柿竹园多金属矿选厂设计说明书.doc

精选资料

柿竹园多金属矿选厂

设计说明书
目 录
第1章 总论 1
1.1项目提要 1
1.2 结论与建议 4
1.3 编制依据 5
第2章 项目建设背景与必要性 6
2.1 项目由来 6
2.2 项目建设的必要性 7
第3章 市场或需求预测 10
3.1国际、国内市场 10
3.2 本地市场 10
3.3 项目产品市场预测 11
3.4 市场风险预测与对策 12
第4章 项目承担单位情况 14
4.1承担单位基本情况 14
4.2主要业务范围和业务能力 14
4.3人员及其构成 15
4.4现有基础条件 16
4.5 资产与财务状况 17
4.6 技术依托单位情况 17
第5章 建设规模与产品方案 18
5.1 建设规模 18
5.2 产品方案 18
第6章 项目选址与建设条件 19
6.1项目选址原则、依据与要求 19
6.2项目建设总用地规模及地点 19
6.3建设条件分析 20
第7章 工艺技术方案和设备选型 25
7.1工艺技术方案 25
7.2 设备选型 32
第8章 项目建设方案与建设内容 35
8.1项目建设的指导思想与原则 35
8.2项目建设目标 35
8.3项目建设总体规划布局 37
8.4建设内容 37
第9章 环境保护与安全生产 42
9.1环境保护 42
9.2安全生产 42
第10章 组织管理与实施进度 44
10.1项目实施组织管理 44
10.2项目建成后的运行管理 46
10.3项目实施进度 48
第11章 投资估算与资金来源 49
11.1投资估算 49
11.2资金来源 50
11.3资金使用计划 50
第12章 效益分析 51
12.1经济效益 51
12.2社会效益 51
12.3生态效益 52
第13章 招标方案 53
13.1项目招标管理 53
13.2招标依据 53
13.3招标范围 53
13.4招标组织形式 54
第14章 结论和建议 56
14.1综合评价 56
14.2结论 56
14.3存在问题与建议 57

