设计日处理3000吨的铜矿石浮选厂

辽宁科技大学课程设计说明书

设计题目：日处理3000吨的铜矿石浮选厂学院：矿业工程学院

班级：矿加12-1

姓名：杨占东

指导教师：赵通林

2015年12月24日

目录

一．绪论 (2)

1.课程设计目的及要求 (2)

2.设计题目 (2)

3.铜的性质 (2)

4.矿石的铜矿物种类及性质 (2)

4.2黄铜矿的性质 (2)

4.3辉铜矿的性质 (2)

5.选矿厂概况 (3)

6.选矿厂各车间工作制 (3)

7.选矿厂经济技术指标 (3)

二．选矿工艺流程 (4)

1.破碎流程的计算与论证 (4)

1.1破碎段数的确定 (4)

1.2预先筛分的必要性 (4)

1.3检查筛分的必要性 (4)

1.4 破碎流程的计算 (5)

2.磨矿流程的计算与论证 (7)

2.1磨矿分级作业的必要性 (7)

2.2磨矿段数的确定 (7)

3.浮选流程的计算 (10)

4.矿浆流程的计算 (13)

三．主要工艺设备的选择和计算 (19)

1.破碎设备的选择和计算 (19)

1.1粗碎设备的选择和计算 (19)

1.2中碎设备的选择和计算 (22)

1.3细碎设备的选择和计算 (23)

2.筛分设备的选择和计算 (24)

2.1二段筛分的选择和计算 (24)

2.2三段筛分的选择和计算 (25)

3. 磨机的选择和计算 (26)

4. 分级设备的选择和计算 (29)

4.1一段分级设备的选择和计算 (29)

4.2二段分级设备的选择和计算 (30)

5.浮选设备的选择和计算 (32)

5.1粗选设备的选择和计算 (32)

5.2一次精选设备的选择和计算 (32)

5.3二次精选设备的选择和计算 (33)

5.4扫选设备的选择和计算 (34)

一．绪论

1.课程设计目的及要求

根据教学大纲要求，《选矿厂设计》授课结束后，于毕业设计前，学生要用两周时间进行课程设计。

目的：本课程设计是矿物加工工程专业教学内容的环节之一，使学生在设计中学习，巩固和提高工程设计理论与解决实际问题的内力，综合运用所学的有关工程知识。并为毕业设计打下良好的基础。

要求：设计任务书下达后，设计者必须独立认真分析与计算，按期完成设计中所规定的具体任务。

2.设计题目

《设计日处理3000吨的铜矿石浮选厂》

3.铜的性质

铜属于门捷列夫周期系第一族元素，原子量为63.55，原子序数为29。纯铜在20℃时比重为8.89，熔点为1033℃，沸点通常为2310℃。铜是一种相当柔软的金属，莫氏硬度为3度。纯铜是电的良导体，其导电率仅次于银，但远远超过其他金属，并且纯铜具有高度的延展性，容易锻压，可压延成百分之几毫米的薄片，也可拉成很细的铜丝。由于铜具有很多宝贵的特性且价格低廉，也就决定了它的广泛的用途，在应用上仅次于铝和铁。

4.矿石的铜矿物种类及性质

4.1所含种类

金属矿物：黄铜矿、辉铜矿、少量孔雀石

脉石矿物：角闪石、绿泥石、少量云母

4.2黄铜矿的性质

在硫化矿物中，分布最广的铜矿物是黄铜矿，其中铜、铁、硫的含量差不多相等，约各占矿物的1/3.黄铜矿有点似铜的黄色，具有金属光泽，硬度不大，其条痕呈绿黑色。在黄铁矿含量较大的矿石中，磨矿矿石会过粉碎。

黄铜矿很容易浮选，用少量硫化矿物阴离子捕收剂，就能很好的浮选。

黄铜矿不易氧化，是硫化矿中对氧最稳定的，在中性和弱碱性介质中可长时间保持疏水。当PH=10以上时或在氧化剂长时间作用下，黄铜矿会明显氧化。它

在弱碱性介质中氧化时溶液中会有H+ ,Cu2+,Fe3+,S

2O

4

2-等离子。在碱性（PH=10-11）

中。氧化时溶液中有SO

42-，S

2

O

3

2-,S

4

O

6

2-等离子。黄铜矿过度氧化后其可浮性显著

下降，但还可以用苏打，硫化剂等使其得到改善。

4.3辉铜矿的性质

辉铜矿为铜与硫的化合物，由于它不含铁所以铜的含量几乎占矿物中量的4/5。辉铜矿具有金属光泽，呈暗色或铅灰色，硬度不大，常见于铜矿床的上部氧化带。它大多数是次生的，也有原生的，辉铜矿很脆，易过粉碎和氧化，氧化

