选矿常用计算公式公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]选矿常用计算公式1、品位：一般用化学分析确定α一原矿品位，β—精矿品位，θ—尾矿品位2、产率：(1)用重量计算γ精= Q K/ Q n*(100%) γ尾= Q n- Q k/ Q n*(100%) 式中：Q n、Q k分别为原矿和精矿重量（吨）(2）用品位计算γ精=α-θ/β-θ*(100%) γ尾=1- γ精（3）用回收率计算γ精=α·ε/β*100%式中：ε为回收率3、选矿比：（1）用重量计算K重= Q k/ Q n(倍)（2）用品位计算K重=β-θ/α-θ(倍)4、富矿比：I n=β/α(倍)5、破碎比：I=D max/d min 式中：D max破碎前物料最大块直径（mm）d min破碎后物料最大块直径（mm）6、单个矿块粒度计算：d=(a+b+c)/3 式中：a、b、c分别为块矿的长、宽、高尺寸7、筛分效率：（1）E1=β（α-θ）/α（β-θ）*100%（2）E2=C/（θ*α）*100%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，C为筛下产品重量8、破碎机作业率：?作=t实/t计*100% 式中：t实为破碎机实际开车小时数 t计为日历台数X台数X24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、球磨机台数能力：Q台= Q总/ t实（t/H）式中：Q台为球磨机1小时处理原矿吨数Q总为球磨机当班（或日、月、季、年等）处理原矿总吨数11、球磨机利用系数：?系= Q台/V（t/H·m3）式中：?系为球磨机单位体积单位时间内处理的原矿量V为球磨机有效容积（m3）12、磨矿效率：q-200= Q台(γ溢-γ给)/V（t/H·m3）式中：q-200为磨机单位时间单位容积磨出指定粒级的矿山重量γ溢为溢流中指定粒级含量的百分数γ给为给矿中指定粒级含量的百分数13、按电耗计算磨矿效率：C= q·V/N（t/瓦·时）式中：C为按电耗计算得磨矿效率q为磨机单位时间单位容积的-200的含量N为单位时间磨机耗电量（度）14、球磨机转数：（1）临界转数ｎ临=√D（转/分）（2）实际转数ｎ实 =√D-2b(转/分)（3）工作转数??2=??同/S(转/分)式中：D为球磨直径 b为球磨衬板厚度?同为同步机转数 S为球磨机大、小齿轮之比（转数）15、装球量公式：G=φ·V·△式中:G为装球量（吨）φ为充填系数百分数（取40-45%）△为钢球堆比重（取△=m3）16、装球直径（拉祖莫夫公式）D=f3√d式中：D为钢球直径(mm)f为矿石性质（硬度）系数（f在28-38-48）d为给矿最大直径（mm）17、介质球充填率：φ=50-127*b/D(%)式中：φ为钢（铁）球充填率（%）b为介质水平面距磨机筒体中心线高度（m）D为磨机有效直径（m）18、钢球重量：W=*（π/6）D3式中：W为单个钢球重量（g或kg）D为钢球直径（mm）19、分级效率：E=（α-θ）（β-α）/α（β·θ）（1-α）*100%式中：E为分级效率α为给矿中小于分级粒度含量（%）β为溢流中小于分级粒度含量（%）θ为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=（β-α）/（α-θ）*100%22、返砂比： C=S/ Q（%）式中：C为返砂比S为返砂量（吨）Q为新给矿量（吨）23、细筛分离粒度经验公式：（1）d=1/2·S·K式中：d为细筛分离粒度（mm）S 为筛孔尺寸（mm）K为系数（在～）（2）查表法S·d及倾角24、过滤效率：q精= Q总/∑m2·∑t（t/H·m3）式中：Q总为各台过滤机过滤干精矿之和（吨）∑m2为参加生产过滤机有效面积之和（m2）∑t为各台过滤机实际过滤时间之和（小时）25、回收率的计算：（1）实际回收率ε=(Q k*β)/（Q0*α）*100%（2）理论回收率ε=β（α-θ）/α（β-θ）*100%式中：Q k为精矿产量，Q0为尾矿产量磁选机磁场感应强度表示：1T（特斯拉）=1000mT（毫特斯拉）=10000GS（高斯）。
选矿基本知识一、名词解释重力选矿法（简称重选法）：是在运动介质（水）中，按粒度比重和粒度的差异进行分选的分法。
浮选法：是选金生产中，应用最广泛的一种选矿法。
是利用矿物表面物理化学性质的差异来选分矿石的一种方法。