可修改编辑
第一章 概论
1.1矿山地理位置与交通
柿竹园多金属矿位于湖南省郴州市苏仙区境内，西北距郴州市20公里。矿区拥有土地面积15平方公里，采矿面积35平方公里，拥有国家公路与郴州市相连，大宗货物可通过湄桥转运站转运，由京广铁路通往全国各地，对外交通十分便利。
1.2厂区气候
柿竹园矿区位于亚热带气候带中，厂区冬季长，而春、夏、秋季短。冬春两季盛行偏北的大陆季风，多冷空气活动；夏秋两季盛行偏南风的热带海洋性湿润季风，呈现出冬冷夏热，春秋雨水多，夏季暑热期长的气候特征。
春季气候最显著的特征是开春早，气温回升快，降水丰沛，多阴雨及冰雹大风，降水占全年降水的37.3%，日照时数220与290小时之间。夏季气候炎热，易发生干旱，也易出现暴雨洪涝，由于平均海拔高度在400米以上，透出凉爽的特点。秋季主要是秋高气爽天气为主，日照强，降水少，晴日多，易发生秋旱。少数年份秋雨绵绵，冬季气候的特征是少严寒，雨雪少。
1.3厂区经济情况
湖南柿竹园有色金属有限责任公司是湖南省国资委的监管企业，湖南有色金属控股集团的核心企业，湖南有色金属股份有限公司控股子公司，是一个集采矿、选矿、冶炼为一体的国有大型矿山企业。
公司十分重视发挥技术先导作用，通过国家“七五”、“八五”、“九五”连续十五年的技术攻关，取得采矿、选矿和冶炼科研技术成果，极大的提升了选矿回收率和资源综合利用率。与此同时，在新产品开发和研究也取得了不断的进步，产品由单一化向多元化发展，由初级产品向精深加工方向发展，公司以成为最大的钨精矿、铋精矿及铋锭的生产基地。长期以来，公司依托资源优势，认真落实科学发展观，以建立现代化企业制度为目标，不断完善战略运营管理模式，积极拓展国内、国外两个市场，加强对外贸易和经济技术合作，使企业走上了良性发展的轨道。产业基础日益完善，产品结构日趋合理，经济实力不断加强。形成了年采选生产能力150余万吨，年冶炼能力6000吨，拥有固定资产10亿元，净资产4亿元，年销售收入5亿元的规模效益生产企业。公司现有在册职工3100多人，其中工程技术管理人员311人，具有中高级技术职称人员217人。
1.4采矿方法
采用分段凿岩，阶段崩矿矿房采矿法，矿房采空后用碎石一次充填，为确保后期露天安全分期开采。
开拓方式采用平窿溜井——无轨斜基开拓，主平窿口标高380m,主溜井标高自380m至490m标高，井深110m,井径4m，副溜井标高自490m至550m标高，直径2m,无轨斜巷自490m标高至558m标高。
1.5厂址选择
本设计选厂厂址在柿竹园东坡区，地貌属丘陵地区，附近山峦叠嶂，相差高度较大，山坡在山顶部较陡，半山以下较缓，坡度适合选厂布置，地形坡度为18°左右，工程地质较好，建厂区植物层可种植植物外，其他各土层均可作为建筑物的天然地基，没有大的拆裂。
第二章 矿石性质
2.1矿石类型
柿竹园多金属矿是以钨、铋为主，伴生有钼、萤石、石榴石、铁（磁铁矿、磁黄铁矿）的多金属矿床。钨矿物主要有白钨矿、黑钨矿、假象半假象白钨矿和钨华；铋矿物有辉铋矿、自然铋、铋华和斜方辉铅铋矿；钼有辉钼矿和钼华。其他金属矿物有黄铁矿、磁铁矿、磁黄铁矿、锡石、黄铜矿等。非金属矿物有萤石、石榴石、方解石、石英、角闪石、绿泥石和云母等。矿石中有用矿物种类多、嵌布粒度细、共生关系复杂。黑钨矿和白钨矿共生，白钨矿和含钙的萤石、方解石和石榴石共生，有用矿物需要细磨才能单体解离。
根据矿体的产状、矿石特点及岩石类型，矿体分为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ和Ⅳ四个矿带，各带之间没有明显的界限，多呈渐变过渡状态，其中Ⅲ矿带是富矿带，是矿山前期生产和科研主要对象。
柿竹园多金属矿为特大型接触交代矽卡岩矿床，工业类型属云英岩——矽卡岩复合型钨钼铋多金属矿床。矿体赋存于花岗岩与中、上泥盆统灰岩接触带附近的矽卡岩、大理岩中。
本设计的对象即Ⅲ矿带富矿段产于正接触带下部紧贴花岗岩一侧的云英岩网脉——矽卡岩中。
矿石结构有自形——半自形粒状、交代假象、交代残余、溶蚀、固液体分离、压碎等；矿石构造中主要有浸染状、网状、条带状、块状等。
2.2 矿石工艺矿物学特性
柿竹园多金属矿Ⅲ矿带富矿段矿石中主要金属矿物为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿和辉铋矿，次为锡石、磁铁矿、黄铁矿和少量钽、铌、铍等，主要非金属矿物为萤石、石榴子石、透辉石、石英和云母等，其次为长石、绿泥石、方解石和电气石等。
石榴子石和透辉石为矽卡岩矿石的主要造岩矿物，石英和云母为云英岩石的主要造岩矿物。
Ⅲ矿带富矿段矿样多元素化学分析见表2-1，主要矿物组成分析结果见表2-2。

表2-1 矿样多元素化学分析
成 份
WO3
Mo
Bi
Sn
Cu
Pb
Zn
S
含量，％
0.18
0.031
0.11
0.11
0.035
0.036
0.044
0.83
成 份
Fe
Mn
As
P
Ag*
Au*
总炭
烧失量
含量，％
8.24
0.70
0.0025
0.023
8.17
0.01
1.04
5.81
成 份
SiO2
Al2O3
CaO
MgO
K2O
Na2O
CaF2

含量，％
34.34
10.70
26.23
1.09
1.49
0.32
21.24

* Au、Ag为g/t。

表2-2 原矿中主要矿物组成分析
金属矿物
含量，%
脉石矿物
含量，%
黑钨矿
0.06
石英
15.0
白钨矿
0.15
钾长石
3.5
辉钼矿
0.047
斜长石
4.7
辉铋矿
0.07
白云母、绢云母
7.6
自然铋
0.013
绿泥石
6.4
辉铅铋矿*
0.05
绿帘石
5.4
方铅矿
0.02
铁铝榴石
5.6
黄铜矿
0.10
钙铁榴石
4.2
闪锌矿
0.07
黑云母
2.0
黄铁矿
0.90
黄玉
4.0
磁黄铁矿
0.60
闪石、辉石
3.0
磁铁矿
3.20
萤石
21.24
褐铁矿
0.30
方解石
6.3
锡石
0.10
白云石
3.2
独居石*
0.32
其它*
1.86
合计
6.00

