矿浆流程的计算
已知：磨矿作业浓度 Cm=75% ，分级溢流浓度Cc=45% ，原矿水分3%，分级返砂浓度C 5=80% ，水力旋流器溢流浓度C 7=35% 。
按照下列公式计算各作业和产物水量： W n =
Cn
Cn)
-qn(1; L=W K -W 0; V n =
ρ
1
qn
Cn -1qn +
式中：Wn ——产物水量，m 3/h;
WK ——最终产物排除的水量，m 3/h ； W0——原矿进入选别流程的水量，m 3/h ； Cn ——产物浓度；
qn ——磨矿处理矿石量，t/h ； ρ——矿石密度，t/m 3;
W 1=Q 1(1-C 1)/C 1=141.7×0.031=4.38t/h W 4=Q 4(1-C 4)/C 1=141.7×1.222=173.19 t/h W 5=Q 5(1-C 5)/C 5=495.95×0.25=123.99 t/h W 2=Q 2(1-C 2)/C 2=637.65×0.33=210.42 t/h W 7=Q 7(1-C 7)/C 7=141.7×1.86=263.16 t/h W 8=Q 8(1-C 8)C 8=271.6×0.33=89.63 t/h W 6=W 7+W 9=263.12+89.63=352.75 t/h L 2=W 2-W 1-W 5=210.42-4.38-123.99=82.08 t/h L 4=W 4+W 5-W 2=173.19+123.99-210.42=87.76 t/h L 7=W 7+W 8-W 4=263.12+89.12-173.19=180.41 t/h
已知产物浓度值如下：
Pb 粗选作业浓度C r1=30% ，精选I作业浓度C k1=25% ，精选II作业浓度C k2=20% ,精选III 作业浓度C k3=18% ,粗选精矿浓度
C3=48% ，精选I 精矿浓度C7=40% ，精选II 精矿浓度C14=45% ，精选III 精矿浓度C18=45% ，C9=35% , C16=30% , C20=25% 。
Zn 粗选作业浓度C r2=25% ，精选I作业浓度C k4=20% ，精选II 作业浓度C k5=18% ，精选III 作业浓度C k6=18% ，粗选精矿浓度C23=45% ，精选I 精矿浓度C27=40% ，精选II 精矿浓度
C34=45% ，精选III 精矿浓度C38=45% ，C 29=35%,C36=30%，
C40=25%。
①计算各作业和产物水量和补加水。
W r=Q r(1-C r)/C r=163.78×2.33=381.61m3/h
W K1=Q5(1-Ck1)/C k1=23.04×3=69.12 m3/h
W K2=Q12(1-C K2)/C k2=12.44×4=49.76 m3/h
W K3=Q14(1-C K3)/C K3=5×4.56=22.80 m3/h
W3=Q3(1-C3)/C3=15.6×1.08=16.85 m3/h
W7=Q7(1-C7)/C7=11.8×1.5=17.70 m3/h
W18=Q18(1-C18)/C18=4.36×1.22=5.32 m3/h
W14=Q14(1-C14)/C14=5×1.22=6.10 m3/h
W9=Q9(1-C9)/C9=10.84×1.86=20.16 m3/h
W16=Q16(1-C16)/C16=5.63×2.33=13.12 m3/h
W20=Q20(1-C20)/C20=2.80×3=8.40 m3/h
W4=W r -W18=381.61-16.85=364.76 m3/h
W8=W K1-W7=69.12-17.70=51.42 m3/h
W15=W K2-W14=49.76-6.10=43.66 m3/h
W19=W K3-W18=22.80-5.32=17.48 m3/h
W10=W4+W16-W9=364.76+13.12-20.16=357.72 m3/h
W17=W10+W20-W16=357.72+8.40-13.12=353.0 m3/h
W21=W17-W20=353.0-8.4=344.60 m3/h
W11=W8+W9=51.42+20.16=71.58 m3/h
W6=W4+W16=364.76+13.12=377.88 m3/h
W13=W10+W20=357.72+8.4=366.12m3/h
L r1=W r1-W1-W8-W9=381.61-263.12-51.42-20.16=46.88 m3/h
L K1=W K1-W15-W3=69.12-43.66-16.85=8.611 m3/h
L K2=W K2-W7-W19=49.76-17.7-17.48=14.58m3/h
L K3=W K3-W14=22.80-6.10=16.70m3/h
∑L=∑W K-W0=W18+W21-W1=5.32+344.60-263.12=86.76m3/h 校核：∑L=L r+L K1+L K2+L K3=46.88+8.61+14.58+16.70=86.76 m3/h W r2=Q22(1-C r2)/C r2=187.44×3=562.32 m3/h
