工艺流程计算
图3-2 150万吨选煤厂工艺流程图
第4章 工艺流程的计算
4.1介质流程的计算
选煤厂旋流器小时入料量为7275.227(/)Q t h =，要求分选比重
31.40(/)p g cm δ=原煤水分 5.0%Qn W =加重剂中磁性物比重35.0(/)f g cm δ=
4．1．1给料中煤泥水的计算:
取煤泥比重31.5(/)c g cm δ= 100%cn r =
9.96 4.007.0020.96%m r r r r =++++=浮原次＝
给料中煤泥量：759.545(/)n m G Q r t h =?= 非磁性物的含量：59.545(/)c n G G t h == 原煤泥水量为：35
275.22714.486(/)100100Qn
n Qn W W Q m h W =
??=-入＝－5
煤泥水的体积：59.545
14.48654.1831.5
n
n n c
G V W δ=+
=+
= 3(/)t m 煤泥水的密度：59.54514.486
1.36654.183
n n n n G W V ++?=
==3(/)t m 煤泥水单位体积的固体含量：59.545
g 1.09954.183
n n n G V =
== 3(/)t m 4．1．2补加浓介质的性质的计算:
设浓介质比重 2.0X ?= 5.0f δ= 1.5c δ=
浓介质中非磁性物的含量 5%cx r = 磁性物含量 95%fx r = 浓介质悬浮液的密度：
5 1.5
4.47855% 1.595%
f c X f cX c fX r r δδδδδ??=
==?+??+? 3(/)t m
补加介质中干介质质量
1 2.01
0.28751 4.4781
X X λδ?--=
==-- 浓介质悬浮液的固体含量：
0.2875 4.478 1.288X X g λδ=?=?=3(/)t m
浓介质悬浮液的煤泥含量：31.2885%0.064(/)cX X cX g g r t m =?=?= 浓介质悬浮液的磁性物含量：31.2880.064 1.224(/)fX X cX g g g t m =-=-= 单位体积含水量：32.0 1.2880.712(/)X X X g t m ω=?-=-=
4．1．3确定工作介质的性质：
要求分选比重：31.40(/)p g cm δ=
取工作介质悬浮液的比重： 37 1.400.12 1.28(/)p t m δ?=-?=-= 查《旧手册》 Δ值在0.12～0.18之间 则工作介质中非磁性物含量最高极限值：
77max 77()()
100%()()
n cn X x n cx n c n X X n n G r g V r r G g V ???-?+????-?=
??-?+?-?
59.545100%(2.0 1.28) 1.28854.1835%(1.28 1.366)
100%
59.545(2.0 1.28) 1.28854.183(1.28 1.366)
115.47%??-+???-=
??-+??-= 取工作介质中非磁性物含量：7max 40%c c r r =< 则工作介质中磁性物含量：7710060%f c r r =-=
7775 1.5
2.586540% 1.560%
f c f c c f r r δδδδδ??=
==?+??+? 3(/)t m
介质中干介质的质量：7777(1)(1.281) 2.586
0.4571 2.5861
g δδ?-?-?=
==--3(/)t m
其中非磁性物含量：7770.45740%0.183c c g g r =?=?= 3(/)t m 磁性物含量：7770.4570.1830.274f c g g g =-=-= 3(/)t m 单位体积含水量：777 1.280.4570.823g ω=?-=-= 3(/)t m
4．1．4分选作业计算：
确定循环介质量：选3GDMC1000/700 三产品重介旋流器，得：
1.25275.227
1.56220
K Q n q ??=
==7(台) 单台旋流器循环量为：V ＝6003(/)m h 总循环量：81200V = 3(/)m h 工作介质总量：78120054.1831254.183n V V V =+=+= 3(/)m h
7770.4571254.183573.162G g V =?=?=(/)t h 777573.16240%229.265c c G G r =?=?=(/)t h 777573.162229.265343.897f c G G G =-=-=(/)t h
7770.8231254.1831032.193W V ω=?=?=3(/)m h
求循环介质其它参数：
87573.16259.545513.617n G G G =-=-=(/)t h 87229.26559.545169.720c c n G G G =-=-=(/)t h 888513.617169.720343.897f c G G G =-=-=(/)t h
871032.19314.4861017.707n W W W =-=-=3(/)m h 8888513.6171017.797
1.2761200G W V ++?=
==(/)Kg L 888169.720100%100%33.044%513.617
c c G r G =
?=?= 8810010033.04466.956%f c r r =-=-=
旋流器一段分选作业计算：
设一段旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介质低0.1，底流比工作介质高0.4，即：970.1 1.280.1 1.18?=?-=-=(/)Kg L
70.4 1.280.4 1.68?=?+=+=底(/)Kg L
7979 1.28 1.18
1254.183250.8371.68 1.18
V V ?-?-=
?=?=?-?-底底3(/)m h
97V 1254.183250.8371003.346V V =--=底＝3(/)m h
设底流中磁性物含量比工作介质高10％：
710%60%10%70%f f r r =+=+=底
1001007030%c f r r =-=-=底底
5 1.5
2.941530% 1.570%
f c f f c c f r r δδδδδ??=
==?+??+?底底底3(/)t m
(1)(1.681) 2.941 1.0301 2.9411
g δδ?-?-?===--底底底底3(/)t m
1.03030%0.309c c g g r =?=?=底底底3(/)t m 1.0300.3090.721f c g g g =-=-=底底底 3(/)t m
1.68 1.0300.650g ω=?-=-=底底底 3(/)t m
1.030250.837258.362G g V =?=?=底底底(/)t h 258.36230%77.509c c G G r =?=?=底底底(/)t h 258.36277.509180.853f c G G G =-=-=底底底(/)t h 0.6650250.837163.044W V ω=?=?=底底底3(/)m h 9573.162258.362314.800G G G =-=-=7底(/)t h 9229.26577.509151.756c G G G =-=-=c7c 底(/)t h 9314.800151.756163.044f G G G =-=-=9c9(/)t h
1032.193163.044869.149W W W =-=-=97底3(/)m h
999314.8000.3141003.346
G g V =
==3(/)t m 999151.756
0.1511003.346
c c G g V =
==3(/)t m 90.3140.1510.163f g g g =-=-=9c93(/)t m
999869.1490.8661003.346
W V ω=
==3(/)t m 9990.3140.866 1.180g ω?=+=+=3(/)t m 9?与假定值相同，说明以上计算无误。 999151.756
100%100%48.21%314.800
c c G r G =
?=?= 9910010048.2151.79%f c r r =-=-=
旋流器二段分选作业计算：
设二段旋流器溢流中的悬浮液密度比工作介质低0.1，底流比工作介质高0.4，即：100.1 1.680.1 1.58?=?-=-=底(/)Kg L
0.4 1.680.4 2.08?=?+=+=11底(/)Kg L
1010 1.68 1.58
250.83750.1672.08 1.58
V V ?-?-=
?=?=?-?-底11底113(/)m h
10V 250.83750.167200.670V V =--=11底＝3(/)m h
设底流中磁性物含量比工作介质高10％：
1110%70%10%80%f f r r =+=+=底
11111001008020%c f r r =-=-=
1111115 1.5
3.409520% 1.580%
f c f c c f r r δδδδδ??=
==?+??+?3(/)t m
(1)(2.081) 3.409
1.5281 3.4091
g δδ?-?-?=
==--111111113(/)t m
1111 1.52820%0.306c c g g r =?=?=113(/)t m 1111 1.5280.306 1.222f c g g g =-=-=11 3(/)t m
2.08 1.5280.552g ω=?-=-=111111 3(/)t m
1.52850.16776.665G g V =?=?=111111(/)t h 111176.66520%15.333c c G G r =?=?=11(/)t h
111176.66515.33361.332f c G G G =-=-=11(/)t h
0.55250.16727.692W V ω=?=?=1111113(/)m h 10258.36276.665181.697G G G =-==11底－(/)t h 1077.50915.33362.176c G G G =-==c11c 底－(/)t h 10181.69762.176119.521f G G G =-=-=10c10(/)t h 163.04427.692135.352W W W =-=-=1011底3(/)m h
101010181.697
0.905200.670
G g V =
==3(/)t m 10101062.176
0.310200.670
c c G g V =
==3(/)t m 100.9050.3100.595f g g g =-=-=10c103(/)t m
101010135.3520.675200.670
W V ω=
==3(/)t m 1010100.9050.675 1.58g ω?=+=+=3(/)t m 10?与假定值相同，说明以上计算无误。 10101062.176
