内蒙古齐华多金属硫化矿105万吨年选矿厂设计-矿物加工专业毕业设计-毕业论文.doc

内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）
第一章 绪论

按照设计任务书的要求，设计题目是：内蒙古齐华多金属硫化矿105万吨/年选矿厂设计，属于工程设计。设计的选厂仍位于齐华选矿厂现在的位置，处理量为105万吨/年，产品为-200目88-90%的矿粉。

1.1 矿区位置、交通
炭窑口磷硫多金属矿区位于狼山南麓近坡脚处，与河套平原—内蒙商品粮基地紧相毗连，隶属内蒙古巴彦淖尔盟潮格旗青山镇管辖。矿区地理坐标：东经106047‘，北纬40058‘。位于包兰铁路临河车站—巴盟盟府北西60公里，位于杭锦后旗旗府陕坝镇北西29公里，均有柏油公路相连通；并有简易公路可通矿山，交通方便。经陕坝镇有公路与河套地区各旗县、各公社相连结。经包兰铁路往东为包头市；往南与乌海市相连，相距140公里，交通甚便。
1.2 矿区概述
矿区处于狼山山脉南缘，从地貌上划分属于低中山，地形陡峭，沟谷切割深，地形比高为200——500米，区内气候为干旱大陆性气候，降水稀少，一般年降水量为135毫米，年降雨量最大为1954年247.9毫米，最小为1965年79毫米。平均年蒸发量为2124.8毫米，最大为1957年2346.7毫米，最小为1964年1775毫米。区域基岩裸露，植被稀薄，第四纪仅发育在沟谷内，大沟谷为炭窑口沟和杨归口一年至多年才有一次或几次短时间洪水流过。据区域资料，区内基岩大面积出露花岗岩，片麻岩，各种片岩等，其含水性一般在0.1升/秒以下，属弱含水层，一般的矿床水文地质条件简单。
矿区地理坐标：东经106047”’，北纬40058”。
矿区工作程度：从1957年至1958年由内蒙地质局（包括华北）狼山普查对，五原狼山队对狼山东部及中部进行了系统普查，测有1：50万狼山区域地质图，并对狼山的地质构造，火成活动及矿产分布均有详细论述，为在狼山普查找矿工作提供了丰富资料，但未有提及炭窑口矿区。
在1958年冶金部华北地质分局542队（511队前身）对狼山中段进行大面积的普查找矿，先后发现霍各乞，东升庙，炭窑口等多金属矿区，填绘有1：10万路线地质草图，并对狼山中段的矿产分布和赋存规律及工业利用价值进行较详尽工作。
矿区在内蒙古自治区巴彦卓尔市潮格旗青山镇，矿区气候比较干旱，气温较低，一年内主要雨季在6至9月，其它季节干旱，春季多风，秋季气候较好。