所产生的大量铜离子会活化闪锌矿，黄铁矿等，使浮选过程控制复杂化，这是选矿过程中应该注意的。

辉铜矿可浮性好，用黄药，黑药和白药等阴离子捕收剂和胺做捕收剂时都很易浮，能够得到品位很高的铜精矿。

4.4孔雀石的性质

在氧化铜矿中，孔雀石分布最广他是铜与碳酸及水的化合物，呈翠绿色，有的为暗绿色，玻璃或丝绢光泽，淡绿色条痕。纤维或贝壳状构造是孔雀石的特征，在其断口或磨光面上显美丽的花纹，因此大块的孔雀石可以作为贵重的装饰品。其本身可浮性好，黄药是它最好的捕收剂。

5.选矿厂概况

所设计选矿厂处理量3000吨/日，工艺流程为三段一闭路、连续磨矿、浮选工艺流程，日产精矿量179.52吨。主要车间有破碎车间、筛分车间、磨矿分级车间、浮选车间。

6.选矿厂各车间工作制

破碎车间工作制：破碎筛分系统设备作业率为67.81%。年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。

主厂房（磨矿车间和浮选车间）工作制：主厂房采用连续工作制，设备作业率为90.41%。年工作330天，每天工作3班，每班工作8小时。

7.选矿厂经济技术指标

原矿处理量：3000吨/天；日产精矿量：179.52吨/天：原矿品位：1.48%；精矿品位：24.25%；尾矿品味：0.13%。

二．选矿工艺流程

破碎部分：本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度750mm ，要求最终产品粒度12mm ，采用三段一闭路破碎流程。

磨矿部分：该矿石呈细粒均匀嵌布，试验表明当磨至，-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上，故磨矿参考流程为两段全闭路磨矿流程，给矿中-200目含量为10%，磨矿产品中-200目含量为85%。

浮选部分：单一硫化矿浮选，选用一次粗选，二次精选，一次扫选，中矿采用循序返回。

浮选时间：粗选6分钟，一次精选6分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟。 1.破碎流程的计算与论证 1.1破碎段数的确定

本矿石属于中硬度矿石，普氏硬度f=8-12，原矿中最大粒度750mm ，要求最终产品粒度12mm ，为完成最终破碎产品粒度采用三段一闭路破碎流程，如图1。

破碎车间的工作制度为：年工作330天，每天工作3班，每班工作6小时。

总破碎比 5.6212750d max ===终

总D S 若采用二段破碎则平均破碎比为91.7==总S S a ，查[1]中表2-3，一段破碎采用颚式破碎机。破碎比范围在3-6，二段破碎机的最大破碎比范围为4-8.取两

段最大破碎比5.628621

预先筛分是在矿石进入该破碎段之前预先筛出合格的粒级，可以减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的生产能力；同时可以防止富矿石产生过粉碎。在处理含水分较高和粉矿较多的矿石时，潮湿的矿粉会堵塞破碎机的破碎腔，并显著降低破碎机的生产能力。利用预先筛分除掉湿而细的矿粉，可为破碎机造成较正常的工作条件。应用预先筛分可预先筛除细粒，可预防矿石过粉碎并且能相应提高破碎机的生产能力，矿石中-200目含量为10%，且矿石为中等可碎性矿石，采用预先筛分是合理的，且矿石中含水量为3.6%用预先筛分对防止破碎机堵塞起到一定作用。

1.3检查筛分的必要性

检查筛分的目的是为了控制破碎产品的粒度，并利于充分发挥破碎机的生产能力。因为各种破碎机的破碎产物中都存在一部分大于排矿口宽度的粗粒级，如短头圆锥破碎机在破碎中等可碎性矿石时，产物中大于排矿口宽。度的粒级含量达60%，最大粒度为排矿口的2.2~2.7倍；在破碎难碎性矿石时则更甚。各种破碎机破碎产物中粗粒级（大于排矿口尺寸）含量和最大相对粒度（即最大颗粒

与排矿口尺寸之比）。查[1]中表2-5可知当三段破碎机选用短头型圆锥破碎机时，排矿中过大颗粒含量β=60%相对过大粒度Z=2.2-2.7.过大粒度含量非常高，为达到破碎最终产物要求，设置检查筛分是合理的必要的。

