(完整版)破碎计算书
T5位置破碎拆除计算书
日照港石臼港区西作业区散粮储运系统改扩建工程T5转载站、301线处障碍物拆除工程量计算书1、用220破碎锤破碎钢筋混凝土上下圈梁砖房（墙厚25cm）和（厚15cm）混凝土地面，用220挖掘机清理联锁块和砌石完成工程量如下：拆除钢筋混凝土立柱、圈梁：立柱：0.25（宽）×0.25（高）×（4.5-0.25）×15（个）=3.98 m3圈梁：0.25（宽）×0.25（高）×（12.6*2+7.5*2）×2（个）=5.03 m3破除砖房：[（4.5-0.25）×12.6×2+（7.5-0.25×2）×（4.5-0.25）×2]×0.25-3.98=37.67 m3室内混凝土地面：[(2.8+0.15×2) ×(7.5-0.25×2)+ (8+0.15×2) ×(7.5-0.25×2)]=79.8㎡室外混凝土地面：（14.6×9.5-12.6×7.5）=44.2㎡共计：79.8+44.2=124㎡清理回填砌石：0.7×0.6×0.6×15=3.78 m3清理联锁块：12m×10m=120㎡2、用220挖掘机装车，双桥车外运混凝土块及联锁块，运距5.5km；方量为：3.98+5.03+37.67+124×0.15+3.78+120×0.1=81.06m33、用素土回填破碎清理后的工作面，运距5km。
方量为：124×0.15+120×0.1+3.78=34.38m34、T5处改移消防检查井：20T吊车吊检查井盖板及安装，消防栓拆除及安装，检查井拆除及砌筑，外活接一个，110cm法兰盘一组220挖掘机开挖回填方量：4*2*2=16 m35、用220挖掘机、破碎锤开挖拆除S75承台位置化粪池（长：4m，宽：3m，深：2m厚：15cm），人工配合清理两侧管道，并用自卸车外运，运距5.5km。
7.2.2破碎设备处理量的计算
破碎设备处理量与被破碎物料的物理性质（可碎性、密度、解理、湿度、粒度组成等），破碎机的类型、规格及性能，以及工艺要求（破碎比、开路或闭路工作、给矿均匀性及产品粒度）等因素有关。
由于目前还没有把所有这些因素全部包括进去的理论计算方法，因此，在设计计算时，多采用经验公式进行概略计算，并根据实际条件及类似厂矿生产数据加以校正。
顎式、旋回和圆锥破碎机处理量的计算A开路破碎开路破碎时，处理量按下式计算：Q=K1K2K3K4Q s式中Q——在设计条件下破碎机的处理量，t/h；Qs——标准条件下（中硬矿石、松散密度为m3)开路破碎时的处理量，t/h,按下式计算：Qs=q o e0——顎式、旋回破碎机，标准、中型、短头圆锥破碎机单位排矿口宽度的处理量，t/(mm •h),见表∼表；e——破碎机排矿口宽度，mm；K1——矿石可碎性系数，见表；K2——矿石密度修正系数，按下式计算：（）0——矿石密度，t/m3;0——矿石松散密度，t/m3;K3——给矿粒度或破碎比修正系数，见表及表;K4——水分修正系数，见表。
B闭路破碎在闭路破碎时，破碎机的处理量，按闭路通过的矿量计算。
计算公式如下：Qc=K c Q s K1K2K3K4式中Qc——闭路破碎时破碎机的处理量，t/h;Ke——闭路时，平均给矿粒度变细的系数。
中型或短头圆锥破晬机在闭路时，一般取∼(硬矿石取小值、软矿石取大值）Qs、K1、K2、K3、K4——同式。
单缸液压圆锥破碎机处理量见表。