第二章 原矿性质

2.1岩石
矿区内火成岩的种类较多，多分布于五台系及狼山带地层中，石炭～二叠、侏罗～白垩系地层中尚未发现。具其穿插关系由老到新有以下几种。
1.角闪片岩：主要出露在黑白山南和矿区东北部，呈小侵入体产出。岩石呈黑绿色，由普通角闪石、黑云母、方解石、斜长石组成，含少量的普通灰石、赤铁矿、石英、绿泥石等，其片理产状与区域构造线一致。
2.花岗岩：属海西期花岗岩，分布于矿区西部和北部（九、十号矿床北），灰～灰红色，全晶质，中粒结构，局部具斑状构造，主要成份为斜长石、钾微斜长石、石英组成，其次为少量的黑云母、白云母、磁铁矿及赤铁矿等。
3．石英斑岩类：主要分布在一、三、五号矿床内部，呈脉状产出，岩石呈肉红色～黄褐色，隐晶斑状构造，由微斜长石、石英组成，还有少量的黑云母和黄铁矿，并见有花岗斑岩脉，野外不易辨认。
4．闪长岩类：矿区内分布比较普遍，但集中分布于一、三、五号矿床附近。
5．石英脉：矿区内分布较广，一般呈小细脉状产出，形态规模小，局部含黄铁矿、黄铜矿和磁铁矿较富。
2.2矿床顶底围岩
（1）顶板：岩石为灰黑色，主要由石英及泥片组成，具千枚状构造。
（2）底板：岩石呈灰黑色，主要由石英及石英质小砾石、长石、绢云母、黑云母、绿泥石、绿带石、假象褐铁矿及少量的炭质组成，具花局鳞片变晶结构或鳞片变晶结构，粒度一般在0.1~0.3毫米，个别大于0.3毫米。
2.3原矿性质
1、矿石类型及嵌布特征
炭窑口矿区为铜锌硫多金属硫化矿矿床，主要的矿石类型有两种，即：铜硫矿石和硫锌矿石，本次设计主要处理铜硫矿石。
铜硫矿石
铜硫矿石属含铜锌的黄铁矿硫化矿石。矿石中主要金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿等；主要脉石矿物有石英、碳酸盐矿物（方解石为主，白云石次之）、重晶石、绿泥石等。
黄铁矿：常具致密块状构造、条带状构造、浸染状构造等。结构上呈立方体自形晶、半自形晶、它形粒状，均粒或不等粒状结构，其颗粒大小一般在0.1～0.8mm。
黄铜矿：多为不规则粒状，呈浸染状不均匀分布于脉石矿物中，常沿黄铁矿裂隙或洞充填溶蚀交代黄铁矿，形成脉状结构，沿黄铁矿晶体中心向外交代形成骸晶结构，其颗粒一般在0.05～0.2mm。
2、矿石的物理化学性质
矿石中主要有用组份为Cu、Zn、S，其次为Pb和Ag，伴生有益元素除Au外，矿石中Cr、Co、In、Ge的含量较高，在一些矿段中已达综合利用的指标。
铜硫矿石原矿多元素分析结果见表2.1。

表2.1 铜硫矿石原矿多元素分析结果
成分
Fe
SiO2
TS
S有效
CO2
MgO
Al2O3
CaO
TiO2
BaO
含量％
22.77
22.96
18.04
16.05
7.92
4.68
4.63
3.15
0.25
4.70
成分
MnO
Zn
Cu
Pb
As
F
Co
Ag
C

含量％
0.65
0.32
0.52
0.045
<0.001
0.055
0.024
17.20
0.36

原矿物理特性详见表2.2

表2.2 原矿物理特性表
项目
矿石
类型
矿石密度
（t/m3）
矿石松散密度
（t/m3）
矿石硬度
（f）
含湿量
（％）
含泥量
（％）
摩擦角
安息角
铜硫矿石
3.88
2.5
8～10
～4％
极少
45°
38°～41°

第三章 选矿工艺设计

3.1 破碎流程论述
(1)碎段数的确定
已知原矿最大粒度为500mm，破碎最终产物粒度为10mm。
则总破碎比S=500/10=50。
假如选用三段破碎，则平均破碎比Sa=S1/3=501/3=3.68。
选三段则只要保证每一段的破碎比满足教材P20的表4-3（各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围表）的要求时就可以采用，S1=S2=3，S3=5.55可以保证每一段的破碎比满足要求。因此，选三段符合要求。
(2)预先筛分的必要性
根据原矿含泥量极少所以可以不用预先筛分。
(3)检查筛分的必要性
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，如教材P23表4-4（破碎机排矿产物中过大颗粒含量β与最大相对粒度Zmax表）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%。检查筛分可以控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力，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4%，含泥量小，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3.1所示：

图3.1 破碎流程图

3.2 磨矿流程论述
(1)磨矿段数的确定
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，磨矿细度
90%小于0.074mm（相当于<0.15mm），宜采用两段磨矿。
(2)检查分级的必要性
检查分级能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，减少矿石的过粉碎。因此，在磨矿时应采用检查分级。
综上可得，磨矿浮选流程应采用阶段闭路流程，如图3.2所示：

