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理量，t/h,当采用普通型颚式、旋回及圆锥破碎机时，qs=q0×bp或按设备样本数据选取；
q0---单位排矿口宽度处理量，t/(mm·h),见表6.2-2（选矿厂设计）；
bp---破碎机排矿口宽度，mm.
对于第一段破碎来说：
K1=1.10，k2=1.037，k3=1+（0.8-500/600）=0.97，k4=1.0，qs=q0×bp=0.98×89=87.22 q=K1×K2×K3×K4×qs
=1.10×1.037×0.97×1.0×87.22 =96.5
设备的负荷率为83.4/96.5=86.4%。
对于第二段和第三段来说，属于闭路破碎。闭路破碎时破碎机通过能力（按通过能力计的处理量）按下列公式计算：
qc=Kc×K1×K2×q0×e×ρs÷1.6
式中qc-----闭路破碎时，破碎机的处理量，t/h；
Kc-----闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.3~1.4； qs，k1，k2，k3，k4-----同开路破碎公式。 对于第二段中碎来说： 取4.0(单位：t·mm-1·h-1)
qs=q0×bp=4.0×29=116；k3=1+（0.8-143/156）=0.883 Kc=1.35
qc=1.10×1.037×0.883×1.0×1.35×116=157.8 设备的负荷率为53.1/157.8=33.65%。 对于第三段细碎来说： q0取6.0(单位：t·mm-1·h-1)
qs=q0×bp=6×6.5=39；k3=1+（0.8-36/60）=1.2 kc=1.35
qc=1.10×1.037×1.2×1.0×1.35×39=72.78 设备的负荷率为53.1/72.78=62.25%。
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第二方案：
根据破碎筛分第二方案流程的计算结果，s1=3.8，s2=4.0，s3=4.112，处理量Q=107.2t/h，又d2=132mm，d7=33mm，b1=83mm，b2=26mm，b3=6mm。查主要设备技术性能表，确定第一段破碎机拟定PE750×1060，第二段破碎机采用PYB-1200/170标准弹簧圆锥破碎机，第三段破碎机采用PYD-1750/100短头型圆锥破碎机。
对于第一段破碎来说：（字母含义同方案一）
K1=1.10，k2=1.037，k3=1+（0.8-500/600）=0.97，k4=1.0，qs=q0×bp=1.15×83=95.45
q=K1×K2×K3×K4×qs
=1.10×1.037×0.97×1.0×95.45 =123.4
设备的负荷率为107.2/123.4=86.87%
对于第二段和第三段来说，属于闭路破碎。闭路破碎时破碎机通过能力（按通过能力计的处理量）按下列公式计算：
Qb=Kc×K1×K2×q0×e×ρs÷1.6
式中Qb-----闭路破碎时，破碎机的处理量，(t/h)；
Kc-----闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.15~1.4； K1-----矿石的可碎性系数，表1-1-1(中国选矿厂设备手册) K2-----破碎比的修正系数，表1-3-1(中国选矿厂设备手册) e------排料口宽度/mm；ρs-----矿石的松散密度(t/ m3)；q0---单位排料口宽度的生产能力(t/mm﹒h)
对于第二段中碎来说：
Kc=1.2，K1=1.0，K2=1.0，q0=4.0，e=26，ρs=1.7
Qb=Kc×K1×K2×q0 e×ρs÷1.6=1.4×1.0×1.1×2.5×26×1.7÷1.6=132(t/h)
n=89÷132=67.42<1 所以选择一台PYB-1200/170标准弹簧圆锥破碎机。设备的负荷率为89/132=67.42%。
对于第三段细碎来说：
Kc=1.2，K1=1.0，K2=1.2，q0=14.0，e=6，ρs=1.7
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Qb=Kc×K1×K2×q0 e×ρs÷1.6=1.2×1.0×1.09×4.0×6×1.7÷1.6=128.5 (t/h)
n=89÷128.5=69.25%<1
设备的负荷率为69.25% 所以选择一台PYD-1750/100短头型圆锥破碎机。
方案对比：通过两个方案对比结果可以看出，第一方案设备的负荷率不均匀并且中细碎设备负荷率较低；第二方案设备负荷率较为均匀，设备负荷率较高，满足要求，故选择第二方案。
具体见设备附表附表1，附表2，附表3
4.1.3振动筛的选择
拟选用2YA1542双层圆振动筛 所需振动筛总面积按经验公式计算：
Q=F×q×r×K×L×M×N×O×P F----筛面工作面积，m3；
q---单位筛分面积生产率，m3/(m2·h)；列于表2-2-2(中国选矿厂设备手册)
r---物料松散密度(t/ m3)；
K、L、M、N、O、P----校正系数，列于表2-2-3(中国选矿厂设备手册) 预先选择双层筛2YA1542，筛面面积6.5m2；q=27.2；r=1.7。 对于双层圆振动筛的上层来说，其中K=1.2，L=1.04，M=1.3，N=1.0，O=0.9，P=1.0
则Q=F×q×r×K×L×M×N×O×P=6.5×27.2×1.7×1.2×1.04×1.3×1.0×0.9×1.0=438.8t/h
设备的负荷率=285.2÷438.8=65.0%
对于双层圆振动筛的下层来说，其中K=0.7，L=1.14，M=1.3，N=1.0，O=1.0，P=1.0
则Q=F×q×r×K×L×M×N×O×P=6.5×27.2×1.8×0.7×1.14×1.3×1.0×1.0×1.0=230.6
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设备的负荷率=196.2÷230.6=85.0%
上层筛的筛下量占给矿量的百分比为196.2÷285.2=68%，通过计算可以确定双层筛2YA1542的上下两层的面积均满足条件。
具体见设备附表附表4
4.2磨矿分级流程
4.2.1磨矿分级流程计算
1.当要求矿石入选粒度小于0.2mm时，即磨矿细度为-0.074mm含量为55%-65%时，参考工业实践及入磨粒度范围，拟采用一段闭路磨矿流程。本次设计的流程如图3-2，磨机采用湿式格子型球磨机，球磨机与水力旋流器组成闭路循环。格子型球磨机出料口加圆筒筛控制进入水力旋流器的粒度。
1 2 磨矿 4
3 5 图4-2磨矿分级流程图
2.工作制度：采用连续工作制，全年365天，全年运转330天，每天3班，每班8小时，设备作业率90.41%。全年开车数7920小时，小时处理量=1500t/h/（3×8）=62.5t/h。
3.计算各产物产量和各产物中计算级别的含量
计算用原始指标：Q1=62.5t/h，β1=12%(-200目含量)，β4=60%，
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