《选矿厂设计》课程授课教案（讲稿）第11讲 球磨

课程名称：《选矿厂设计》第10周，第11次摘要：授课题目（章、节）第六章主要工艺设备的选择与计算6.4磨矿设备本讲目的要求及重点难点：【目的要求】通过本讲课程的学习，了解磨机功耗法计算，掌握两端磨矿的计算方法。重点掌握分级设备的选择以及螺旋分级机的计算。【重点】球磨机和棒磨机容积法的计算【难点】两段磨矿石磨机的设计内容【本讲课程的引入】引入：磨机是选厂能耗最高的设备，其能耗占选厂总能耗的40～60%，破碎的相对成本比磨矿的低，故一般采用“多碎少磨”来减小入磨细度，降低磨机单位容积新生成级别处理量，来增加磨机的处理量。但是，常规破碎机的产品粒度也是有限的。磨机与分级机构成闭路，可以让磨机及时排除合格产品，减小过粉碎，同时也能增加磨机的处理能力。下面我们就介绍下常用的分级设备。【本讲课程的内容】6.4磨矿设备6.4.1磨矿设备的选择选择磨矿设备主要根据磨矿车间的处理量、矿石性质、给矿及产品粒度、磨矿美卓：设备的性能，基建投资，生产成本等，经多方案比较择优选用。自磨机目前选矿厂常用的磨矿设备有：球磨机（格子型和溢流型）、棒磨机、自磨机、Φ12.2m，功率2砾磨机等，它们各自的优缺点和适用条件如下：万kw,格子型和溢流型球磨机是选矿厂用的最多的两种磨矿机。二者外型和结构基本在澳大利亚铜相同，所不同的是格子型在磨机筒体靠近排矿端有一层格子板，相当于一层筛子，金厂应能把小于格子孔宽度的颗粒及时从磨机中排出，减少了物料在筒中滞留时间和过分用；

课程名称：《选矿厂设计》 第 10 周 ，第 11 次 摘要：授课题目（章、节） 第六章 主要工艺设备的选择与计算 6.4 磨矿设备 本讲目的要求及重点难点： 【目的要求】通过本讲课程的学习，了解磨机功耗法计算，掌握两端磨矿的计算方法。 重点掌握分级设备的选择以及螺旋分级机的计算。 【重 点】球磨机和棒磨机容积法的计算 【难 点】两段磨矿石磨机的设计 内容 【本讲课程的引入】 引入: 磨机是选厂能耗最高的设备，其能耗占选厂总能耗的 40～60%，破碎的相对成 本比磨矿的低，故一般采用“多碎少磨”来减小入磨细度，降低磨机单位容积新生 成级别处理量，来增加磨机的处理量。但是，常规破碎机的产品粒度也是有限的。 磨机与分级机构成闭路，可以让磨机及时排除合格产品，减小过粉碎，同时也能增 加磨机的处理能力。下面我们就介绍下常用的分级设备。 【本讲课程的内容】 6.4 磨矿设备 6.4.1 磨矿设备的选择 选择磨矿设备主要根据磨矿车间的处理量、矿石性质、给矿及产品粒度、磨矿 设备的性能，基建投资，生产成本等，经多方案比较择优选用。 目前选矿厂常用的磨矿设备有：球磨机（格子型和溢流型）、棒磨机、自磨机、 砾磨机等，它们各自的优缺点和适用条件如下： 格子型和溢流型球磨机是选矿厂用的最多的两种磨矿机。二者外型和结构基本 相同，所不同的是格子型在磨机筒体靠近排矿端有一层格子板，相当于一层筛子， 能把小于格子孔宽度的颗粒及时从磨机中排出，减少了物料在筒中滞留时间和过分 美卓： 自磨机 Ф12.2m ，功率 2 万 kw， 在澳大 利亚铜 金厂应 用；

