.6.2 浮选机的选择513.6.3浮选机的计算513.7搅拌槽的选择和计算544脱水设备的选择和计算554.1 脱水设备的选择554.2 脱水设备的计算574.3 过滤机选择和计算575辅助设备、设施的选择与计算585.1 矿仓585.2 胶带机的选择与计算605.3 其他辅助设备的选择与计算656总体布置与设备配置666.1 厂房的总体布置666.2 厂内设备布置676.3 破碎厂房的设备配置686.4磨浮车间设备配置686.5脱水车间设备配置696.6设计图纸69致 谢72第73页，共72页1.选矿厂工作制度、设备作业率和处理量1.1选矿厂工作制度和设备作业率 选矿厂工作制度是指选矿厂各车间的工作制度。设备作业率是指选矿厂各车间设备年作业率。 各车间的工作制度是根据各车间设备年作业率确定的。所谓设备年作业率，是指各车间设备全年实际运转小时数与全年日历小时数（即33018h）之比。可见，设备年作业率是衡量设备运转时间长短的标志，是影响选矿厂处理量的一个重要因素。设备全年实际运转小时数，一般取决于设备的质量（即材质与制造技术）、设备的装备水平、生产管理水平、原矿供应、水电供应，以及检修能力等因素。破碎车间的工作制度与采矿工作制度一致，有连续工作制度和间断工作制度两种情况。考虑到本设计的实际情况，采用连续工作制度，每天作业3班，每班工作8个小时。磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间，通称为主厂房。其工作制度采用连续工作制度，即全年工作330天，一天工作三班，每班8小时。 精矿脱水车间，一般和主厂房一致，其工作制度为全年工作330天，一天工作三班，每班8小时。 由上可知，选择的选矿厂主要设备的工作制度和设备作业率如表3.1所示。表1.1 主要设备作业率和作业时间车间名称作业率（%）年工作日（d）每班作业时间（h）每天工作班数破碎67.833063磨矿及选别90.433083精矿脱水90.4330831.2处理量的计算 选矿厂的处理量是指各车间年、日和小时处理量，即破碎车间和主厂房指年、日和小时处理原矿量，精矿脱水车间指年、日和小时处理精矿量。主厂房（指磨矿、选别车间）年或日处理原矿量，称为选矿厂规模。有色金属矿选矿厂，常用日处理原矿量表示选矿厂规模；黑色金属矿选矿厂，常用年处理原矿量表示选矿厂规模。要特别注意的是，重选厂的规模是指日处理合格原矿量（即选出部分废石后的原矿）。有色金属矿选矿厂的破碎车间和磨矿车间的处理量，包括年处理量、日处理量及小时处理量。其确定方法如下：（1） 年处理量 由于本选矿厂根据选矿试验可知无手选和洗矿等预选作业，破碎车间年处理量与磨矿车间年处理量相，即：Qa=145.9万吨 Qa破碎车间和磨矿车间的年处理量（t/a）；（2） 日处理量 破碎车间和磨矿车间的日处理量取决于其车间的年处理量和年工作天数。在本设计中我们确定的破碎和磨矿车间年工作日相同，都为330天。 Qd = QaT =145.9万吨/330天=4421.2(t/d)式中 Qd破碎车间和磨矿车间的日处理量（t/d）； T破碎车间和磨矿车间年工作天数; 其他符号同前。（3）小时处理量 Qh = Qdt 所以破碎、磨矿车间小时处理量为Qh=4421.2/36=245.6(t/h) 式中 Qh破碎车间或磨矿车间小时处理量(th)；t破碎车间或磨矿车间日工作时数(t=每日班数每班小时数)；其他符号同前。1.3破碎作业（含筛分作业）的主要任务 1、为磨矿作业准备最适宜的给矿粒度； 2、为粗粒矿物的选别作业准备最佳的入选粒度； 3、为生产出合格产品。1.4破碎在工业中的主要作用1、原料准备：如烧结、制团、陶瓷、粉末冶金等部门，要求把原料粉碎到一定粒度供下一步处理，加工之用。2、共生物料中有用成分的解离：使共生的有价成分与非有价成分或多种有价成分解离成相对独立的单体，然后选择合适的分离方法，分离成各自单独的产品。3、增加物料的比表面：增大物料同周围介质的接触面积，提高反应速度。4、粉体的改性：在新材料，如一些功能材料，复合材料的制造中，就利用了粉碎过程中所产生的机械化学效应，引起的粉末材料的晶体变形和性变来进行表面改性。