矿浆浓细度对照表计算公式

矿浆浓细度对照表计算公式1.矿浆浓度

P=（G－G

0－V）δ/[（δ－1）（G－G

）]

矿浆浓度P和G是函数关系。

G=[（Pδ－δ－P）G

－Vδ]/[P（δ－1）－δ]

2.-200目细度

Δ-0.074=1－[（G1－V－G0）（δ－δP+P）]/[ (δ－1)VP]

细度Δ

-0.074和G

1

是函数关系。

G

1

=[（δ－1）（1－Δ）VP]/（δ－δP+P）+V+P 其中：

G——壶装满矿浆重量，g；

G

1

——壶装满矿砂重量，g；

G

——空壶重量，g；

V——壶容积，ml；

P——百分浓度，%；

δ——矿石真比重，g/ml。

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

选矿常用计算公式公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]

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）

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％

细集料细度模数的计算方法

一、计算题可能设计的方面 1. 细集料细度模数的计算方法 （以上分计、累计、通过各2分） 计算细度模数 6.25 1005 5)9580552913(=-?-++++= M （2分） 由细度模数得出该砂为中砂，满足设计通过率要求（级配曲线图省略）。（2分） 2. 水泥抗折，抗压强度的试验处理方法 抗折强度：以三个试件的平均值作为试验结果，当三个值中强度有超出平均值的±10％。应舍去超出值再取平均值后作为抗折强度，如有两个超出平均值的±10％，试件作废。 , ， 3 5.1b FL R = L ＝100mm ，b ＝40mm ， MPa ， MPa R= MPa 抗压强度：以六个试件的平均值作为试验结果，当六个值中有一个强度有超出平均值的±10％，应舍去，取剩余五个值的平均值后作为结果，如果五个值中有一个强度有超出五个结果平均值的±10％，试件作废。 , ， ， , ， A F p = a=40mm

， MPa ， MPa ， ， MPa ， P= MPa 3. 混凝土抗折，抗压强度的试验处理方法 2 bh FL f = L=450mm ，b ＝150mm ，h ＝150mm A F p = a ＝150mm 无论抗折抗压强度均取以三个试件的平均值作为试验结果，当三个值中强度有超出中值的±15％，取中值作为试验结果，如有两个超出中值的±15％，试件作废。 4. 混凝土强度评定 设计强度为C30的水泥混凝土，施工抽检了10组试件，其28天的抗压强度（标准尺寸试件、标准养生）如下： 、、、、、、、、，, 试评定该结果是否满足设计要求（取判定系数k1=,k2=）。 解答：1、MPa n k R n i n 88.33, 10== =∑ MPa n k k S n i n 763.31 ) (2 =--= ∑ R=30MPa R min = MPa S K R n n 817.31763.37.188.331=?-=- MPa R 279.0309.0=?= ∴R S K R n n 9.01>- MPa R 4.28min = MPa R K 27309.02=?= ∴R k R 2min > 判定结果是强度满足设计要求。 5混凝土配合比设计 1、混凝土计算配合比为1：：，水灰比为，在试拌调整时，增加了10%的水泥浆用量。试求 （1）该混凝土的基准配合比（不能用假定密度法）； （2）若已知以实验室配合比配制的混凝土，每m 3 需用水泥320kg ，求1m 3 混凝土中其它材料的用量； （3）如施工工地砂、石含水率分别为5%、1%，试求现场拌制400L 混凝土各种材料的

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

选矿方法的一般原则

选矿方法的一般原则 在确定选矿试验方案或推荐流程时，要对各种方法进行选择和比较。选择选矿方法必须以“鼓足干劲，力争上游，多快好省地建设社会主义”的总路线和党关于经济建设的一系列方针和政策为指导，具体分析技术和经济等各方面因素，综合考虑决定取舍，使所选择的方法符合实际，生产可靠，指标先进和经济合理。下面是考虑的一般原则。 (一)生产要求 1．采用先进的选矿工艺，大力提高选矿指标，充分利用矿石资源，满足冶炼要求。所选择的方法应该保证生产优质精矿，提高金属回收率和劳动生产率，降低生产成本和缩短建设周期。 2．对含多金属铁矿石必须全面考虑综合利用一切有用成分，对选矿生产中的尾矿和废水也要尽可能综合利用。 3．注意劳动保护和环境卫生。例如，避免采用氰化物或氟化物等有毒药剂，尽可能少采用细粒矿石的干选等。 4．选择的方法应该力求简单可靠，便于生产操作和管理；采用复杂的方法必须有明显的技术经济效果。 5．选择的方法应该与当地的建设条件相适应。例如，矿区的矿石储量丰富，选矿厂服务年限较长，应该采用完善的流程；资源分散的矿区，如砂矿，应该采用设备轻便而又高效率的方法，便于建成可移动的选矿厂；多雨地区避免采用干选；交通不便，机械加工能力较差的地区应该采用简易的方法；选矿的主要原材料，如药剂、燃料和介质应考虑当地有来源等。 6．生产选矿厂流程的改进，必须充分利用原有的生产基础，包括厂房、设备和生产经验等。 7．选择的方法应该经过生产或试验证明是有效和可靠的。 例如，新技术必须经过试验和鉴定，才能采用；采用的设备应该是定型的或暂列定型的产品。 (二)矿石性质 1．含有块状脉石的贫化矿石，应该考虑用重介质选矿、跳汰或干式磁选等方法剔除脉石。 2．含泥矿石应该考虑用洗矿方法除去矿泥。 3．强磁性矿物用弱磁选方法回收。 4．弱磁性矿物根据其物理或化学性质和嵌布粒度，用重选、焙烧磁选、浮选、强磁选或电选等方法回收。 5．硫化物和磷矿物等比较易浮的矿物，常用浮选方法回收。 6．含多金属铁矿石和难以用单一方法选别的多铁矿物铁矿石，常用几种方法联合的联合流程。