图3.2 磨矿浮选流程

3.3 脱水流程论述
当要求浮选精矿含水量为10%-12%时，采用浓缩和过滤两段脱水流程就能达到要求，根据齐华多金属硫化矿的矿石性质，用户对产品的要求及国家对产品含水量的有关规定，本设计确定各精矿产品含水量为：铜精矿10%，硫精矿10%。所以，脱水选用两段脱水流程，如图3.3所示。

图3.3 脱水流程图

3.4 车间工作制度
车间工作制度是指各车间的标志性生产设备运转时间安排。根据选矿厂车间性质及原矿运输工作制度确定选矿厂各车间的工作制度。
破碎车间的工作制度与采矿工作制度一致，为不连续工作，根据采矿工作制度制订破碎车间的工作制度为：全年工作300天，每天三班，每班6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300天，一天工作三班，每班8小时。
3.5 车间生产能力
选矿厂的日生产能力，是指进入磨矿选别车间（即主厂房）的合格矿石的日处理能力。主厂房的日生产能力由设计任务书给出为3500吨；因为破碎车间没有手选、洗矿（脱泥）作业，所以破碎车间的日生产能力与主厂房的日生产能力相同，均为3500吨；各车间的工作制度和生产能力可用下表3.1所示：

表3.1 车间工作制度和生产能力
车间名称
年工作日
日工作班
班工作时
生 产 能 力
备注
吨/年
吨/日
吨/时
破碎车间
300
3
6
1050000
3500
194.4

磨浮车间
300
3
8
1050000
3500
145.8

第四章 工艺流程和工艺设备

4.1 破碎流程和破碎设备的选择与计算
4.1.1 破碎流程计算
图4.1 破碎流程图及编号

设计已知条件：选厂规模为3500t/d，原矿最大粒度为500mm，破碎最终产物粒度为10mm。矿石假密度为3.88t/m3,中等可碎性矿石，破碎车间工作制度为每天3班，每班6小时。
(1)计算破碎车间小时处理量
Q=3500/(6×3)=194.4t/h
(2)计算总破碎比
S=500/10=50
(3)计算各段破碎比
拟定采用三段半开路破碎流程
平均破碎比Sa=S1/3=501/3=3.68
取S1=S2=3
根据总破碎比等于各段破碎比的乘积，则第三段破碎比S3为
S3=5.56
(4)破碎产物的最大粒度
d1=500/3=166.7
d3=166.7/3=55.6
d4=55.6/5.56=10
(5)各段破碎机排矿口宽度
破碎机排矿口宽度与破碎机形式有关，即与最大相对粒度有关。初步确定粗碎用鄂式破碎机，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：
e2=d2/z1=d2/1.6=166.7/1.6=104.2（mm） 取105mm
式中 z1——鄂式破碎机排矿产物中最大相对粒度（查《选矿厂设计》表4-4和图4-5得出）
e3=d3/z2=d3/1.9=55.6/1.9=29.3（mm） 取 30mm
式中 z2——标准圆锥破碎机排矿产物中最大相对粒度（查《选矿厂设计》表4-4和图4-6得出）
e4根据筛分工作制度确定，e4的筛分工作制度采用等值筛分工作制度
e4=0.8×d3=0.8×10=8（mm）
(6)择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率
细筛：检查筛子筛孔尺寸和筛分效率按等值筛分工作制度确定。
a3=1.2×d12=1.2×10=12mm
e6=8mm
E3=65%
(7) 计算各产物的产率和重量
①粗碎作业
Q1=194.4t/h γ1=100%
Q2=Q1=194.4t/h γ2=Q2/Q1=100%
②中碎作业
Q3=Q1=194.4t/h γ3=Q3/Q1=100%
③细碎作业
Q4=Q3=194.4t/h γ4=γ3=100%
Q6=Q1(1-β3-12E3)/β6-12 E3=194.4×(1-0.41×0.65)/0.68×0.65
=194.4×0.7335/0.442
=322.6t/h
γ6=(322.6/194.4)×100=165.9(%)
Q5=Q6=322.6t/h
γ5=γ6=165.9%
Q7= Q6+Q3=194.4+322.6=517t/h
γ7=γ5+γ3=100+165.9=265.9%
式中 β3-12---中碎产品中小于12mm的粒级含量。
β612---细碎产品中小于12mm的粒级含量。
筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为12/21=0.57
查教材P21的图4-6（标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线）得β3-12=0.41
筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为12/10=1.2
查教材P22的图4-9（短头圆锥破碎机闭路破碎产物粒度特性曲线）得β6-12=0.68