94.0
* 注：①辉铅铋矿包括各种铅、铋的矿物；②独居石还包括褐帘石、氟碳酸铈镧矿、金红石、铌板钛矿、锆石、黑稀金矿、硅酸钍矿、沥青铀矿等；③其它脉石矿物包括粘土矿物、矽灰石、磷灰石等。
2.3设计原始指标
原矿品位: Mo:0.08% Bi:0.12%
精矿品位:Mo:43% Bi:20% Bi:25.34%
矿石真比重:δ=3.14t/m3
含水含泥:小于4%
矿石硬度:7~8,中硬矿石
原矿最大给矿粒度:Dmax=550mm
最终破碎产物粒度:dmax=10mm
第三章 工艺流程的选择和计算
3.1选矿厂工作制度和处理量的确定
3.1.1选矿厂工作制度的确定
破碎车间：一般应和采矿工作制度一致，有连续工作制度及间断工作制度之分，此次设计采用每天三班，每班六小时的工作制度。
磨矿与浮选车间：采用连续工作制度，即每天三班，每班八小时。
精矿脱水车间：一般和主厂房一致，若精矿量很少，可采用间断工作制度。此设计采用与主厂房一致的工作制度，即每天三班，每班八小时。
综上，选厂的工作制度如表3-1所示：
表3-1 选厂工作制度
车间：
工作制度：
破碎车间
每天3班，每班6小时
磨浮车间
每天3班，每班8小时
脱水车间
每天3班，每班8小时

3.1.2处理量的计算
已知此设计的选矿厂规模是3000t/d，即日处理量Qd=3000t/d。
小时处理量：
破碎车间：Qh1=Qd/t1=3000/（3×6）=166.7（t/h）
磨浮：Qh2=Qd/t2=3000/(3×8)=125（t/h）
脱水车间：Qh3=Qd/t3=3000/(3×8)=125（t/h）
3.2破碎流程的选择和计算
3.2.1破碎流程的选择
3.2.1.1破碎段数的确定
总破碎比：S=Dmax/dmax=550mm/10mm=55
采用两段破碎难以达到此破碎比，因此在此设计中采用三段破碎流程，参考《选矿厂设计》表4-3，定各段破碎比如下：
粗碎：S1=3 中碎：S2=3.5 细碎：S3=5.24
3.2.1.2预先筛分的必要性
矿石硬度为7-8，中硬矿石，原矿中细粒物料含量较少，无需设置预先筛分。
3.2.1.3检查筛分的必要性
在破碎机的排矿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，因此设置检查筛分是必要的。
另外，矿石含水含泥小于4%，无需洗矿，无需手选。综上，采用如图3-1所示的破碎流程：

图3-1 破碎流程图

3.2.2破碎流程的计算
3.2.2.1破碎车间小时处理量。
Q=Qd/t=3000/（3×6）=166.7（t/h）
3.2.2.2总破碎比
S=D/d=550/10=55
3.2.2.3各段破碎比
粗碎：S1=3 中碎：S2=3.5 细碎：S3=5.24
3.2.2.4各段破碎产物最大粒度
d2=Dmax/S1=550mm/3=183.3mm
d3=d2/S2=183.3mm/3.5=52.4mm
d5=d3/S3=52.4mm/5.24=10mm
3.2.2.5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，初步确定粗碎采用颚式破碎机，中碎采用标准型圆锥破碎机，细碎采用短头型圆锥破碎机，各段排矿口宽度如下：
e2=d2/Z1max=183.3/1.6=114.58（mm） 取e2=115mm
e3=d3/Z2max=52.4/1.9=27.57（mm） 取e3=26mm
e7由筛分工作制度确定，此设计选择等值筛分工作制度，
e7=0.8×d5=8（mm） 取e7=8mm
3.2.2.6确定筛子筛孔尺寸及筛分效率
采用等值筛分工作制度，
筛孔尺寸：a=1.3d5=13mm e7=0.8d5=8mm
筛分效率：E=60%
3.2.2.7计算各产物的产率和重量
粗碎和中碎：
Q1=Q2=Q3=166.7t/h γ1=γ2=γ3=100%
细碎：Q5=Q1=166.7t/h γ5=100%
根据物料平衡关系，可列出下关系式：
Q5=(Q3 +Q7)E
—产物3中小于13mm的粒级含量，筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z3=a/e3=13/26=0.5，查图4-6，=32%。
—产物3中小于13mm的粒级含量，筛子筛孔尺寸与中碎机排矿口宽度的比值Z7=a/e7=13/8=1.625，查图4-9，=75%。