5、便于贮存、运输和使用：如物料需要采用风力或水力输送，食品等以粉状使用。6、用于坏境保护：如城市垃圾的处理，二次资源的利用中要将他们预先粉碎。1.5破碎流程类型破碎流程的基本作业是破碎和筛分两个作业。筛分作业有预先筛分和检查筛分。破碎流程中，有时有洗矿作业。组成破碎流程的可能单元流程【16】如图4.1。图1.1 破碎单元流程图以此单元流程可组合成各种破碎流程类型。1.6破碎流程的计算选矿厂规模为20万吨/年，无手选和洗矿作业，矿石为井下开采，采矿每年工作330天，用翻斗车每日三班向选厂供矿，每班6小时，原矿最大粒度为420 mm，破碎最终产物的粒度为10 mm,含水3%，矿石硬度中等。1.6.1.确定破碎车间小时处理量Qh =245.6 t/h1.6.2.计算总破碎比破碎比：被破碎物料破碎前的粒度与破碎后的粒度的比值。已知原矿最大粒度为420mm，破碎最终产物粒度为10mm，则总破碎比S= = =42。1.6.3.初步拟定破碎流程1、破碎段数的确定。假如选用三段破碎，则平均破碎比Sa=。选三段，则只要保证每一段的破碎比满足选矿厂设计表4-3（各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围）的要求时就可以采用，取S1= S2=3.5，S3=3.43可以保证每一段的破碎比满足要求。因此，选三段破碎符合要求。假如选用二段破碎，则平均破碎比Sa=，则必有一段的破碎比小于6.5，有一段的破碎比大于6.5，破碎比太大了，不合理。假如选一段破碎，则S=50，破碎比太大，显然不合理。因此，应选三段破碎，其平均破碎比Sa=3.48，破碎比符合选矿厂设计表4-3的要求。2、预先筛分的必要性。 预先筛分是矿石进入破碎机之前的筛分作业。采用预先筛分可以减少破碎机的堵塞现象。生产实践证明，大多数情况下，原矿中均含有一定数量的细粒物料，所以，粗碎前的预先筛分是有利的。在粗碎前应设置预先筛分，可用固定筛。粗碎产物中细粒级含量更多，因此，应考虑在中碎前设预先筛分，把符合最终破碎产物粒度的矿石筛出来，这样可以减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的处理量，也可避免矿石的过粉碎。3、检查筛分的必要性。检查筛分的目的是控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力。各种类型破碎机不管是开路破碎，还是闭路破碎，其排矿产物中都含有小于排矿口宽度的产物和大于排矿口宽度的产物，如选矿厂设计表4-4（破碎机排矿产物中过大颗粒含量与最大相对粒度Zmax）所示。当属中等可碎性矿石时，旋回破碎排矿产物中过大颗粒含量为20%，颚式破碎机排矿产物中过大颗粒含量为25%，标准圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为35%，短头圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为60%。检查筛分可确保破碎产物粒度的均衡。因此，检查筛分是必要的。4、洗矿的必要性。原矿含水3%，含泥1%，均较小，因此不用洗矿。综上可得，破碎应选用三段一闭路流程，其流程图如图4.2所示。图1.2 破碎流程图1.6.4.计算各段破碎比平均破碎比Sa =3.48 , 取S1= S2=3.5，略大于Sa。根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第三段破碎比S3=3.43。1.6.5.计算各段破碎产物的最大粒度d4= =120(mm)d8= =34.3(mm)d11= =10(mm) 1.6.7.计算各段破碎机排矿口宽度破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关，即与最大相对粒度有关。初步确定粗碎用颚式破碎机,中碎用标准型圆锥破碎机,细碎用短头型圆锥破碎机,排矿口宽度为:e4=75(mm),取75mm。