选矿计算公式

1.品位：一般用化学分析确定

α—原矿品位 β—精矿品位 θ—尾矿品位

2.产率

QQ-Q精k100%尾nk100%（1）用重量计算

QnQn

式中：Qn、Qk分别为原矿和精矿重量（吨）

-尾1精100%（2）用品位计算 精-

3.选矿比

QK重n(倍）（1）用重量计算

Qk

-（2）用品位计算 K品(倍）-

4.富矿比 In(倍）

DImax5.破碎比 式中：Dmax—破碎前物料最大块直径（㎜）

dmin dmin—破碎后原物料最大块直径（㎜） 6.单个矿块粒度计算

abc d3

式中：a、b、c分别为矿块的长、宽、高尺寸

7.筛分效率 (-)E100%1（1） 式中：α、β、θ分别为给矿、筛下、筛上产(-)物中小于筛孔尺寸粒级的百分含量。

CE2100%（2） C—筛下产品重量



8.破碎机作业率

t式中：t实为破碎机实际开车小时数 f作实100%t计t计—日历台数×台数×24小时（计开车小时数）

9.球磨机作业率

计算方法同破碎机作业率 10.球磨机台时能力

Q Q台总(t/H）t实

式中：Q台—球磨机1小时处理原矿吨数

Q总—球磨机当班（或日、月、季、年等）处理原矿总吨数

11.球磨机利用系数

Q台f系(t/H•m3）V

式中：f系—球磨机单位体积单位时间内处理的原矿量 V—球磨机有效容积（m3） 12.磨矿效率

q200Q台(r溢r给）(t/H•m3）V

式中:q-200—磨机单位时间单位容积磨出指定粒级的矿石重量

r溢—溢流中指定粒级含量百分数 r给—给矿中指定粒级含量百分数 13.按电耗计算磨矿效率

q•VC(t/瓦•时）N

式中:c—按电耗计算的磨矿效率

q—磨机单位时间单位容积的-200的含量 N—单位时间磨机耗电量（度） 14.球磨机转数

42.2n转/分（1）临界转数 临D

32.2n实转/分（2）实际转数

D2b

h同（3）工作转数 h2转/分S

式中：D—球磨机直径 b—衬板厚度

h同—同步机转数 S—磨机大、小齿轮之比(转数)

15.装球量公式 G＝φ·V·△ 式中：G—装球量（吨）

φ—充填系数百分数（取40—45％） △—钢球堆比重（取△＝4.85t/m3）

16.装球直径（拉祖莫夫公式） D＝f3d

式中：D—钢球最大直径(㎜)

f—矿石性质（硬度）系数（f在28-38-48）

d—给矿最大直径（㎜） 17.介质(球)充填率

50127b%D

式中：φ—钢（铁）球充填率（％） b—介质水平面距磨机筒体中心线高度(m) D—磨机有效直径（m）

18.钢球重量

3

式中：W—单个钢球重量（g或kg） D—钢球直径（㎜）

()()19.分级效率 E100%(-)(1)

式中：E—分级效率

α—给矿中小于分级粒度含量（％） β—溢流中小于分级粒度含量（％） θ—沉砂中小于分级粒度含量（％）

20.细筛筛分效率 计算公式同分级效率

21.分级返砂循环负荷

C100% S22.返砂比 C(%)Q

式中：C—返矿比 S—返砂量（吨） Q—新给矿量(吨)

23.细筛分离粒度经验公式

1d•S•K（1）

2

式中：d—细筛分离粒度（㎜） S—筛孔尺寸（㎜） K—系数（在0.75～1.25） （2）查表法 S·d及倾角 分类 S(㎜) d(㎜) 倾角度 1 0.15 0.083 50－60。 2 0.20 0.074 50－60。 3 0.3 0.15 50－60。 Q总224.过滤效率 q精(t/H•m）2m•t

式中：Q总—各台过滤机过滤干精矿之和（吨） ∑m2—参加生产过滤机有效面积之和（㎡）

W7.86D∑t—各台过滤机实际工作时间之和（小时） 25.取样重量（切乔特公式） P＝Kd2

式中:P—取样重量(㎏) K—物料系数（K＝0.1） d—粒度直径（㎜） 26.矿浆浓度

Q（1） K100%QW

式中：K—矿浆浓度(%) Q—干矿量（吨） W—水重量（吨）

C•(1)（2）K 100%•(C1)

式中：K—矿浆浓度(%) C—矿石比重 △—矿浆比重 27.磁铁矿最高品位

最Fe3100%Fe3O4563100%56316472.4%

FeO28.磁铁矿磁性率 f磁100%TFe

式中：FeO—氧化铁（%） TFe—全铁（%）

29.标准磁性率

31FeO（1） (2) f标100%42.8%f标100%72.4TFe

5616 100%42.8%356

30.矿石贫化率 C1C2Q100%（1）R （2） R间100%直C1C3Q地

式中：R直—直接法计算贫化率（%） R间—间接法计算贫化率（%） Q—废石量（吨） Q地—地质矿量(吨)

C1—地质品位（%） C2—采出品位（%） C3—回岩中有益组含量（%）

3.331.矿岩松散系数 K松矿1.5堆2.2

式中：△矿—矿石真比重 △堆—矿石堆比重

32.矿石比重

（1）矿石比重=3.3（堆比重2.2） （2）岩石比重=2.7（堆比重1.8） (3)尾矿比重=2.74（堆比重1.8） (4)精矿比重（见下表）

33.矿岩硬度

矿石硬度（普氏）：8－12 岩石硬度（普氏）：8－10 序号 β% 堆比重 备注 1 63.0 2.936 大石河 2 66.0 3.053 大石河 3 68.0 3.182 大石河 34.缩小入磨粒度提高台时能力 Q后Q前4D前d后

式中：Q后—改后台时能力（t/h） Q前—改前台时能力（t/h） D前—改前粒度（㎜） d后—改后粒度（㎜）

•Qk35.实际金属回收率 E实100%•Qn

()36.理论金属回收率 100%(-)

37.选矿效率

E效•100%0 或

E效•100%0式中:E效—选矿效率（%） ε—理论回收率（%） β0—纯精矿品位（%） β0=72.4%

38.金属平衡

Qn·α=Qk·β+Q1·θ

式中：Q1—尾矿量（吨）

39.金属平衡方程式 •精α·З=β·γ精 100%

40.铁精矿创优知识

（1）首钢铁精技术标准：京Q/SB3—87Y a.TFe三级含量及允许波动范围

一级：C68含TFe≥68～允许波动范围 二级：C67含TFe≥67～+1 三级：C66含TFe≥66～-0.5% b.粒度含量划分

-0.4～+0.074㎜,含量<45% -0.074㎜,含量≥55%