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 1.58250.83750.1672.08 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 =++=+++=
选矿工艺流程修订稿
选矿工艺流程 WEIHUA system office room 【WEIHUA 16H-WEIHUA WEIHUA8Q8-
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。
选矿实验流程
选矿试验的要求 选矿试验资料是选矿工艺设计的主要依据。选矿试验成果不仅对选矿设计的工艺流程、设备选型、产品方案、技术经济指标等的合理确定有着直接影响，而且也是选矿厂投产后能否顺利达到设计指标和获得经济效益的基础。因此，为设计提供依据的选矿试验，必须由专门的试验研究单位承担。选矿试验报告应按有关规定审查批准后才能作为设计依据。在选矿试验进行之前，选矿工艺设计者应对矿床资源特征、矿石类型和品级、矿石特征和工艺性质、以及可选性试验等资料充分了解，结合开采方案，向试验单位提出试验要求，在“要求”中，一般不必详述试验单位通常都应做到的内容，而应着重提出需要试验单位解决的特殊内容和主要问题。 一、选矿试验类型的划分 选矿试验按研究的目的可分为可选性试验、工艺流程试验和选矿单项技术试验三种，按试验规模可分为试验室试验、半工业试验和工业试验三种。为便于明确选矿试验要求和叙述的方便，概括上述两种分类，将选矿试验类型划分为可选性试验、试验室小型流程试验、试验室扩大连续试验、半工业试验、工业试验和选矿单项技术试验六种。 （1）可选性试验。一般由地质勘探部门完成。在地质普查、初勘和详勘阶段，应循序渐进地提高和加深可选性试验研究深度。可选性试验着重研究和探索各种类型和品级矿石的性质与可选性差别，基本选矿方法与可能达到的选矿指标，有害杂质剔除的难易，伴生成分综合回收的可能性等。试验研究的内容和深度应能判定被勘探的矿床矿石的利用在技术上是否可行、经济上是否合理,能为制订工业指标和矿床评价提供依据。可选性试验是在试验室装置或小型试验设备上进行的，一般只作矿床评价用。 （2）试验室小型流程试验。试验室小型流程试验是在矿床地质勘探完成之后，可行性研究或初步设计之前进行。它着重对矿石矿物特征和选矿工艺特性、选矿方法、工艺流程结构、选矿指标、工艺条件及产品（包括某些中间产品）等进行试验研究和分析,并应进行两个以上方案的试验对比。试验研究的内容和深度。一般应能满足设计工作中初步制订工艺流程和产品方案、选择主要工艺设备及进行设计方案比较的要求。由于试验室小型流程试验规模小、试料少、灵活性大、入力物力花费较少,因此允许在较大范围内进行广泛的探索，又因它的试料容易混匀，分批操作条件易于控制，因此是各项试验的最基本试验。但是,它是在试验室小型非连续（或局部连续）试验设备上进行的，其模拟程度和试验结果的可靠性虽优于可选性试验，但不及试验室扩大连续试验。 （3）试验室扩大连续试验。试验室扩大连续试验是在小型流程试验完成之后，根据小型流程试验确定的流程，用试验室设备模拟工业生产过程的磨矿、选别乃至脱水作业的连续试验。它着重考察流程动态平衡条件下（包括中矿返回）的选矿指标和工艺条件。各试验研究单位连续试验设备的能力很不一致，一般为 40 一 200kg/h。试验室扩大连续试验比小型流程试验的模拟性较好，可靠性较小型流程试验高些。 （4）半工业试验。半工业试验是在专门建立的半工业试验厂或车间进行的，试验可以是全流程的连续，也可以是局部作业的连续或单机的半工业试验。试验的目的主要是验证试验室试验的工艺流程方案，并取得近似于生产的技术经济指标，为选矿厂设计提供可靠的依据或为进一步做工业试验打下基础。半工业试验所用的设备为小型工业设备，试验厂的规模尚无明确的规定，一般为 1~5t/h。 (5）工业试验。工业试验是在专门建立的工业试验厂或利用生产选矿厂的一个系列甚至全厂进行的局部或全流程的试验，由于其设备、流程、技术条件与生产或今后的设计基本相同，故技术经济指标和技术参数比半工业试验更为可靠。