图1 破碎流程图

1.4 破碎流程的计算

（1）确定工作制度，计算小时处理量

Q R =6

33000?=166.67（t/h ）

（2）计算总破碎比

S 总=终

d D max =12750=62.5

（3）计算破碎比分配 S 0=35.62=3.97

S 1=3.00 S 2=4.00

S 3=21S S S ?总

=00

.400.35.62?=5.21

（4）计算各段产物的最大粒度

d 2=1max S D =00.3750=250.00(mm)

d 5=2

2S d =00.400.250=62.50(mm) 取63mm

粗碎

中碎

细碎

振动筛

振动筛

d 8=

35S d =00

.450.62=11.99(mm) 取12mm （5）计算各段破碎机排矿口宽度（e ）

计算e Ⅰ 粗碎用颚式破碎机 查[1]表2-5 Z=1.6

e Ⅰ=Z d 2=6

.100.250=156.25（mm ） 取e Ⅰ=156（mm ）

计算e Ⅱ 中碎用标准型圆锥破碎机 查[1]表2-5 Z=1.9

e Ⅱ=9

.1635=Z d =33.36（mm ） 取e Ⅱ=33（mm ）

计算e Ⅲ 细碎用短头圆锥破碎机 按e Ⅲ=0.8d 8计算 e Ⅲ=0.8d 8=0.8×12=9.6(mm) 取e Ⅲ=10（mm ） （6）计算筛孔尺寸a 和筛分效率E 二段筛分采用振动筛

筛孔尺寸a Ⅱ介于排矿口宽度e Ⅱ=33mm 与最大尺寸d 5=63mm 之间，所以取a Ⅱ=40（mm ），筛分效率E 2=85%。 三段等值筛分工作制度

a Ⅲ=12d 8=1.2×12=14.4（mm ），取a Ⅲ=14（mm ） E 3=80% （7）计算各产物的矿量和产率，产物编号如图2 Q 1=Q 2=Q 6=Q 8=166.67(t/h) Q 3=Q 2402-βE 2=166.67×0.28×0.85=39.67(t/h)

式中：402-β=0.28筛口尺寸/排矿口尺寸=40/156=0.26， 查[1]图2-5可知： Q 4=Q 2-Q 3=166.67-39.67=127.00(t/h ） E Q

Q

E Q

Q 31410

10

146

6

3147

7

8

)(β

β

β

---+==

所以 Q 10=3

1410314

668)(E E Q Q ???---ββ=8.062.08

.033.067.16667.166???-=247.32（t/h)

式中：筛口尺寸/排矿口尺寸=14/33=0.42 查[1]图2-7 45-1β=33%≈46-1β

筛口尺寸/排矿口尺寸=14/10=1.4 查[1]图2-10 4

10-1β=62%

Q 9=Q 10=247.32（t/h)

Q 7=Q 6+Q 10=166.67+247.32=413.99（t/h) 1γ=2γ=6γ=8γ=100% 3γ=

2

3Q Q ×100%=67.16667.39×100%=23.80%

4γ=5γ=2γ-3γ=100%-23.80%=76.20% 9γ=10γ=C=148.39%

7γ=6γ+10γ

=148.39%+100%=248.39%

2.磨矿流程的计算与论证 2.1磨矿分级作业的必要性

预先分级的目的在于分出给矿中已经合格的粒级。一般第一段前很少用预先分级，只是给矿粒度小于6-8mm ，其中合格粒度大于15%时才考虑。原矿为10%时采用。故一段前不加入预先分级。

检查分级的目的是保证磨矿产品粒度合格，将粗粒级返回磨机，增加磨机单位时间内的矿石通过量，从而提高磨机效率减少矿石过粉碎。因此，本矿厂的磨矿流程每段都采用检查分级。 2.2磨矿段数的确定

本矿石矿物呈细粒均匀嵌布，试验表明当磨至-200目含量为85%时，其单体解离度可达95%以上。

矿石的入选粒度为12mm ，含量为85%且矿石嵌布粒度均匀。满足入选粒度小于0.15mm 磨矿细度为-0.074含量大于70%-85%.故采用两段闭路磨矿流程，并在一段加入预先分级。

