毕业设计（论文）-辽宁阜新1500td金矿选矿厂初步设计.doc

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）前言随着我国国民经济的快速发展，对黄金资源的需求也急剧加快，黄金科技进步不断扩展黄金资源开发的范围，从性质单一的易处理黄金资源，迅速发展到含砷、含硫及含复杂金属的难处理金矿资源领域。近些年来国家很重视发展黄金生产，制定了一系列促进黄金生产的政策，激发了地方对开发黄金矿产资源的积极性，也使黄金的产量不段增加。即使国际金价下跌，但是建设金矿选矿厂仍然会获得不错的经济利益。全套图纸加扣 3012250582阜新排山楼金矿位于辽宁阜新地区，是目前我国已发现的规模较大的与韧性剪切带有关的金矿床之一。该矿床特点为矿体规模大、分布集中，品位低但均匀稳定，易于露天开采。矿床位于阜新市东南18km，地理坐标为东经121度45分15秒，北纬41度52分25秒。矿石为石英黄铁矿型、 碳酸盐黄铁矿型和玉髓质石英黄铁矿型。矿石中有价元素为金, 品位为2.86g / t 。主要金属矿物以白铁矿、 黄铁矿为主。近些年来，随着阜新排山楼金矿对阜新金矿资源的不断开采，有限的金矿资源日益枯竭，易选以及品位高的金矿越来越少，该矿不得不开采低品位、细分散、难选的金矿。本设计中金矿矿样来自我国辽宁阜新排山楼金矿，通过对其矿石特性、选矿试验结果和产品要求的研究，确定了工艺流程、设备，进行了厂房、设备配置，并且保证了矿产资源的综合利用，获得了较好的技术经济指标。阜新位于辽西北地区，经济较沿海地区落后。该金矿为阜新地区的经济发展做出一定贡献。我设计的金矿选矿厂采用浮选与氰化法联合处理流程。用浮选法将一部分中细粒金及硫化矿包裹金先选出来，尾矿再磨，用氰化法回收微细粒金。最终金矿回收率达到95%以上，保证了金的有效回收及该矿的经济效益。与此同时，该选矿厂氰化尾矿进行压滤处理，实现干排放，减少对环境污染，符合环保要求。1 厂区概况1.1 辽宁阜新排山楼金矿地理位置及交通 辽宁排山楼黄金矿业有限责任公司位于阜新市东南25公里，行政区划属阜新蒙古族自治县新民镇。该矿床位于阜新市东南18km，地理坐标为东经121度45分15秒，北纬41度52分25秒。公司生活区设阜新市内，每日四班通勤车往返，另有道路客运班车直达市内，交通便利。生产区群山环抱，绿树相拥，湖水涟涟，碧草青青，湖光山色，交相映衬。地理位置及交通如图所示：图1-1 辽宁阜新排山楼地图FIG. 1-1 liaoning fuxin paishanlou map1.2 工程地质情况矿区地处中朝准地台北缘，燕山台褶带东段，北镇凸起的北部。矿区出露地层主要为太古界建平群大营子组，岩性为角闪斜长片麻岩、黑云斜长片麻岩、斜长角闪岩、夹白云质大理岩和磁铁石英岩扁豆体。矿区西部零星出露中元古界长城系大红峪组石英砂岩和高于庄组白云岩。矿区南部出露有华力西期花岗岩；东北部有燕山早期花岗岩出露，此外尚有石英闪长斑岩、流纹岩、煌斑岩等脉岩侵入。金矿床赋存于华力西期和印支-燕山期的韧性剪切带交汇部位的粗糜棱岩和超糜棱岩中。顶板是白云质糜棱岩，底板是黑云斜长糜棱岩。金矿化沿糜棱面理分布，形态简单，为似层状、透镜状，产状与糜棱岩化带的产状一致。矿体稳定，向下延深大于延长。矿石中的载金矿物：除自然金外主要为黄铁矿和石英，其次是磁黄铁矿、黄铜矿、毒砂。1.3 气候特征阜新气候属于北温带大陆季风气候区，主要气候特点为四季分明，雨热同季，光照充足。阜新市的四季是以候平均气温高于20为夏季，低于3为冬季（全国标准：高于22为夏季，低于10为冬季）。介于二者之间的气温分别为春、秋季。1.4 水源与电源供应由于厂区全年干旱时间较多，地旱缺水。考虑到生产用水拘谨和污水不过滤处理对环境污染严重，所以选厂设计的工业用水循环使用，不外排。生活用过的污水处理后排至附近低洼处自然降解。阜新太平区发电厂为矿区提供10kv的电源，电站与矿区的距离为18km，采用双回LGJ-240的线路供电。矿区除个别高压设备外，其余均为380v。重要负荷备有备用电源。