W K4=Q25(1-C K4)//C K4=21.44×4=85.76 m3/h
W K5=Q32(1-C32)/C32=11.93×4.56=54.40 m3/h
W K6=Q34(1-C K6)/C K6=8.87×4.56=40.45 m3/h
W23=Q23(1-C32)/C32=18.38×1.22=20.42 m3/h
W27=Q27(1-C27)/C27=10.9×1.5=16.35 m3/h
W34=Q34(1-C34)/C34=8.87×1.22=10.82 m3/h
W38=Q38(1-C38)/C38=7.84×1.22=9.56 m3/h
W29=Q29(1-C29)/C29=39.56×1.86=73.58 m3/h
W36=Q36(1-C36)/C36=14.61×2.33=34.04 m3/h
W40=Q40(1-C40)/C40=8.12×3=24.36 m3/h
W24=W r2-W23=562.32-22.42=539.90 m3/h
W28=W K4-W27=85.76-16.35=69.41 m3/h
W35=W K5-W34=54.40-10.82=43.58 m3/h
W39=W K6-W38=40.45-9.56=30.89 m3/h
W30=W24+W36-W29=539.90+34.04-73.58=500.36 m3/h
W37=W30+W40-W36=500.36+24.36-34.04=490.68 m3/h
W41=W37-W29=490.68-24.36=466.32 m3/h
W31=W28+W29=69.41+73.58=142.99 m3/h
W26=W24+W36=539.90+34.04=537.94 m3/h
W33=W30+W40=500.36+24.36=457.18 m3/h
L r2=W r2-W21-W28-W29=562.32-344.6-69.41-73.58=74.73m3/h
L K4=W K4-W25-W23=85.76-43.58-22.42=19.76 m3/h
L K5=W K5-W27-W39=54.4-16.35-30.89=7.16m3/h
L K6=W K6-W34-W23=40.45-10.82=29.63 m3/h
∑L=∑W K-W0=W38+W41-W21=9.56+466.32-344.6=131.28m3/h 校核：∑L=L r2+L K4+L K5+L K6=74.73+19.76+7.16+29.63=131.28m3/h
选矿厂总耗水量：∑L 0=(1.1～1.15) ∑L=1.13×（78.71+119.68）=224.18
选别流程单位耗水量W g =∑L0/Q=17
.12918.224=1.74m 3/(th)
②根据公式C n =
Qn Wn +
1100计算产物浓度。
C 19=
19
191100Q W +
=
55
.364.148.171100=+
%
C 15=
15
151100Q W +
=
56
.1444
.766.431100=+
%
C 8=
8
81100Q W +
=
94
.1724.1142.511100=+
%
C 4=
4
41100Q W +
=
89
.2818.14876.3641100=+
%
C 6=
661100Q W +
=
89
.2882.15388.3771100
=+
%
C 10=
10
101100Q W +
=
56
.2898.14272.3571100
=+
%
C 13=
13
131100Q W +
=
48
.2878.14512.3661100
=+
%
C 17=
17
171100Q W +
=
42
.2814
.1400.3531100
=+
%
C 21=
21
211100Q W +
=
50
.28324.1376.3441100=+
%
C 39=
39
391100Q W +
=
23
.303.189.301100=+
%
C 35=
35
351100Q W +
=
56
.606.358.431100=+
%
C 28=
28
281100Q W +
=
18
.1354.1041.691100=+
%
C 24=
24
241100Q W +
=
85
.2306.16990.5391100=+
%
C 26=
26
261100Q W +
=
24
.2406.16994.5731100=+
%
C 30=
30
301100Q W +
=
36
.2267.18336.5001100=+
%
C 33=
33
331100Q W +
=
98
.2423.15218.4571100=+
%
C 37=
37
371100Q W +
=
90
.2162.13768.4901100=+
%
C 41=
41
411100Q W +
=
73
.2150
.12932.4661100=+
%