光面对辊破碎机处理量的计算光面对辊破碎机的处理量按下式计算：Q=60式中Q——对辊破碎机的处理量，t/h；——破碎机排出口的充满系数，=∼,破碎硬矿石和粗粒矿石时取大值，反之取小值；D——破碎机辊筒直径，m；n——破碎机辊筒转数，r/min,L——破碎机辊筒长度，m;e——破碎机辊筒之间的排矿口宽度，m;o——破碎矿石的松散密度，t/m3。
选择光面对辊破碎机时，辊筒啮角有很大童义，一般按下式计算：，式中——啮角，（°）；D——辊筒直径，mm；D——最大给矿粒度，mm；e——辊筒之间的排矿口宽度，mm。
破碎流程的选择和计算
破碎流程的选择和计算一、破碎流程的选择1．破碎流程类型和常用破碎流程破碎流程类型破碎流程的基本作业是破碎和筛分两个作业。
筛分作业有预先筛分和检查筛分。
破碎流程中，有时有洗矿作业。
据此，组成破碎流程的可能单元流程有以下(a)，(b)，(c)，(d)四种，如图4-1所示。
以此单元流程可组合成各种破碎流程类型。
如两段破碎流程可能的类型总数为42=16种、三段破碎流程可能的类型总数为43= 64种。
常用破碎流程破碎流程可能的类型很多，但根据预先筛分，检查筛分设置条件，以及实际生产中的原矿最大粒度和破碎最终产物粒度，常用的破碎流程有以下四种，如图4-2 所示。
2．破碎流程的选择破碎流程的选择，主要解决5个问题：即确定破碎段数；预先筛分必要性；检查筛分必要性；洗矿必要性；手选必要性等。
(1) 破碎段数的确定。
破碎段数取决于原矿最大粒度与破碎最终产物粒度，即取决总破碎比(S)。
总破碎比等于原矿最大粒度(D)除以破碎最终产物粒度 (d)。
即dDS（4-5） (2) 预先筛分的必要性。
水分在破碎时的有害程度，视矿石中矿泥含量而定。
当矿石含泥多，水分高师，采用预先筛分可以减少破碎机的堵塞现象。
生产实践证明，大多数情况下，原矿中均含有一定数量的细粒物料，特别是易碎性矿石，其细粒含量较多，如图4-3所示。
粗碎、中碎排矿产物中，其细粒含量更多，破碎产物的粒度特性曲线总是呈凹型的，如图4-4到图4-9所示。
所以，粗碎、中碎、细碎前的预先筛分总是有利的。
破碎机排矿产物中最大粒度与排矿口宽度之比，称为最大相对粒度Z max 。
排矿产物中，大于排矿口宽度的过大颗粒含量β（％）与最大相对粒度Z max ，如表4-4所示。
表4-4 破碎机排矿产物中过大颗粒含量β（％）与最大相对粒度Z max*闭路时取小值，开路时取大值。
二、破碎流程的计算1. 计算的内容、目的及原理计算内容在破碎筛分作业中，只考虑矿石粒度和粒度组成的变化，不考虑品位和回收率的变化（洗矿、手选除外）。
浅孔预裂爆破计算
炮孔最佳装药量为Q2=1/4πd2τLΔ，Q1=Q2
得Q2=1/4×π×0.0422×0.7×3×1.0Байду номын сангаас5×103=2.982kg≈Q1=2.864kg
结果符合药量平衡理论
四、周边预裂孔炸药用量计算
按《水工建筑物岩石基础开挖工程施工技术规范》（SDJ211-83）推荐的公式：
Q = 0.06[σ]0.5akLτ=0.06×500.5×0.7×3×0.7=0.624kg
1
排距(m)
0.6
3.周边预裂孔参数
炮孔直径(mm)
80
孔距(m)
0.7
不偶合系数
4.2
4.炸药相关参数
炸药类型
岩石硝铵2号
堵塞系数
1
浅孔预裂爆破单耗(Kg/m3)
1.826
换算系数
1
装药密度(g/cm3)
1.025
最佳装药系数
0.7
二、普通破碎孔炸药用量计算
Q1=eumqaWH=1×1×0.83×1.826×1×1.05×1.8=2.864kg；
根据周边预裂孔设计参数得：