4.1.2 破碎、筛分设备选择和计算
(1)破碎设备选择和计算
①粗碎设备选择和计算
根据流程计算初步拟定PE600×900mm颚式破碎机进行计算。
该机在标准条件下的生产能力为：
Q0=q0×e
式中 Q0——单位排矿口宽度的生产能力，查教材P67表5-1（颚式破碎机q0值）
得q0=1.0t/mm.h
e——排矿口宽度，e=105mm
则Q0=1.0×105=105t/h
经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：
Q=K1×K2×K3×Q0
其中，查教材P68表5-6(矿石可碎性系数K1值)得K1=1.0（中等可碎性矿石）
K2=δ/2.7=3.88/2.7=1.44
式中 K2——矿石密度修正系数
δ——矿石真密度δ=3.88
给矿最大粒度Dmax与给矿口宽度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----给矿粒度修正系数
σB----标准矿石抗压强度（MPa）
σS----设计矿石的抗压强度（MPa）
则，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.44×0.83×105=125.5t/h
所需破碎机台数：n=KQ2/Q=1.1*194.4/125.5=1.7台 取2台
负荷率η=Q2/nQ=194.4/（2×125.5）
=194.4/251
=77.45%
验证：给矿中最大粒度Dmax=500mm,给矿口宽度B=600mm
则0.8×B=0.8×600=500mm
所以，Dmax<0.8B
因此，选PE600×900mm颚式破碎机时能保证给入最大块矿。
②中碎设备选择和计算
根据流程计算初步拟定中碎选用PYBØ1650弹簧标准圆锥破碎机进行计算。
该机在标准条件下的生产能力为：
Q0=q0×e
式中 Q0----单位排矿口宽度的生产能力，查教材P67表5-3（开路破碎时标准型、中型圆锥破碎机q0值）得q0=7t/mm.h
e----排矿口宽度，e=30mm
则Q0=7×30=210t/h
经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：
Q=K1×K2×K3×Q0
其中，查教材P68表5-6(矿石可碎性系数K1值)得K1=1.0（中等可碎性矿石）
K2=δ/2.7=3.88/2.7=1.44
式中 K2——矿石密度修正系数
δ——矿石真密度δ=3.88
上段破碎机排矿口e与本段破碎机给矿口B之比a=e/B=105/230=0.46
查教材P210附表2-3（圆锥破碎机）的Ø1650弹簧标准圆锥破碎机的给矿口B=230mm
查教材P68表5-8得K3=0.94
式中 K3----给矿粒度修正系数
则，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.44×0.94×270=284.3t/h
所需破碎机台数：n=KQ3/Q=1.1*194.4/284.3=0.75台 取1台
负荷率η=Q3/nQ=194.4/357.7=68.4%
验证：给矿中最大粒度Dmax=105mm,给矿口宽度B=230mm
则0.8×B=0.8×230=184mm
所以，Dmax<0.8B
因此，选Ø1650弹簧标准圆锥破碎机时能保证给入最大块矿
③细碎设备选择和计算
根据流程计算初步拟定细碎选用PYDØ2200弹簧短头型圆锥破碎机进行计算。
该机在标准条件下的生产能力为：Q0=q0×e
式中 Q0----单位排矿口宽度的生产能力，查教材P67表5-4（开路破碎时短头圆锥破碎机q0值）得q0′=K×q0=1.2×24=28.8t/mm.h
K----闭路破碎系数，K=1.15-1.4。