100%100%34.22%181.697
c c G r G =
?=?= 101010010034.2265.78%f c r r =-=-=
11111115.333
100%100%20.00%7.665
c c G r G =
?=?= 111110010020.0080.00%f c r r =-=-=
4.1.5精煤脱介作业的计算：
取弧形筛脱出的介质占入料量的85％，求弧形筛筛下合格介质的各项参数：
12985%1003.34685%852.844V V =?=?=3(/)m h 129120.314852.844267.793G g V =?=?=(/)t h
129120.151852.844128.779c c G g V =?=?=(/)t h 121212267.793128.779139.014f c G G G =-=-=(/)t h
129120.866852.844738.563W V ω=?=?=3(/)m h
进入脱介筛的悬浮液的各项参数：
139121003.346852.844150.502V V V =-=-=3(/)m h 13912314.800267.79347.007G G G =-=-=(/)t h 13912151.756128.77922.977c c c G G G =-=-=(/)t h 13131347.00722.97724.030f c G G G =-=-=(/)t h
13912869.149738.563130.586W W W =-=-=3(/)m h
脱介筛喷水量为1.5 3/m t
2121 1.5 1.5121.108181.662W V Q ==??=精＝3(/)m h
取末精煤带走的磁性介质量为M=0.50/Kg t ,块精煤带走的磁性介质量为0。
190.5
121.10863.40%0.038410001000
f G Q M =
???=末精＝(/)t h 19199
0.0384
0.07410.5179
f f G G r =
=
=(/)t h
1919190.07410.03840.0357c f G G G =-=-=(/)t h
取由末精煤带走的水分为1916%Q W =，块精煤带走的水分188%Q W =
19
191916
121.10863.40%14.62510010016
Q Q W W Q W =
???=-末精＝－3(/)m h
19
19
19190.03570.0384
14.62514.6561.5 5.0
f c c f
G G V W δδ=+
+=+
+=3(/)m h 18
18188
121.10836.60% 3.767100100Q Q W W Q W =
???=-块精＝－8
3(/)m h
1818 3.767V W ==3(/)m h
因此精煤脱介筛筛下稀介质量为：
32021131819181.662150.50214.656 3.767313.741(/)V V V V V m h =+--=+--=
20131947.0070.074146.9329G G G =-=-=(/)t h 20131924.0300.038423.9916f f f G G G =-=-=(/)t h 20202046.932923.991622.9413c f G G G =-=-=(/)t h
32021131819181.662130.58614.625 3.767293.856(/)
W W W W W m h =+--=+--= 4．1．6中煤脱介作业的计算：
取弧形筛脱出的介质占入料量的85％，求弧形筛筛下合格介质的各项参数：
141085%200.67085%170.5695V V =?=?=3(/)m h
1410140.905170.5695154.3654G g V =?=?=(/)t h 1410140.310170.569552.8765c c G g V =?=?=(/)t h 141014154.365452.8765101.4889f c G G G =-=-=(/)t h
1410140.675170.5695115.1344W V ω=?=?=3(/)m h
进入脱介筛的悬浮液的各项参数：
151014200.670170.569530.1005V V V =-=-=3(/)m h 151014181.697154.365427.3316G G G =-=-=(/)t h 15101462.17652.87659.2995c c c G G G =-=-=(/)t h 15151527.33169.299518.0321f c G G G =-=-=(/)t h
151014135.352115.134420.2176W W W =-=-=3(/)m h
脱介筛喷水量为1.5 3/m t
2424 1.5 1.555.22782.8405W V Q ==??=中＝3(/)m h
取末中煤带走的磁性介质量为M=0.50/Kg t ,块中煤带走的磁性介质量为0。
220.5
55.22763.40%0.017510001000
f M G Q =
???=末中＝(/)t h
222210
0.0175
0.02660.6578
f f G G r =
=
=(/)t h
2222220.02660.01750.0091c f G G G =-=-=(/)t h
取由末中煤带走的水分为16%Q W =末中，块中煤带走的水分%Q W 块中＝8
16
55.22763.40% 6.669310010016
Q Q W W Q W =
???=-末中
末中末中末中＝－3(/)m h
22
22
0.00910.0175
6.6693 6.67891.5 5.0
f c c f
G G V W δδ=+
+=+
+=末中末中3(/)m h 8
55.22736.60% 1.7577100100Q Q W W Q W =
???=-块中
块中块中块中＝－8
3(/)m h
1.7577V W ==块中块中3(/)m h
22 6.6693 1.75778.4270W W W =+=+=末中块中3(/)m h 22 6.6789 1.75778.4366V V V =+=+=末中块中3(/)m h
因此中煤脱介筛筛下稀介质量为：
2324152282.840530.10058.4366104.5044V V V V =+-=+-=3(/)m h 23152227.33160.026627.3050G G G =-=-=(/)t h 23152218.03210.009118.0146f f f G G G =-=-=(/)t h 23232327.305018.01469.2904c f G G G =-=-=(/)t h
2324152282.840520.21768.427094.6311W W W W =+-=+-=3(/)m h
4．1．7矸石脱介作业的计算：
取弧形筛脱出的介质占入料量的85％，求弧形筛筛下合格介质的各项参数：
161185%50.16785%42.6420V V =?=?=3(/)m h 161116 1.52842.642065.1570G g V =?=?=(/)t h 1611160.30642.642013.0484c c G g V =?=?=(/)t h 16161665.157013.048452.1086f c G G G =-=-=(/)t h
1611160.55242.642023.5384W V ω=?=?=3(/)m h
进入脱介筛的悬浮液的各项参数：
17111650.16742.64207.5250V V V =-=-=3(/)m h 17111676.66565.15711.5080G G G =-=-=(/)t h 17111615.33313.0484 2.2846c c c G G G =-=-=(/)t h 17171711.5080 2.28469.2234f c G G G =-=-=(/)t h
17111627.69223.5384 4.1536W W W =-=-=3(/)m h
脱介筛喷水量为1.5 3/m t
2727 1.5 1.539.346559.0198W V Q ==??=矸石＝3(/)m h
取矸石带走的磁性介质量为M=0.30/Kg t
250.5
39.34650.011810001000
f M G Q =
??=矸石＝(/)t h 252511
0.0118
0.01480.8
f f G G r =
=
=(/)t h 2525250.01480.01180.0030c f G G G =-=-=(/)t h
取由矸石带走的水分为256%Q W =
25
25256
39.3465 2.51151001006
Q Q W W Q W =
??=-矸石＝－3(/)m h
25
25
25250.01480.0118
2.5115 2.51591.5 5.0
f c c f
G G V W δδ=+
+=+
+=3(/)m h 因此矸石脱介筛筛下稀介质量为：
2627172559.01987.5250 2.515964.0289V V V V =+-=+-=3(/)m h 26172511.50800.014811.4932G G G =-=-=(/)t h 2617259.22340.01189.2116f f f G G G =-=-=(/)t h 26262611.49329.2116 2.2816c f G G G =-=-=(/)t h
2627172559.0198 4.1536 2.511560.6619W W W W =+-=+-=3(/)m h
4．1．8磁选及分流作业的计算：
（1）、中煤矸石磁选作业，取效率为η=99.8%
352326104.504464.0289168.5333V V V =+=+=3(/)m h 35232627.305311.493238.7985G G G =+=+=(/)t h 35232618.01469.211627.2262f f f G G G =+=+=(/)t h 35353538.798527.226211.5723c f G G G =-=-=(/)t h
35231694.631160.6619155.2930W W W =+=+=3(/)m h
取磁选效率η=99.8%，则：
373527.226299.8%27.1717f G G η=?=?=(/)t h 3735/0.9527.1717/0.9528.6018f G G ===(/)t h 37373728.601827.1717 1.4301c f G G G =-=-=(/)t h
37373728.6018
22.20641.288
G V g =
==3(/)m h 3737370.71222.206415.8109W V ω=?=?=3(/)m h
磁选尾矿：