Q' = π/4(dk/Dr)2LτΔ=π/4×(8/4.2)2×300×0.7×1.025=613.359g=0.613kg
Q/Q'=0.624/0.613=1.017≈1
计算结果与设计值较相符
浅孔预裂爆破计算计算书
计算依据：
《水工建筑物岩石基础开挖工程施工技术规范》（SDJ211-83）
一、计算参数
1.岩土参数
岩土类别
七类土
爆破处自由面系数
0.83
岩石系数
25
岩石极限抗压强度(MPa)
（完整版）破碎计算书
（完整版）破碎计算书第二章破碎筛分设备的选择2.1破碎设备的选择根据确定的破碎工艺流程，最大给矿粒度350 mm，破碎最终产品粒度-15mm，破碎设备的选择国产设备，设计者进行核算。
2.1.1采用国产破碎设备时的计算（流程不变）2.1.1.1、已知条件：处理量200t/d，矿石密度ρ0=3.14t/m3，松散系数Δ=1.5，矿石硬度f=8～10，属中等可碎性，最大给矿块度D max =350mm(格筛350mmx350mm)，破碎产品粒度-14mm。
原矿含水3%。
(矿石松散密度δ0=ρ0/Δ=2.09)2.1.1.2、计算：(1)、确定生产能力工作制度为每年250天，每天2班，每班8小时，则破碎生产能力为200/16=12.5t/h(2)、计算破碎比总破碎比S=350/14=25平均破碎比Sa=251/2=5第二段为闭路作业，破碎比可略大。
初步确定S1=4.8，S2=5.21 (3)、计算各段破碎产品的最大粒度。
粗碎d2max= D max/S1=73mm 细碎d6max= Dmax/(S1xS2)=14mm(4)、计算各段破碎机排矿口宽度及筛孔尺寸a.各段破碎机排矿口宽度根据表6.3-4：粗碎排矿口宽度i2= d2max/Z=73/1.6=45.63mm 取40mm 根据表6.8-1：细碎排矿口宽度i6=0.8d4max=0.8x14=11.2mm 取12mmb.筛孔尺寸：根据表6.8-1：细碎闭路筛孔尺寸：筛孔a=1.4* D max =19.6mm=20mm筛分效率：E=65%,(5)、计算各产物的产率和重量：a.粗碎作业：Q1= 250/16=12.5t/h,γ2=100%b. 根据表6.8-2：细碎作业循环负荷:根据图6.3-4：筛孔尺寸与排矿口尺寸之比：20/40=0.5，β1,-20mm=47.5%（粗碎）筛孔尺寸与排矿口尺寸之比：20/12=1.67，β5,-20mm=97%（细碎）Q5=Q1*（1-β1*E）/β5*E=12.5*（1-0.475*0.65）/0.97*0.65=13.70 t/h=Q4γ5=γ4=Q5/Q1=110%Q3= （Q1*β1+ Q5*β5）E=（12.5*47.5%+13.70x97%）*0.65=12.50t/hC s=(1-β1*E)/ β5*E=Q5/Q1=(1-0.475*0.65)/0.97*0.65=110% γ3=γ1=Q3/Q1=100%,Q2=Q1+Q5=26.2 t/h, γ2=Q2/Q1=210%2.1.2国产设备的选择计算2.1.2.1 粗碎设备设计拟采用PE400x600鄂式破碎机，其设备处理能力为：Q＝K1K2K3K4Q s式中K1–矿石可碎性系数K1＝1.0(表7.2-6)K2–矿石密度修正系数K2＝ρ0/2.7=3.14/2.7=1.16K3–给矿粒度修正系数D max/B=350/400=0.875 K3＝1.00(表7.2-7)K4–水分修正系数K4＝1(表7.2-9)Q s＝q0 e=0.65x40=26.q0 (表7.2-1)所以：Q=1x1.16x1.00x1x26=30.16t/h设备负荷率n=Q1/Q=12.5/30.16=41.15%2.1.1.2 细碎设备(1)设计拟采用PEX150x750鄂式破碎机，其设备处理能力为：Q＝K c K1K2K3K4Q s式中K1–矿石可碎性系数K1＝1(表7.2-6)K2–矿石密度修正系数K2＝ρ0/2.7=3.14/2.7=1.16K3–给矿粒度修正系数D max/B=73/150=0.487 K3＝1.12(表7.2-8)K4–水分修正系数K4＝1(表7.2-9)Q s＝q0 e= x12=65q0 (表7.2-4)Kc-闭路时平均给矿粒度变细的系数Kc=1.25所以：Q=1.25x1.0x1.16x1.12x1x = t/h（参考样本最大处理能力调整为105t/h）设备负荷率n= Q5/Q=51.15/12.50=48.71%2.2 筛分设备的选择2.2.1、采用国产设备时的筛分设备计算(1)设计拟采用一台ZD1224单轴振动筛（筛孔尺寸20mm）其设备处理量为：Q＝ΨFVδ0K1K2K3K4K5K6K7K8式中:Ψ- 有效筛分面积系数Ψ=0.8F - 筛网名义面积F=2.9δ0–矿石松散密度δ0=ρ0/Δ=ρ0/2.7=1.16V-单位筛分面积的平均容积处理量V=25.4 (表7.3-2)K1–给矿中细粒影响系数a.对上层筛：筛孔尺寸（之半）与排矿口尺寸之比及累积含量为：10/40=0.25 （粗碎）筛上量累积产率为：75% (图6.3-4) 筛下量:25%10/12=0.83 （细碎）筛上量累积产率为：33% (图6.3-4) 筛下量:67%给矿中小于20mm之半的含量：(Q1*25%+Q5*67%)/(Q1+Q5)=46.96%所以：K1=1.1(表7.3-3)K2–给矿中粗粒影响系数a.对上层筛：筛孔尺寸与排矿口尺寸之比及累积含量为：20/40=0.5（粗碎）筛上量累积产率为：52% (图6.3-4)20/12=1.67（细碎）筛上量累积产率为：3% (图6.3-4)给矿中大于35mm的含量：(Q1*52%+Q5*3%)/(Q1+Q5)=26.38%所以：K2=1.07(表7.3-4)K3–筛分效率系数筛分效率E=65% K3＝（100-E）/8=4.375(表7.3-5) K4–物料种类和颗粒形状系数破碎后的矿石K4＝1(表7.3-6)K5–物料湿度影响系数干矿石(3%) K5＝1(表7.3-7) K6–筛分方法影响系数干筛K6＝1(表7.3-8) K7–筛子运动参数系数2rn=2x7x850=11900K7＝0.95(表7.3-9) K8–筛面种类和筛孔形状系数方形橡胶筛网K8＝0.9(表7.3-10)所以:Q=0.8x2.9x25.4x1.16x1.1x1.07x4.375x1x1x1x0.95x0.9=300.95设备负荷率n= (Q1+Q5)/Q=26.2/300.95=8.71%(6)、数值量流程序号作业产率(%) 矿量(t/h) 备注1 原矿100.00 12.502 粗碎100.00 12.503 细碎110.00 13.704 筛分220.00 26.205 循环110.00 13.706 产品100.00 12.50第三章磨矿分级设备的选择3.1 磨矿设备的选择3.1.1试验新疆有色金属研究所于2001年3月完成的“哈密维权铜矿可选性试验报告”中，最终磨矿细度-200目84.44%较合适选别。
(完整版)物料衡算计算书
一．美罗培南物料衡算
1.
美罗培南年产量25t,工作周期为250天，每天三个班次，每天产量为100kg。
2.