e8=18(mm),取18mm。e13根据筛分工作制度确定。若采用常规筛分工作制度，e13=d11=10(mm),若采用等值筛分工作制度，e13=0.8 d11=0.810=8 (mm)。1.6.8.选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率粗筛:筛孔尺寸在e4a1d4选取,即75a1120,取a1 =100mm,E1=60%。中筛:筛孔尺寸在e8a2d8选取,即18a234.3,取a2 =30mm,E2=80%。 细筛：检查筛分筛孔尺寸和筛分效率，按常规筛分工作制度或等值筛分工作制度确定。 常规筛分工作制度：a3=d11，即a3=l0mm，E3=85。 等值筛分工作制度： a3=1.1d11,即a3=1.110=11 (mm)，e13=0.8d11=8(mm)，E3=73 。 a3=1.2d11,即a3=1.210=12 (mm),e13=0.8 d11=8(mm)，E3=65 。 a3=1.3d11，即a3=1.310=13(mm)，e13=0.8 d11=8(mm)，E3=60 。 本设计采用等值筛分工作制度的第二种情况，即a3=12(mm)，e13=8(mm)，E3=65。1.6.9.计算各产物的产率和重量1、粗碎作业。Q1 =245.6t/h 1=100% Q2 = Q1 E1 = 245.60.310.6=45.69(t/h) 2=100 =100=18.6(%)Q3= Q4= Q1-Q2 =245.6-45.69=199.91 (t/h) 3 =4 =1 -2 =100-18.6=81.4(%)Q5= Q1=245.6(t/h)5 =1 =100%式中 原矿中小于100mm的粒级含量。粗筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1= =0.2,从下图4.3中,查中等可碎性矿石,得=0.31=31%。图1.3 原矿粒度特性曲线2、中碎作业。Q6 = Q1 E2 =245.60.4320.8=84.88(t/h) 6=100 =100=34.6(%)Q7= Q8= Q5-Q6 =245.6-84.88=160.72(t/h)7=8 =5-6 =100-34.6=65.4(%)Q9=Q5=Q1=245.6(t/h)9 =5 =1 =100%式中 产物中小于30mm的粒级含量。其数值等于原矿中小于30mm粒级与产物4中小于30mm粒级含量之和，即：= E1+4 在本设计中，中筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1= =0.07，从图4.3中,查中等可碎性矿石,得=0.15=15%。中筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度的比值Z2= =0.4，从下图4.4中,查中等可碎性矿石,得=0.42=42%，故：= E1+4=0.150.6+0.8140.42=0.432=43.2%。图1.4 颚式破碎机破碎产物粒度特性曲线3、细碎作业。根据平衡关系，可列平衡方程式：Q11=（ Q9+ Q13）E3 ，即Q1 =（ Q9+ Q13）E3。所以Q13 =427.86(t/h)。=100=174.2(%)Q12= Q13=427.86(t/h)=174.2 (%)Q10= Q9+ Q13 =245.6+427.86=673.46(t/h)=+=100+174.2=274.2(%)Q11=Q1 = 245.6(t/h)=100%式中 产物13中小于12mm的粒级含量。本设计中，细筛的筛孔尺寸与细碎机排矿口宽度的比值Z3= =1.5，从图4.5中,查中等可碎性矿石,得：=0.68=68%。 产物9中小于12mm的粒级含量，其数值等于原矿中小于12mm粒级含量、粗碎机排矿产物中小于12mm粒级含量和中碎机排矿产物中小于12mm粒级含量的三者之和。即：=E1E24E28 在本设计中，细筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度的比值Z1=12/420=0.029。