其球磨碎现象，因此格子型生产能力比溢流型高10～15%，但排矿粒度比溢流型粗（排矿下机限0.2-0.3mm）。第一段粗磨（-200目60%以下）多采用格子型球磨机，第二段（以Φ9.83m长及第三段）多采用溢流型球磨机。12.3m棒磨机产品粒度均匀，粗磨时生产能力大（排矿粒度在1-3mm），但细磨时生产在智力铜选矿能力很小，适合于用在由15～25mm磨至1～3mm，相当于细碎作业，在有的大型选厂：厂采用。Φ5.49m在中国自磨可以不用钢球、钢棒，而且由于给矿最大粒度可达300～350mm，可节省一德兴铜至两段破碎作业，但总耗电比常规流程高，因此自磨是否合理要通过半工业试验或矿厂，鞍山调工业试验后与常规流程进行技术经济比较后确定。军台；砾磨机的主要作用是减少铁的污染，常用于非金属的磨矿，但其处理能力低。弓长岭使用国6.4.2磨机设备的计算产05.03*（一）棒磨机和球磨机6.7m牛容积法：单位磨机容积处理量为基础（以新生成级别为基础）丰功耗法：单位矿石磨矿功耗为基础此处只介绍容积法，计算步骤如下：(1)。单位磨机处理量计算：q=K,K2K3K4qo式中：q一设计磨机按新生成级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，t/m.hqo一生产（或工业试验）磨机按新生成级别计的单位容积处理量，一般由类似选厂或类似矿石的生产考察资料获得。% = o(B, - β)V式中：Q一生产磨机原矿处理量V一生产磨机有效容积β1一生产磨机新给矿中计算级别含量β，一生产磨机磨矿最终产物计算级别含量K一矿石相对可磨性系数。由可磨性试验获得，无试验数据时可按下表选取：相同矿石K，=1.0设计K不同矿石K,=标准K-2-

- 2 - 碎现象，因此格子型生产能力比溢流型高 10～15%，但排矿粒度比溢流型粗（排矿下 限 0.2-0.3mm）。第一段粗磨（-200 目 60%以下）多采用格子型球磨机，第二段（以 及第三段）多采用溢流型球磨机。 棒磨机产品粒度均匀，粗磨时生产能力大（排矿粒度在 1-3mm），但细磨时生产 能力很小，适合于用在由 15～25 ㎜磨至 1～3 ㎜，相当于细碎作业，在有的大型选 厂采用。 自磨可以不用钢球、钢棒，而且由于给矿最大粒度可达 300～350 ㎜，可节省一 至两段破碎作业，但总耗电比常规流程高，因此自磨是否合理要通过半工业试验或 工业试验后与常规流程进行技术经济比较后确定。 砾磨机的主要作用是减少铁的污染，常用于非金属的磨矿，但其处理能力低。 6.4.2 磨机设备的计算 (一) 棒磨机和球磨机 容积法：单位磨机容积处理量为基础（以新生成级别为基础） 功耗法：单位矿石磨矿功耗为基础 此处只介绍容积法，计算步骤如下： ⑴. 单位磨机处理量计算： q=K1K2K3K4q0 式中：q—设计磨机按新生成级别（一般为-0.074 ㎜粒级）计的单位容积处理 量，t/m3·h q0—生产（或工业试验）磨机按新生成级别计的单位容积处理量，一般由类似 选厂或类似矿石的生产考察资料获得。 V Q q ( ) 0 2 1 0  −  = 式中：Q0—生产磨机原矿处理量 V—生产磨机有效容积 β1—生产磨机新给矿中计算级别含量 β2—生产磨机磨矿最终产物计算级别含量 K1—矿石相对可磨性系数。由可磨性试验获得，无试验数据时可按下表选取： K K K K 标准 设计 不同矿石 相同矿石 = = 1 1 1.0 其球磨 机 Ф9.83m 长 12.3m 在智力 铜选矿 厂 ； Ф5.49m 在中国 德兴铜 矿厂， 鞍山调 军台； 弓长岭 使用国 产 Ф5.03* 6.7m