③根据公式V n =q n (
Cn
Cn -1+ρ
1
)计算矿浆体积。
V r1=Q 2(
2
21C C -+ρ
1)=149.29×(2.33+
3
.31)=393.08m 3/h
V K1=Q 5(
1
11Ck Ck -+ρ
1)=1839. ×()
V K2=Q 12(221Ck Ck -+ρ
1)=9.27×()
V K3=Q 14(3
31Ck Ck -+ρ
1)=4.56×()
V 3=Q 3(
3
31C C -+ρ
1)=14.22×()
V 4=V r1-V 3=393.08-19.67=373.41 V 20=Q 20(20201C C -+ρ
1
)=2.56×(3+)
V 16=Q 16(
16
161C C -+ρ
1
)=5.13×()
V 6=V 4+V 16=373.41+13.51=386.92 V 9=Q 9(
9
91C C -+ρ
1
)=9.88×()
V 10=V 6-V 9=386.92-21.37=365.55 V 13=V 10+V 20=365.55+8.46=373.01 V 17=V 13-V 16=373.01-13.51=359.50 V 21=V 17-V 20=359.50-8.46=351.04 V 7=Q 7(771C C -+ρ1
)=8.69×(1.5+)=15.67
V 8=Q 8(
8
81C C -+ρ
1
)=10.24×(4.29+)=47.03
V 14=Q 14(
14
141C C -+ρ
1
)=
V 18=Q 18(18
C +ρ
)=
V r2=Q 22(
2
21Cr Cr -+ρ
1)=
V K4=Q 25(441Ck Ck -+ρ
1)=
V K5=Q 32(551Ck Ck -+ρ
1)=
V K6=Q 34(6
61Ck Ck -+ρ
1)=
V 23=Q 23(
23
231C C -+ρ
1
)=
V 24=V r2-V 23= V 40=Q 40(40401C C -+ρ1
)=
V 36=Q 36(
36
361C C -+ρ
1
)=
V 26=V 24+V 36= V 29=Q 29(
29
291C C -+ρ
1
)=
V 30=V 26-V 29= V 33=V 30+V 40= V 37=V 33-V 36= V 41=V 37-V 40= V 27=Q 27(
27
271C C -+ρ
1
)=
V34=Q34(
34
341C C -+
ρ
1
)=
V38=Q38(
38
C +
ρ
)=
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
选矿厂的取样的一般分类及各类的取样方法
选矿厂的取样的一般分类及各类的取样方法 选矿厂的取样大体上可分为两类，即静止物料的取样和流动物料的取样。对静止物料一般用人工取样，对经常检测的流动物料多用机械取样。 一、静止料堆的取样 静止料堆又分为块状料堆与细磨物料堆两种。 1.块状料堆的取样 矿石堆及废石是在生产中逐渐形成的，物料性质在长、宽、高三个方向上都有变化，况且物料粒度大，取样工作比较麻烦，常用的方法有舀取法和探井法。 1）舀取法是沿料堆表面长宽方向均匀设计几个取样点，挖坑取样，将取出的矿石样品混均，缩取一部分作为试样。取样时要考虑取样网点的密度，每个样点的取样深度以及每个取样点的取样量等有关因素。这些都与试样的代表性有关。 2）探井法是在料堆表面设计的取样点上挖掘浅井取样。将取的样品缩分成所需要的样品。这种取样方法用于物料松散，井壁必须支护，取样比较困难，在长度方向取样点不宜过多，故这种取样方法取出的样品，在深度方向代表性强，在长度方向代表性不足。 2.细磨物料堆的取样 1）精矿堆取样一般是指精矿仓中精矿堆及已装入汽车或火车的精矿的取样。取样点的密度和布点均匀与否都影响试样的代表性。取样点过多会造成取样加工的困难，取样点的多少根据经验列表如下以作参考，但一般不少于4个取样点。 精矿取样点数目及试样重量 精矿取样点数目及试样重量 汽车或火车装车重量(吨) 4 8 12 40 60 每车取样重量（克） 40 80 120 400 600 每车取样点数（个） 6 9 12 21～24 30～36 精矿取样，常用探管取样，探管应有足够的长度，以便取样时达到所需的深度。探管取样的要点是：取样点分布要均匀，每管取出的试样量基本相等，表层和底层都能取到。 2）尾矿堆取样尾矿堆的取样，一般在尾矿堆表面均匀布点，全深钻孔取样，可用人工钻取样，也可用机械钻取样。尾矿堆面积大，取样点多，对取出的样品要均匀缩分，取出适当重量的样品作为试样。 二、流动物料的取样 流动物料分为干矿和矿浆两大类。常用的取样方法是全断面横截矿流法。每间隔一段时间取一次，然后累积起来混均，从中缩分出一部分若干部分试样，分别作为化学分析试样和满足其他测定要求的试样。 1.移动物料——皮带运输机上的取样 磨矿以前的取样一般在皮带上进行。其取样方法是将皮带运输机停止或运转，用一定长
矿浆浓度的表示方法和测定.doc