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
二甲醚的生产工艺
二甲醚及生产工艺 摘要：综述了二甲醚的性质、用途、生产方法及使用二甲醚时候的注意事项。 关键词：二甲醚化工产品合成气一步法甲醇液相法甲醇气相法 一、产品说明 1、二甲醚的基本概况 二甲醚别名：甲醚 英文名称：methyl ether；dimethyl ether；DME CAS编号：115-10-6 分子式：C2H6O 结构式：CH3—O—CH3 二甲醚又称甲醚，简称DME。二甲醚在常压下是一种无色气体或压缩液体，具有轻微醚香味。相对密度（20℃）0.666，熔点-14 1.5℃，沸点-24.9℃，室温下蒸气压约为0.5MPa，与石油液化气（LPG）相似。溶于水及醇、乙醚、丙酮、氯仿等多种有机溶剂。易燃，在燃烧时火焰略带光亮，燃烧热（气态）为1455kJ/mol。常温下DME具有惰性，不易自动氧化，无腐蚀、无致癌性，但在辐射或加热条件下可分解成甲烷、乙烷、甲醛等。 二甲醚是醚的同系物，但与用作麻醉剂的乙醚不一样，毒性极低；能溶解各种化学物质；由于其具有易压缩、冷凝、气化及与许多极性或非极性溶剂互溶特性，广泛用于气雾制品喷射
剂、氟利昂替代制冷剂、溶剂等，另外也可用于化学品合成，用途比较广泛。 2 生产原理 2.1 生产方法简介 目前国外二甲醚生产方法主要有合成气一步法和甲醇法。甲醇法又分为甲醇气相法和甲醇液相法。合成气一步法的工业化技术尚未成熟,理由是: ①现有的技术未经装置检验; ②即使按现有技术,其生产成本也高于甲醇气相法 2.2 反应方程式 合成气一步法以合成气(CO + H2 )为原料,合 成甲醇反应和甲醇脱水反应在一个反应器中完成, 同时伴随CO的变换反应。其反应式如下。 2CO + 4H2 = 2CH3OH CO +H2O =CO2 +H2 2CH3OH =CH3OCH3 +H2O 总反应: 3CO + 3H2 =H3COCH3 +CO2 甲醇液相法： 甲醇脱水反应在液相、常压或微正压、130 ～130 ℃下进行。其化学反应式如下: 2CH3OH =H3COCH3 +H2O 甲醇气相法：
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。
甲醚生产工艺
二甲醚及生产工艺 1、二甲醚的基本概况 二甲醚别名：甲醚 英文名称：methyl ether；dimethyl ether；DME CAS编号：115-10-6 分子式：C2H6O 结构式：CH3—O—CH3 二甲醚又称甲醚，简称DME。二甲醚在常压下是一种无色气体或压缩液体，具有轻微醚香味。相对密度（20℃）0.666，熔点 -141.5℃，沸点-24.9℃，室温下蒸气压约为0.5MPa，与石油液化气（LPG）相似。溶于水及醇、乙醚、丙酮、氯仿等多种有机溶剂。易燃，在燃烧时火焰略带光亮，燃烧热（气态）为1455kJ/mol。常温下DME具有惰性，不易自动氧化，无腐蚀、无致癌性，但在辐射或加热条件下可分解成甲烷、乙烷、甲醛等。 二甲醚是醚的同系物，但与用作麻醉剂的乙醚不一样，毒性极低；能溶解各种化学物质；由于其具有易压缩、冷凝、气化及与许多极性或非极性溶剂互溶特性，广泛用于气雾制品喷射剂、氟利昂替代制冷剂、溶剂等，另外也可用于化学品合成，用途比较广泛。 2 生产原理 生产方法简介
目前国内外二甲醚生产方法主要有合成气一步法和甲醇法。甲醇法又分为甲醇气相法和甲醇液相法。合成气一步法的工业化技术尚未成熟,理由是: ①现有的技术未经装置检验; ②即使按现有技术,其生产成本也高于甲醇气相法 反应方程式 合成气一步法以合成气(CO + H2 )为原料,合 成甲醇反应和甲醇脱水反应在一个反应器中完成, 同时伴随CO的变换反应。其反应式如下。 2CO + 4H2 = 2CH3OH CO +H2O =CO2 +H2 2CH3OH =CH3OCH3 +H2O 总反应: 3CO + 3H2 =H3COCH3 +CO2 甲醇液相法： 甲醇脱水反应在液相、常压或微正压、130 ～130 ℃下进行。其化学反应式如下: 2CH3OH =H3COCH3 +H2O 甲醇气相法： 催化剂为ZSM分子筛、磷酸铝或γ2Al2O3。 甲醇脱水反应的化学反应式如下。 主反应: 2CH3OH =H3COCH3 +H2O