从图4.3中，查中等可碎性矿石，得=0.04=4。细筛的筛孔尺寸与粗碎机排矿口宽度的比值Z2=1275=0.16。从图4.4中，查中等可碎性矿石得=0.13=13。细筛的筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z3=12/18=0.67。从下图4.6中，查中等可碎性矿石，得=0.39=39。故：=E1E24E28 =0.040.60.8+0.8140.130.8+0.6530.39=0.359=35.9%1-难碎性矿石；2-中等可碎性矿石；3-易碎性矿石图1.5 短头圆锥破碎机闭路破碎产品粒度特性曲线图1.6 标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线将破碎流程的数据整理如下：表1.2 破碎流程数据汇总表序号1234567Q(t/h)245.645.69199.91199.91245.684.88160.72r()10018.681.481.410034.665.4序号8910111213Q(t/h)160.72245.6673.46245.6427.8427.8r()65.4100274.2100174.2174.2破碎机排矿口宽度(mm):e4=75 e8=18 e13=8最大给矿粒度(mm):d3=420 d7=120 d12=34.31.6.10.绘制破碎数质量流程图根据计算结果，绘出破碎筛分数质量流程图，如图2。 1.7磨矿流程的选择和计算1.7.1磨矿段数的确定 磨矿是选矿厂的关键生产过程之一，它不仅直接影响选别效果，而且还影响基建投资和电能消耗。磨矿细度是确定磨矿段数的主要依据。根据技术经济比较和生产实践【7】，磨矿细度不超过72%小于0.074mm（相当于0.15mm），宜采用一段磨矿。根据该矿的磨矿产品中-0.074mm粒度含量为60%，应采用一段磨矿。1.7.2预先分级的必要性 预先分级是矿石进入磨矿机之前的分级作业。其目的是：预先分出给矿中已经合格的粒度，从而提高磨矿机的生产能力；或者预先分出矿泥、有害的可溶性盐类，以利于分别处理。生产实践证明，大多数情况下，给矿中均含有一定数量的合格粒级。要合理地进行预先分级，必须是给矿中合格粒级含量不小于14%15%，其最大粒度不大于67mm。所以，预先分级，不是在任何情况下均可采用，而是根据上述条件确定。在本设计中，给矿中合格粒级含量大约在10%左右，最大给矿粒度为10mm，故设计中不设预先分级。1.7.3检查分级的必要性 所谓检查分级，是与磨矿机构成闭路的分级作业。其目的是保证合格的磨矿细度，同时将粗粒返回磨矿机，形成合适的返砂量(即循环负荷)，从而提高磨矿效率，减少矿石过粉碎。可见，在任何情况下，检查分级在磨矿流程中，是非常必要而有利的。故此设计中将采用检查分级。综上可知，磨矿流程应采用一段闭路磨矿流程，如图5.1所示。图1.7 磨矿流程图1.7.4磨矿流程的计算已知Q1=184.2(t/h)，磨矿给矿粒度为10mm，从表5.1中，查中等可碎性矿石，知磨矿机给矿中小于0.074mm粒级含量为10%，即=10%。查表5.2和表5.3，确定检查分级粒度和最终溢流粒度均为0.18mm，即=70%小于0.074mm，分级机返砂中0.074mm级别的含量为8%，即=8%。查表5.4，确定循环符合C=400%。表1.3 磨矿机给矿中小于0.074mm粒级含量（%）给矿粒度40201053难碎性矿石中等可碎性矿石易碎性矿石23 556881015101520152325表1.4 溢流产物中不同级别含量之间的对应关系溢流产物中不同级别的对应含量（%）溢流产物中最大粒度（mm）0.430.320.240.180.140.0940.0740.074mm0.04mm0.02mm0.2mm105.02011.3463017.39624024.013755031.517856039.522927048.026968058.0359071.5469580.555表1.5 