K值矿石类型1.25~1.4易碎性矿石1. 00中等可碎性矿石难碎性矿石0.85~0.7(D2-20α）05,或按表6.4-1选取K，--磨机直径校正系数,K，D标-28标K一磨机型式校正系数，见表6.4一2K一磨机给矿和产品粒度差别系数。Ks=m/mz,m为设计给矿和产品粒度条件下的相对处理量，查表6.4一3；m一为生产给矿和产品粒度条件下的相对处理量，查表6.4—3。Vq(2).磨机处理量：Q=β, -β式中：各符号的意义同（1），但不是现场磨机，而是设计磨机。24(取整)(3)磨机台数：n=Q式中：Q一磨矿作业总给矿量，即流程计算的磨矿给矿量设(4)磨机负荷：:n=nxQ设(1+c)<12t /(mh)(5).通过量验算：nxV（二）两段磨矿及中矿再磨磨机计算可采用分段计算也可采用一次计算。如果连续磨矿两段磨机数量不一样，重新调整一段的磨矿细度。两段磨矿，先计算需要的磨机总容量，再按比例分配各段容积需要的磨机总容积用下式计算：Via=2(B-B)qo1,2式中：Q一磨矿作业原始给矿量，t/hβ3一第二段磨矿产品中小于计算级别的含量β，一第一段磨矿给矿中小于计算级别的含量-3-

- 3 - 矿石类型 K 值 易碎性矿石 1.25～1.4 中等可碎性矿石 1.00 难碎性矿石 0.85～0.7 磨机直径校正系数 或按表 选取 标 标 设 设 ) , 6.4 1 2 2 , ( 0.5 2 2 − − − − − =   D D K K K3—磨机型式校正系数，见表 6.4—2 K4—磨机给矿和产品粒度差别系数。K4=m1/m2,m1为设计给矿和产品粒度条件下的 相对处理量，查表 6.4—3；m2—为生产给矿和产品粒度条件下的相对处理量，查表 6.4—3。 ⑵. 磨机处理量：  2 − 1 = Vq Q 式中：各符号的意义同（1），但不是现场磨机，而是设计磨机。 ⑶. 磨机台数： (取整） Q Q n a = 式中：Qa—磨矿作业总给矿量，即流程计算的磨矿给矿量 ⑷. 磨机负荷： n Q Q  = 设  ⑸. 通过量验算： 12 /( ) (1 ) 3 t m h n V Q c   设 + （二）两段磨矿及中矿再磨磨机计算 可采用分段计算也可采用一次计算。如果连续磨矿两段磨机数量不一样，重新调整 一段的磨矿细度。 两段磨矿，先计算需要的磨机总容量，再按比例分配各段容积 需要的磨机总容积用下式计算： 01,2 3 1 1,2 ( ) q Q V a  −  = 式中：Qa—磨矿作业原始给矿量，t/h β3—第二段磨矿产品中小于计算级别的含量 β1—第一段磨矿给矿中小于计算级别的含量

qo1.2一两段磨矿按新生成计算级别的单位处理量（认为两段磨具有相同的qo）将Vi.2向两段分配：若第一、二段均为闭路，一般取V2/V,=1，即V,=V2如一开一闭，V2/V,=2-3。①.再磨作业磨机计算：两种方法V_ C.(βr品 -βan)0再磨第一种：用类似于第一种磨矿的计算方法（此时假定原矿与再磨矿石性质相同），即式中：Q一再磨机新给矿β产品一再磨产品中计算级别含量β给矿一再磨机新给矿中计算级别的含量o再唐一再磨机按新生成计算级别的单位处理量。qo再磨=K.K2KK4qo式中：Ki~K4意义同前qo一为类似选厂按新生成计算级别的单位容积生产能力第二种：假设再磨与第一段磨具有相同的9。（实际是不同的），则需要的容积与其处理的物料量及细度变化成比例。V,= (V2-V.)式中：V一再磨需要的磨机容积Y一再磨物料相对于原矿的产率V2一把原矿全部再磨到磨后产品粒度需要的磨机容积V.一把原矿全部再磨到磨前产品粒度需要的磨机容积若原矿中计算级别含量为β11再磨前、后分别为β21β，Vα = C.(B, -P)SoV= C.(B, -β)qo则: V,=1, C.(B--B)qo其它磨机（自磨机、砾磨机）因学时不够，此处不讲。-4-