规定工作效率η=90.41% 因为两段皆为全闭路连续磨矿。所以m=2

1

V V =1 K=0.82

磨矿流程如图3。

（1）确定主厂房的工作制，计算磨矿车间的小时处理量 拟定工作制为：330天，3班，8小时

Q h =9041

.083%)6.31(3000??-=133.28（t/h)

（2）计算用的原始指标 确定m=1 ， k=0.82

根据磨矿产品中-200目含量为85%，查[1]表2-10 取d 终=0.1（mm ） 8β=25% 根据d 终=0.1（mm ）， 查[1]表2-8 取C 1=220% C 2=300% （3）计算各产物的矿量和产率 Q 1=Q 4=Q 7=133.28（t/h)

Q 5=Q 1C 1=133.28×2200%=293.22（t/h) Q 2=Q 3=Q 1+Q 5=133.28+293.22=426.50（t/h)

%21.51)182.01/(%)10%85(%10)=?+-+=+)/(1-(+=1714km ββββ 将二段磨矿流程变为预先和检查筛分分开的等效流程计算如图4：

8'

4

7'

7''8''

97

%857=β %258=β 一磨

二磨

一次分级

二次分级

图3 磨矿流程图

图4二段磨矿等效流程图

Q 4=Q 7’+Q 8’ （1） Q 47β=Q 7’7β+Q 8’7β（2） 联立方程（1),（2）可求：

31.58%)25%85/(%)25%21.51(28.133('''81'7=--=)-)/(-=874ββββQ Q （t/h) Q 7’’=Q 8’=Q 4-Q 7’=133.28-58.31=74.97（t/h) Q 8’’=C ⅡQ 8’=300%*74.97=224.91(t/h)

Q 9=Q 8=Q 8’+Q 8’’=74.97+224.91=299.88（t/h) Q 6=Q 4+Q 9=133.28+299.88=433.16(t/h) 100%===741γγγ

%32028

.13350.4261

2===2Q Q γ

%==23320γγ

%27.22528

.13388.299188===Q Q γ

%22028

.13322.2931===55Q Q γ

%27.325%27.225%10094=+=+=6γγγ %==27.22589γγ 7

图例：矿量，t/h；产率，%

3.浮选流程的计算 原始数据如下：

Q=133.28（t/h ） 7β=1.48%

16β=24.25% 14β=12.26% 11β=8.45% 18β=4.24% 16ε=92.00% E 16=95.00% E 14=90.00% E 11=85.00% 浮选时间：粗选6分钟，一次精选6分钟，二次精选8分钟，扫选7分钟。 浮选流程如图 6

图6 浮选流程图

（1）计算必要而充分的原始指标数 N P =C （n p -a p ）=2×（8-4）=8

（2）按工业试验结果与现厂生产指标分析，先用的8个指标如下：

16β=24.25% 14β=12.26% 11β=8.45% 18β=4.24% 16ε=92.00% E 16=95.00% E 14=90.00% E 11=85.00% （3）列平衡方程计算各产物产率n γ、各产物的回收率和未知产物的品位 %61.5%