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；
国内外二甲醚场和生产工艺分析
国内外二甲醚市场和生产工艺分析 国内外二甲醚市场和生产工艺分析 目前二甲醚
锑矿选矿工艺流程分析
锑矿选矿工艺流程分析 流程介绍: 提取方法: 锑矿的提取方法除应根据矿石类型、矿物组成、矿物构造和嵌布特性等物理、化学性质作为基本条件来选择外，还应考虑有价组分含量和适应锑冶金技术的要求以及最终经济效益等因素。锑矿石的选矿方法，有手选、重选、重介质选、浮选等。 手选: 锑矿石手选工艺是利用锑矿石中含锑矿物与脉石在颜色、光泽、形状上的差异进行的。该方法虽然原始，且劳动强度较大，但用于锑矿石选矿仍具有特殊意义：因为锑矿物常呈粗大单体结晶或块状集合体晶体产出，手选常能得到品位较高的块锑精矿，适合于锑冶金厂竖式焙烧炉的技术要求；手选能降低选矿生产成本和能耗，因此它在我国广泛使用。据资料统计：我国现生产的18个主要锑选矿厂中，有手选作业的有15座，占83.3%，其中单一硫化锑矿选厂4座，硫化—氧化混合锑矿选厂4座，含锑复杂多金属矿选厂7座。手选选出的块状锑精矿，只需含锑7%以上就可进入竖式焙烧炉直接挥发焙烧，以制取三氧化二锑。手选出含锑高于45%的块状硫化锑精矿，通过熔析法可制取纯净的三硫化二锑(俗称生锑)，用于生产。手选除拣出高品位块状锑精矿外，也可以直接丢弃大量废石，以提高入选原矿品位。适合手选的矿石粒度，大都在28~150毫米间。大多数锑选厂采用宽级别手选，只有个别选厂如锡矿山北选厂采用分级成窄级别手选。由于原矿往往含泥，因此洗矿作业常是手选前不可缺少的预备作业。入选原矿经过洗矿然后手选，比不经洗矿直接手选效果要好。 重选： 锑矿石的重选工艺对于大多数锑矿石选厂均适用，因为锑矿物属于密度大、粒度粗的矿物，易于用重选方法与脉石分离。其中：辉锑矿密度为 4.62克/厘米3，而脉石密度介于2.6~2.65克/厘米3之间，其等沉(降)比为2.19 ~2.26，属易选矿石；黄锑华密度为5.2克/厘米3、红锑矿密度为7.5克/厘米3、锑华为5.57克/厘米3，它们与脉石的等沉(降)比分别为2.55~2.63，3.93~4.06和2.76~2.86，这三种锑矿石属于按密度分选的极易选矿石。只有水锑钙，石密度3.14克/厘米3，与脉石等沉(降)比值仅1.29，属于按密度分选较难选矿石，但它在锑矿石中并不算主要成分，不影响重选的使用。总之，不论单一硫化锑矿石或硫化( 氧化混合锑矿石，均具有较好的重选条件。且重选费用低廉，又能在较粗粒度范围内、分选出大量合格粗粒精矿，并丢弃大量脉石，因此，重选仍是当今锑选矿工作者乐于采用的选矿方法。有时，它即使不能直接选出合格锑精矿，然而作为锑浮选作业的预选作业，也常被人接受，特别是浮选在现阶段处理氧化锑矿石的困难很多的情况下，因而重选成了氧化锑矿石的主要选矿方法。 浮选: 浮选是锑矿物最主要的提取方法。硫化锑矿物属易浮矿物，大多采用浮选方法提高矿石晶位。其中：辉锑矿常先用铅盐作活化剂，也有用铜盐或铅盐铜盐兼用的，然后用捕收剂浮选。常用的捕收剂为丁黄药或页岩油与乙硫氮混合物，起泡剂为松醇油或2号油；氧化锑矿则属难浮矿石。
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。
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
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
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
污水处理厂工艺流程设计计算