一、矿浆浓度的表示方法和测定 矿浆浓度是指矿浆中固体矿粒的含量。 矿浆浓度通常有三种表示方法：（1）固体含量百分数（%）—表示矿浆中固体重量（或体积）所占的百分数。矿浆浓度用体积表示比用重量表示更准确些，但为了计算方便，通常采用的是重量表示法。 （2）液固比—表示矿浆中液体与固体重量（或体积）之比。液固比又称稀释度。 （3）固液比—表示矿浆中固体与液体重量（或体积）之比。固液比又称矿浆稠度。 1、重量百分浓度R 利用矿浆和固体进行计算： R = [Q／（Q＋W）]×100% =（ Q／G）×100% （9 — 4） 式中 Q ——矿浆中固体重量，克； W ——矿浆中液体（水）的重量，克； G ——矿浆重量，克。 此法测定浓度比较精确，适用于现场流程考查、实验室各种小型选矿试验对各作业浓度的测定。但矿浆需要进行干燥，时间长、耗电多，适应不了现场调节工艺流程的及时要求。 2、利用矿物和矿浆比重进行计算，其公式为： R = [δ（δn－1）／δn（δ－1）]×100% 式中δ——矿物比重；一般可根据不同选别作业的矿物，实验室预先测出其比重。 δn——矿浆比重。 3、浓度壶法测矿浆浓度 所谓浓度壶既是选矿过程中用来直接测定矿浆浓度的壶形器具，其目的是快捷、简便、易学可靠。 人工测定矿浆浓度，一般采用间接法，即先测矿浆比重，间接算出矿浆的浓度。具体做法是：先称量一定容积（用浓度壶）的矿浆试样，即可算出矿浆比重；矿石比重经过测定是已知的，根据公式即可算出被检查矿浆的浓度。
由于检查浓度是经常性的检验工作，为了适应调节工艺流程的及时要求，省去现场每次测定浓度的计算工作，方便操作，有利于及时调整浓度。选矿厂一般都根据选别不同过程的矿物比重，针对容积一定，重量已知的浓度壶，算出某一矿浆重量下的浓度。即将不同矿浆重量G ，换算成不同的矿浆浓度R ，然后制成一一对应的表格，通称为矿浆浓度查对表。 浓度壶通过秤出浓度及矿浆总重量来直接通过查表得到对应矿浆浓度，那么应找出总重量与矿浆之间的函数关系，这里首先来介绍一下相关参数的概念。 矿浆浓度（Ｃ）:矿浆中矿物重量与矿浆总重量的百分比。 矿浆比重（y ）:单位体积中矿浆的重量。 矿石比重（δ）:单位体积中的矿石的重量。 浓度壶重量用Ｗ1表示，矿浆与浓度壶的总重量用Ｗ表示。浓度壶的体积用Ｖ表示（一般用1000ml ）,矿石的体积用Ｖ石，矿浆中所含水的体积用Ｖ水表示。那么 c= V V δ石……………………………………………○ 1 c=W W V -δ石……………………………………………○ 2 Ｗ-Ｗ1-V 水=Ｖ石δ…………………………………………○ 3 由○1○2○3联立得：c=） δδ1()1(--y y …………………○ 4 再由○4联立Ｗ=Ｖy ,得： Ｗ= W C V +--) δ 1 1(11 通过以上的计算可知，只要浓度壶给定条件后，对某一种矿石来说矿浆的浓度与总重量之间存在一对应的函数关系，由此可制成总重量与矿浆浓度对应关系表。 如何编制矿浆浓度表？选矿厂常用的浓度壶容积有1000毫升、500毫升、250毫升等。为了浓度和细度的测定尽可能准确，对于粒度组成较不均匀的矿浆，如球、棒磨排矿可采用500-1000毫升的浓度壶进行测定；对于粒度组成较均匀
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。
管道流量计算公式
已知1小时流量为10吨水,压力为0.4 水流速为1.5 试计算钢管规格 题目分析：流量为1小时10吨，这是质量流量，应先计算出体积流量，再由体积流量计算出管径，再根据管径的大小选用合适的管材，并确定管子规格。（1）计算参数，流量为1小时10吨；压力0.4MPa（楼主没有给出单位，按常规应是MPa），水的流速为1.5米/秒（楼主没有给出单位，我认为只有单位是米/秒，这道题才有意义） （2）计算体积流量：质量流量m=10吨/小时，水按常温状态考虑则水的密度ρ=1吨/立方米=1000千克/立方米；则水的体积流量为Q=10吨/小时=10立方米/小时=2777.778立方米/秒 （3）计算管径：由流量Q=Av=（π/4）*d*dv；v=1.5m/s；得： d=4.856cm=48.56mm (4)选用钢管，以上计算，求出的管径是管子内径，现在应根据其内径，确定钢管规格。由于题目要求钢管，则： 1）选用低压流体输送用镀锌焊接钢管，查GB/T3091-2008,选择公称直径为DN50的钢管比较合适，DN50镀锌钢管，管外径为D=60.3mm，壁厚为 S=3.8mm，管子内径为d=60.3-3.8*2=52.7mm＞48.56mm，满足需求。 2）也可选用流体输送用无缝钢管D57*3.0，该管内径为51mm 就这个题目而言，因要求的压力为0.4MPa，选用DN50的镀锌钢管就足够了，我把选择无缝钢管的方法也介绍了，只是提供个思路而已。 具体问题具体分析。 1、若已知有压管流的断面平均流速V和过流断面面积A，则流量Q=VA 2、若已知有压流水力坡度J、断面面积A、水力半径R、谢才系数C，则流量Q=CA(RJ)^(1/2),式中J=(H1-H2)/L,H1、H2分别为管道首端、末端的水头，L 为管道的长度。 