我们以批为单位，因250天生产周期，每天生产一批，故有250批，以下计算均以为每批的量为基准，其中 指粗品批投料质量，从后往前推算：
产品最终含量=每天产品量×含量= kg
粉碎包装的收率是99.8%，则粉碎包装前美罗培南的量
假设过滤完之后水的含量为0.
（11）对甲基苯胺（生成物）
对甲基苯胺的质量m=18.89kg
（12）二氧化碳
二氧化碳的质量=3.88kg
4.2精制工序
(1)粗品（含量为95%）
粗品的质量 =106.55kg
粗品的纯量
粗品的杂质的质量
(2)活性炭（设医用级含量为100%）
活性炭的质量
(3)注射用水（符合药典标准）
4.
因生产班制问题，以及为了提高设备利用率，每天投料三次，针对每次投料做物料衡算，单位千克/次,
4.1还原工序
(1)四氢呋喃（所有工业级含量都按100%计算）
四氢呋喃的质量
(2)3-（N-吗啡啉）丙磺酸(含量为99%)
3-（N-吗啡啉）丙磺酸的质量
3-（N-吗啡啉）丙磺酸纯量
3-（N-吗啡啉）丙磺酸中杂质的量=8.41-8.33=0.08kg
(9)纯化水（要根据床体积算）
配3-（N-吗啡啉）丙磺酸时用的纯化水体积=
生成水合物消耗的水m=4.76kg
(10)丙酮（工业级）
丙酮的质量
其中，390.72kg用于析晶，43.42kg用于洗涤
（）洗涤完之后假设晶体含湿率为50%（含丙酮和美罗培南）,
设丙酮的质量为y,则：
隧洞光面爆破计算(圆形)
5.周边孔炸药用量计算
qp=(0.5～0.9)aWLq0，取中间系数值计算得
qp=0.7×0.4×0.5×3×0.78=0.33kg
6.底板孔炸药用量计算
qf=(1.1～1.2)Q/N，取中间系数值计算得
qf=1.15×10.69/27=0.46kg
7.崩落孔炸药用量计算
2.每排炮进尺装填炸药量计算
Q=q0LSμ=0.78×3×4.8×0.95=10.69kg
3.工作面炮孔数目确定
N=4q0SDr2/πd2Δαβ=4×0.78×4.8×1.52/(π×0.052×0.875×103×0.29×0.63)=27
4.掏槽孔炸药用量计算
qcut=(1.15～1.25)Q/N，取中间系数值计算得
周边孔数Np=c/a=6.2/0.4=16
崩落孔数Nn=(N-Ncut-Np)k/(1+k)=(27-9-16)×0.9/(1+0.9)=1
底板孔数Nf=N-Ncut-Np-Nn=27-9-16-1=1
qn=(Q-(qcutNcut+qpNp+qfNf))/Nn=(10.69-(0.47×9+0.33×16+0.46×1))/1=0.707kg
隧洞光面爆破计算计算书
一、计算参数
1.岩土参数
岩土类别
七类土
爆破处自由面系数
0.67
开挖断面形式
圆形
开挖轮廓周长(m)
6.2
开挖断面面积(m2)
4.8
2.普通破碎孔参数
掏槽孔布置形式
一字形
掏槽孔个数
9
崩落孔与底板孔个数之比值
0.9
颚式破碎机计算部分
4 主要参数的设定：4.1已知条件根据我们毕业设计的要求，已知条件如下： 进料口尺寸：900×1200 mm 出料口尺寸：95×165 mm 进料块最大尺寸：750 mm 产量：50~200 吨/h 4.2钳角 α钳角大小直接影响生产率和破碎腔高度。
钳角小能提高生产率,但在一定的破碎比条件下,又增加了破碎腔高度;钳角大会使破碎腔高度降低,但生产率也下降了。
另外,钳角最大也不能超出咬住物料的允许值,故一般钳角取值为:μα1max tan 2-≤式中: μ ——齿板与物料间的摩擦系数。
实际生产中,为安全起见,复摆颚式破碎机的钳角通常取理论计算值的65%,即:0max 22~1865.0==αα在本设计中我们选择钳角为α20º。
4.3传动角γ传动角的大小影响着机构的传动效率。