1概述 1.1 设计依据 本设计采用的主要规范及标准： 《城市污水处理厂污染物排放标准（GB18918-2002）》二级排放标准 《室外排水设计规范》（1997年版）（GBJ 14-87） 《给水排水工程概预算与经济评价手册》 1.2 设计任务书（附后） 2原水水量与水质和处理要求 2.1 原水水量与水质 Q=60000m3/d BOD 5 =190mg/L COD=360mg/L SS=200mg/L NH 3 -N=45mg/L TP=5mg/L 2.2处理要求 污水排放的要求执行《城镇污水处理厂污染物排放标准（GB18918-2002）》二级排放标准： BOD 5 ≤30mg/L COD≤100mg/L SS≤30mg/L NH 3 -N≤25（30）mg/L TP≤3mg/L 3污水处理工艺的选择 本污水处理厂水质执行《城镇污水处理厂污染物排放标准（GB18918-2002）》二 级排放标准，其污染物的最高允许排放浓度为：BOD 5 ≤30mg/L；COD≤100mg/L；SS≤ 30mg/L；NH 3 -N≤25（30）mg/L；TP≤3mg/L。 城市污水中主要污染物质为易生物降解的有机污染物，因此常采用二级生物处理的方法来进行处理。 二级生物处理的方法很多，主要分两类：一类是活性污泥法，主要包括传统活性污泥法、吸附—再生活性污泥法、完全混合活性污泥法、延时活性污泥法（氧化沟）、AB 工艺、A/O工艺、A2/O工艺、SBR工艺等。另一类是生物膜法，主要包括生物滤池、生物转盘、生物接触氧化法等工艺。任何工艺都有其各自的特点和使用条件。 活性污泥法是当前使用比较普遍并且有比较实际的参考数据。在该工艺中微生物在处理单元内以悬浮状态存在，因此与污水充分混合接触，不会产生阻塞，对进水有机物 浓度的适应范围较大，一般认为BOD 5 在150—400 mg/L之间时，都具有良好的处理效果。但是传统活性污泥处理工艺在处理的多功能性、高效稳定性和经济合理性方面已经难以满足不断提高的要求,特别是进入90年代以来,随着水体富营养化的加剧,我国明确制定了严格的氨氮和硝酸盐氮的排放标准,从而各种具有除磷、脱氮功能的污水处理工艺:如 A/O工艺、A2/O工艺、SBR工艺、氧化沟等污水处理工艺得到了深入的研究、开发和广泛的应用,成为当今污水处理工艺的主流。 该地的污水中BOD 5 在190mg/L左右,要求出水BOD 5 低于30mg/L。在出水的水质中,
各种系列的选矿工艺流程介绍
各种系列的选矿工艺流程介绍 选矿行业分为许多分支，研究各种系列的选矿工艺流程对于区分他们的应用具有现实意义。 磁铁矿选矿工艺流程 磁铁矿是一种氧化铁的矿石，主要成份为Fe3O4，是Fe2O3和 FeO 的复合物，呈黑灰色，比重大约 5.15左右，含Fe72.4％，O 27.6％，具有磁性。 开采的矿石先由颚式破碎机进行初步破碎，在破碎至合理细度后经由提升机、振动给料机均匀送入球磨机，由球磨机对矿石进行粉碎、研磨。经过球磨机研磨的矿石细料进入下一道工序：分级。螺旋分级机借助固体颗粒的比重不同而在液体中沉淀的速度不同的原理，对矿石混合物进行洗净、分级。矿物颗粒在被送入浮选机，根据不同的矿物特性加入不同的药物，使得所要的矿物质与其他物质分离开。 赤铁矿选矿设备工艺流程: 赤铁矿的主要成分为Fe2O3，单晶体常呈菱面体和板状，集合体形态多样。有金属光泽至半金属光泽，硬度为5.5～6.0,密度为5.5～5.3 g·cm-3。呈铁黑色、金属光泽的片状赤铁矿集合体称为镜铁矿；呈灰色、金属光泽的鳞片状赤铁矿集合体称为云母赤铁矿；呈红褐色、光泽暗淡的称为赭石；呈肾状的赤铁矿称为肾状赤铁矿。赤铁矿在自然界中分布极广，是重要的炼铁原料，也可用作红色颜料。我国著名产地有辽宁鞍山、甘肃镜铁山、湖北大冶、湖南宁乡和河北宣化。针对我国赤铁矿的特点，部分可采用洗矿后用重选富集，此方法投资、