25.24%

48.1%92=?=?=

1671616ββεγ 94.39%=%5-%=-=11961.10067γγγ %13.0%

39.94%

48.1%)00.92%100()16=?-=

-=

19

119γα

εβ（

粗选

一次精选

二次精选

扫选

%69.11%

26.12%95%

25.24%61.516=??==

14161614ββγγE

6.08%=5.61%-11.69%=-=161417γγγ

%20.1%

08.6%

25.24%61.5%26.12%69.11=?-?=-=

171616141417γβγβγβ

%84.96%100%

95%9216=?=E =?=

1616141416εεεεE 4.84%=92%-96.84%=-=161417εεε %6.107%100%

90%84.961414131414=?=E =?=13εεεεE

%76.102%84.47

3

=-107.6%=-=1111

ε

εε

%

18%

45.8%

48.1%76.10211=?=?=

11711ββεγ 24.08%=6.08%+18%=+=171113γγγ

%62.6%

08.24%

19.1%08.6%45.8%1813

=?+?=+=

1317171111γβγβγβ

%39.12%69.11%08.24=-=-=141315γγγ %30.1%

39.12%

26.12%69.11%62.6%08.24=?-?=-=151414131315γβγβγβ

%89.120%

85%76.10211==E =?=

1111101011εεεεE %=100%-120.89%=-=7102089.20εεε

%10.=%10.-20.89%=-=?=+1520182018150188εεεεεε

%49.3%24.4%

48.1%01.10=?==

1871818ββεγ %15.=%3.+%12.3=+=181********γγγ %94.188

.15%

24.4%49.3%30.1%39.12=?+?=+=

201818151520γγββγβ

%115.=%15.+100%=+=209108888γγγ %

55.1%88.115%

94.1%88.15%48.1%10077=?+?=+=

10202010γβγβγβ

%97.=18%-%115.=-=1110128888γγγ %28.0%

88.97%

45.8%18%55.1%88.115=?-?=-=

121111101012γβγβγβ

?12=?10-?11=120.89%-102.76%=18.13%

?19=?12-?18=18.13%-10.01%=8.12% 由Q n =Q 7*γn 计算各作业产物的矿量：

154.44%88.11528.13310

7

10

Q Q

=?=?

=γ

(t/h)

99.23%00.1828.13311

7

11

Q Q =?=?

=γ(t/h)

15.58%69.1128.13314

7

14

Q Q =?=?

=γ(t/h) 7.48%61.528.13316

7

16

Q Q

=?=?

=γ

(t/h)

4.65%49.328.13318

7

18

Q Q

=?=?

=γ

(t/h)

130.4599.2344.154Q Q Q

11

10

12

=-=-=(t/h)

10.848.758.15Q Q Q 16

14

17

=-=-=(t/h)

09.3210.899.23Q Q Q

17

11

13

=+=+=(t/h)

51.1658.1509.32Q Q Q

14

13

15

=-=-=(t/h)

125.8072.752.130Q Q Q

18

12

19

=-=-=(t/h)

16.2165.451.16Q Q Q

18

15

20

=+=+=(t/h)=Q 10-Q 7

4.矿浆流程的计算

原始指标：

必须保证的适宜浓度：

一段磨机浓度K I =78.00% 俩段磨矿浓度K IV =75.00% 粗选作业浓度K V =22.08% 一次精选作业浓度 K VI =20.81% 扫选作业作业K VII =21.62% 二次精选作业浓度K VIII =20.00% 一次分级溢流K 4=28.00% 二次分级溢流浓度K 7=23.20% 不可调节浓度：

磨机给矿浓度K 1=96.40% 一次分级返砂浓度K 5=80.00% 二次分级返砂K 8=78.00% 粗选精矿浓度K 11=25.00% 扫选精矿浓度K 18=24.00% 一次精选精矿浓度K 14=32.00% 二次精选精矿浓度K 16=38% 矿浆流程图如图

8

（1）按公式11

-=

Kn

Rn 计算固液比R n 值 0373.01964.011111=-=-=

K R 5714.2128.011144=-=-=K R

2500.0180.011155=-=-=K R

3103.31232.011177=-=-=K R

2821.0178.011188=-=-=K R

0000.3125.01111111=-=-=K R

1250.2132.01111414=-=-=K R

6316.1138.01111616=-=-=K R

1667.3124

.01111818=-=-=K R

2821.0178.0111=-=-=

I I K R 3333.0175.0111=-=-=IV IV K R

5290.312208.0111=-=-=V V K R

8054.312081.0111=-=-=VI VI K R

6253.312162.01

11=-=-=VII VII K R

0000.4120

.01

11=-=-=VIII VIII K R

（2）按公式W n =Q n R n 和平衡方程计算各作业、各产物水量W n 值 )/(97.40373.028.133111h t R Q W =?=?= )/(72.3425714.228.133444h t R Q W =?=?= )/(31.732500.022.293555h t R Q W =?=?= )/(20.4413103.328.133777h t R Q W =?=?= )/t (60.842821.088.299888h R Q W =?=?=)/(97.710000.399.23111111h t R Q W =?=?= )/(11.331250.258.15141414h t R Q W =?=?= )/(20.126316.148.7161616h t R Q W =?=?= )/(73.141667.365.4181818h t R Q W =?=?= )/(32.1202821.050.4262h t R Q W I I =?=?= )/(95.993333.088.2998h t R Q W IV IV =?=?= )/(01.5455290.344.15410h t R Q W V V =?=?= )/(12.1228054.309.3213h t R Q W VI VI =?=?= )/(12121212h t W R Q R Q W VII VII =?=?= )/(32.620000.458.1514h t R Q W VIII VIII =?=?= )/(28.7897.431.73152h t W W W =+=+=