- 4 - q01,2—两段磨矿按新生成计算级别的单位处理量（认为两段磨具有相同的 q0） 将 V1,2向两段分配：若第一、二段均为闭路，一般取 V2/V1=1,即 V1=V2 如一开一闭，V2/V1=2-3。 ①. 再磨作业磨机计算：两种方法 再磨 产品 给矿） 0 ( q Q V a  −  = 第一种：用类似于第一种磨矿的计算方法（此时假定原矿与再磨矿石性质相同）， 即 式中：Qa—再磨机新给矿 β产品—再磨产品中计算级别含量 β给矿—再磨机新给矿中计算级别的含量 q0 再磨—再磨机按新生成计算级别的单位处理量。 q0 再磨=K1K2K3K4q0 式中：K1～K4意义同前 q0—为类似选厂按新生成计算级别的单位容积生产能力 第二种：假设再磨与第一段磨具有相同的 q0(实际是不同的)，则需要的容积与 其处理的物料量及细度变化成比例。 Vb=γb(V2-V1) 式中：Vb—再磨需要的磨机容积 γb—再磨物料相对于原矿的产率 V2—把原矿全部再磨到磨后产品粒度需要的磨机容积 V1—把原矿全部再磨到磨前产品粒度需要的磨机容积 若原矿中计算级别含量为β1，再磨前、后分别为β2，β3 3 1 1,2 0 2 1 1 0 ( ) ( ) a a Q V q Q V q     − = − = 则： 0 3 2 ( ) q Q V a b b    − = 其它磨机（自磨机、砾磨机）因学时不够，此处不讲

【本讲课程的小结】本讲主要讲述球磨机的选择与计算，重点掌握容积法计算，以及磨机各个参数的选取，熟悉两段磨矿球磨机的计算，了解球磨机的功耗发的计算。【本讲课程的作业】2700*3600格子型球磨机的计算，进入选别车间的Q时=45t/h，，给矿粒度-10mm，（-200目占10%）要求产品细度为-200目67%。与选用现场用的生产磨机所磨矿石比较，可磨性系数K,=0. 99。现场用的磨机采用2100*3000溢流型球磨机，给矿粒度-20mm，（-0.074mm占6%），磨矿产品粒度为-200目占62%，按原矿记的生产能力Q时=15t/h。1）q=K.KKsKqo4 -2(B-)_ 150.2-0) .949V0.959K=m_K,=0.99, K,=1.17, K,=1.11,=1.050.913m2q=1.271t/(hm3)2)磨机处理量Vg_18.5*1.271=23.51(t/h)Q0.67-0.1β2 -β,453）1.91（取2台）n=23.51Q设454) n==95.7%（一般在95%-105%）2*23.51nxQ-5-

- 5 - 【本讲课程的小结】 本讲主要讲述球磨机的选择与计算，重点掌握容积法计算，以及磨机各个参数的选取， 熟悉两段磨矿球磨机的计算，了解球磨机的功耗发的计算。 【本讲课程的作业】 2700*3600 格子型球磨机的计算，进入选别车间的 Q 时=45t/h，给矿粒度-10mm，（-200 目占 10%）要求产品细度为-200 目 67%。与选用现场用的生产磨机所磨矿石比较，可磨性系数 K1=0.99。 现场用的磨机采用 2100*3000 溢流型球磨机，给矿粒度-20mm，（-0.074mm 占 6%），磨矿产品 粒度为-200 目占 62%，按原矿记的生产能力 Q 时=15t/h。 1） q=K1K2K3K4q0 0.94 9 ( ) 15(0.62 0.6) 0 2 1 0 = − = − = V Q q   K1=0.99，K2=1.17，K3=1.11， 1.05 0.913 0.959 2 1 4 = = = m m K q=1.271t/(hm3) 2)磨机处理量 23.51( / ) 0.67 0.1 18.5*1.271 2 1 t h Vq Q = − = − =   3） 1.91 23.51 45 n = = （取 2 台） 4） 95.7% 2*23.51 45 = =  = n Q Q设  （一般在 95%-105%）