返砂中计算级别含量与溢流产物粒度的关系产物中0.074mm级别的含量（%）分级机溢流产物的粒度（mm）0.40.30.20.150.10.074分级机溢流中分级机返砂中35403545555755656970808128090915951016表1.6 不同磨矿条件下最合适的循环负荷磨矿条件C合适值（%）磨矿机和分级机自流配置（第1段）：粗磨至0.50.3mm细磨至0.30.1mm以下 （第2段）：由0.3mm磨至0.1mm以下磨矿机和水力旋流器配置（第1段）：磨至0.40.2mm 磨至0.20.1mm （第2段）：由0.2mm至0.1mm以下150350250600200400200350300500150350设计中主要是计算各产物的产率和重量。步骤如下： 则 1=184.2 5=CQ1=400%184.2=736.8 2=3=5+1=736.8+184.2=921 将磨矿流程数据整理如下：表1.7 磨矿流程数据汇总表序号12345Q（t/h）184.2921921184.2736.8r (%)1005005001004001.7.5绘制磨矿数质量流程图根据计算结果，绘出磨矿数质量流程图，如图2。2选别流程和矿浆流程的选择和计算2.1 选别流程的选择和计算2.1.1 选别流程的计算（1）计算原始指标数。原始指标数可按下式确定：，式中，原始指标数（不包括已知的给矿指标）；计算成分（参与流程计算的项，若流程中只计算产物重量，如破碎，磨矿流程，则=1；若流程既要计算产物的重量，又要计算产物中各种金属的含量，则=1+）； 参与流程计算的金属种类数；如单金属矿=1，两种金属矿=2，依此类推； 流程中的选别产物数； 流程中的选别作业数。由上式得知，已知给矿指标时，计算流程所需原始指标数，等于计算成分乘以流程中的选别产物数与选别作业数之差。(2)原始指标数的分配。从流程计算的可能性来看，原始指标数可以采用流程中的任何 指标，即Q、E、i和P等。但为了计算方便，实际上最常用的是、E和给矿量Q。如果原始指标采用、计算流程，原始指标数的分配为：单金属矿。 = + + （4-18）式中 原始指标数； 参与流程计算的产率指标数； 参与流程计算的品位指标数； 参与流程计算的回收率指标效。由上式得知：各类指标数(即、)之和，必须等于原始指标数Np。否则，在流程计算时，不是出现矛盾方程式，就是出现不定方程式。而且，的个数，也不能任意确定，各有一定的范围，即：-（4-19）-（4-20）2(-)（4-21）在选别流程计算中，特别是浮选流程，一般不作为原始指标，因浮选是连续作业，很难测得产率()值，即难测得各浮选产物重量（Q)，而且也难测准。所以，通常全部用（特别是选矿厂的流程考查)，或，(如工业设计)的组合作为原始指标。只有重选厂某些作业才有可能选取作为原始指标，因为重选厂有间断作业和某些作业(如摇床)需要稳定的中矿返回才能正常生产，故预先把中矿产率()作为已知指标加以确定：但不管取舍如何，各类指标数之和必须等于原始指标数。根据该铜矿的可选性研究确定该设计采用一粗二扫二精的浮选流程，流程图如图4.1： 图4.1浮选流程图常用分配方案有2种：方案：11，12，15，16，17，18，20，21，22，23方案：11，15 ，17，20，22， ， ， ，(3)原始指标值的选择；根据选矿试验结果得：11=2.128，12=0.406，15=2.809，16=0.357，17=1.418=0.287，20=3.455，21=2.385，22=0.955，23=0.276 (4)计算各产物的产率(按方案1)。计算产物20，23产率。 9=20+23 99=2020+2323解联立方程式得： 20=9.87（%） 23=9-20=100-9.87=90.13（%）计算产物15，21产率。 15=20+21 1515=2020+2121解联立方程式得： 15=24.9（%） 21=15-20=6.07-4.25=15（%）计算产物11，16产率。 