3、若已知有压管道的比阻s、长度L、作用水头H，则流量为 Q=[H/(sL)]^(1/2) 4、既有沿程水头损失又有局部水头损失的有压管道流量： Q=VA=A√(2gH)/√(1+ζ+λL/d) 式中：A——管道的断面面积；H——管道的作用水头；ζ——管道的局部阻力系数；λ——管道的沿程阻力系数；L——管道长度；d——管道内径。 5、对于建筑给水管道，流量q不但与管内径d有关，还与单位长度管道的水头损失（水力坡度）i有关.具体关系式可以推导如下： 管道的水力坡度可用舍维列夫公式计算i=0.00107V^2/d^1.3 管道的流量q=(πd^2/4)V 上二式消去流速V得： q = 24d^2.65√i ( i 单位为m/m )， 或q = 7.59d^2.65√i ( i 单位为kPa/m )
各种流量计计算公式
V锥流量计计算公式为： 其中： K为仪表系数； Y为测量介质压缩系数；对于瓦斯气Y=0.998； ΔP为差压，单位pa； ρ为介质工况密度，单位kg/m3。取0.96335 涡街流量计计算公式：
一、孔板流量计 1.1 工作原理 流体流经管道内的孔板，流速将在孔板处形成局部收缩因而流速增加，静压力降低，于是在孔板上、下游两侧产生静压力差。流体流量愈大，产生的压差愈大，通过压差来衡量流量的大小。它是以流动连续性方程(质量守恒定律)和伯努利方程(能量守恒定律)为基础，在已知有关参数的条件下，根据流动连续性原理和伯努利方程可以推导出差压与流量之间的关系而求得流量。其流量计算公式如下： 上式中：ε——被测介质可膨胀性系数，对于液体ε=1；对气体等可压缩流体ε＜1（0.99192）Q工——流体的体积流量(单位：m3/min) d ——孔径（单位：m ） △P——差压（单位：Pa） ρ1——工作状况下，节流件（前）上游处流体的密度，[㎏/m3]； C ——流出系数 β——直径比 1.2 安装 孔板流量计的安装要求：对直管段的要求一般是前10D后5D，因此在安装孔板流量计时一定要满足这个直管段距离要求，否则测量的流量误差大。
1.3 测量误差分析 1.3.1 基本误差 孔板在使用过程中，会由于煤气的侵蚀而产生变形，从而引起流量系数增大而产生测量误差；而且流量计工作时间越长，流体对节流件的冲刷越严重，也会引起流量系数增大而产生测量误差。 1.3.2 附件误差 孔板节流装置安装于现场严酷的工作场所，在长期运行后，无论管道或节流装置都会发生一些变化，如堵塞、结垢、磨损、腐蚀等等。检测件是依靠结构形状及尺寸保持信号的准确度，因此任何几何形状及尺寸的变化都会带来附加误差。
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。
气体流量计算公式
1、管道气体流量的计算是指气体的标准状态流量或是指指定工况下的气体流量。 未经温度压力工况修正的气体流量的公式为：流速＊截面面积 经过温度压力工况修正的气体流量的公式为： 流速＊截面面积＊（压力＊10＋1）＊（T＋20）／（T＋t） 压力：气体在载流截面处的压力，MPa; T:绝对温度，273.15 t：气体在载流截面处的实际温度 2、Q=Dn*Dn*V*（P1+1bar）/353 Q为标况流量； Dn为管径，如Dn65、Dn80等直接输数字，没必要转成内径； V为流速； P1为工况压力，单位取公斤bar吧； 标况Q流量有了，工况q就好算了，q≈Pb/Pm*Q,Pb为标准大气压， Pm=Pb+P1；我是做天然气调压设备这块的，也经常涉及到管径选型，这个公式是我们公司选型软件里面的，我是用的，具体怎么推算出来的，也不太清楚。你可以试试...3、空气高压罐的设计压力为40Pa（表压），进气的最大流量为1500m3（标）/h，进气管流速12m/s，求管道内径 管内流量Q=PoQo/P=100000*1500/100040=1499.4 m^3/h =0.4165m^3/s 管道内径d=[4Q/(3.1416V)]=[4*0.4165/(3.1416*12)]= 0.210m = 210mm4、在一个管道中，流动介质为蒸汽，已知管道的截面积F，以及两端的压力P1和 P2，如何求得该管道中的蒸汽流量 F＝πr2求r
设该管类别此管阻力系数为ζ该蒸汽密度为ρ黏性阻力μ 根据（P1-P1）/ρ μ＝τy/u F＝mdu/dθ（du/dθ为加速度a) u=(-φΔP/2μl)(rr/2) 5、温度绝对可以达到200度。如果要保持200度的出口温度不变，就需要配一个电控柜。 要设计电加热器，就必须知道功率、进出口管道直径、电压、外部 s1xQk&L$Un 5%x 环境需不需要防爆 求功率，我们可以采用公式Q=CM(T1-T2)W=Q/t Q表示能量C表示介质比热M表示质量即每小时流过的气体质量T1表示最终温度即200度T2表示初始温度t表示时间即一小时，3600秒
孔板流量计理论流量计算公式