γ7=Q7/Q1=179.56% Q6=Q7=299.32t/h γ6=γ7=179.56%
综上，计算结果如表3-2所示：
表3-2 破碎流程数据
产品
产率γ（%）
产量Q（t/h）
1
100
166.7
2
100
166.7
3
100
166.7
4
279.56
466.02
5
100
166.7
6
179.56
299.32
7
179.56
299.32

3.3磨矿流程的选择和计算
3.3.1磨矿流程的选择
磨矿段数的确定：
当磨矿细度不超过72%小于0.074mm时，采用一段磨矿；若磨矿细度要求72—85%小于0.074mm，甚至更高时，采用两段磨矿，此设计磨矿细度为-200目90%，采用两段磨矿。
预先分级的必要性
当给矿中合格粒级含量不小于14—15%时，需设置预先分级，此处原矿为中硬矿石，破碎产品最终粒度为10mm，-200目占10%，无需预先分级
检查分级的必要性
为使磨矿最终产品符合选别要求，需要设置检查分级。对于初磨的产品，其细度高于15%，同样设置检查分级。
综上，采用如图3-2所示的两段全闭路磨矿流程：

图3-2 磨矿流程图

图3-3 磨矿流程图展开形式
3.3.2磨矿流程的计算
计算原始资料：
磨矿车间处理量：Q1=3000t/d=125t/h
磨矿产品细度：-200目（-0.074mm）占90%
最适合的循环负荷：
初磨：C1=300% 细磨：C2=300%
磨矿机给矿、分级机返砂、分级机溢流中计算级别(-200目)的含量：
最初给矿，中等可碎性矿石，给矿粒度10mm，查《选矿厂设计》表4-8有：β1=10%
分级机溢流：β7=90% 查《选矿厂设计》表4-10， 分级机返砂：β8=13%
两段磨机的生产能力比值：k=q2/q1=0.8~0.85，取k=0.83
两段磨机的容积之比值m：这里为两段全闭路磨矿，m=1
计算：
将磨矿流程展开，如图3-3所示：
一段磨矿：
Q7=Q4=Q1=125（t/h）
Q5=C1Q1=300%×125=375（t/h）
Q2=Q3=Q1+Q5=125+375=500（t/h）
两段磨矿：
Q7=Q4=Q1=125(t/h)
β4=β1+(β7-β1)/(1+km)=10+(90-10)/(1+0.83×1)=53.72(%)
查《选矿厂设计》表4-10有：β5=6%
=Q1(β4-β8)/(β7-β8)=125×(53.72-13)/(90-13)=66.10(t/h)
==Q1-=125-66.10=58.90(t/h)
=C2=300%×58.90=176.7(t/h)
Q8=Q9=+=58.9+176.7=235.6(t/h)
Q6=Q4+Q8=125+235.6=360.6(t/h)
γ1=γ4=γ7=100% γ3=γ2=400% γ5=300% γ6=289%
γ8=γ9=189%
β6=（γ7β7+γ8β8）/γ6=39.64%
β9=（γ6β6-γ4β4）/γ9=32.20%
β3=（γ4β4+γ5β5）/γ3=17.93%
β2=（γ1β1+γ5β5）/γ2=7%
综上，最终计算结果见如表3-3所示。
3.4选别流程的选择和计算
3.4.1选别流程的选择
根据相关选矿试验及参观现场相关流程资料，确定对本设计的钼铋采用图3-4所示的选别流程，图示选别作业均为浮选。

表3-3 磨矿流程数据
计算级别：-200目（-0.074mm）
产品
产量Q(t/h)
产率γ（%）
计算级别含量β（%）
1
125
100
10.00
2
500
400
7.00
3
500
400
17.93
4
125
100
53.72
5
375
300
6.00
6
360.6
289
39.64
7
125
100
90.00
8
235.6
189
13.00
9
235.6
189
32.20