课程名称：《选矿厂设计》第10周，第12次摘要：授课题目（章、节）第六章主要工艺设备的选择与计算6.5分机设备本讲目的要求及重点难点：【目的要求】通过本讲课程的学习，了解分级设备的类型及应用，水力旋流器的计算。掌握分级设备的选择以及螺旋分级机的计算。[重点1分级设备的选择，螺旋分级机的计算，水力旋流器的计算【难点】水力旋流器的计算内容【本讲课程的引入】引入：磨机是选厂能耗最高的设备，其能耗占选厂总能耗的40～60%，为了提高磨机的处理能力，磨机与分级设备构成闭路，可以让磨机及时排除合格产品，减小过粉碎，同时也能增加磨机的处理能力。下面我们就介绍下常用的分级设备。【本讲课程的内容】6.5分级设备选矿厂常用的分级设备有：螺旋分级机、水力旋流器、细筛、水力分级机等。选择的主要依据是：处理能力、分级粒度、物料性质、设备配置条件及设备性能等。6.5.1螺旋分级机（一）螺旋分级机的选择螺旋分级机用于磨矿回路的分级、洗矿、脱泥脱水等作业。其主要优点：工作可靠、操作方便、可与磨机自流连接；主要缺点是分级效率低、设备笨重、占地面积大。构造上区分为：低堰式（用的很少，实际用于含泥少得砂矿和脱水作业）高堰式和沉没式（4-5的螺旋叶沉没在矿浆中）。高堰式用于粗粒分级，溢流最大粒度一般为0.4～0.15mm，常在第一段磨机中作分级设备；沉没式用于细粒分级，溢流最大粒度在0.15mm以下，常用溢流型球磨机构成闭路磨矿。受设备规格和生产能力的限制，一般不能与直径3.6米以上的磨机构成闭路

课程名称：《选矿厂设计》 第 10 周 ，第 12 次 摘要：授课题目（章、节） 第六章 主要工艺设备的选择与计算 6.5 分机设备 本讲目的要求及重点难点： 【目的要求】通过本讲课程的学习，了解分级设备的类型及应用，水力旋流器的计算。 掌握分级设备的选择以及螺旋分级机的计算。 【重 点】分级设备的选择，螺旋分级机的计算, 水力旋流器的计算 【难 点】水力旋流器的计算 内容 【本讲课程的引入】 引入: 磨机是选厂能耗最高的设备，其能耗占选厂总能耗的 40～60%，为了提高磨机 的处理能力，磨机与分级设备构成闭路，可以让磨机及时排除合格产品，减小过粉 碎，同时也能增加磨机的处理能力。下面我们就介绍下常用的分级设备。 【本讲课程的内容】 6.5 分级设备 选矿厂常用的分级设备有：螺旋分级机、水力旋流器、细筛、水力分级机等。 选择的主要依据是：处理能力、分级粒度、物料性质、设备配置条件及设备性能等。 6.5.1 螺旋分级机 （一）螺旋分级机的选择 螺旋分级机用于磨矿回路的分级、洗矿、脱泥脱水等作业。其主要优点：工作 可靠、操作方便、可与磨机自流连接；主要缺点是分级效率低、设备笨重、占地面 积大。 构造上区分为：低堰式（用的很少，实际用于含泥少得砂矿和脱水作业）高堰 式和沉没式（4-5 的螺旋叶沉没在矿浆中）。高堰式用于粗粒分级，溢流最大粒度一 般为 0.4～0.15 ㎜，常在第一段磨机中作分级设备；沉没式用于细粒分级，溢流最 大粒度在 0.15 ㎜以下，常用溢流型球磨机构成闭路磨矿。受设备规格和生产能力的 限制，一般不能与直径 3.6 米以上的磨机构成闭路