36353738.798528.601810.1967G G G =-=-=(/)t h 36353711.5723 1.430110.1422c c c G G G =-=-=(/)t h 36363610.196710.14220.0545f c G G G =-=-=(/)t h
363537166.293015.8109139.4821W W W =-=-=3(/)m h 363537168.533322.2064146.3269V V V =-=-=3(/)m h
（2）、假设只有经精煤脱介筛脱出的稀介质进入磁选机，则：
302046.9329G G '==(/)t h 302022.9413c c G G '==(/)t h
302023.9916f f G G '==(/)t h 取效率为η=99.8%，则：
343023.991699.8%23.9436f f G G η''=?=?=(/)t h 3434/0.9523.9436/0.9525.2038f G G ''===(/)t h 34303025.203823.9436 1.2602c f G G G '''=-=-=(/)t h 则磁选尾矿为：
33303446.932925.203821.7291G G G '''=-=-=(/)t h
33303423.991623.94360.0480f f G G Gf '''=-=-=(/)t h
33303422.9413 1.260221.6811c c c G G G '''=-=-=(/)t h
（3）、设分流效率为X ，则有12f G X ?的介质进入磁选机，假设只有分流的进入磁选机，则：
3012267.793G G X X ''=?=(/)t h
3012139.014f f G G X X ''=?=(/)t h
3012128.779c c G G X X ''=?=(/)t h
取效率为η=99.8%，则：
3430139.01499.8%138.7360f f G G X X η''''=?=?=(/)t h 3434/0.95138.7360/0.95146.0379f G G X X ''''===(/)t h 343434146.0379138.73607.3019c f G G G X X X ''''''=-=-=(/)t h 则磁选尾矿为：
333034267.793146.0379121.7551G G G X X X ''''''=-=-=(/)t h
333034139.014138.73600.2780f f f G G G X X X ''''''=-=-=(/)t h 333333121.75510.2780121.4771c f G G G X X X ''''''=-=-=(/)t h 根据煤泥平衡得：
333336252219c c c c c c c n G G G G G G G G '''+++++== 333336252219()121.4771c n c c c c c G G G G G G G X '''=-++++=
则X=22.7913％
则进入磁选的合格介质量为：
2912267.79322.7913%61.0338G G X =?=?=(/)t h
2912139.01422.7913%31.6831f f G G X =?=?=(/)t h
2912128.77922.7913%29.3507c c G G X =?=?=(/)t h 2912852.84422.7913%194.3832V V X =?=?=3(/)m h 2912738.56322.7913%168.3281W W X =?=?=3(/)m h
分流出的合格介质量为：
281219267.79361.0338206.7592G G G =-=-=(/)t h 281229139.01431.6831107.3309f f f G G G =-=-=(/)t h 282828206.7592107.330999.4283c f G G G =-=-=(/)t h
281229852.844194.3832658.4608V V V =-=-=3(/)m h 281228738.563168.3281570.2349W W W =-=-=3(/)m h
（4）、精煤磁选作业计算
302029313.741194.3832508.1242V V V =+=+=3(/)m h 30202946.932961.0338107.9967G G G =+=+=(/)t h 30202923.991631.683155.6747f f f G G G =+=+=(/)t h
30202922.941329.350752.2920c c c G G G =+=+=(/)t h 302029293.856168.3281462.1841W W W =+=+=3(/)m h
取磁选效率η=99.8%，
343055.674799.8%55.5634f G G η=?=?=(/)t h 3430/0.9555.5634/0.9558.4878f G G ===(/)t h 34343458.487855.5634 2.9244c f G G G =-=-=(/)t h
34343458.4878
45.40981.288
G V g =
==3(/)m h 3434340.71245.409832.3318W V ω=?=?=3(/)m h
磁选尾矿：
333034107.996758.487849.4786G G G =-=-=(/)t h
33303452.2920 2.924449.3673c c c G G G =-=-=(/)t h 33303455.674755.56340.1113f f f G G G =-=-=(/)t h
333034462.184132.3318429.8523W W W =-=-=3(/)m h 333034508.124245.4098462.7144V V V =-=-=3(/)m h
4．1．9补加新介质及水量的计算
591922253336f f f f f f G G G G G G =++++
0.03840.01750.01180.11130.05450.2335(/)t h =++++= 取新介质中磁性物含量为95％，则：
59590.2335
0.24580.95
0.95
f G G =
=
=(/)t h 5959590.24580.23350.0123c f G G G =-=-=(/)t h
59
59
590.01230.2335
0.05491.5 5.0
f c c
f
G G V δδ=
+
=
+=3(/)m h 补加水量：
6082834143716()W W W W W W W =-++++
1017.707(570.234932.3318115.134415.810923.5384)=-++++
3260.6566(/)m h =
4.2 数质量流程计算
入洗原煤为年产量150万吨，年工作日为330天，日工作时为16小时，两班生产，则
1500000
284.09133016
i c Q Q T t =
==??(/)t h 4．2．1准备作业的计算
1、预先筛分
入料：1100%r =，1284.091(/)i Q Q t h ==,126.10%A =
设筛分效率η=100% 则： 筛上：25011.99%r r +==，
22284.09111.99%34.062(/)i Q Q r t h =?=?=, 25034.13%A A +==
筛下：31210011.9988.01%r r r =-=-=
312284.09134.062250.029(/)Q Q Q t h =-=-= 11223310026.1011.9934.13
25.00%88.01
r A r A A r ?-??-?=
==
2、动筛跳汰排矸
设排矸效率η=100% 则：
450 3.12%r r +==矸，
44284.091 3.12%8.864(/)i Q Q r t h =?=?=, 45081.91%A A +==矸
52411.99 3.128.87%r r r =-=-=
52434.0628.86425.198(/)Q Q Q t h =-=-= 22445511.9934.13 3.1281.91
17.25%8.87
r A r A A r ?-??-?=
==
3、破碎作业 658.87%r r ==，
6525.198(/)Q Q t h ==, 6517.25%A A ==
最后得出的数质量为：
73688.018.8796.88%r r r =+=+=
736250.02925.198275.227(/)Q Q Q t h =+=+= 33667788.0125.008.8717.25
24.30%96.88
r A r A A r ?+??+?=
==
4．2．2重介分选作业的计算:
1、旋流器的计算
入料：796.88%r =，7275.227(/)Q t h =，724.30%A =
9.96 4.007.0020.96%m r r r r =++++=浮原次＝
9.9616.24 4.0032.647.0024.84
22.242%20.96
m A ?+?+?=
=
精煤：942.6320.9670%57.302%r =+?=
99284.09157.302%162.7898(/)i Q Q r t h =?=?=
942.638.8720.9670%22.242
12.294%57.302
A ?+??=
=
中煤：1019.4420.9620%23.632%r =+?=
1010284.09123.632%67.1364(/)i Q Q r t h =?=?=
1019.4420.9020.9620%22.242
21.138%23.632
A ?+??=
=
矸石：1113.8520.9610%15.946%r =+?=
1111284.09115.946%45.3011(/)i Q Q r t h =?=?=
1113.8579.5320.9610%22.242
72.129%15.946
A ?+??=
=
2、脱介作业的计算
<1>、精煤脱介：假设经弧形筛固体含量不变，即 120r =，120Q =，120A =
则：13957.302%r r ==，139162.7898(/)Q Q t h ==，13912.294%A A == 由精煤带走的煤泥量为：190.0357(/)c G t h =
190.0357/284.0910.0126%c r ==
则：201920.9670%0.012614.6594%c m r r r =-=?-=精
2020284.09114.6594%41.6460(/)i Q Q r t h =?=?= 2022.242%m A A ==
1318130.530.35
(57.30220.9670%)15.6032%82.92
m r r r r r =-?