在推力板长度一定的情况下,加大传动角会提高机构的传动效率,但必须要求偏心距增大才能保证行程的要求,这就导致动颚衬板上部水平行程的偏大,物料的过粉碎引起排料口的堵塞,使功耗增加。
同时,也将使定颚衬板下部加速磨损。
故传动角取:55~45=γ在此设计中我们选择 055=γ。
4.4偏心距r偏心距对破碎机生产率和传动功率都有影响。
在其它条件相同的情况下,增大偏心距可使动颚行程增加而提高生产率,但也因此增加功率消耗。
在传统设计中,偏心距是由动颚行程通过画机构图来初步确定的。
在这个破碎机的设计中我们根据机构图选择了mm 15。
4.5动颚水平行程动颚水平行程对破碎机生产率影响较大,排料口水平行程小会降低生产率;但也不能太大,否则在排料口的物料由于过多而使破碎力急剧增加,致使机件过载损坏。
因此,动颚在排料口处的水平行程为:()min 4.0~3.0S S Y ≤式中: min S ——最小排料口尺寸。
mm S Y 0.389540.0=⨯=4.6主轴转速n如图4-1所示，b 为公称排料口，SL 为动鄂下端点水平行程，AL 为排料层的平均啮角。
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第二章破碎筛分设备的选择2.1破碎设备的选择根据确定的破碎工艺流程，最大给矿粒度350 mm，破碎最终产品粒度-15mm，破碎设备的选择国产设备，设计者进行核算。
2.1.1采用国产破碎设备时的计算（流程不变）2.1.1.1、已知条件：处理量200t/d，矿石密度ρ0=3.14t/m3，松散系数Δ=1.5，矿石硬度f=8～10，属中等可碎性，最大给矿块度D max =350mm(格筛350mmx350mm)，破碎产品粒度-14mm。
原矿含水3%。
(矿石松散密度δ0=ρ0/Δ=2.09)2.1.1.2、计算：(1)、确定生产能力工作制度为每年250天，每天2班，每班8小时，则破碎生产能力为200/16=12.5t/h(2)、计算破碎比总破碎比S=350/14=25平均破碎比Sa=251/2=5第二段为闭路作业，破碎比可略大。
初步确定S1=4.8，S2=5.21 (3)、计算各段破碎产品的最大粒度。
粗碎d2max= D max/S1=73mm 细碎d6max= Dmax/(S1xS2)=14mm(4)、计算各段破碎机排矿口宽度及筛孔尺寸a.各段破碎机排矿口宽度根据表6.3-4：粗碎排矿口宽度i2= d2max/Z=73/1.6=45.63mm 取40mm 根据表6.8-1：细碎排矿口宽度i6=0.8d4max=0.8x14=11.2mm 取12mmb.筛孔尺寸：根据表6.8-1：细碎闭路筛孔尺寸：筛孔a=1.4* D max =19.6mm=20mm筛分效率：E=65%,(5)、计算各产物的产率和重量：a.粗碎作业：Q1= 250/16=12.5t/h,γ2=100%b. 根据表6.8-2：细碎作业循环负荷:根据图6.3-4：筛孔尺寸与排矿口尺寸之比：20/40=0.5，β1,-20mm=47.5%（粗碎）筛孔尺寸与排矿口尺寸之比：20/12=1.67，β5,-20mm=97%（细碎）Q5=Q1*（1-β1*E）/β5*E=12.5*（1-0.475*0.65）/0.97*0.65=13.70 t/h=Q4γ5=γ4=Q5/Q1=110%Q3= （Q1*β1+ Q5*β5）E=（12.5*47.5%+13.70x97%）*0.65=12.50t/hC s=(1-β1*E)/ β5*E=Q5/Q1=(1-0.475*0.65)/0.97*0.65=110% γ3=γ1=Q3/Q1=100%,Q2=Q1+Q5=26.2 t/h, γ2=Q2/Q1=210%2.1.2国产设备的选择计算2.1.2.1 