图3-4 选别流程图

3.4.2选别流程的计算
3.4.2.1计算原始指标数的确定
表3-4 选别原始指标
产品：
铋品味β（%）
钼品位β'（%）
产品：
铋品味β（%）
钼品位β'（%）
1
0.12
0.08
35
3.96

3
5.28
3.43
36
0.2
43
4
0.05

37
2.21

7
10.36
7.68
38
2.26
0.011
8
1.26

39
0.018

9
0.46
0.09
42
6.35
0.012
10
0.04

43
0.86

11
15
11.35
44
0.68
0.010
12
1.53

45
0.015

13
0.18
0.05
46
12.48
0.012
14
0.03

47
1.28

17
8.28
16.64
48
0.28
0.012
18
16.85

49
0.012

21
5.36
21.26
51
16.52
0.011
22
12.65

52
2.46

23
3.25
3.51
55
20.32
0.012
24
18.23

56
8.29

26
3.28
28.48
57
6.25
0.011
27
9.53

58
0.85

28
6.74
1.29
59
25.34
0.011
29
20

60
10.86

31
1.27
33.27
61
2.37
0.012
32
7.88

62
0.032

34
0.56
37.02

产品：
铋品味β（%）
钼品位β'（%）
产品：
铋品味β（%）
钼品位β'（%）
注：表格中产品1的数据为已知的给矿指标，不计入原始指标的范畴。

Np=C(np-ap)
C—计算成分，C=1+e=1+2=3，e—参与流程计算的金属种类数，e=2；
np—流程中的选别产物数，np=（5+8+5+5）×2=46；
ap—流程中的作业数，ap=23；
Np=3×（46-23）=69。
3.4.2.2原始指标数的分配
Np=Nγ+Nβ+Nβ’+Nε+Nε’
Nγ≤np-ap=23 Nβ≤ 2(np-ap)
Nε≤23 Nε’≤23 Nβ≤46 Nβ’≤46
Nγ+Nβ+Nε≤ 46 Nγ+Nβ'+Nε'≤46
综上所述条件，及该设计具体情况，确定如表3-4所示的原始指标。
3.4.2.3计算过程
a.利用所定的原始指标，根据产率平衡及产品中的金属量的平衡，计算各产品的产率γ，并通过对产率进行校核求得各混合产物的产率；
b.计算产品中混合产物的铋的品位β；
c.计算产品中未知的钼的品位β'；
d.按公式计算各产物中钼和铋的回收率，并进行校核；
e.按公式计算各产物的产品质量。
计算结果，如表3-5所示。
表3-5 选别流程数据
产品：
产率γ（%）
铋品味β（%）
铋回收率ε（%）
钼品位β'（%）
钼回收率ε'（%）
产量Q（t/h）
1
100.000
0.12
100.00
0.08
100.000
125.00
2
106.302
0.15
133.85
0.081
108.261
132.88
3
2.055
5.28
90.41
3.43
88.102
2.57
4
104.248
0.05
43.44
0.015
20.159
130.31
5
2.371
4.78
94.44
3.066
90.850
2.96
6
111.347
0.06
54.09
0.018
24.597
139.18
7
0.917
10.36
79.18
7.68
88.044
1.15
8
1.454
1.26
15.26
0.154
2.806
1.82
9
4.849
0.46
18.59
0.09
5.455
6.06
10
106.499
0.04
35.50
0.014
19.142
133.12
11
0.601
15
75.15
11.35
85.296
0.75
12
0.316
1.53
4.03
0.696
2.748
0.39
13
7.100
0.18
10.65
0.05
4.437
8.87
14
99.399
0.03
24.85
0.012
14.704
124.25
15
0.986
13.09
107.56
7.970
98.225
1.23
16
101.346
0.04
37.45
0.012
14.959
126.68
17
0.433
8.28
29.84
16.64
89.966
0.54
18
0.553
16.85
77.72
1.194
8.260
0.69
19
0.620
8.66
44.76
12.719
98.633
0.78
20
0.623
15.73
81.60
1.205
9.376
0.78
21
0.340
5.36
15.17
21.26
90.270
0.42
22
0.281
12.65
29.59
2.383
8.363
0.35
23
0.104
3.25
2.82
3.51
4.567
0.13
24
0.519
18.23
78.79
0.742
4.809
0.65
25
0.441
5.94
21.85
17.928
98.903
0.55
26
0.253
3.28
6.93
28.48
90.236
0.32
27
0.188
9.53
14.92
3.691
8.668
0.23
28
0.069
6.74
3.89
1.29
1.116
0.09
29
0.449
20
74.90
0.657
3.693
0.56
30
0.314
3.41
8.92
24.695
96.885
0.39
31
0.212
1.27
2.25
33.27
88.252
0.27
32
0.102
7.88
6.68
6.794
8.633
0.13
33
0.245
1.40
2.86
30.076
92.232
0.31
34
0.185
0.56
0.86
37.02
85.582
0.23
35
0.060
3.96
1.99
8.809
6.649
0.08
36
0.152
0.2
0.25
43
81.603
0.19
37
0.033
2.21
0.61
9.612
3.980
0.04
38
1.191
2.26
22.43
0.011
0.164
1.49
39
100.155
0.018
15.02
0.012
14.795
125.19
40
1.365
2.14
24.28
0.011
0.190
1.71
41
101.279
0.02
17.65
0.012
14.964
126.60
42
0.317
6.35
16.77
0.012
0.048
0.40
43
1.048
0.86
7.51
0.011
0.142
1.31
44
0.900
0.68
5.10
0.010
0.112
1.12
45
100.379
0.015
12.55
0.012
14.851
125.47
46
0.144
12.48
14.92
0.012
0.022
0.18
47
0.174
1.28
1.85
0.012
0.026
0.22
48
1.124
0.28
2.62
0.012
0.169
1.40
49
99.255
0.012
9.93
0.012
14.683
124.07
50
0.266
10.19
22.58
0.012
0.038
0.33
51
0.146
16.52
20.13
0.011
0.020
0.18
52
0.120
2.46
2.45
0.012
0.018
0.15
53
0.184
15.37
23.52
0.012
0.027
0.23
54
0.159
2.44
3.23
0.012
0.024
0.20
55
0.108
20.32
18.29
0.012
0.016
0.14
56
0.076
8.29
5.23
0.011
0.010
0.09
57
0.047
6.25
2.43
0.011
0.006
0.06
58
0.112
0.85
0.79
0.013
0.018
0.14
59
0.071
25.34
14.90
0.011
0.010
0.09
60
0.037
10.86
3.39
0.014
0.007
0.05
61
0.039
2.37
0.78
0.012
0.006
0.05
62
0.073
0.032
0.02
0.013
0.012
0.09
产品：
产率γ（%）
铋品味β（%）
铋回收率ε（%）
钼品位β'（%）
钼回收率ε'（%）
产量Q（t/h）