=-??=＋精＋（） 1818284.09115.6032%44.328(/)i Q Q r t h =?=?= 1810.70%A = （查 表14，-1.4密度级灰分） 1913182057.30214.659415.603227.0394%r r r r =--=--= 1919284.09127.0394%76.816(/)i Q Q r t h =?=?= 131318182020
1919
7.8205%r A r A r A A r ?-?-?=
=
<2>、中煤脱介：假设经弧形筛固体含量不变，即
140r =，140Q =，140A =
则：151023.632%r r ==，151067.1364(/)Q Q t h ==，151021.138%A A == 由中煤带走的煤泥量为：220.0091(/)c G t h =
220.0091/284.0910.0032%c r ==
则：232220.9620%0.0032 4.1888%c m r r r =-=?-=中
2323284.091 4.1888%11.9000(/)i Q Q r t h =?=?= 2322.242%m A A ==
22152323.632 4.188819.4432%r r r =-=-= 22152367.136411.900055.2364(/)Q Q Q t h =-=-= 15152323
2222
20.90%r A r A A r ?-?=
=
<3>、矸石脱介：假设经弧形筛固体含量不变，即
160r =，160Q =， 160A =
则：171115.946%r r ==，171145.3011(/)Q Q t h ==，171172.129%A A == 由矸石带走的煤泥量为：250.0030(/)c G t h =
250.0030/284.0910.0011%c r ==
则：262520.9610%0.00106 2.0949%c m r r r =-=?-=矸
2626284.091 2.0949% 5.9515(/)i Q Q r t h =?=?= 2622.242%m A A ==
25172615.946 2.094913.8511%r r r =-=-= 25172645.3011 5.951539.3496(/)Q Q Q t h =-=-= 17172626
2525
79.674%r A r A A r ?-?=
=
3、精煤脱水作业
入料：1927.0394%r =，1976.816(/)Q t h =， 197.8205%A = 取离心机的效率为：η=100% 即：320r =，320Q =，320A = 则：311927.0394%r r ==，
311976.816(/)Q Q t h ==, 31197.8205%A A ==
4、磁选作业
<1>、精煤磁选：
302014.6594%r r ==，302041.6460(/)Q Q t h ==，302022.242%A A ==
假设：340r =，340Q =，340A =
则：333014.6594%r r ==，333041.6460(/)Q Q t h ==，333022.242%A A == <2>、中煤矸石磁选：
352326 6.2837%r r r =+=，35232617.8515(/)Q Q Q t h =+=，23232626
3535
22.242%r A r A A r ?+?=
=
假设：370r =，370Q =，370A =
则：3635 6.2837%r r ==，363517.8515(/)Q Q t h ==，363522.242%A A == 5、粗煤泥回收作业
<1>、在精煤磁选尾矿和离心液中回收粗精煤：
入料：38323314.6594%r r r =+=，38323341.6460(/)Q Q Q t h =+=，
32323333
3838
22.242%r A r A A r ?+?=
=
假设：390r =，390Q =，390A =
则：403814.6594%r r ==，403841.6460(/)Q Q t h ==，403822.242%A A == <2>、在中煤矸石磁选尾矿中回收粗中煤：
入料：36 6.2837%r =，3617.8515(/)Q t h =，3622.242%A = 假设：410r =，410Q =，410A =
则：4236 6.2837%r r ==，423617.8515(/)Q Q t h ==，423622.242%A A == 6、粗精煤离心脱水
入料：390r =，390Q =，390A = 取离心机的效率为：η=100% 即：440r =，440Q =，440A = 则：430r =，430Q =，430A = 7、主洗精煤产品总量
4518314315.603227.039442.6426%r r r r =++=+= 4518314344.32876.816121.144(/)Q Q Q Q t h =++=+= 181831314343
4545
8.8741%r A r A r A A r ?+?+?=
=
4．2．3 浮选浓缩作业计算:
1、矿浆预处理器：
假设精煤过滤机脱水返回矿浆准备器的物料：
520r =，520Q =，520A =
则：484742524044425220.9431%r r r r r r r r =++=+++=
484742524044425259.497(/)Q Q Q Q Q Q Q Q t h =++=+++=
稀土生产工艺流程图 +矿的开采技术要点
稀土生产工艺流程图 白云鄂博矿 矿石粉碎 弱磁、强磁选矿 铁精矿 强磁中矿、尾矿 火法生产线 汽车尾气净化器 永磁电机 节能灯 风力发电机 各种发光标牌 电动汽车 电动 核磁共振 自行车 磁悬浮 磁选机
稀土矿的开采技术和稀土矿开采方法介绍 时间：2012-2-20 15:24:22 作者：稀土信息部点击：1606次网站电话：028-******** 稀土矿在地壳中主要以矿物形式存在，其赋存状态主要有三种：作为矿物的基本组成元素，稀土以离子化合物形式赋存于矿物晶格中，构成矿物的必不可少的成分。这类矿物通常称为稀土矿物，如独居石、氟碳铈矿等。作为矿物的杂质元素，以类质同象置换的形式，分散于造岩矿物和稀有金属矿物中，这类矿物可称为含有稀土元素的矿物，如磷灰石、萤石等。呈离子状态被吸附于某些矿物的表面或颗粒间。这类矿物主要是各种粘土矿物、云母类矿物。这类状态的稀土元素很容易提取。 常用的稀土矿开采技术 离子型稀土的技术是我国完全拥有的自主知识产权。赣州有色冶金研究所是我国离子吸附型稀土矿的发现、命名和二代稀土提取工艺科技成果的主要享有单位。时任赣州有色冶金研究所分管科研副所长、后任所长的丁嘉榆同志，作为离子型稀土矿第二代提取工艺的发明及应用的主要参与者、领导者，对这一事件的历史发展进程有着刻骨铭心的记忆。应记者之约，丁嘉榆同志对这一历史事件进行了全面地、系统地回顾和总结。 时至1970年，在过去长达175年的稀土矿产资源开发利用史中，人们发现自然界中含稀土元素及其化合物的矿物多达200 种。但真正实际有工业利用价值的稀土矿物原料却为数不多，数量约十种左右。主要有独居石、铈硅石、氟碳铈矿、硅铍钇矿、磷钇矿、褐帘石、铌钇矿、黑稀金矿。但这些矿物中却大部份含有一定数量的铀或钍，而且稀土矿物均以固态、矿物相矿物性态存在，它们往往是与放射性元素共生或伴生。 稀土矿开采方法介绍 1、辐射选矿法 主要利用矿石中稀土矿物与脉石矿物中钍含量的不同，采用γ-射线选矿机，使稀土矿物与脉石矿物分开。辐射选矿法多用于稀土矿石的预选。目前，这种方法在工业上未广泛适用。 2、重力选矿法 利用稀土矿物与脉石矿物密度的不同进行分选。常用的重选设备有圆锥选矿机，螺旋选矿机，摇床等。采用重选主要使稀土矿物与密度低的石英、方解石等脉石矿物的分离，以达到预选富集或者获得稀土精矿的目的。重选广发用于海滨砂矿的生产；在稀土脉矿的选矿中有时也用来作为预先富集的手段。 3、磁选分离法 有些稀土矿物具有弱磁性。可利用它们与伴生脉石及其他矿物比磁系数的不同，采用不同磁场强度的磁选机使稀土矿物与其他矿物分离。在海滨砂矿的选矿中，常采用弱磁选使钛铁矿与独居石分离；也可以采用强磁选使独居石与锆英石、石英灯矿物分离。在稀土脉矿的选矿中，为了简化浮选流程和节省浮选剂，有时也采用强磁选使稀土矿物预先富集。随着强磁技术的不断发展，强磁选将越来越广泛地用于稀土矿的选矿流程之中。 4、浮选法 利用稀土矿物与伴生矿物表面物理化学性质的差别，采用浮选法使之与伴生脉石及其矿物分离而获得精矿，是目前稀土脉矿生产中广泛采用的主要选矿方法。美国帕斯山稀土矿就是采用浮选法生产稀土矿精矿。在海滨砂的生产中，在用重选获得重砂之后，也常常采用浮选法从重砂中获得稀土精矿。 5、电选法 稀土矿物属于非良导体，可利用其导电性能与伴生矿物有所不同，采用电选法使之与导电性好的矿物进行分离。电选常用于海滨砂矿重选的精选作业。
某选矿厂工艺流程优化研究