e----排矿口宽度，e=8mm
则Q0=28.8×8=230.4t/h
经过可碎性，密度，粒度校正后的生产能力为：
Q=K1×K2×K3×Q0
其中，查教材P68表5-6(矿石可碎性系数K1值)得K1=1.0（中等可碎性矿石）
K2=δ/2.7=3.88/2.7=1.44
式中 K2——矿石密度修正系数
δ——矿石真密度δ=3.88 t/m3
闭路破碎机排矿口e与给矿口B之比a=e/B=8/130=0.08
查教材P68表5-8得K3=1.15
则，Q=K1×K2×K3×Q0=1.0×1.44×1.15×230.4=381.5t/h
在闭路破碎时按通过量计算的生产能力为：
Qb=KQ
根据矿石性质取K=1.14
Qb=1.14×381.5=434.91t/h
所需破碎机台数：n=KQ6/Qb=1.1×322.6/434.91
=354.86/434.91
=0.82台 取1台
负荷率η=Q6/nQ=322.6/434.91=74.2%
验证：给矿中最大粒度Dmax=30mm,给矿口宽度B=100mm
则0.8×B=0.8×100=80mm
所以，Dmax<0.8B
因此，选Ø2200弹簧短头型圆锥破碎机时能保证给入最大块矿
(2)筛分设备的选择和计算
选用振动筛
已知给矿量Q7=517t/h,筛孔尺寸a=12mm, 查教材P72表5-11（振动筛单位面积的平均容积生产能力q 值）得V=20.1m3/m2.h
确定产物7中细粒级及粗粒级含量
细粒级含量β7-6=(β3-6+β6-6γ6)/ γ7
式中：β3-6----由6/33=0.18由图4-6查的β3-6=15%。
β6-6---由6/8=0.75CO由从4-9查的Β6-6=28%。
故β7-6=(β3-6+β6-6γ6)/ γ7=（15%+187.5%×28%）/285.05%=18.23%
粗粒级含量β7+12=(β3+12+β6+12γ6)/r7
筛孔尺寸之半与第二段破碎机排矿口之比为6/30=0.2
查教材P21的图4-6（标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线）得β3-6=0.2
筛孔尺寸之半与第三段破碎机排矿口之比为6/8=0.75
查教材P22的图4-9（短头圆锥破碎机闭路破碎产物粒度特性曲线）得β6-6=0.75
则β7-6=(β3-6γ3+β6-6γ6)/r7=（0.2×1+0.75×1.626）/2.626=0.54
粗粒级含量β7+12=(β3+12γ3+β6+12γ6)/ γ7
式中：β3+12----中碎产品中大于筛孔尺寸的粒级含量。
β6+12---细碎产品中大于筛孔尺寸的粒级含量。
筛孔尺寸与第二段破碎机排矿口之比为12/30=0.4
查教材P21的图4-6（标准圆锥破碎机破碎产物粒度特性曲线）得β8+12=0.6
筛孔尺寸与第三段破碎机排矿口之比为12/8=1.5
查教材P22的图4-9（短头圆锥破碎机闭路破碎产物粒度特性曲线）得β12+12=0.32
则β7+12=(β3+12r3+β6+12γ6)/r7=（0.6×1+0.32×1.626）/2.626=0.43
筛分效率采用E=65%
根据筛子的工作条件，查教材P72表5-12（修正系数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
所需筛子的有效筛分面积
F1=Q7/(γK1K2K3K4K5K6V)
=517/(2.5×1.3×1.11×1.8×1×1×1×20.1)
=517/130.5
=3.96m2
筛子的几何面积F=F1/0.85=3.96/0.85=4.7m2
根据计算结果可选用一台YA1548单层圆振筛负荷率η=4.7/6=78%
综上所述，破碎总流程如下图
图4.2 破碎流程图