混汞法：是一种古老而又简易的选金方法。
在矿浆中，金粒被汞（水银）选择性地润湿并形成金汞齐，使它和别的矿物及脉石互相分离，这种方法称为混汞法。
品位：就是矿石或选矿产物中该金属或选矿产物重量之比值，通常用百分数来表示。
产率：选矿产物的重量与原矿重量之比值，通常用百分数来表示。
选矿比：原矿重量与精矿重量的比值，它表示获得1吨精矿需要处理的原矿的吨位。
富矿比：精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位之比值。
它表示精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位高出的倍数。
回收率：选矿的目的就是要把原矿中所含的金属，最大限度地选入到品位更高的精矿中。
这个选分过程的完全程度，可以用金属回收率来评定。
所谓金属回收率，就是精矿中所含的金属重量与原矿中该金属重量的比值，常用百分数来表示。
二、选矿指标处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克) / 处理原矿量(吨)精矿品位：是指平均每吨精矿中的含金量，它是反映精矿质量的指标，计算公式为：精矿品位(克/吨)＝精矿含金量(克) / 精矿数量(吨)精矿产率：是指产出的精矿量占原矿量的百分比，它是反映选矿厂质量的指标。
计算公式为：精矿产率(％)＝精矿数量(吨) /原矿数量(吨) ×100％尾矿品位：是指选矿厂排弃的尾矿中，平均每吨尾矿中的含金量。
它是反映在选矿过程中金属损失程度的指标。
计算公式为：尾矿品位(克/吨)＝尾矿含金量(克)/尾矿数量(吨)尾矿量(吨)＝处理原矿量(吨)－精矿量(吨)选矿回收率：是指采用各种选矿方法获得的最终产品含金量占处理原矿含金量的百分比。
按理论和实际回收率两种方法计算。
选矿理论回收率(％)＝精矿品位×(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位×(精矿品位－尾矿品位) )×100％=理论回收的金属量(克) /处理原矿金属量(克)×100％选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％(浮选回收率)浸出率：是指经浸出作业已溶解金的金属量占氰原矿金属量的百分比。
矿石的计算公式目前，我们执行的最低工业品位指标，基本上按国家规定，数十年一贯制的。
事实上，由于矿区所处的开发利用条件（如露采和坑采，平硐、斜井和竖井开采，浅采和深采，水电、尾矿处理与堆放）、运输条件和矿石的可选冶性之不同，矿产品市场之不同，最低工业品位，即可采品位大为不同。
根据国内同类型矿山一般生产技术经济指标和矿产品市场3年的平均价格，就可计算出可采品位。
一、吨矿生产成本吨矿生产完全成本：为每吨原矿所分摊的采矿、选矿和原矿运输成本、企业管理、精矿销售、矿山维检和矿权使用等费用的总和。
采矿成本：即出矿成本。
不同的开拓方式（露采、平硐、斜井、竖井）、采矿方法、排水量大小等，均影响采矿成本。
目前一般坑采成本为20-70元/吨。
选矿成本：选矿成本受矿石可选性制约，主要为选矿药剂和球磨机钢球消耗量，尾矿处理与输送费用(趋势是干砂堆放和胶结充填）。
目前一般选石厂的生产成本为20-70元/吨。
原矿运输成本：指采出矿后由坑口至选厂的运输费用。
目前一般矿山的原矿运输成本为10-50元。
企业管理费：企业管理费受企业规模大小和管理水平的影响。
目前一般矿山企业的管理成本为10-20元/吨。
精矿销售费：精矿由矿山选厂运至冶炼厂交货地点的一切费用。
每吨原矿的精矿销售费用为10-30元/吨。
矿山维检费：按财政部规定，从2004年1月1日起，每吨原矿提取15--18元的矿山维检费，以支持简单再生产。
矿权使用费：国家及地方政府规定要交纳的资源补偿费、资源使用费等，折合每吨矿石的费用（一般10-20元）。
二、吨矿所产的精矿（折合金属吨）产率（%）每吨原矿所产的精矿量（折合金属吨）取决于采矿贫化率和选矿回收率。
采矿贫化率：因地质条件不同,采矿方法不同和管理水平不同,采矿贫化率而有差异。
目前,我国坑内采矿的贫化率一般为10—25%。
选矿回收率：根据具体矿区的矿石可选性试验结果选取指标，如60-90%。
精矿产率=(1-采矿贫化率) ×选矿回收率三、精矿销售价格：合格精矿现货销售价格（换算为金属吨）一般为三月期金属期货的周平均价格，再乘以价格系数（60-85%）。