3.5矿浆流程的计算
3.5.1磨矿矿浆流程的计算
3.5.1.1确定浓度Cn
必须保证的浓度：
一段磨矿作业浓度：Cm1=70%
二段磨矿作业浓度：Cm2=75%
分级溢流浓度：C4=50% C7=30%
不可调节的浓度：
原矿浓度：C1=97% (原矿水分：3%)
分级返砂（沉砂）浓度：C5=80% C8=75%
3.5.1.2计算过程：
a.按公式计算液固比Rn；
b.按公式计算各作业及产品的水量；
c.按公式计算补加水；
d.计算未知的作业浓度；
e.按公式计算矿浆体积。
计算结果如表3-6所示：
表3-6 磨矿矿浆流程数据
产品（作业）
矿量Q（t/h）
浓度C（%）
液固比R
水量W(t/h)
补加水L（m3/h）
矿浆量V（m3/h)
1
125
97
0.031
3.87

43.67
3
500
70
0.429
214.29
373.52
4
125
50
1.000
125.00
164.81
5
375
80
0.250
93.75
213.18
7
125
30
2.333
291.67
331.48
8
235.6
75
0.333
78.53
153.57
9
235.6
75
0.333
78.53
153.57
一段磨矿
500
70
0.429
214.29
116.67
373.52
二段磨矿
235.6
75
0.333
78.53
0.00
153.57
一次分级
500
69.57
0.438
218.75
4.46
377.99
二次分级
360.6
49.34
1.027
370.20
166.67
485.04