表4.1 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
粗碎
PE600×900mm颚式破碎机
2
500
500
105
155
125.5
194.4
77.45

2
中碎
PYB-1650标准圆锥破碎机
1
205
105
30
60
284.3
194.4
68.4

3
细碎
PYDØ2200弹簧短头圆锥破
1
130
30
8
10
434.91
323
74.2

表4.2 筛分设备选择计算表
作业名称
设备名称及规格
台数
筛孔
mm
需要的面积
m2
选择的面积m2
流程的给矿量t/h
筛分效率
%
负荷率
%
备注

筛分
YA1548单层圆振筛
1
12
18.4
26
517
65
78

4.1.3厂房设计说明
总体布置是选矿厂设计中的重要组成部分。一个建设项目没有总体设计，就会使总体布置分散、紊乱、不合理，造成无计划的盲目建设，既影响生产和生活的合理组织，又影响建设的经济效果和建设速度，也破坏了建筑群体的统一和完整。所以，新建选矿厂必须在已确定厂址的用地范围内合理地、经济地进行总体布置。
选厂的厂房配置主要是根据地形条件确定，尽量保证物料的自流。根据选厂地形条件，各工艺厂房按地形坡度沿山坡地布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，粗碎、中细碎及筛分车间均采用平行等高线配置。
根据原矿最大粒度、破碎最终产物粒度及原矿性质，选用了三段一闭路破碎流程。根据场地、设备类型、规格和数量，给、排矿方式，矿仓位置、形式以及筛分与破碎的配置形势，粗碎、中细碎及筛分车间均采用平行等高线配置。
粗碎采用的是颚式破碎机，细碎采用短头圆锥破碎机，粗细碎共厂房，可节省辅助设备和设施，根据破碎流程，矿石由粗碎厂房直接用胶带运输机运至中细碎厂房，再由中细碎厂房用胶带运输机运至筛分车间，筛上产物通过皮带返回短头圆锥破碎机，筛下产物通过胶带机运至粉矿仓。
4.2 磨矿工艺设计
根据矿石的可磨性，和最终磨矿产物粒度，并结合类似选矿厂的生产经验，制定初步的磨矿流程流程。
4.2.1 磨矿流程的计算

图4.3 设计一段磨矿流程

图4.4 设计二段磨矿流程

设计已知条件：选厂规模为3500t/d,中等可碎性矿石，如图，第一段磨矿最终产
物粒度为68-70%小于0.074mm,磨矿车间工作制度为每天3班，每班8小时。
磨矿流程的计算。
⑴ 一段磨矿分级流程的计算
① 原始指标
Q1=3500/(3×8)=145.8t/h γ1=100%
② 循环负荷C1的确定
磨矿最终产物粒度为68-70%小于0.074mm,查教材P35表4-9（溢流产物中不同级别含量之间的对应关系）得溢流产物中最大粒度为0.074mm。查教材P34表4-7（不同磨矿条件下最合适的循环负荷）得循环负荷C1=350%。
③ 磨矿流程的计算
由矿量平衡：由矿量平衡：Q4=Q1=145.8 t/h
Q2=Q3=Q5+Q1=Q1(1+C1)=656.1t/h
Q5=C1Q1=510.3t/h
γ2=γ3=450%
γ5=350%
由所给资料知，γ1=100%，γ5=350%，γ3=450%；由于给矿粒度为10-0mm，根据所给资料知β4=68%，γ4=100%设定分级效率为75%，如图3-3
γ3 β3=γ5 β5+γ4 β4 （1）
γ3 β3 75%=100%68% （2）（68%为分级后溢流中-200目所占率，100%为一磨后分级合格产品产率）
故可求得：由（2）式得：β3=0.68/(0.75*4.5)*100%=20.15%
将β3代入（1）式得：β5=(0.2015*4.5-0.1)/3.5*100%=6.48%
⑵ 二段重产品磨矿流程的计算
图4.6 二段浮选产品磨矿分级流程计算