孔板流量计理论流量计 算公式 Company Document number：WTUT-WT88Y-W8BBGB-BWYTT-19998
如果你没有计算书，你只需要向制造厂提供下列数据：管道（法兰）尺寸，管道（法兰）材质，介质，流体的最大和常用流量，温度，压力和你现有的孔板外圆尺寸，生产厂会根据你的数据重新计算，然后你根据计算书重新调整你的差压变送器和流量积算仪引用孔板流量计理论流量计算公式 2009-05-10 17:11:29|分类： |标签： |字号大中小订阅 引用 的 （1）差压式流量计 差压式流量计是以伯努利方程和流体连续性方程为依据，根据节流原理，当流体流经节流件时（如标准孔板、标准喷嘴、长径喷嘴、经典文丘利嘴、文丘利喷嘴等），在其前后产生压差，此差压值与该流量的平方成正比。在差压式流量计中，因标准孔板节流装置差压流量计结构简单、制造成本低、研究最充分、已标准化而得到最广泛的应用。孔板流量计理论流量计算公式为： 式中，qf为工况下的体积流量，m3/s；c为流出系数，无量钢；β=d/D，无量钢；d为工况下孔板内径，mm；D为工况下上游管道内径，mm；ε为可膨胀系数，无量钢；Δp为孔板前后的差压值，Pa；ρ1为工况下流体的密度，kg/m3。 对于天然气而言，在标准状态下天然气积流量的实用计算公式为： 式中，qn为标准状态下天然气体积流量，m3/s；As为秒计量系数，视采用计量单位而定，此式As=×10-6；c为流出系数；E为渐近速度系数；d为工况下孔板内径，mm；FG为相对密度系数，ε为可膨胀系数；FZ为超压缩因子；FT为流动湿度系数；p1为孔板上游侧取压孔气流绝对静压，MPa；Δp为气流流经孔板时产生的差压，Pa。 差压式流量计一般由节流装置（节流件、测量管、直管段、流动调整器、取压管路）和差压计组成，对工况变化、准确度要求高的场合则需配置压力计（传感器或变送器）、温度计（传感器或变送器）流量计算机，组分不稳定时还需要配置在线密度计（或色谱仪）等。 孔板流量计，可广泛应用于石油、化工、天然气、冶金、电力、制药等行业中，各种液体、气体、天燃气以及蒸汽的体积流量或质量流量的连续测量。但是许多人不知道孔板流量计是怎么计算出来，今天我就和大家探讨一下孔板流量计的计算公式 简单来说差压值要开方输出才能对应流量 实际应用中计算比较复杂一般很少自己计算的这个都是用软件来计算的下面给你一个实际的例子看看吧 一．流量补偿概述 差压式流量计的测量原理是基于流体的机械能相互转换的原理。在水平管道中流动的流体，具有动压能和静压能（位能相等），在一定条件下，这两种形式的能量可以相互转换，但能量总和不变。以体积流量公式为例： Q v = CεΑ/sqr（2ΔP/（1-β＾4）/ρ1）
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
孔板流量计理论流量计算公式
如果你没有计算书，你只需要向制造厂提供下列数据：管道（法兰）尺寸，管道（法兰）材质，介质，流体的最大和常用流量，温度，压力和你现有的孔板外圆尺寸，生产厂会根据你 的数据重新计算，然后你根据计算书重新调整你的差压变送器和流量积算仪引用孔板流量计理论流量计算公式 2009-05-10 17:11:29| 分类：技术资料| 标签：|字号大中小订阅 引用 蝈蝈的孔板流量计理论流量计算公式 （1）差压式流量计 差压式流量计是以伯努利方程和流体连续性方程为依据，根据节流原理，当流体流经节流件时（如标准孔板、标准喷嘴、长径喷嘴、经典文丘利嘴、文丘利喷嘴等），在其前后产生压差，此差压值与该流量的平方成正比。在差压式流量计中，因标准孔板节流装置差压流量计结构简单、制造成本低、研究最充分、已标准化而得到最广泛的应用。孔板流量计理论流量计算公式为： 式中，qf为工况下的体积流量，m3/s；c为流出系数，无量钢；β=d/D，无量钢；d为工况下孔板内径，mm；D为工况下上游管道内径，mm；ε为可膨胀系数，无量钢；Δp为孔板前后的差压值，Pa；ρ1为工况下流体的密度，kg/m3。 对于天然气而言，在标准状态下天然气积流量的实用计算公式为： 式中，qn为标准状态下天然气体积流量，m3/s；As为秒计量系数，视采用计量单位而定，此式As=3.1794×10-6；c为流出系数；E为渐近速度系数；d为工况下孔板内径，mm；FG为相对密度系数，ε为可膨胀系数；FZ为超压缩因子；FT为流动湿度系数；p1为孔板上游侧取压孔气流绝对静压，MPa；Δp为气流流经孔板时产生的差压，Pa。 差压式流量计一般由节流装置（节流件、测量管、直管段、流动调整器、取压管路）和差压计组成，对工况变化、准确度要求高的场合则需配置压力计（传感器或变送器）、温度计（传感器或变送器）流量计算机，组分不稳定时还需要配置在线密度计（或色谱仪）等。 孔板流量计，可广泛应用于石油、化工、天然气、冶金、电力、制药等行业中，各种液体、气体、天燃气以及蒸汽的体积流量或质量流量的连续测量。但是
矿浆浓度及其检测