用电负荷较小，05年以来新建的中小型选场很多。对难选的矿石，一般先采用磁化焙烧、磁选、浮选。对原有选场品位较低的，我公司可代为配置精矿再磨反浮选脱硅设备，使铁精粉的品位提高达标。可提供用户选场供新用户考察，代为用户设计、配套、调试生产。铁闪锌矿的浮选流程 对于含铁闪锌矿的多金属硫化矿的浮选，一般有3种流程结构可 供选择，即混合浮选、优先浮选和等可浮流程。 混合浮选包括全混合浮选和部分混合浮选。全混合浮选是先全浮选铜、铅、锌、硫，然后再分选为单一的精矿。部分混合浮选是先铜铅锌混合浮选，再选硫；或者优先选铜铅，再锌硫混合浮选，随后再 分离浮选，其选别指标往往取决于锌与硫分选的优劣程度。 优先浮选即首先浮选铜、铅，再选锌，最后选硫的依次浮选流程。从浮选工艺的观点看，优先浮选较混合浮选更为有利。优先浮选时，磨矿后，表面新鲜的黄铁矿可得到有效的抑制。倘若是混合浮选，锌矿物和黄铁矿表面均吸附有捕收剂和活化剂，在锌硫分离浮选时，若要很好地抑制黄铁矿，就必须除去其表面的捕收剂，这比使表面新鲜的黄铁矿受到抑制更加困难。所以，优先浮选比混合浮选更有利于锌和硫化铁矿物的分选。在很多时候，铁闪锌矿浮选的实质，也就是铁 闪锌矿与黄铁矿或者磁黄铁矿的分离问题。 但在实际生产中，须根据具体的矿石性质决定采取哪种流程。分细粒级的锌矿物根本无法回收而损失到尾矿中；加大捕收剂用量强拉，又使得一部分可浮性极强的黄铁矿上浮，在锌回路中造成黄铁矿
金矿设备工艺流程
金矿设备工艺流程 金在矿石中的含量极低，为了提取黄金，需要将矿石破碎和磨细并采用选矿方法预先富集或从矿石中使金分离出来。黄金选矿中使用较多的是重选和浮选，重选法在砂金生产中占有十分重要的地位，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿方法，目前我国80%左右的岩金矿山采用此法选金，选矿技术和装备水平有了较大的提高。 （一）破碎与磨矿 据调查，我国选金厂多采用颚式破碎机进行粗碎，采用标准型圆锥破碎机中碎，而细碎则采用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多采用两段一闭路碎矿，大型选金厂采用三段一闭路碎矿流程。 为了提高选矿生产能力，挖掘设备潜力，对碎矿流程进行了改造，使磨矿机的利用系数提高，采取的主要措施是实行多碎少磨，降低入磨矿石粒度。 （二）重选 重选在岩金矿山应用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中回收粗粒金，为浮选和氰化工艺创造有利条件，改善选矿指标，提高金的总回收率，对增加产量和降低成本发挥了积极的作用。山东省约有10多个选金厂采用了重选这一工艺，平均总回收率可提高2%～3%，企业经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的利润。河南、湖南、内蒙古等省（区）亦取得好的效果，采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国多数黄金矿山来看，浮—重联合流程（浮选尾矿用重选）适于采用，今后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程，提倡能收、早收的选矿原则。 （三）浮选 据调查，我国80%左右的岩金矿山采用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益，减少精矿运输损失，近年来产品结构发生了较大的变化，多采取就地处理（当然也由于选冶之间的矛盾和计价等问题，迫使矿山就地自行处理）促使浮选工艺有较大发展，在黄金生产中占有相当的重要地位。通常有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂添加制度方面有新的进展，浮选回收率也明显提高。据全国40多个选金厂，浮选工艺指标调查结果表明，硫化矿浮选回收率为90%，少数高达95%～97%;氧化矿回收率为75%左右;个别的达到80%～85%。近年来，浮选工艺流程的革新改造以及科研成果很多，效果明显。阶段磨浮流程，重—浮联合流程等，是目前我国浮选工艺发展的主要趋势。如湘西金矿采用重—浮联合流程，进行阶段磨矿阶段选别，获得较好指标，回收率提高6%以上；焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也取得一定的效果。又如新城金矿，原流程为原矿直接浮选，由于含泥较高（矿石本身含泥高，再加采矿尾砂胶结充填强度不
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：