① 原始指标
由所给资料知γ6=33.35%
Q6= = =48.6 t/h；取－0.074mm 级别含量为计算粒级，β8=90%；根据所给资料，得β6=68.0%；
返砂比确定为C2= 200%。
② 分级返砂中合格粒级β7，β10，β9的确定
设定分级效率为75%；因由《选厂铜硫分选数质量工艺流程图》资料知：
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%
将β7代入（2）式得： β10=（90%*71.11%/75%-131.91%*58.85%）/131.91%*200%=30.25%
将β7代入（3）式得：β9=（131.91%*58.85%-71.11%*90%）/28.89%=12.75%。
设定β11=80%，则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 再磨流程计算
图4.7 再磨流程计算
Q11=145.8×（10.24%+27.52%）=55.05t/h
Q6+Q11= Q8=48.62+55.05=103.67 t/h
Q8′=（Q6+Q11）× = 103.67× = 74.13t/h
Q8″=Q9′=Q6+Q11-Q8′=103.68-74.13=29.55 t/h
Q9″=C2 Q9′=2*29.55=59.10 t/h
Q9=Q10= Q9′+Q9″=29.55+59.10=88.65 t/h
Q7=Q6+Q11+Q9=103.68+88.65=192.33 t/h
4.2.2磨机、分级设备的选择与计算
4.2.2.1 磨机的选择与计算
磨矿机类型的选择主要根据磨矿产品的质量要求、矿石的泥化程度、磨矿机的性能以及磨矿车间的生产能力来决定。
本设计为二段磨矿（一段粗磨、浮选产品再磨），一段磨矿细度为－0.074mm占68%，给矿粒度10-0mm，磨机生产能力为145.8t/h；二段磨矿细度为－0.075mm占90%，浮选产品再磨磨机生产能力为103.68 t/h。一般阶段磨矿中一段磨矿设备多采用格子型球磨机，但因本设计要求磨矿细度较高，而格子型不适宜于细磨，因此一段磨矿采用溢流型球磨机，二段磨矿设备也采用溢流型球磨机。设计的磨矿分级作业流程图如图3.2所示。
一段磨矿设备的选择和计算
⑴ 原始指标
处理量：Q0=145.8t/h，磨矿细度－0.074mm占68%；磨矿给矿粒度10～0mm，磨机给矿－0.074mm占10%，f =8～10，矿石属中等可碎性矿石。
⑵ MQY3600×6000溢流型球磨机生产能力计算
q值的计算。设计磨矿机按新生成计算级别计的单位容积生产能力(q),一般取工业性试验或同类选矿厂的磨矿机实际生产指标qo
以《选矿设计手册》（《选矿设计手册》编委会）MQY3600×6000湿式溢流型球磨机为参照，球磨机的有效容积为55m3，给矿粒度为－0.074mm占10%，磨矿产品细度为－0.074mm占60%，处理量为152吨/台时。
计算公式：q= qo K1K2K3K4 （《选矿设计手册》P135）
式中 q ——设计中使用的磨矿机按新生成的级别(－0.074mm的级别) 计算的单位处理量， t/h；
q0——生产中使用的磨矿机按新生成的级别(－0.074mm的级别) 计算的单位处理量，根据《选矿设计手册》（《选矿设计手册》编委会）取qo =1.50t/(m3·h)；
K1——被磨矿石的磨矿难易度系数，查《选矿设计手册》表7.4-1，取1.0；
K2——磨矿机的直径校正系数，查《选矿设计手册》表7.4-2、表7.4-3，取1.0；
K3——设计中拟选用的磨矿机型式校正系数，查《选矿设计手册》表7.4-4，取1.0；
K4——磨矿机的不同给矿粒度和不同产品粒度差别系数，查《选矿设计手册》表 7.4-5，K4=m1/m2=0.96/0.88=1.1；
m1——设计磨矿机按新生成计算级别计的不同给矿粒度、产品粒度条件下的相对生产能力，查《选矿厂设计》P76表5-17；
m2——现厂生产磨矿机按新生成计算级别的不同给矿粒度条件下的相对生产能力，查《选矿厂设计》P76表5-17；