3.5.2选别矿浆流程的计算
3.5.2.1钼铋等浮矿浆流程的计算
3.5.2.1.1确定浓度Cn
必须保证的作业浓度：
粗选作业浓度：Cr=29%
精选作业浓度：Ck1=20% Ck2=20%
不可调节的选别精矿浓度：
粗选精矿浓度：C3=45%
精选精矿浓度：C7=43% C11=43%
扫选精矿浓度：C9=35% C13=35%
3.5.2.1.2计算过程：
a.按公式计算液固比Rn；
b.按公式计算各作业及产品的水量；
c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；
d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；
e.按公式Rn=Wn/Qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；
f.按公式计算补加水；
g. 按公式计算矿浆体积。
3.5.2.2钼铋分离矿浆流程的计算
3.5.2.2.1确定浓度Cn
必须保证的作业浓度：
粗选作业浓度：Cr=28%
精选作业浓度：Ck1=25% Ck2=25% Ck3=25% Ck4=25% Ck5=25%
不可调节的选别精矿浓度：
粗选精矿浓度：C17=45%
精选精矿浓度：C21=40% C26=40% C31=40% C34=40% C36=40%
扫选精矿浓度：C23=32% C28=32%
3.5.2.2.2计算过程：
a.按公式计算液固比Rn；
b.按公式计算各作业及产品的水量；
c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；
d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；
e.按公式Rn=Wn/Qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；
f.按公式计算补加水；
g. 按公式计算矿浆体积。
3.5.2.3铋硫混浮矿浆流程的计算
3.5.2.3.1确定浓度Cn
必须保证的作业浓度：
粗选作业浓度：Cr=28%
精选作业浓度：Ck1=23% Ck2=23%
不可调节的选别精矿浓度：
粗选精矿浓度：C38=45%
精选精矿浓度：C42=42% C46=42%
扫选精矿浓度：C44=33% C48=33%
3.5.2.3.2计算过程：
a.按公式计算液固比Rn；
b.按公式计算各作业及产品的水量；
c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；
d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；
e.按公式Rn=Wn/Qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；
f.按公式计算补加水；
g. 按公式计算矿浆体积。
3.5.2.4铋硫混浮矿浆流程的计算
3.5.2.4.1确定浓度Cn
必须保证的作业浓度：
粗选作业浓度：Cr=25%
精选作业浓度：Ck1=22% Ck2=22%
不可调节的选别精矿浓度：
粗选精矿浓度：C51=30%
精选精矿浓度：C55=33% C59=33%
扫选精矿浓度：C57=30% C61=30%
3.5.2.4.2计算过程：
a.按公式计算液固比Rn；
b.按公式计算各作业及产品的水量；
c.根据水量平衡，计算扫选作业及各作业尾矿产品的水量；
d.按公式计算各扫选作业作业浓度及各作业尾矿的产品浓度；
e.按公式Rn=Wn/Qn计算扫选作业及各作业尾矿产品的液固比；
f.按公式计算补加水；
g. 按公式计算矿浆体积。
计算结果具体见表3-7：
表3-7 浮选矿浆流程数据

产品：
产率γ（%）
产量Q（t/h）
浓度C（%）
液固比R
水量W(t/h)
补加水L（m3/h）
矿浆量V（m3/h）
钼铋等浮
1
100.000
125.00
30
2.33
291.67

331.48
3
2.055
2.57
45
1.22
3.14
3.96
4
104.248
130.31
28.80
2.47
322.18
363.68
7
0.917
1.15
43
1.33
1.52
1.88
8
1.454
1.82
14.95
5.69
10.33
10.91
9
4.849
6.06
35
1.86
11.26
13.19
10
106.499
133.12
28.91
2.46
327.41
369.80
11
0.601
0.75
43
1.33
1.00
1.24
12
0.316
0.39
9.91
9.09
3.59
3.72
13
7.100
8.87
35
1.86
16.48
19.31
14
99.399
124.25
28.55
2.50
310.93
350.50
粗选
106.302
132.88
29
2.45
325.32
12.07
367.64
精Ⅰ
2.371
2.96
20
4.00
11.85
5.13
12.80
精Ⅱ
0.917
1.15
20
4.00
4.59
3.07
4.95
扫Ⅰ
111.347
139.18
29.13
2.43
338.66

382.99
扫Ⅱ
106.499
133.12
28.91
2.46
327.41
369.80
钼铋分离
17
0.433
0.54
45
1.22
0.66

0.83
18
0.553
0.69
21.62
3.63
2.51
2.73
21
0.340
0.42
40
1.50
0.64
0.77
22
0.281
0.35
17.20
4.82
1.69
1.80
23
0.104
0.13
32
2.13
0.28
0.32
24
0.519
0.65
21.16
3.73
2.42
2.62
26
0.253
0.32
40
1.50
0.48
0.58
27
0.188
0.23
16.60
5.02
1.18
1.25
28
0.069
0.09
32