除碎矿车间进行连锁控制外，其余设备均采用单机就地控制。2 矿物分析及可选性研究2.1 设计的可行性和必要性开发利用矿石资源，不但综合有效回收黄金资源，同时也为当地带来良好的社会效益和经济效益，通过对本选厂进行初步可行性研究，本选厂的设计具有以下优势：（1）地质资料齐全、资源可靠，具有开发潜力。（2）融资方式明确，建设资金有保障。（3）工艺成熟、可靠，技术有保证。2.2 矿石的类型 矿区出露地层为太古界建平群大营子组，岩性为角闪斜长片麻岩、黑云斜长片麻岩、斜长角闪岩、夹白云质大理岩和磁铁石英岩扁豆体。矿区西部零星出露中元古界长城系大红峪组石英砂岩和高于庄组白云岩。矿区南部出露有华力西期花岗岩；东北部有燕山早期花岗岩出露，此外尚有石英闪长斑岩、流纹岩、煌斑岩等脉岩侵入。金矿床赋存于华力西期和印支-燕山期的韧性剪切带交汇部位的粗糜棱岩和超糜棱岩中。金矿化沿糜棱面理分布，形态简单，为似层状、透镜状，产状与糜棱岩化带的产状一致。矿体稳定，向下延深大于延长。矿石中的载金矿物：除自然金外主要为黄铁矿和石英，其次是磁黄铁矿、黄铜矿、毒砂。2.3 矿石的化学成分及含量矿石的化学成分有金、银、铁、铜等，其各组分含量由原矿多元素分析可知，见表2-1： 表2-1 原矿多元素分析元素AuAgAsCuFePbCSAl2O3SiO2MgO单位g/tg/t%含量2.862.320.020.00151.530.0030.830.7612.6270.52.10Tab.2-1 Multi-element analysis of ore Table2.4 矿石的组成 矿石为石英黄铁矿型、 碳酸盐黄铁矿型和玉髓质石英黄铁矿型。矿石中有价元素为金, 品位为2.86g / t 。主要金属矿物以白铁矿、 黄铁矿为主； 非金属矿物以石英、 长石为主, 含一定量的高岭土、 云母等黏土矿物。矿石中金属硫化物嵌布粒度较细,白铁矿与黄铁矿关系密切,是金的主要载体矿物。 金矿物的赋存状态以粒间金为主, 占48.42% ,裂隙金占 1.82% ,剩余为包裹金。其中,脉石包裹金占29.51%, 硫化物包裹金占20.25%。硫化物包裹的金均为次显微金, 机械磨矿无法使之解离或裸露。脉石包裹金也不易完全单体解离。2.5 金的粒度测量结果金的粒度测量结果如表2-2所示： 表2-2 自然金粒度分析表 Tab. 2-2 Table of the natural-size fruit Guitar Analysis粒级/mm 粗粒金中细粒金微粒金+0.0740.0740.0530.0530.01-0.01含量 /%9.248.1541.8940.72 17.39合计1002.6 设计指标及流程制定1）设计原始指标 原矿含水3%；原矿最大粒度500mm；破碎产品粒度小于12mm；一段磨矿细度-200目占65%；最终氰化矿物细度为-200目占85%；浸出浓度40%；浸出及吸附时间24h；选矿回收率88%以上；尾矿含水率20%以下。氰化作业浸出率为90%，吸附率为98.5%，解析电解率为99%，冶炼回收率为99%，尾液品位为0.01-0.02。2）选别流程的制定 由以上矿物分析及研究可知，金矿物的赋存状态以粒间金为主，且粗粒金占17%左右，如果进行全泥氰化，浸出时间长且跑尾较多。所以设计流程为一段磨矿使粒度达到0.2mm以下，进行浮选，将粗粒金回收，但同时又选出大部分硫化矿（含硫化物包裹金）。浮选尾矿进入二段磨矿，使粒度达到0.1mm以下，进行氰化浸出选出微细粒金。最终金的回收率可达95%以上。3 选矿厂规模及工作制度3.1 选矿厂规模选矿厂规模一般用处理原矿量表示，因为尽管矿石中有用成分含量和所得精矿量各异，但只要处理的原矿量相同，选矿厂便有大致相同的主要生产设施，辅助设施和管理机构。本设计的选矿厂为有色金属选矿厂，日处理1500t/d，属于中型选矿厂。3.2 选矿厂工作制度选矿厂工作制度是指选矿厂各车间的工作制度。设备作业率是指选矿厂各车间设备的年作业率。各车间的工作制度是根据各车间设备的年作业率确定的。