粗碎设备设计拟采用PE400x600鄂式破碎机，其设备处理能力为：Q＝K1K2K3K4Q s式中K1–矿石可碎性系数K1＝1.0(表7.2-6)K2–矿石密度修正系数K2＝ρ0/2.7=3.14/2.7=1.16K3–给矿粒度修正系数D max/B=350/400=0.875 K3＝1.00(表7.2-7)K4–水分修正系数K4＝1(表7.2-9)Q s＝q0 e=0.65x40=26.q0 (表7.2-1)所以：Q=1x1.16x1.00x1x26=30.16t/h设备负荷率n=Q1/Q=12.5/30.16=41.15%2.1.1.2 细碎设备(1)设计拟采用PEX150x750鄂式破碎机，其设备处理能力为：Q＝K c K1K2K3K4Q s式中K1–矿石可碎性系数K1＝1(表7.2-6)K2–矿石密度修正系数K2＝ρ0/2.7=3.14/2.7=1.16K3–给矿粒度修正系数D max/B=73/150=0.487 K3＝1.12(表7.2-8)K4–水分修正系数K4＝1(表7.2-9)Q s＝q0 e= x12=65q0 (表7.2-4)Kc-闭路时平均给矿粒度变细的系数Kc=1.25所以：Q=1.25x1.0x1.16x1.12x1x = t/h（参考样本最大处理能力调整为105t/h）设备负荷率n= Q5/Q=51.15/12.50=48.71%2.2 筛分设备的选择2.2.1、采用国产设备时的筛分设备计算(1)设计拟采用一台ZD1224单轴振动筛（筛孔尺寸20mm）其设备处理量为：Q＝ΨFVδ0K1K2K3K4K5K6K7K8式中:Ψ- 有效筛分面积系数Ψ=0.8F - 筛网名义面积F=2.9δ0–矿石松散密度δ0=ρ0/Δ=ρ0/2.7=1.16V-单位筛分面积的平均容积处理量V=25.4 (表7.3-2)K1–给矿中细粒影响系数a.对上层筛：筛孔尺寸（之半）与排矿口尺寸之比及累积含量为：10/40=0.25 （粗碎）筛上量累积产率为：75% (图6.3-4) 筛下量:25%10/12=0.83 （细碎）筛上量累积产率为：33% (图6.3-4) 筛下量:67%给矿中小于20mm之半的含量：(Q1*25%+Q5*67%)/(Q1+Q5)=46.96%所以：K1=1.1(表7.3-3)K2–给矿中粗粒影响系数a.对上层筛：筛孔尺寸与排矿口尺寸之比及累积含量为：20/40=0.5（粗碎）筛上量累积产率为：52% (图6.3-4)20/12=1.67（细碎）筛上量累积产率为：3% (图6.3-4)给矿中大于35mm的含量：(Q1*52%+Q5*3%)/(Q1+Q5)=26.38%所以：K2=1.07(表7.3-4)K3–筛分效率系数筛分效率E=65% K3＝（100-E）/8=4.375(表7.3-5) K4–物料种类和颗粒形状系数破碎后的矿石K4＝1(表7.3-6)K5–物料湿度影响系数干矿石(3%) K5＝1(表7.3-7) K6–筛分方法影响系数干筛K6＝1(表7.3-8) K7–筛子运动参数系数2rn=2x7x850=11900K7＝0.95(表7.3-9) K8–筛面种类和筛孔形状系数方形橡胶筛网K8＝0.9(表7.3-10)所以:Q=0.8x2.9x25.4x1.16x1.1x1.07x4.375x1x1x1x0.95x0.9=300.95设备负荷率n= (Q1+Q5)/Q=26.2/300.95=8.71%(6)、数值量流程序号作业产率(%) 矿量(t/h) 备注1 原矿100.00 12.502 粗碎100.00 12.503 细碎110.00 13.704 筛分220.00 26.205 循环110.00 13.706 产品100.00 12.50第三章磨矿分级设备的选择3.1 磨矿设备的选择3.1.1试验新疆有色金属研究所于2001年3月完成的“哈密维权铜矿可选性试验报告”中，最终磨矿细度-200目84.44%较合适选别。