选矿回收率怎么计算

选矿回收率怎么计算 添加时间：2010-04-11 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：

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、混合式浮选机或充资料试卷电气设备，在安装过程中电气系统接线等情况，然后根据规

烟雾浓度对照表

MQ-2气敏元件由微型AL2O3陶瓷管、SnO2 敏感层,测量电极和加热器构成的敏感元件固定在塑料或不锈钢制成的腔体内，加热器为气敏元件提供了必要的工作条件。封装好的气敏元件有６只针状管脚，其中４个用于信号取出，２个用于提供加热电流。 MQ-2 对可燃气体、烟雾的检测范围是300 to 10000ppm。 1）MQ-2.静态校准: 仪器通电,将传感器置于纯净的空气中，等待延时10分钟，用万用表测量VO测点应为0.3-1V,如VO点电压不在此范围内可调整RW电位器，并记录静态VO电压直。 2）.动态校准: 用阴燃棉绳发生烟雾飘入传感头，用万用表测量VO测点的变化情况,+有烟雾时VO点的电压应能上升0.4-0.6V。 3）.报警点设定： 调整RX电位器，用数字万用表量VX测点的电压,使VX-VO（静）>=0.3V,再用烟气喷向烟雾传感器,传感器应能发出报警声。 灵敏度调整： MQ-2型气敏元件对不同种类、不同浓度的气体有不同的电阻值。因此，在使用此类 型气敏元件时，灵敏度的调整是很重要的。我们建议您用1000ppm氢气或1000ppm丁烷 校准传感器。当精确测量时，报警点的设定应考虑温湿度的影响。

（SNO2)敏感元件的阻值R与空 气中被测气体的浓度 C 成对 数关系变化： log R=m log C+n（m、n均 为常数）。 n 与气体检测灵敏度有关，除了随 传感器材料和气体种类不同而变化 外，还会由于测量温 度和激活剂的不同而发生大幅度的 变化。另一方面，m 表示随气体浓 度而变化的传感器的灵敏 度（也称之为气体分离率）。对于 可燃性气体来说，m 值多数介于1/2 至1/3之间。 3. 自感应器件MQ－2参数 A. 标准工作条件 符号参数名称技术条件备注 Vc 回路电压≤15V AC or DC V H加热电压 5.0V±0.2 V AC or DC R L负载电阻可调 R H加热电阻31Ω±3Ω室温 P H加热功耗≤900mW B. 环境条件 符号参数名称技术条件备注 Tao 使用温度-10℃-50℃ Tas 储存温度-20℃-70℃ RH 相对湿度小于95%RH O2氧气浓度21%(标准条件)氧气浓最小值大于２％

铁矿石常用的选矿方法

第一章铁矿石常用的选矿方法 第一节磁铁矿选矿流程 磁铁矿石主要包括单一磁铁矿矿石、钒钛磁铁矿 矿石、含磁铁矿混合矿石和含磁铁矿多金属共生矿石， 磁铁矿属强磁性产物，在磁铁矿选矿中普遍采用以弱 磁选工艺为主的选别流程： 1、单一弱磁选流程：选别作业采用单一弱磁选工艺，适合于矿物组成简单的易 选单一磁铁 矿矿石；可进一步划分为两类：连续磨矿-弱磁选流程、阶段磨矿-阶段选别流程。 1)连续磨矿-弱磁选流程：适用于嵌布粒度较粗或含铁品位较高的矿石。根据 铁矿无的嵌布 粒度，可采用一段磨矿或两段连续磨矿，磨矿产品达到选别要求后进行弱磁选。 2)阶段磨矿-阶段选别流程：适用于嵌布粒度较细的低品位矿石。在一段磨矿 石进行磁选粗 选，抛弃部分合格尾矿，磁选粗精矿在给入二段磨矿（再磨）进行再磨再选。如果能再粗磨条件下，经过选别丢弃大量尾矿，对于减少后续磨矿和分选作业负荷、降低成本是有利的。 2、弱磁选-反浮选流程：主要针对的是某些铁矿石精矿石品位难以提高、铁精 矿中SiO2等 杂质组成偏高的问题，工艺方法包括磁选-阳离子反浮选流程和磁选-阴离子反浮选流程两种。