某选矿厂工艺流程优化研究 发表时间：2019-12-18T14:31:12.037Z 来源：《基层建设》2019年第26期作者：张利英 [导读] 摘要：论述了某选矿厂自投产生产后，由于原矿性质的变化，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化。 内蒙古包钢钢联股份有限公司巴润矿业分公司内蒙古包头 014080 摘要：论述了某选矿厂自投产生产后，由于原矿性质的变化，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化。通过对选别流程进行的全面考查，找到问题的原因所在，并采取措施对流程进行了优化，实现对生产过程的有效控制，在稳定质量的同时优化流程结构，降低尾矿品位、提高金属回收率。 关键词：破碎筛分；选别工艺；水力旋流器 某选矿厂选矿工艺采用三段一闭路破碎、阶段磨矿、阶段选别的工艺流程，相应形成了破碎、磨选磁选、尾矿浓缩等三个作业区。采场采出的矿石由汽车运至采场破碎站进行粗破碎，粗破碎后 0 ～ 250 mm 的矿石通过胶带运输机送至圆筒矿仓内。破碎车间经过中碎、细碎处理后，产品粒度为 0 ～ 12 mm，送到磨选作业区处理。过滤后的精矿由管道进行输送。尾矿经尾矿浓密机浓缩后，其底流经过尾矿泵站送至尾矿库，实现尾矿高浓度输送。选矿厂生产采用阶段磨矿、阶段选别工艺流程选别磁铁矿石，投产后生产基本稳定，精矿品位达到设计指标。但由于原矿品位偏低，流程各作业技术指标及工艺参数与设计偏差较大，各作业量的分配及工艺参数也发生了变化，因此对现有生产流程进行了全面考查，以深入了解选矿厂目前生产工艺现状，全面掌握选矿厂各作业的运行情况，对存在问题的作业重点分析，找到问题的原因所在，并采取措施对流程进一步优化，实现对生产过程的有效控制，在稳定质量的同时优化流程结构，以降低尾矿品位、提高金属回收率。 1、破碎作业考查结果分析 选矿区破碎车间的工艺为三段破碎一次筛分闭路破碎流程。采场采出的原矿由汽车运至采场破碎站，给入旋回破碎机进行粗破碎，粗碎产品通过胶带运输机送至混矿仓，经过两条给矿皮带给圆锥破碎机进行中破碎，中碎产品给入振动筛进行筛分，筛上产品给入细碎矿仓，经皮带给入圆锥破碎机进行细破碎，细碎产品经干选后与中碎产品混合给入筛分作业，筛上产品返回细碎矿仓，筛下 0 ～ 12 mm 产品通过皮带给入磨矿仓。 （1）台时量测定结果。破碎设备台时处理量的测定是测量一定皮带长度上的矿样质量，根据皮带速度计算其台时处理量。从破碎筛分设备台时处理量测定结果看，1# 中碎机台时处理能力为 1 319.11 t/h，2# 中碎机台时处理能力为 1 584.00 t/h，2 台中碎机的设计台时为1 400 t/h，平均台时处理能力超过设计值。1#，2#，3# 细碎机台时处理能力分别为889.85 t/h，938.02 t/h，971.03 t/h，处理能力均超过设计处理能力 830 t/h，细碎设备处理能力不够，超负荷运行。 （2）破碎作业产品粒度特性。考查期间粗碎旋回破碎机，1#，2# 中碎圆锥破碎机运行正常，对粗碎排矿，1#，2# 中碎排矿产品进行了粒度分析。从分析结果看，粗碎的排矿粒度在 0 ～ 250mm，而实际的最大排矿粒度 0 ～ 260 mm，为中碎创造了有利条件。 从中碎排矿粒度特性看，2# 中碎机75 mm 以上粒级含量为 5.03%，略有些偏高。中碎机要求排矿粒度 - 12 mm 含量大于 28%，1# 中碎-12 mm 含量 33.76%，2# 中碎- 12 mm 含量27.96%，2 台中碎 - 12 mm 含量基本达到设计要求。 从 3 台细碎的给矿、排矿粒度特性曲线看，给矿粒度 75 mm 以上粒级占 3% 左右，30 mm 以下粒级占 70% 左右。3 台细碎的排矿粒度30 mm 以上含量分别为 3.89%，5.16%，8.93%，而设计要求细碎的最大排矿粒度 25 mm，超过设计值。1#，2#，3# 细碎机的排矿粒度 - 12 mm 含量分别为 48%，52%，46%，其设计 12 mm 以下含量应为 58%，细碎的排矿粒度 12 mm 以下含量很低，没有达到设计排矿粒度。 （3）筛分作业。振动筛要求技术指标为筛分效率 ≥ 85%，从 3#，6# 振动筛产品粒度分析结果看，- 12 mm 粒度的筛分效率 82.79% ～95.87%，3# 振动筛的筛分效率略偏低些，2 台振动筛处理量均在设计台时处理能力 450 t/h 范围内，筛上循环负荷 342.54%，166%，均大于设计值 155%。考查期间振筛的筛孔尺寸为 15 mm × 20mm，由于细碎排矿粒度 - 12 mm 低于设计要求，使筛分作业给矿粒度粗粒级含量偏多，造成筛上量循环量增大，筛上返回细碎后，又加大了细碎设备的处理量，使细碎超负荷运转，形成恶性循环。 为减少筛上循环量，增加筛下合格粒级含量，必须提高细碎产品细粒级含量。由于细碎设备的作业率已高达 75%，而且超设计台时处理能力运转，细碎没富余能力，建议生产时启动3台细碎设备，日常运转 1台中碎破碎机，3 台细碎破碎机，增加细碎产品中粉矿的含量，保证筛分给矿 - 12mm 含量达到设计要求，同时可适当改变一下筛孔尺寸，进一步提高筛分效率，使破碎筛分工艺形成良性循环。 2、选别工艺流程考查结果分析及工艺优化方案 2.1一段磨矿分级作业 一段磨矿分级作业由一段球磨机和水力旋流器组形成闭路磨矿，共有 4 组一段球磨机和水力旋流器组成的一段闭路磨矿，分别对4个系列进行了单机考查。结果显示，一段球磨机的台时处理能力在350～370t/h，4 组一段磨矿分级旋流器的循环负荷分别为 258.67%， 203.11%，225.33%，268.06%，4# 旋流器组的循环负荷略高于要求的150% ～250%，其它 3 组均在设计要求范围内。4 组水力旋流器分级的质效率分别为 43.33%，44.22%，47.45%，36.15%，4# 水力旋流器组的分级效率偏低。 设计要求一次分级水力旋流器溢流粒度应达到- 0.074 mm 含量占 55% ～ 60%，考查期间溢流粒度偏粗，- 0.074 mm 含量在 53.35% ～58.50% 之间，平均 - 0.074 mm 含量占 55.06%。一方面由于入磨矿石粒度 - 12 mm 含量偏低，考查期间一段球磨皮带给矿粒度 - 12 含量占88.88%，生产要求入磨产品粒度 - 12 mm 含量应大于 95%，由于粗粒级含量增大，加大了一段球磨机的磨矿压力，使球磨机排矿粒度偏粗；另一方面，考查期间难磨矿石入选比例较大也对磨矿细度产生了一定影响。为保证一次溢流粒度，首先应该提高矿石的入磨粒度，使入磨产品细粒级含量达到设计要求，实现多碎少磨；其次从一段球磨机粒度入手，保证磨矿浓度，控制水力旋流器给矿压力，降低循环量，提高分级效率，提高一段磨矿分溢流粒度。 2.2 二段磨矿分级作业 二段磨矿分级作业由水力旋流器组形成预先分级，沉砂给入二段球磨机形成开路磨矿，分别进行了考查。 结果显示，二次分级水力旋流器溢流与沉砂的比例在 35：65左右，质效率在 19% ～ 26% 之间，再磨的粒度增加 20个百分点。二次分级水力旋流器给矿、溢流浓度都偏高，溢流的粒度 - 0.074 mm 含量在 66% 左右，比设计的 - 0.074 mm 含量大于 75% 的要求偏低。从二次分级作业产品粒度分析结果看，二旋沉平均粒度40.39% - 0.074 mm 含量，铁矿物的单体解离度55.92%，脉石矿物单体解离度为 32.85%，二
选矿厂流程考查
选矿厂流程考查 【摘要】：一、流程考查的分类和主要内容；二、流程考查前的准备工作；三、流程考查中原始指标的选定；四、流程考查时常计算的各种指标；五、流程考查；六、流程考查时选别流程的计算；七、流程计算；八、流程考查报告的编写。 选矿厂要定期和不定期的对生产的状况、技术条件、技术指标、设备性能与工作状况、原料的性质、金属流失的去向以及有关的参数做局部及全部的流程调查，该调查称为流程考查。 流程考查的目的是： 1、调查了解全厂各工序、各系统、各循环、各作业、各机组或单机的生产现状和存在的问题，从而对考查的对象进行分析和评价。 2、通过对现行流程的考查及分析、为制定和修改现行流程、技术条件及操作规程提供依据，以便在以后的生产中获得更好的技术经济指标。 3、为总结和修改原设计以及总结生产经验进一步探索新问题提供资料。
4、查明生产中出现异常的原因，寻求平衡生产中不平衡的因素以便改善和提高经济指标。 流程考查是发现问题揭露矛盾的一种手段，在此基础上采取措施改进生产，从而达到提高选矿厂经济指标的目的。 一、流程考查的分类和主要内容 流程考查目的不同，考查的范围和对象也就不同。流程考查一般分为三类： （一）单元流程考查（系统、循环的考查）； （二）机组考查（单机、作业的考查）； （三）数质量流程（局部、全部）考查。 流程考查的内容大致如下： 1、原矿性质：包括入选原矿的矿物组成、结构、构造、化学组成、粒度组成、含水量、含泥量、矿石中有用矿物和脉石矿物的含量及嵌布特性，矿石的真假比重，摩擦角、安息角、可磨度及硬度等。