11+21=15+16 1111+2121=1515+1616解联立方程式得： 11= =17.3（%） 16=11+21-15=17.3+15-24.9=7.4（%）13=11+21=17.3+15=32.3（%）校核 13=15+16=24.9+7.4=32.3（%）计算产物18，22产率。 18=22+23 1818=2222+2323解联立方程式得： 22=1.5（%） 18=22+23=1.5+90.13=91.63（%）计算产物12，17产率。 12+22=17+18 1212+2222=1717+1818解联立方程式得： 17= =10.55（%） 12=17+18-22=10.55+91.63-1.5=100.69（%） 14=12+22=100.69+1.5=102.19（%） 校核 14=17+18=10.55+91.63=102.19（%） 19=16+17=7.4+10.55=17.95（%） 10=9+19=100+17.95=117.95（%） 校核 10=11+12=17.3+100.69=117.95（%）（5)计算各产物的重量。 Q20=Q120=184.20.0987=18.18（） Q23=Q1-Q20=184.2-18.18=166.02（） Q15=Q115 =184.20.249=45.87（t/h） Q21=Q15-Q20=45.87-18.18=27.69（） Q11=Q111=184.20.173=31.87（） Q16=Q11+Q21-Q15=31.87+27.69-45.87=13.69（） Q13=Q11+Q21=31.87+27.69=59.56（）校核 Q13=Q15+Q16=45.87+13.69=59.56（） Q22=Q122=184.20.015=2.76（） Q18=Q22+Q23=2.76+166.02=168.78（） Q17=Q117=184.20.1055=19.43（） Q12=Q17+Q18-Q22=19.43+168.78-2.76=185.45（） Q14=Q12+Q22=184.45+2.76=188.21（）校核 Q14=Q17+Q18=19.43+168.78=188.21（） Q19=Q16+Q17=13.69+19.43=33.12（） Q10=Q9+Q19=184.2+33.12=217.32（）校核 Q10=Q11+Q12=31.87+185.45=217.32（）（6)计算各产物的回收率。 =（%） =100-57.8=42.2（%） =（%） =118.5-57.8=60.75（%） =（%） =62.4+60.75-118.5=4.65（%） =62.4+60.75=123.15（%）校核 =118.5+4.65=123.15（%） =（%） =2.43+42.2=44.63（%） =（%） =25.03+44.63-2.43=67.23（%） =67.23+2.43=69.66（%） 校核 =25.03+44.63=69.66（%） =4.65+25.03=29.68（%） =100+29.68=129.68（%）校核 =62.4+67.23=129.68（%）（7)计算各产物未知的品位。 =0.402（%） =0.976（%） =2.249（%） =0.649（%）2.2矿浆流程计算2.2.1计算的内容、目的及原理1、 计算内容矿浆流程计算是在磨矿流程和选别流程计算之后进行的。所以，计算内容是：磨矿和选别流程中各作业或各产物的水量Wn(m3/h)、补加水量Ln(m3/h)、矿浆体积Vn(m3/h)和单位耗水量Wn(m3/t)。2、 计算目的及原理矿浆流程计算目的是：为供水、排水、脱水、扬送和分级的设计计算、设备选择提供依据。计算原理是：进入某作业的水量之和，等于该作业排出的水量之和；进入某作业的矿浆量（即体积）之和，等于该作业排出的矿浆量之和（在计算中，不考虑机械损失或其他流失），即水量平衡原理。2.2.2计算所需原始指标矿浆流程计算需要一定的原始指标，原始指标应取在操作过程中最稳定、且必须加以控制的指标。这些指标，可以分为以下3类：（1） 必须保证的浓度（按重量计）。