矿浆浓度现场快速检测 一、浓度的概念 矿浆浓度是指矿浆中固体矿粒的含量。矿浆浓度通常用固体含量百分数（%）——表示矿浆中固体重量所占的百分数。 重量百分数浓度R ，利用矿浆和固体进行计算 ： 此法测定浓度比较精确，适用于现场流程考查、实验室各种小型选矿试验对各作业浓度的测定。 体积平衡方程式：1 QR Q R Q V -+ ?=δ 解方程得：) 1(δδδ -+= R V Q 式中 R —— 矿浆浓度，%； Q —— 矿浆重量，克； δ—— 原矿矿石真比重（现场比重为2.7g/cm 3），g/cm 3 V —— 浓度壶体积，ml ； 按如上公式计算编制矿浆浓度表。 二、矿浆浓度的测定 磨矿分级作业的产品细度与浓度有密切的关系，浓度的变化导致细度的改变。因此对磨矿分级作业浓度的检查与控制，是十分必要的，它将有助于磨矿效率和选别指标的提高。 选矿厂检查矿浆浓度，通常采用浓度壶进行测定。具体做法是： （1）先校正台秤（或粗天平）的零点； （2）检查空浓度壶的重量与体积，是否与所查浓度壶表相符； （3）按照取样规定，用取样勺采矿浆试样，小心谨慎地将所采
样品倒入浓度壶中，在倒入过程中轻轻地摇动取样勺，不使矿浆沉淀，并将勺中矿浆全部倒入壶中，直到浓度壶溢流口有矿浆流出时为止。待溢流口矿浆停止流动时用食指捂住溢流口，以防壶中矿浆流出； （4）用抹布将浓度壶外壁揩净，在秤盘上进行称重； （5）根据称得的壶加矿浆总重量，即可在浓度表上查出矿浆浓度。 五、矿浆浓度表的编制 由于检查浓度是经常性的检验工作，为了适应调节工艺及时的要求，省去现场每次测定浓度的计算工作，方便操作，有利于及时调整浓度。选矿厂一般都根据入磨的矿石比重，针对容积一定，重量已知的浓度壶，算出某一矿浆重量下的浓度。即将不同矿浆重量G，换算成不同的矿浆浓度R，然后制成一一对应的表格，通称为矿浆浓度查对表。 选矿厂常用的浓度壶容积有1000毫升、500毫升、250毫升等。为了浓度和细度的测定尽可能准确，对于粒度组成较不均匀的矿浆，如球磨排矿可采用500-1000毫升的浓度壶进行测定；对于粒度组成较均匀的矿浆，如分级机或旋流器的溢流的矿浆，可用250-500毫升的浓度壶进行测定。但为了方便，现场一般都统一采用同一种浓度壶。 根据公式可以算出在不同的矿浆浓度下，相应的矿浆重量，列成表所示的矿浆浓度查对表【原矿比重2.70 g/cm3】
孔板流量计计算公式
孔板流量计计算公式-CAL-FENGHAI.-(YICAI)-Company One1
0引言 孔板是典型的差压式流量计，它结构简单，制造方便，在柳钢炼铁厂使用广泛，主要用于测量氧气、氮气、空气、蒸汽及煤气等流体流量。由于孔板的流入截面是突然变小的，而流出截面是突然扩张的，流体的流动速度( 情况) 在孔板前后发生了很大的变化，从而且在孔板前后形成了差压，通过测量差压可以反映流体流量大小[1]。但是流量的计算是一个复杂的过程。炼铁厂以往仅仅是通过开方器对孔板前后差压进行开方，然后乘以设计最大流量从而获得实际流量值，如公式（1）所示。 （1） 其中Q ——体积流量，Nm3/h； Q max——设计最大流量，Nm3/h； ΔP ——实际差压，Pa； ΔP设——设计最大差压，Pa。 其实这种方法并不能真实反映准确流量，特别是在压力、温度波动( 变化) 较大的时候，测量出来的流量和真实流量相差较大。所以，流量的计算还需要增加温度、压力补偿。在孔板通用公式中，增加压力、温度补偿的流量计算公式关键是对介质在工况下的密度进行处理，此外还需要孔板设计说明书上的流量系数、孔板开孔直径、膨胀系数、工况密度等参数，公式比较复杂；笔者经过大量的数据统计获得的简易公式则简单得多，只要有孔板的设计最大流量、设计差压和设计压力，即可准确获得实际流量值。
1孔板流量计计算公式 1.1通用计算公式（2） (2) 其中Q——体积流量，Nm3/h； K——系数； d——工况下节流件开孔直径，mm； ε——膨胀系数； α——流量系数； ΔP——实际差压，Pa； ρ——介质工况密度，kg/m3。 公式（2）中的介质工况密度ρ和温度、压力有关，根据克拉珀龙方程，有 （3） P ——压力，单位Pa； V ——体积，单位m3； T ——绝对温度，K； n ——物质的量； R ——气体常数。 相同( 一定) 质量的气体在温度和压力发生变化时，有：
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
压力与流量计算公式