2、对生产中各工序、各作业、各机组的技术特性、技术条件、生产中每年产品的数量（矿量、产率、水量、液固比等）和质量（品位、回收率、粒度组成等）作系统的调查。 3、检查某些辅助设备的工作情况，以及对选别过程的影响。 4、计算统计全厂的总回收率，必要的作业回收率，有关产品的粒度组成，金属分布率，嵌布特性，有用矿物和脉石矿物的分布情况，出厂产品的质量情况。 5、检查有用矿物和金属流失的去向，以及某些作业、设备中的富集和积存情况。 6、通过上述考查，对工艺过程和原始数据进行分析、计算、绘制选矿数质量流程图和矿浆流程图，编制三析（筛析、水析、镜析）表、金属平衡表、水量平衡表，绘制有关产品的粒度特性曲线、有关产品的品位－回收率曲线和品位－损失率曲线。 7、按预先要求编写工艺流程考查报告。 二、流程考查前的准备工作
产品设计实例说明
産品設計流程實例說明 作者：陳文龍浩漢産品設計股份有限公司 設計開發流程： 由於一般的廠商普遍對於生産品質管制與研發技術相當地重視，加上資訊的快速流通，使得各家同類商品在性能與品質上的差異已逐漸地縮小，雖然工業設計的基本觀念是“Form Follows Function-造形即機能"，但面對市場商品的多元競爭壓力，工業設計更需從另外一些不同的角度去"將市場的競爭與需求轉換成産品的新造形，新趣味以提升具有吸引消費者的附加價值”-扮演著創造新價值的角色(Creating Value)正如臺灣在産品設計上的策略所強調的便是Inn value！ 一個新産品的在設計開發，大概可分爲三個階段即“問題概念化，概念視覺化，設計商品化”。 對企業而言在展開工作時，會將內部各機能別的單位與專業人員整合起來，委外設計時，企業外部的設計公司則會扮演其中某一環節的工作角色以發揮其功能，不論是在企業內進行或以外包的方式展開，各部門，組織間的溝通與相互的專業尊重，將會是執行的重點與關鍵，現以案例-電冰箱的設計流程來加以說明。 Concept Definition 問題概念化： 首先針對將要設計發展的産品作全盤性的瞭解，透過資訊收集與市場調查的方法，去探詢市場上同類産品的競爭態勢，銷售狀況及消費者使用的情形(包括的操作的習慣，使用後的抱怨點與對新功能潛在的需求)還有市面上的流行事物。在分析評估後得加上公司發展策略的考量，以企劃出新産品的整體“概念”！ 這樣的概念通常是以文字格式來作敍述，會將“市場定位”，“目標客層” ，“商品的訴求”，“性能的特色”與“售價定位”作定義式的條列描述 概念的形成的過程是需要資訊，經驗與轉換的能力，亦就是如何將資訊情報轉換産生市場上有意義的創意方向！通常我們會舉行Focus Group群體座談會，針對現有競爭的産品與及將推出市場的設計概念提案，與顧客直接面談，將消費者的需求作瞭解與澄清，並對設計方向提供建議與決策的依據！ 由於網路與資訊系統的快速發展，今天只要有心想去收集市場相關的資訊，對於所有的廠商與設計公司來說，機會成本與資訊的涵蓋面都會是相似地相同的！但由於組成的設計開發團隊，各有其企業文化及産品策略的背景;所形成決策的主管其專長，喜愛與品味也不會相同，再加上每一個設計開發團隊的創意活力不會相當，所以解讀推研出來的概念與方向必然不同！ 這個階段的工作不應該是由某一個部門完全來負責與執行，而不去與其他專業別進行溝通互動;因爲從創意管理的觀點來看，有時小小的相互觸動有可能會透過反饋的作用而擴大效益，轉化成突破性的機會！ 圖1：舉行市場調研，透過Focus Group群體座談會來收集消費者的資訊。
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。
选矿工艺流程
选矿工艺流程 The manuscript was revised on the evening of 2021
工艺流程试验是为选矿厂设计（或现有选矿厂的技术改造）提供依据，在选矿厂初步设计（或拟定现场技术改造方案）前进行。一般选进行试验室试验，然后在试验室试验的基础上，根据情况决定是否进行半工业或工业试验。 选矿工艺流程试试验内容和必要的资料收集，一般由试验研究单位负责制订，有条件的可由试验、设计和生产部门三结合洽商确定。 一、收集资料的一般内容如下，但具体工程需根据条件的不同，区别对待 （一）了解上级机关下达任务的目地和委托单位提出的要求，例如：选矿厂规模、服务年限；主要有用成分和伴生成综合利用问题；试验阶段的划分；要求试验完成日期；选矿厂处理单一矿床的矿石还是几个矿床、不同类型的矿石；用户对精矿化学成分的特殊要求以及对精矿等级和粒度的要求；建厂地区的水源，选矿药剂，焙烧用燃料等的供应情况和性能分析资料等。 （二）了解有关地质资料，例如：矿床类型；地质储量；矿体产状；矿石类型；品位特征；嵌布特性；围岩脉石等变化情况；远景评价；采样设计等。 （三）了解采矿设计方面的资料，例如：采矿的开拓方案和采矿方法；不同类型矿石的混采、分采；围岩混入率和矿石采出品位；开采设计矿区的矿石类型配比和平均品位；开采设计5－10年内逐年开采的矿石类型配比和平均品位等。 （四）了解选矿方面资料，例如：选矿设计对试验的特殊要求。国内外类似矿石的试验研究和生产实践情况，可能应用的选进技术等。 二、选矿工艺流程试验主要内容有 （一）矿石性质研究 是选择选矿方案和确定选厂设计方案时与类似矿石生产实践作对比分析的依据，其中某些数据是选厂具体设计中必不可少的原始数据。 矿石性质研究包括：光谱定性和半定量，化学全分析，岩矿鉴定，物相分析，粒度分析，磁性分析，重液分析，试金分析，磨矿细度，矿石可磨度，及各种物理性能（比重、比磁化系数、导电率、水分、真比重和假比重、堆积角和摩擦角、硬度、粘度等）。 （二）选矿方法、流程结构，选矿指标和工艺条件 直接关系到选矿厂的设计方案和具体组成，是选厂设计的主要原始资料，必须慎重考虑，要求选矿方法、流程结构合理，选矿指标可靠。
工艺设计的基本原则和程序
工艺设计的基本原则和程序 一、工艺设计的基本原则 水泥厂工艺设计的基本原则可归纳如下： (1)根据计划任务书规定的产品品种、质量、产量要求进行设计。 计划任务书规定的产品产量往往有一定范围，设计产量在该范围之内或略超出该范围，都应认为是合适的；但如限于设备选型，设计达到的产量略低干该范围，则应提出报告，说明原因，取得上级同意后，按此继续设计。 对于产品品种，如果设计考虑认为计划任务书的规定在技术上和经济上有不适当之处，也应提出报告，阐明理由，建议调整，并取得上级的同意。例如，某大型水泥厂计划任务书要求生产少量特种水泥，设计单位经过论证，认为大型窑改变生产品种，在技术上和经济上均不合理，建议将少量特种水泥安排给某中小型水泥厂生产，经上级批准后，改变了要求的品种。 窑、磨等主机的产量，除了参考设备说明和经验公式计算以外，还应根据国内同类型主机的生产数据并参考国内外近似规格的主机产量进行标定。在工厂建成后的较短时期内，主机应能达到标定的产量；同时，标定的主机产量应符合优质、高产、低消耗和设备长期安全运转的要求，既要发挥设备能力，但又不能过分追求强化操作。 (2)选择技术先进、经济合理的工艺流程和设备。 工厂的工艺流程和主要设备确定以后，整个工厂设计可谓大局已定。工厂建成后，再想改变其工艺流程和主要设备，将是十分困难的。例如，要把湿法厂改为干法厂，固然困难；要把旧干法厂改为新型干法厂，也非易事。例如，为了利用窑尾废气余热来烘干原料，生料磨系统也得迁移，输送设备等也得重新建设，诸如此类的情况，在某些条件下就不一定可行。 在选择生产工艺流程和设备时，应尽量考虑节省能源，采用国内较成熟的先进经验和先进技术；
洗煤工艺流程简述
洗煤工艺流程简述 一、煤的形成 二、煤炭的灰分 三、为什么要洗煤 四、洗煤的工艺 五、浮选柱的工作原理 一、煤的形成 煤是最主要的固体燃料，是可燃性有机岩的一种。它是由一定地质年代生长的繁茂植物，在适宜的地质环境中，逐渐堆积成厚层，并埋没在水底或泥沙中，经过漫长地质年代的天然煤化作用而形成的。在世界上各地质时期中，以石炭纪、二叠纪、侏罗纪和第三纪的地层中产煤最多，是重要的成煤时代。煤的含碳量一般为46～97%，呈褐色至黑色，具有暗淡至金属光泽。根据煤化程度的不同，煤可分为泥炭、褐煤、烟煤和无烟煤四类。 成煤作用的两个阶段：第一阶段是腐泥化阶段或泥炭化阶段。在这一阶段，植物的遗体被微生物分解、化合、聚积，低等植物转变为腐泥，高等植物转变为泥炭。第二阶段为煤化作用阶段。由于地壳沉降，植物死亡后形成的泥炭或腐泥埋藏于地下深处，在温度和压力条件下发生固结成岩作用和变质作用。 1、煤的用途 火力发电31%，工业锅炉31%，民用20%，炼焦8%，蒸汽机4%，煤化工3%，出口3%
2、中国煤的分类 14大类：褐煤、长焰煤、不粘煤、弱粘煤、1/2中粘煤、气煤、气肥煤、1/3焦煤、肥煤、焦煤、瘦煤、贫瘦煤、贫煤和无烟煤。3、煤中矿物质种类 粘土矿、碳酸盐矿、氧化物、硫化物、氢氧化物等。 二、煤炭的灰分 煤炭的灰分是煤炭质量的基础指标，煤在彻底燃烧后所剩下的残渣称为灰分。煤炭的灰分又分外在灰分和内在灰分。外在灰分是来自顶板和夹矸石中的岩石碎块，它与采矿方法的合理与否有很大关系。外在灰分通过分选大部分能去掉。内在灰分是煤的原始植物本身所含的无机物，内在灰分越高，煤的可选性越差。 灰分是有害物质。动力煤中灰分增加，发热量降低、排渣量增加，煤容易结渣；一般灰分每增加2%，发热量降低100kcz1/kg 左右。冶炼精煤中灰分增加，高炉利用系数降低，焦炭强度下降，石灰石用量增加；灰分每增加1%，焦炭强度下降2%，高炉生产能力下降3%，石灰石用量增加4%。 三、为什么要洗煤 从矿井中直接开采出来的煤炭叫原煤，原煤在开采过程中混入了许多杂质，而且煤炭的品质也不同，内在灰分小和内在灰分大的煤混杂在一起。洗煤就是将原煤中的杂质剔除，或将优质煤和劣质煤炭进行分门别类的一种工业工艺。洗煤过程后所产生的产品一般分为有矸石、中煤、乙级精煤、甲级精煤，经过洗煤过程后的成品煤通常叫精