（二）螺旋分级机的计算螺旋分级机的处理量主要与设备类型、规格、溢流粒度、物料密度等因素有关。计算方法：①已知螺旋分级机规格，计算按溢流中固体量计的处理量高堰式Q=mK.Kz(94D*+16D)/24240D=-0.08+0.103,mK,K,沉没式Q=mK.K22（75D*+10D)/2424QD=-0.07+0.115VmK,K,式中：Q一按溢流中固体重量计的处理量，t/hm一分级机螺旋个数D一分级机螺旋直径，mKr—矿石密度修正系数，见表6.5—1或按K=1+0.5（p-2.7）K2,K2一分级粒度校正系数，见表6.5一2p一矿石密度螺旋分级机还起到传输返沙的作用。要对②对返沙中以固体质量记的处理量进行验算Q返=135mk，nD3/24≥Q设返6.5.2水力旋流器（一）水力旋流器的选择水力旋流器采用压力给矿49～157kPa（一般0.5～1.6Kg/cm）过去多为恒压给矿，现在常用变速砂泵给矿，设计中要注意为给如水力旋流器的矿浆设置除渣设施，以保护扬送矿浆的砂泵和防止堵塞旋流器。水力旋流器用于分级、脱泥脱水。主要优点：结构简单，占地面积小，细粒分级时分级效率高；主要缺点：给矿需用泵扬送，电耗较高，工作不稳定。其分级粒度范围为0.3~0.01mm。水力旋流器的规格取决于要求的处理量和溢流粒度：处理量大、溢流粒度粗时选大规格；处理量小、溢流细时选小规格：处理量大而溢流又细时选小规格旋流器组（并联使用）。-2-

- 2 - （二）螺旋分级机的计算 螺旋分级机的处理量主要与设备类型、规格、溢流粒度、物料密度等因素有关。 计算方法： ① 已知螺旋分级机规格，计算按溢流中固体量计的处理量 高堰式 Q=mK1K2(94D2 +16D)/24 1 2 24 0.08 0.103 mK K Q D = − + 沉没式 Q=mK1K2 ’ (75D2 +10D)/24 ' 1 2 24 0.07 0.115 mK K Q D = − + 式中：Q—按溢流中固体重量计的处理量，t/h m—分级机螺旋个数 D—分级机螺旋直径，m K1—矿石密度修正系数，见表 6.5—1 或按 K1=1+0.5(ρ-2.7) K2,K2 ’—分级粒度校正系数，见表 6.5—2 ρ—矿石密度 螺旋分级机还起到传输返沙的作用。要对 ② 对返沙中以固体质量记的处理量进行验算 Q返 =135mk nD / 24  Q设返 3 1 6.5.2 水力旋流器 （一）水力旋流器的选择 水力旋流器采用压力给矿 49～157kPa（一般 0.5～1.6Kg/cm2）过去多为恒压给 矿，现在常用变速砂泵给矿，设计中要注意为给如水力旋流器的矿浆设置除渣设施， 以保护扬送矿浆的砂泵和防止堵塞旋流器。 水力旋流器用于分级、脱泥脱水。主要优点：结构简单，占地面积小，细粒分 级时分级效率高；主要缺点：给矿需用泵扬送，电耗较高，工作不稳定。其分级粒 度范围为 0.3～0.01 ㎜。 水力旋流器的规格取决于要求的处理量和溢流粒度：处理量大、溢流粒度粗时 选大规格；处理量小、溢流细时选小规格；处理量大而溢流又细时选小规格旋流器 组（并联使用）

实践和理论分析表明，水力旋流器的结构参数及其之间的比例关系和操作条件对溢流粒度及分级效率有较大影响。（二）水力旋流器结构参数和工作指标（1）结构参数：d一给矿口当量直径do一溢流管直径，cmD一旋流器筒体直径，cmQIdda一沉砂口直径，cmhh一柱高Dh。一溢流管插入深度各参数之间的关系dr =(0.15~0.2) D=（0.4~1.0) do;中do=(0.2~0.4)D当d=（0.2~0.7）h.当d=（0.3~0.5）h。效率最高，（2）工作指标水力旋流器的工作指标主要是处理量和分离粒度，他们直接与给矿压力有关，分离粒度（ds）与入口压力之间存在的关系见P86表6.5-6，对于分级设备通常要求其溢流细度（特定级别含量如0.074mm含量）dg5之间存在如下关系：见P87表6.5-7.（三）水力旋流器的计算计算方法很多，没有公认的计算方法，此处只介绍两种计算法A波瓦罗夫计算法该方法时预定给矿压力条件下，根据要求处理量预先设定旋流器直径D（按产品目录）并确定相应的de，do，α。在进行相应的计算。计算步骤如下：（1）选择旋流器直径，计算旋流器体积处理量和需要台数旋流器直径参考样本目录选择，主要看处理能力，选定D后即可确定各结构参数，如给矿口尺寸、溢流管直径、锥角等。按下式求每台的体积处理量：9,=3KK,d,doP。--.-计算的关键是注意公式中的单位式中：Q一按给矿体积计的处理量m/hK。一旋流器锥角修正系数-3-