For personal use only in study and research; not for commercial use For personal use only in study and research; not for commercial use 压力与流量计算公式： 调节阀的流量系数Kv，是调节阀的重要参数，它反映调节阀通过流体的能力，也就是调节阀的容量。根据调节阀流量系数Kv的计算，就可以确定选择调节阀的口径。为了正确选择调节阀的口径，必须正确计算出调节阀的额定流量系数Kv值。调节阀额定流量系数Kv的定义是：在规定条件下，即阀的两端压差为10Pa，流体的密度为lg/cm，额定行程时流经调节阀以m/h或t/h的流量数。 1．一般液体的Kv值计算 a．非阻塞流 判别式：△P＜FL（P1－FFPV） 计算公式：Kv＝10QL 式中：FL－压力恢复系数，见附表 FF－流体临界压力比系数，FF＝0.96－0.28 PV－阀入口温度下，介质的饱和蒸汽压（绝对压力），kPa PC－流体热力学临界压力（绝对压力），kPa QL－液体流量m/h ρ－液体密度g/cm P1－阀前压力（绝对压力）kPa P2－阀后压力（绝对压力）kPa b．阻塞流 判别式：△P≥FL（P1－FFPV） 计算公式：Kv＝10QL 式中：各字符含义及单位同前 2．气体的Kv值计算 a．一般气体 当P2＞0.5P1时 当P2≤0.5P1时 式中：Qg－标准状态下气体流量Nm/h Pm-(P1+P2)/2(P1、P2为绝对压力)kPa △P＝P1－P2 G －气体比重（空气G＝1） t －气体温度℃ b．高压气体（PN＞10MPa） 当P2＞0.5P1时
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
各种流量计计算公式
各种流量计计算公式标准化管理部编码-[99968T-6889628-J68568-1689N]
V锥流量计计算公式为： 其中： K为仪表系数； Y为测量介质压缩系数；对于瓦斯气Y=0.998； ΔP为差压，单位pa； ρ为介质工况密度，单位kg/m3。取0.96335 涡街流量计计算公式： 一、孔板流量计 1.1 工作原理 流体流经管道内的孔板，流速将在孔板处形成局部收缩因而流速增加，静压力降低，于是在孔板上、下游两侧产生静压力差。流体流量愈大，产生的压差愈大，通过压差来衡量流量的大小。它是以流动连续性方程(质量守恒定律)和伯努利方程(能量守恒定律)为基础，在已知有关参数的条件下，根据流动连续性原理和伯努利方程可以推导出差压与流量之间的关系而求得流量。其流量计算公式如下： 上式中：ε——被测介质可膨胀性系数，对于液体ε=1；对气体等可压缩流体ε＜1（0.99192） Q工——流体的体积流量 (单位：m3/min) d ——孔径（单位：m ） △P——差压（单位：Pa） ρ1——工作状况下，节流件（前）上游处流体的密度，[㎏/m3]； C ——流出系数 β——直径比
1.2 安装 孔板的安装要求：对直管段的要求一般是前10D后5D，因此在安装孔板时一定要满足这个直管段距离要求，否则测量的流量误差大。 1.3 测量误差分析 1.3.1 基本误差 孔板在使用过程中，会由于煤气的侵蚀而产生变形，从而引起流量系数增大而产生测量误差；而且流量计工作时间越长，流体对节流件的冲刷越严重，也会引起流量系数增大而产生测量误差。 1.3.2 附件误差 孔板节流装置安装于现场严酷的工作场所，在长期运行后，无论管道或节流装置都会发生一些变化，如堵塞、结垢、磨损、腐蚀等等。检测件是依靠结构形状及尺寸保持信号的准确度，因此任何几何形状及尺寸的变化都会带来附加误差。
浮选矿浆浓度
浮选矿浆浓度 浮选矿浆浓度是浮选矿浆中固体（矿物）与液体（水）质量之比，常用液固比或固体含量百分数表示。 浮选矿浆浓度包括分级溢流浓度、搅拌槽中矿浆浓度及粗选、精选、扫选各作业的矿浆浓度。浮选的最适宜的矿浆浓度与入选矿石性质和药剂制度有关。一般浮选密度较大的矿物采用较浓的矿浆，而密度较小的矿物则用较稀的矿浆；浮选粗粒物料采用较浓的矿浆，而细粒和矿泥则用较稀的矿浆；粗选和扫选采用较浓的矿浆，而精选则用较稀的矿浆。有色金属矿石粗选时，通常采用矿浆浓度约25%～40%；而煤粗选的矿浆浓度为10%～25%；浮选细粒及含泥很高的矿石时，矿浆浓度为10%～20%。浮选粗粒状的矿石时，矿浆浓度偶尔可达50%以上。 限制 矿浆浓度受许多条件的限制，例如，分级机溢流浓度，就受细度要求的限制，要求细时，溢流稀，要求粗时，溢流浓。大多数情况下分级溢流的矿浆浓度与调浆和粗选作业的矿浆浓度几乎是一致的；而精选作业的矿浆浓度则要根据精选作业要求重新调节，一般低于粗选作业的矿浆浓度。扫选作业的矿浆浓度则随粗选作业泡沫产出量的多少有不同程度的降低。 影响 矿浆浓度对浮选回收率、精矿质量、药剂消耗、浮选时间、生产能力等有很大影响。当矿浆很稀时，回收率较低。适当提高矿浆浓度，不但可以节约药剂和用水，而且可以提高回收率。但若矿浆过浓，则由于浮选机工作条件变坏，会使浮选指标下降。一般以较稀的矿浆浮选时，精矿质量较高，而以较浓的矿浆浮选时，精矿质量则会降低。浮选时矿浆中必须保持一定的药剂浓度，才能获得良好的浮选指标。若用药量不变，矿浆浓，液相中药剂浓度亦增加，可以节省药剂，减少水、电耗量。矿浆较稀时，为保持矿浆中药剂浓度不变，则需增加药剂用量。矿浆浓度对浮选机的生产率也有一定影响。矿浆浓度增加时，如浮选机的体积和生产率不变，则矿浆在浮选机中的停留时间相对延长，浮选时间有所增加，有利于提高回收率。反之，如果浮选时间不变，则矿浆愈浓，浮选机的生产率就愈大。
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：