产品设计流程实例说明
书山有路勤为径；学海无涯苦作舟 产品设计流程实例说明 设计开发流程：由于一般的厂商普遍对于生产品质管制与研发技术相当地重视，加上信息的快速流通，使得各家同类商品在性能与品质上的 差异已逐渐地缩小，虽然工业设计的基本观念是“Form Follows Function-造形即机能”，但面对市场商品的多元竞争压力，工业设计更需 从另外一些不同的角度去”将市场的竞争与需求转换成产品的新造形，新 趣味以提升具有吸引消费者的附加价值”-扮演着创造新价值的角色(Creating Value)正如台湾在产品设计上的策略所强调的便是Innovalue！一个新产品的在设计开发，大概可分为三个阶段即“问题概 念化，概念可视化，设计商品化”。对企业而言在展开工作时，会将内部 各机能别的单位与专业人员整合起来，委外设计时，企业外部的设计公司 则会扮演其中某一环节的工作角色以发挥其功能，不论是在企业内进行或 以外包的方式展开，各部门，组织间的沟通与相互的专业尊重，将会是执 行的重点与关键，现以案例-电冰箱的设计流程来加以说明。 Concept Definition 问题概念化：首先针对将要设计发展的产品作 全盘性的了解，透过信息收集与市场调查的方法，去探询市场上同类产品 的竞争态势，销售状况及消费者使用的情形(包括的操作的习惯，使用后 的抱怨点与对新功能潜在的需求)还有市面上的流行事物。在分析评估后 得加上公司发展策略的考量，以企划出新产品的整体“概念”！这样的 概念通常是以文字格式来作叙述，会将“市场定位”，“目标客层”，“商 品的诉求”，“性能的特色”与“售价定位”作定义式的条列描述概念的 形成的过程是需要信息，经验与转换的能力，亦就是如何将信息情报转换 产生市场上有意义的创意方向！通常我们会举行Focus Group群体座谈会， 专注下一代成长，为了孩子
产品设计流程实例说明修订版
產品設計流程實例說明 Document number：PBGCG-0857-BTDO-0089-PTT1998
设计开发流程: 由於一般的厂商普遍对於生产品质管制与研发技术相当地重视,加上资讯的快速流通,使得各家同类商品在性能与品质上的差异已逐渐地缩小,虽然工业设计的基本观念是"Form Follows Function-造形即机能",但面对市场商品的多元竞争压力,工业设计更需从另外一些不同的角度去"将市场的竞争与需求转换成产品的新造形,新趣味以提昇具有吸引消费者的附加价值, "-扮演着创造新价值的角色(Creating value)正如台湾在产品设计上的策略所强调的便是Innovalue! 一个新产品的在设计开发,大概可分为三个阶段即"问题概念化,概念视觉化,设计商品化" 对企业而言在展开工作时,会将内部各机能别的单位与专业人员整合起来,委外设计时,企业外部的设计公司则会扮演其中某一环节的工作角色以发挥其功能,不论是在企业内进行或以外包的方式展开,各部门,组织间的沟通与相互的专业尊重,将会是执行的重点与关键,现以案例-电冰箱的设计流程来加以说明. Concept Definition 问题概念化:
首先针对将要设计发展的产品作全盘性的了解,透过资讯收集与市场调查的方法,去探询市场上同类产品的竞争态势,销售状况及消费者使用的情形(包括的操作的习惯,使用後的抱怨点与对新功能潜在的需求)还有市面上的流行事物.在分析评估後得加上公司发展策略的考量,以企划出新产品的整体"概念"! 这样的概念通常是以文字格式来作叙述,会将"市场定位","目标客层" ,"商品的诉求","性能的特色"与"售价定位"作定义式的条列描述! 概念的形成的过程是需要资讯,经验与转换的能力,亦就是如何将资讯情报转换产生市场上有意义的创意方向!通常我们会举行Focus Group群体座谈会,针对现有竞争的产品与及将推出市场的设计概念提案,与顾客直接面谈,将消费者的需求作了解与澄清,并对设计方向提供建议与决策的依据! 由於网路与资讯系统的快速发展,今天只要有心想去收集市场相关的信息,对於所有的厂商与设计公司来说,机会成本与资讯的涵盖面都会是相似地相同的!但由於组成的设计开发团队,各有其企业文化及产品策略的背景;所形成决策的主管其专长,喜爱与品味也不会相同,再加上每一个设计开发团队的创意活力不会相当,所以解读推研出来的概念与方向必然不同!
选矿的主要工艺流程
选矿目的要是使有用矿物与脉石矿物相互分开，为下一步的精选作业做准备，在整个选矿过程中主要的流程可以分为破碎、筛分、磨矿、分级、选别等。下面按照先后顺序为大家介绍下这些工艺流程。 矿石的破碎 从矿山开采出来的矿石块度都很大。目前，露天开采出来的矿块大尺寸为1000mm-1500mm，井下开采出来的矿块大尺寸为300mm-600mm块度这样大的矿石不能直接进行分选，因为，其中的有用矿物与无用矿物、有用矿物与脉石矿物紧密共生。为了使它们相互分开，即达到单体分离，矿石送到选厂后，首先将矿石破碎到粒度，然后再送入磨矿机磨碎。 矿石的筛分 松散物料通过筛子分成不同粒级的过程，称为筛分。在选矿厂内，筛分多数是与破碎作业相结合。在矿石进入某段破碎机之前，预先分出粒度已经符合要求的合格产物，这种筛分称为预先筛分。它既能防止矿石的过粉碎，又可高破碎
机的生产率。当矿石含水分高和粉矿较多时，还可以避免破碎机的堵塞。当矿石经过破碎机被破碎之后，应用筛分检查破碎产物的粒度，使不合格的过大块矿粒再返回破碎作业，再次进行破碎，这种筛分称为检查筛分。用于矿石筛分的设备以圆形振动筛为主。 磨矿 磨矿是矿石破碎过程的继续，其目的是使矿石中各种有用矿物颗粒全部或大部分达到单体分离，以便进行选别，并使其粒度符合选别作业的要求。 磨矿作业通常是在一个圆筒形的磨矿机中进行的，筒体内一般装有研磨介质，如钢球、钢棒或砾石等等。装钢球（或铁球）的磨矿机为球磨机；装钢棒的为棒磨机；装砾石的为砾磨机。若磨矿机内不装其它介质，只利用矿石自己研磨，则称为无介质磨矿机或称自磨机；自磨机中再加入适量钢球就构成所谓半自磨机。磨机的规格，都以筒体的直径乘以长度表示。 分级 在磨矿作业中，通常采用分级作业与之配合，以便把粒度合格的物料及时分出，既可避免产品过磨，又能提高磨矿效率。选矿厂磨矿作业中使用的分级设备
CASS工艺设计计算
沈阳化工大学 水污染控制工程 三级项目 题目：小区生活污水回用处理设计 院系：环境与安全工程学院 专业：环境工程 提交日期： 2020 年 5 月 26 日
摘要 本文主要介绍了小区生活污水回用处理设计的过程，其中包括工艺流程、以及流程中各个构筑物的设计计算、高程和平面布置。循环式活性污泥法（CASS）是序批式活性污泥法工艺（SBR）的一种变形。它综合了活性污泥法和SBR工艺特点，与生物选择器原理结合在一起，具有抗冲击负荷和脱氮除磷的功能。本次设计采用了CASS工艺进行设计计算。其中包括池体的计算和格栅等辅助物尺寸计算，处理后水质达到一级B标准。 关键词：小区生活污水回用循环式活性污泥法设计计算 Abstract This paper mainly introduces the design process of residential sew age reuse treatment, including the process flow, as well as the design of e ach structure in the process, elevation and plane layout. Circulating activa ted sludge process (CASS) is a variation of sequential batch activated slu dge process (SBR). It integrates the characteristics of activated sludge pro cess and SBR process, combines with the principle of biological selector, and has the functions of impact load resistance and denitrification and de phosphorization. This design adopts CASS technology to design and calc ulate. It includes the calculation of the pool body and the size calculation of the grid and other auxiliary objects. After treatment, the water quality r eaches the standard of grade a B.