- 3 - 实践和理论分析表明，水力旋流器的结构参数及其之间的比例关系和操作条件 对溢流粒度及分级效率有较大影响。 （二）水力旋流器结构参数和工作指标 （1）结构参数： df—给矿口当量直径 d0—溢流管直径，㎝ D—旋流器筒体直径，㎝ du—沉砂口直径，㎝ h—柱高 ho—溢流管插入深度 各参数之间的关系 df =（0.15～0.2）D=（0.4～1.0）d0； d0=（0.2～0.4）D 当 du=（0.2～0.7）ho当 du=（0.3～0.5）ho效率最高。 （2）工作指标 水力旋流器的工作指标主要是处理量和分离粒度，他们直接与给矿压力有关， 分离粒度（d95）与入口压力之间存在的关系见 P86 表 6.5-6，对于分级设备通常要求 其溢流细度（特定级别含量如 0.074mm 含量）d95之间存在如下关系：见 P87 表 6.5-7. （三）水力旋流器的计算 计算方法很多，没有公认的计算方法，此处只介绍两种计算法 A 波瓦罗夫计算法 该方法时预定给矿压力条件下，根据要求处理量预先设定旋流器直径 D（按产 品目录）并确定相应的 df，d0， 。在进行相应的计算。计算步骤如下： ⑴ 选择旋流器直径，计算旋流器体积处理量和需要台数 旋流器直径参考样本目录选择，主要看处理能力，选定 D 后即可确定各结构参 数，如给矿口尺寸、溢流管直径、锥角等。按下式求每台的体积处理量： Qv = 3KKDd f d0 P0 -计算的关键是注意公式中的单位 式中：Qv—按给矿体积计的处理量 m 3 /h Kα—旋流器锥角修正系数

0.044K。=0.79+00.0397+tg2当α=10，K。=1.15很少用；当a=20，K。=1.0，常用K.一旋流器直径修正系数1.2(D单位cm)K,=0.8+（D=50cm时，等于1）1+0.1D4bhd一给矿口当量直径，当给矿口为方形时d,=，nb、h一给矿口宽度和高度cmP。一旋流器给矿口工作压力，Mpa（自已设计时考虑的因素：溢流越细，压力越大，见表6.5—6)。do一溢流官直径，cmD一旋流器筒体直径，cm（2）按产品目录给出的范围确定沉砂口直径，并验算其单位截面积负荷（按固体量计），使其在0.5~2.5t/cm·h范围内。(3）按公式：Q=3K。K,d,d。/P。计算实际给矿量时的给矿实际压力（4）用下式计算溢流上限粒度dg5，使其满足溢流粒度的要求DdoCfdgs =1.5(rm)VduKpP0.5(p-1)式中：dgs一溢流上限粒度（μm）C一给矿重量百分浓度（自己设计时考虑：溢流越细，浓度越低）d.一沉砂口直径，cmp一固体密度，t/m其它符号意义同前。求出dgs后根据表6.5一7可知此上限粒度所对应的溢流细度。B克雷布斯法（1）按溢流细度的要求，计算校正分离粒度（见表6.5-8）（2）计算旋流器直径DD= 0.0234d;51, p0.424(p1)0758 x(10.0189c,)2167dso(e)---分离校正粒度，um-4-