)/(32.1203h t W W I == )/(95.999h t W W IV ==

)/(03.41631.7372.34254II h t W W W =+=+= )/(80.52560.8420.44187III h t W W W =+=+= )/(67.44295.9972.342946h t W W W =+=+= )/(04.47397.7101.5451112h t W W W V =-=-= )/(01.8911.3312.1221415h t W W W VI =-=-= )/(12.5120.1232.631617h t W W W VIII =-=-=)/(09.12212.5197.71171113h t W W W =+=+=

)/(37.45873.1410.47318121819h t W W W W W VII =-=-=-= )/(74.10373.1401.89181520h t W W W =+=+=)/(94.54474.10320.44120710h t W W W =+=+=

（3）按平衡方程计算各作业补加水量L n 值

)/(04.4228.7832.1202h t W W L I I =-=-= )/(71.29532.120-03.4163h t W W L II II ==-= )/(13.8367.44280.5256h t W W L III III =-=-= )/(35.1560.8495.998h t W W L IV IV =-=-= )/(07.094.54401.54510h t W W L V V =-=-= )/(03.009.12212.12213h t W W L VI VI =-=-= )/(012h t W W L VI VII =-=

)/(21.3011.3332.6314h t W W L VIII VIII =-=-=

50.328

.13360

.46660

.4661

====∑=Q

L W L

L 总单

总

（4）按公式n n n Q R /W =计算流程中未知的作业产物的R n 值

1835.050.42628.78/W 222=÷==Q R 2821

.0R /W I 333===Q R 9755.050.42603.416/W II II II =÷==Q R 0216.116.43367.442/W 666=÷==Q R 0186.116.43320.441/W III III III =÷==Q R 3333.088.29995.99/W 999=÷==Q R 5294.344.15494.544/W 101010=÷==Q R 6262.345.13004.473/W 121212=÷==Q R 8046.309.3209.122/W 131313=÷==Q R 9067.451.1601.81/W 151515=÷==Q R 3111.610.812.51/W 171717=÷==Q R 6436

.380.12537.458/W 191919=÷==Q R 9026.416.2174.103/W 202020=÷==Q R

（5）按公式)1

(ρ

+=n n n R Q V 计算各作业和各产物的体积V n 值

)/(62.46)2

.31

0373.0(28.133)1

(111h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(37.384)2

.31

5714.2(28.133)1

(444h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(94.164)2

.31

2500.0(22.293)1

(555h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(85.482)2

.31

3103.3(28.133)1

(777h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(04.178)2

.31

2821.0(88.299)1

(888h t R Q V =+?=+

=ρ

)/(47.79)2

.31

0000.3(99.23)1

(111111h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(98.37)2

.31

1250.2(58.15)1

(141414h t R Q V =?

?=+

=ρ

)/(54.14)2

.31

6316.1(48.7)1

(161616h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(18.16)2

.31

1667.3(65.4)1

(181818h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(60.253)2

.31

2821.0(50.426)1

(I 2I h t R Q V =+?=+

=ρ

)/(66.193)2

.31

3333.0(88.299)1

(IV 8IV h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(28.593)2

.31

5290.3(44.154)1

(V 10V h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(14.132)2

.31

8054.3(09.32)1

(VI 13VI h t R Q V =+

?=+

=ρ

12

1212VII 12VII )1

()1

(V R Q R Q V =+

=+

=ρ

ρ

)/(19.67)2

.31

0000.4(58.15)1

(VIII 14VIII h t R Q V =+

?=+

=ρ

)/(60.253I 3h t V V ==

)/(31.54994.16437.38454II h t V V V =+=+= )/(56.21194.16462.46512h t V V V =+=+= )/(66.193IV 9h t V V ==

)/(89.66004.17885.48287III h t V V V =+=+=)/(03.57866.19337.384946h t V V V =+=+= )/(81.51347.7928.59311V 12h t V V V =-=-= )/(16.9498.3714.13214VI 15h t V V V =-=-=)/(65.5254.1419.6716VIII 17h t V V V =-=-= )/(32.49618.1650.51218VII 19h t V V V =-=-=)/(12.13265.5247.79171113h t V V V =+=+=)

/(34.11018.1616.94181520h t V V V =+=+=

)/(19.59334.11085.48220710h t V V V =+=+=

（6）绘制日处理3000吨的铜矿石浮选厂数质量流程图如图9

产率%品味%液固比

水量t/h

回收率%矿量t/h

三．主要工艺设备的选择和计算

1.破碎设备的选择和计算 1.1粗碎设备的选择和计算 粗碎有颚式破碎机和旋回破碎机