所谓必须保证的浓度，就是指对一些作业和产物来说，为了生产正常进行，具有一个必须保证的浓度，如磨矿作业、浮选精选作业以及机械分级溢流和水力旋流器溢流等。所有这些浓度，均要求在生产过程中予以保证。因此，在矿浆流程计算时，应预先确定其浓度为原始指标。（2） 不可调节的浓度。所谓不可调节的浓度，就是指在选别流程中，有些产物浓度通常是不可调节的，如原矿水分、分级机返砂浓度、浮选精、扫选精矿浓度以及重选、磁选精矿浓度。尽管这些作业的补加水量有变化，但对其精矿浓度影响很小，计算时，也应作为原始指标。（3） 生产过程中，某些作业的补加水量，如跳汰机补加的上升水、摇床的冲洗水、洗矿的冲洗水、浮选精矿冲泡沫水等，都是在生产过程必需的用水。这些按单位矿量计算的用水量是比较稳定的。因此，也应作为原始指标。上述3类指标，应根据对流程的分析、选矿试验资料以及类似矿石选矿厂的生产资料来确定，也可参考选矿厂设计表4-11和表4-12确定。由于条件不同，同类产物的浓度也有很大差别。因此，在确定时要考虑以下因素：密度大的矿石，其浓度应大些。块状和粒状（即粒度粗的）的矿石，其浓度应大些。品位高而易浮的矿石，其浓度应大些。洗矿用水、应根据矿石的可洗性决定。应当注意：（1） 扫选作业和所有选别作业的尾矿浓度，不能作为原始指标；（2） 一般而言，精选作业浓度应依精选次数增加而适当降低，精选精矿浓度应依精选次数增加而适当提高。2.2.3计算步骤2.2.3.1磨矿流程流程如图1所示，其中，Q=184.2（t/h）。 1、确定浓度Cn。（1）必须保证的浓度。 磨矿作业浓度Cm=75%，分级溢流浓度Cc=38%。（2）不可调节的浓度。原矿水分3%（即原矿浓度C0=97%），分级返砂浓度%。 2、 按计算液固比、和。 3、按计算水量、和。4、按计算补加水量。=408.92-7.61-245.6=155.71400.82+245.6-408.92=237.5将磨矿矿浆流程数据整理如下：表2.1 磨矿矿浆流程数据汇总图序号145R0.0311.6320.25W(t/h)7.61400.82245.6补加水量（t/h）: Lm=155.71 Lc=237.52.2.3.2选别流程流程如图1所示确定浓度。 1必须保证的作业浓度。粗选作业浓度=25；精选I作业浓度=25；精选作业浓度=20 2不可调节的选别精矿浓度。粗选精矿浓度 =48 精选I精矿浓度=40；精选精矿浓度=40扫选I精矿浓度=35；扫选精矿浓度=30按计算液固比 ， ， ， ， ， 和。 =4.00 =1.50 按计算水量、和。由数质量流程图知：217.32（t/h），59.56（t/h），45.87（t/h），31.87（t/h），46.87（t/h），18.18（t/h），19.43（t/h），2.76（t/h），从而得：=217.323=651.96=31.871.08=34.42=651.96-34.42=617.54=59.563=178.68=45.871.5=68.81=178.68-68.81=109.88=45.874=183.48=18.181.5=27.27=183.48-27.27=156.21=2.762.33=6.43=19.431.86=36.14 =617.54+6.43=623.97=623.97-36.14=587.83=587.83-6.43=581.4按计算补加水、和。=651.96-245.6-109.88-36.14=260.34=178.68-34.42-156.21=-11.95=183.48-68.81=114.67按计算矿浆体积，和。在计算中取3.49=217.32（3+0.29）=714.98=45.87（3+0.29）=150.91=18.18（4+0.29）=77.99=31.87（1.08+0.29）=43.66=714.98-43.66=671.32=2.76（2.33+0.29）=7.23=671.32+7.23=678.55=19.43（1.86+0.29）=41.77=678.55-41.77=636.78=636.78-7.23=644按下式计算某些作业和产物的未知浓度。11.1（%）（