- 4 - 2 0.0397 0.044 0.79   tg K + = + 当α=100，Kα=1.15 很少用；当α=200，Kα=1.0，常用 Kd—旋流器直径修正系数 ( ) 1 0.1 1.2 0.8 D cm D KD 单位 + = + （D=50cm 时，等于 1） df—给矿口当量直径，当给矿口为方形时  = bh d f 4 b、h—给矿口宽度和高度 ㎝ P0—旋流器给矿口工作压力，Mpa（自己设计时考虑的因素：溢流越细，压 力越大，见表 6.5—6）。 d0—溢流官直径，㎝ D—旋流器筒体直径，㎝ (2) 按产品目录给出的范围确定沉砂口直径，并验算其单位截面积负荷（按固 体量计），使其在 0.5～2.5t/㎝·h 范围内。 (3) 按公式： Q = 3KKDd f d0 P0 计算实际给矿量时的给矿实际压力 (4) 用下式计算溢流上限粒度 d95,使其满足溢流粒度的要求 ( ) ( 1) 1.5 0.5 0 0 95 m d K P Dd C d u D f   − = 式中：d95—溢流上限粒度（μm） Cf—给矿重量百分浓度（自己设计时考虑：溢流越细，浓度越低） du—沉砂口直径，㎝ ρ—固体密度，t/m3 其它符号意义同前。 求出 d95后根据表 6.5—7 可知此上限粒度所对应的溢流细度。 B 克雷布斯法 （1）按溢流细度的要求，计算校正分离粒度（见表 6.5-8） （2）计算旋流器直径 D 0.424 0758 2.167 0 1.515 50( ) 0.0234 ( 1) (1 0.0189 ) c v D = d p  −  − c d50(c) -分离校正粒度， m

Po一旋流器给矿口工作压力，kpa，p--固体密度，t/mC--给矿体积浓度，%（3）由给矿压力查出旋流器处理量，计算旋流器台数（p88图6.5-2）；（4）按沉砂口流量查出沉砂口直径（p89图6.5-3）C实例计算（见p88）由题意的流程图，溢流浓度40%，细度-0.074占60%，密度2.9，可计算出沉砂量Q5=225%*250=562.5，250t/h7.5%3C=225%250t/h54.0%返砂溢流200目60%矿浆比重=（干矿量+水量）/矿浆体积首先根据流程图计算旋流器各指标值，如表6.5-9，自学书上的两种计算方法。下面讲另外一种方法，这个方法是建立上两个方法之上的一种方法。计算步骤：（1）以流程计算各指标，如表6.5-9。d soc = 2.08dr（2）计计算分离粒度：dsoc=74×2.08=157dgs=(1.5~2.0) d soc=1.8ds0c=277（3）由表6.5-7dgs=277，再由表6.5-6得P=55kPa（4）据dso计算水力旋流器D=0.0234dd:515 p0.424(p-1)0.758x(1-0.0189C,)2.167= 50.6cm选口为50cm的水力旋流器，据产品性表得：d,=13cmd。=17cm2d,=6.7~6.8cmα=20°-5-

- 5 - P0—旋流器给矿口工作压力，kpa，  -固体密度，t/m3 v c -给矿体积浓度，% （3）由给矿压力查出旋流器处理量，计算旋流器台数（p88 图 6.5-2）； （4）按沉砂口流量查出沉砂口直径（p89 图 6.5-3） C 实例计算（见 p88） 由题意的流程图，溢流浓度 40%，细度-0.074 占 60%，密度 2.9，可计算出沉砂量 Q5=225%*250=562.5， 矿浆比重=（干矿量+水量）/矿浆体积 首先根据流程图计算旋流器各指标值，如表 6.5-9，自学书上的两种计算方法。 下面讲另外一种方法，这个方法是建立上两个方法之上的一种方法。 计算步骤： （1） 以流程计算各指标，如表 6.5-9。 （2） 计算分离粒度： d 1.5 ~ 2.0 1.8 277 74 2.08 157 2.08 95 50 50 50 50 = = = =  = = c c c T c d d d d d （ ） （3） 由表 6.5-7 d95 = 277 ，再由表 6.5-6 得 P=55kPa （4） 据 c d50 计算水力旋流器 D 0.0234d c Po ( 1) (1 0.0189Cv ) 50.6cm 1.515 0.424 0.758 2.167 = 50  −  − = 选口为 50cm 的水力旋流器，据产品性表得： d f = 13cm do =17cm du = 6.7 ~ 6.8cm  = 20 °