3、弱磁选-精选流程：这种流程方法是对某些铁矿石精矿品位难以提高、铁精 矿石中SiO2 等杂质组分偏高的问题开发出来的。 4、弱磁-强磁-浮选联合流程：主要用于处理多金属共生铁矿石和混合铁矿石， 分为三类： 1)弱磁选-浮选流程：主要用于处理伴生硫化物的磁铁矿矿石。根据矿石性质 进一步分为先 磁后浮和先浮后磁两种。 2)弱磁-强磁流程：主要用于处理磁性率较低的混合矿石。特点是采用弱磁选 首先分离弱磁 性的磁铁矿,弱磁选尾矿再采用强磁选回收赤铁矿等弱磁性矿物。 3)弱磁-强磁-浮选流程：主要用于处理多金属共生铁矿石。 第二节赤铁矿选矿流程 赤铁矿化学成分为Fe2O3、晶体属三方晶系的氧化物 矿物。与等轴晶系的磁赤铁矿成同质多象。晶体常呈板状； 集合体通常呈片状、鳞片状、肾状、鲕状、块状或土状等。 呈红褐、钢灰至铁黑等色，条痕均为樱红色。 1、焙烧磁选流程：当矿物组成比较复杂而其他选矿方法难以获得良好的选别指 标时，往往 采用磁化焙烧宣发；对于粉矿常用强磁选、重选、浮选等方法及其联合流程进行选别。 2、赤铁矿浮选流程：

选矿常用名词术语及计算公式

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。 23、产率：在选矿过程中某产品的重量与原矿重量的百分比。 产率的计算（对整个选别过程或任意一个阶段或一个作业均适用）。

选矿常用计算公式

选矿常用计算公式 Ting Bao was revised on January 6, 20021

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： 3） 系=Q台/V（t/H·m 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）

选矿计算公式

%100Q Q n k ?=精γ% 100Q Q -Q n k n ?=尾γ精尾γγ-=1倍）重(Q Q k n =K 倍）品(--θαθβ=K 倍） (αβ =n I min max d D =I 选矿常用计算公式 1.品位：一般用化学分析确定 α—原矿品位 β—精矿品位 θ—尾矿品位 2.产率 （1）用重量计算 式中：Qn 、Qk 分别为原矿和精矿重量（吨） （2）用品位计算 3.选矿比 （1）用重量计算 （2）用品位计算 4.富矿比 5.破碎比 式中：Dmax —破碎前物料最大块直径（㎜） dmin —破碎后原物料最大块直径（㎜） 6.单个矿块粒度计算 %100--?=θβθαγ精

3 c b a ++= d %100) -()-(1?=θβαθαβE %1002??= α θC E %100t t ?=计实作f ）实 总台H t t Q Q /(= 式中：a 、b 、c 分别为矿块的长、宽、高尺寸 7.筛分效率 （1） 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。 （2） C —筛下产品重量 8.破碎机作业率 式中：t 实为破碎机实际开车小时数 t 计—日历台数×台数×24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.球磨机台时能力 式中：Q 台—球磨机1小时处理原矿吨数 Q 总—球磨机当班（或日、月、季、年等）处理原矿总吨数

分转临/2.42D n =分转实/22.32b D n -=分转同/2S h h =11.球磨机利用系数 ）台系3/(m H t V Q f ?= 式中：f 系—球磨机单位体积单位时间内处理的原矿量 V —球磨机有效容积（m3） 12.磨矿效率 ））给溢台3200/((m H t V r r Q q ?-=- 式中:q-200—磨机单位时间单位容积磨出指定粒级的矿石重量 r 溢—溢流中指定粒级含量百分数 r 给—给矿中指定粒级含量百分数 13.按电耗计算磨矿效率 时）瓦??=/(t N V q C 式中:c —按电耗计算的磨矿效率 q —磨机单位时间单位容积的-200的含量 N —单位时间磨机耗电量（度） 14.球磨机转数 （1）临界转数 （2）实际转数