所以，q=K1K2K3K4q0=1.0×1.0×1.0×1.1×1.45=1.65t/(m3·h)
设计中选用磨矿机的处理量：Qd=Vq/(β2－β1)
式中 Q——设计中选用的磨矿机的处理量（不包括闭路磨矿的返回矿量）；
V——设计中选用的磨矿机有效容积，查《选矿设计手册》表16.13-9，取55 m3；
q ——设计中使用的磨矿机按新生成的级别(－0.074mm的级别) 计算的单位处理量，取值见前项；
β2——设计中拟选用的磨矿机产品中－0.074mm的级别的含量，根据设计要求，取68%；
β1——设计中拟选用的磨矿机给矿中－0.074mm的级别的含率，查《选矿设计手册》表7.4-6，取10%；
所以，Qd =55×1.65/(0.68－0.10)=156.6 t/(台·h)
设计流程磨矿量为145.8 t/h，因此采用1台MQY3600×6000溢流形球磨机可满足生产能力的要求。
计算磨矿机的负荷系数η：
根据教材P75式5-21得磨矿机负荷系数η=Q0/(nQ)×100%
式中符号同前。
η=Q0/(nQ)×100%=145.8/（1×156.6）×100%=93.1%
⑶ MQY3200×5400溢流形球磨机生产能力计算
以《选矿设计手册》（《选矿设计手册》编委会）MQY3200×5400湿式溢流型球磨机为参照，球磨机的有效容积为39.3m3，给矿粒度为－0.074mm占10%，磨矿产品细度为－0.074mm占60%，处理量为111吨/台时。
计算公式：q= qo K1K2K3K4 （《选矿设计手册》P135）
式中 q ——设计中使用的磨矿机按新生成的级别(－0.074mm的级别) 计算的单位处理量，t/h；
q0——生产中使用的磨矿机按新生成的级别(－0.074mm的级别) 计算的单位处理量，
根据《选矿设计手册》（《选矿设计手册》编委会）取qo =1.34t/(m3·h)；
K1——被磨矿石的磨矿难易度系数，查《选矿设计手册》表7.4-1，取1.0；
K2——磨矿机的直径校正系数，查《选矿设计手册》表7.4-2、表7.4-3，取1.0；
K3——设计中拟选用的磨矿机型式校正系数，查《选矿设计手册》表7.4-4，取1.0；
K4——磨矿机的不同给矿粒度和不同产品粒度差别系数，查《选矿设计手册》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=1.474 t/(m3·h)
设计中选用磨矿机的处理量：Qd=Vq/(β2-β1)
式中 Q——设计中选用的磨矿机的处理量(不包括闭路磨矿的返回矿量)；
V——设计中选用的磨矿机有效容积，查《选矿设计手册》表16.13-9，取39.3m3；
q ——设计中使用的磨矿机按新生成的级别(－0.074㎜的级别) 计算的单位处理量，取值见前项；
β2——设计中拟选用的磨矿机产品中－0.074㎜的级别的含率，根据设计要求，取68%；
β1——设计中拟选用的磨矿机给矿中－0.074㎜的级别的含率，查《选矿设计手册》 表7.4-6，取10%；
所以，Qd =39.3×1.474/(0.68-0.1)=99.88 t/(台·h)
设计流程磨矿量为145.8t/h，因此生产现场的2台MQY3200×5400溢流型球磨机的生产能力可满足145.8 t/h生产能力的要求。
计算磨矿机的负荷系数η：
根据教材P75式5-21得磨矿机负荷系数η=Q0/(nQ)×100%
式中符号同前。
η=Q0/(nQ)×100%=145.8/（2×99.88）×100%=70.2%
但考虑球磨机的效率，因此本设计中选用1台MQY3600×6000溢流型球磨机能满足设计生产能力。
二段磨矿设备的选择和计算
⑴ 原始指标
处理量：Qo=103.68t/h；磨矿细度为－0.074 mm占90%；给矿粒度为－0.074mm占74.38%；矿石中等易碎。
以《选矿设计手册》（《选矿设计手册》编委会）P148南芬铁矿选矿厂规格为MGY2100×4500湿式溢流型球磨机为参照，球磨机的有效容积为13.5m3，给矿粒度为－0.074mm占10%，磨矿产品细度