球磨机选型计算提供了试验数据。
3.1.2 浮选前球磨机选择与计算磨选车间采用三班工作，8h/班，24h/d。
进入磨矿车间矿量Q6=200/24=8.33t/h。
3.1.2.2. 一次计算法（147页）两段闭路磨矿，磨机与分级机构成闭路。
V1，2=Q a（β3-β1）/q01，2.参考表6.8-7：第一段循环负荷均为C=150%Q a=Q8+Q6= Q6*（1+C）=8.33x2.5=20.83t/h.参考表6.8-4：β1=8% （-200目）.β3=85% （-200目）. q01，2=3.1分级设备的选择和计算3.2.1 第一段磨矿：与磨机组成闭路的分级机选择计算参看158页螺旋分级机计算：（溢流细度-200目65%，d95=0.21mm）Q=mK1K2（94D2+16D）/24m=1 , K1=1+0.5(ρ0-2.7)=1.22, K2=1.41(参考表7.5-2)，Q= Q9=Q6=8.33t/hD=-0.08+0.103x（24Q/mK1K2）1/2=1.03m第一段闭路磨矿选用FG-12高堰式单螺旋分级机。
负荷率：1.03/1.2=85.83%3.2.2 浮选前闭路磨矿分级（第二段磨矿）参看164页水力旋流器计算：溢流细度-200目85%，由表7.5-14 得d50（c）/d T=1.08水力旋流器给矿量Q10= Q9+ Q13=3.25x Q9=27.08t/h磨机循环负荷为225%，旋流器入口工作压力取100KPa，溢流浓度30%，底流浓度65%。
物料平衡计算表项目单位溢流沉砂给矿固体量t/h 8.33 18.75 27.08水量m3/h 19.44 10.10 29.54矿浆量t/h 27.77 28.75 56.62浓度% 30 65 47.83 矿浆密度t/ m3 1.257 1.789 1.484 矿浆体积m3/h 22.09 16.07 38.16C v=27.08/3.14/ 38.16=22.6%d50（c）=1.08 d T=1.08*74=79.92umd50（c）=11.93D0.66exp(-0.301+0.0945C v-0.00356 C v2+0.0000684 C v3)/P0.28(ρ-1)0.5所以D=66.05cm[选用∅250水力旋流器，已定条件：溢流管直径8cm,给矿管直径6.5cm,给矿压力为0.1MPa，a=200单台处理能力：V=3 K a K D d n d2√ P0=3×1.0×1.14×8 ×6.5×√0.1=56.2 m3/h工艺流程中矿浆量Vo=125(0.751+1/3.96)=125.44 m3/h (C=500)正常需要台数：n = V n /V =125.44/56.2 =2.23 取3台选用水力旋流器组∅250x6,正常工作3台，负荷率n=37.2%.]选用∅150水力旋流器，已定条件：溢流管直径4cm,给矿管直径3.2cm,给矿压力为0.1MPa，a=200单台处理能力：V=3 K a K D d n d2√ P0=3×1.0×1.28×4 ×3.2×√0.1=15.54 m3/h工艺流程中矿浆量Vo=38.16m3/h (C=225)正常需要台数：n = V n /V =38.16/15.54 =2.46 取3台选用水力旋流器组∅150x6,正常工作3台，负荷率n=2.46/3=82%4．过滤设备选择计算选择外滤式过滤机GW-5：F=5m2参考276页：n=G/Fq=0.35625/5x0.08=0.890625 取1台负荷率=0.890625/1x100%=89.06%辅助设备选用SK-15水环式真空泵及排水滤液缸等。