选矿工艺流程介绍
选矿工艺流程介绍（附流程图） [导读]:选矿是冶炼前的准备工作，从矿山开采下来矿石以后，首先需要将含铁、铜、铝、锰等金属元素高的矿石甄选出来，为下一步的冶炼活动做准备。选矿一般分为破碎、磨矿、选别三部分。其中，破碎又分为：粗破、中破和细破；选别依方式不同也可分为：磁选、重选、浮选等。本专题将详细向大家讲述选矿的一些具体工艺常识，以及主要选矿设备的大致工作原理，主要控制要点等知识。由于时间的仓促和编辑水平有限，专题中难免出现遗漏或错误的地方，欢迎大家补充指正。 选矿的目的：提高矿石品位。 选矿方法： ◆重力选矿法。根据矿物密度的不同，在选矿介质中具有不同的沉降速度而进行选矿。 ◆磁力选矿法。磁力选矿法是利用矿物的磁性差别，在不均匀的磁场中，磁性矿物被磁选机的磁极吸引，而非磁性矿物则被磁极排斥，从而达到选别的目的。 ◆浮游选矿法。浮游选矿法是利用矿物表面不同的亲水性，选择性地将疏水性强的矿物用泡沫浮到矿浆表面，而亲水性矿物则留在矿浆中，从而实现不同矿物彼此分离。 选矿后的产品：精矿、中矿和尾矿。 ◆精矿是指选矿后得到的含有用矿物含量较高的产品。 ◆中矿为选矿过程中间产品，需进一步选矿处理。 ◆尾矿是经选矿后留下的废弃物。
选矿的流程： （一）矿石破碎 我国选矿厂一般采用粗破、中破和细破三段破碎流程破碎铁矿石。粗破多用1.2ｍ或1.5ｍ旋回式破碎机，中破使用2.1ｍ或2.2ｍ标准型圆锥式破碎机，细破采用2.1ｍ或2.2ｍ短头型圆锥式破碎机。通过粗破的矿石，其块度不大于1ｍ，然后经过中、细破碎，筛分成矿石粒度小于12ｍｍ的最终产品送磨矿槽。 （二）磨矿工艺 我国铁矿磨矿工艺，大多数采用两段磨矿流程，中小型选矿厂多采用一段磨矿流程。由于采用细筛再磨新工艺，近年来一些选矿厂已由两段磨矿改为三段磨矿。采用的磨矿设备一般比较小，最大球磨机 3.6ｍ×6ｍ，最大棒磨机 3.2ｍ×4.5ｍ，最大自磨机5.5ｍ×1.8ｍ，砾磨机2.7ｍ×3.6ｍ。 磨矿后的分级基本上使用的是螺旋分级机。为了提高效率，部分选矿厂用水力旋流器取代二次螺旋分级机。 （三）选别技术 １.磁铁矿选矿 主要用来选别低品位的“鞍山式”磁铁矿。由于矿石磁性强、好磨好选，国内磁选厂均采用阶段磨矿和多阶段磨矿流程，对于粗粒嵌布的磁铁矿采用前者（一段磨矿），细粒、微细粒嵌布的磁铁矿采用后者（二段或三段磨矿）。我国自己研制的系列化的永磁化，使磁选机实现了永磁化。70年代以后，由于在全
选矿工艺流程
工艺流程试验是为选矿厂设计（或现有选矿厂的技术改造）提供依据，在选矿厂初步设计（或拟定现场技术改造方案）前进行。一般选进行试验室试验，然后在试验室试验的基础上，根据情况决定是否进行半工业或工业试验。 选矿工艺流程试试验内容和必要的资料收集，一般由试验研究单位负责制订，有条件的可由试验、设计和生产部门三结合洽商确定。 一、收集资料的一般内容如下，但具体工程需根据条件的不同，区别对待 （一）了解上级机关下达任务的目地和委托单位提出的要求，例如：选矿厂规模、服务年限；主要有用成分和伴生成综合利用问题；试验阶段的划分；要求试验完成日期；选矿厂处理单一矿床的矿石还是几个矿床、不同类型的矿石；用户对精矿化学成分的特殊要求以及对精矿等级和粒度的要求；建厂地区的水源，选矿药剂，焙烧用燃料等的供应情况和性能分析资料等。 （二）了解有关地质资料，例如：矿床类型；地质储量；矿体产状；矿石类型；品位特征；嵌布特性；围岩脉石等变化情况；远景评价；采样设计等。 （三）了解采矿设计方面的资料，例如：采矿的开拓方案和采矿方法；不同类型矿石的混采、分采；围岩混入率和矿石采出品位；开采设计矿区的矿石类型配比和平均品位；开采设计5－10年内逐年开采的矿石类型配比和平均品位等。 （四）了解选矿方面资料，例如：选矿设计对试验的特殊要求。国内外类似矿石的试验研究和生产实践情况，可能应用的选进技术等。 二、选矿工艺流程试验主要内容有 （一）矿石性质研究 是选择选矿方案和确定选厂设计方案时与类似矿石生产实践作对比分析的依据，其中某些数据是选厂具体设计中必不可少的原始数据。 矿石性质研究包括：光谱定性和半定量，化学全分析，岩矿鉴定，物相分析，粒度分析，磁性分析，重液分析，试金分析，磨矿细度，矿石可磨度，及各种物理性能（比重、比磁化系数、导电率、水分、真比重和假比重、堆积角和摩擦角、硬度、粘度等）。 （二）选矿方法、流程结构，选矿指标和工艺条件 直接关系到选矿厂的设计方案和具体组成，是选厂设计的主要原始资料，必须慎重考虑，要求选矿方法、流程结构合理，选矿指标可靠。
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
选矿厂工艺流程图
粉料 给料皮带 三段磁选机 搅拌桶 一段磁选机 浮选机 二段磁选机 外滤式过滤机 浮选机 铁精粉 尾矿泵池 铜精粉泵池 硫精粉泵池 铁精粉泵池 铜精粉 硫精粉 尾矿 圆筒隔渣筛 旋流器 旋流器给矿泵池 螺旋分级机 一段球磨机 一次矿 浆池 内蒙古庆华集团阿拉善庆华矿业科技有限责任公司选矿工艺设备流程图 选矿磨选部分 电子秤 二段球磨机 一次 一次 一次 一次 磁选柱 高频细筛 沉淀池
磨选工艺流程简述： 磨矿工艺流程采用两段磨矿两段分级闭路磨矿，选别流程采用浮磁联合流程。最终生产出铁精矿，铜精矿和硫钴精矿三种产品。 磨矿工艺是由电振给料机将粉料场的碎矿经皮带输送到格子型球磨机磨矿，排矿自流到螺旋分级机（2FC-1500）形成一段闭路磨矿。溢流矿浆（细度55—60%-200目）自流到原矿泵池，由渣浆泵打入旋流器控制分级，沉砂回到磨机再磨，溢流矿浆自流入原矿泵池，形成二段闭路磨矿，磨矿流程结束。 选厂目前采用浮磁联合流程进行选别作业，旋流器的溢流矿浆到高频细筛分级后，＞0.15mm粒度到二段球磨继续磨矿，＜0.15mm粒度到浮选搅拌桶（￠2000mm）进行浮选作业。经过粗扫选得到硫化矿物的泡沫产品。深度脱硫后的浮选尾矿泵入一段磁选机（XCTB1050*2000）选别，磁选粗精矿由分配器分配后再自流到二段两台磁选机二次磁选，二次磁选的粗精矿再泵入到磁选柱（CXZ￠600）进行高效选别，精矿泵入到浓缩磁选机，磁选精矿自流到圆筒磁外滤式过滤机（12㎡）脱水，脱水精矿（水分﹤12%）由皮带输送到精矿仓，滤液返回磁选作业。二、三段磁选尾矿经盘式尾矿回收机再回收到磁选，尾矿输入尾矿坝。反浮选的泡沫产品为粗硫精矿，粗硫精矿主要以黄铁矿，磁黄铁矿为主，伴生有铜、钴、金等有价金属。粗硫精矿经三次空白精选，脱除脉石等杂质成分，得到硫精矿。硫精矿经过四次精选作业，使铜、硫达到有效分离，泡沫为铜精矿产品，矿浆为硫钴精矿产品，选别流程结束。