所谓的设备年作业率，是指各车间设备实际运转小时数与全年日历小时数之比。 破碎车间的工作制度一般与采矿及原矿运输制度一致，为不连续工作，根据采矿及原矿运输工作制度制订破碎车间的工作制度为：全年工作330天，每天三班，每班6个小时。设备年作业率67.8% 磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间，通称为主厂房。其工作制度采用连续工作制度，即全年工作330天，一天工作三班，每班8小时。设备年作业率90.4% 精矿脱水车间，一般和主厂房一致，其工作制度为全年工作330天，一天工作三班，每班8小时。设备年作业率90.4%。4 破碎流程计算4.1 新建选矿厂的规模4.1.1 破碎车间工作制度 选矿厂设备运转日数330天，破碎车间工作制度与采矿供矿相一致，每日3班，每班运转6小时。4.1.2 设备年作业率 4.2 破碎流程的选择与计算4.2.1破碎流程方案一（1）破碎车间的生产能力 （2）计算总破碎比及分配各段破碎比 根据总破碎比值采用三段一闭路流程（如图4-1）。并初步拟定，第一段选用颚式破碎机，第二段选用标准圆锥破碎机，第三段选用短头圆锥破碎机。 图4-1 破碎流程图 总破碎比 各段破碎比分配如下： （3）计算各段破碎产物的最大粒度 （4）计算各段破碎机的排矿口宽度（b) 开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按计算。闭路破碎的破碎机排矿口宽度按计算。Z值按选矿厂设计22页表5.2-6选取。其中。 取5mm（5）确定筛孔尺寸和筛分效率 第三段预先筛分和检查筛分采用振动筛，其筛孔尺寸为 取7mm 其筛分效率为。（6）计算各产物的矿量和产率 ； 查选矿厂设计24页图5.2-3 得，查25页图2.5-5得。 ； ； ； ； ； 。4.2.2 破碎流程方案二（1）破碎车间的生产能力 （2）计算总破碎比及分配各段破碎比 根据总破碎比值采用三段一闭路流程（如图4-2）。并初步拟定，第一段选用颚式破碎机，第二段选用标准圆锥破碎机，第三段选用短头圆锥破碎机。 图4-2 破碎流程图 总破碎比 各段破碎比分配如下： （3）计算各段破碎产物的最大粒度 （4）计算各段破碎机的排矿口宽度（b) 开路破碎机排矿口应保证排矿中的最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按计算。闭路破碎的破碎机排矿口宽度按计算。Z值按选矿厂设计22页表5.2-6 选取。其中。 取6mm（5）确定筛孔尺寸和筛分效率 第三段预先筛分和检查筛分采用振动筛，其筛孔尺寸为 取8mm 其筛分效率为。（6）计算各产物的矿量和产率 ； 查选矿厂设计24页图5.2-3 得，查25页图2.5-5得。 ； ； ； ； ； 4.2.3 破碎流程方案三（1）破碎车间的生产能力 （2）计算总破碎比及分配各段破碎比 根据总破碎比值采用两段一闭路流程（如图4-3）。并初步拟定，第一段选用颚式破碎机，第二段选用反击式破碎机。 图4-3 破碎流程图 总破碎比 各段破碎比分配如下： （3）计算各段破碎产物的最大粒度 （5）确定筛孔尺寸和筛分效率 第二段预先筛分和检查筛分采用振动筛，其筛孔尺寸为 取12mm 其筛分效率为。（6）计算各产物的矿量和产率 ； 查选矿厂设计24页图5.2-3 得，查选矿厂设计25页图2.5-5得。 ； ； ； 。经过设备选型之间的对比（见说明书设备选型一章）选择方案二。5 磨矿流程计算 本设计选矿工艺采用阶段磨阶段选工艺，第一段磨矿溢流产物进入浮选，浮选尾矿进入第二段磨矿，溢流产物进入氰化工艺流程。两段磨矿均采用检查分级以保证产物粒度。5.1 一段磨矿流程的确定 根据给入磨矿作业粒度为7mm,要求磨矿细度为-200目占65%，选用磨矿流程，如图5-1。 图5-1 磨矿流程图5.2 一段磨矿流程数质量计算5.2.1 确定磨矿车间工作制度及处理量 确定磨矿车间每天3班，每班8小时。 每小时处理量5.2.2 确定给矿和各产物中计算级别的含量 每小时处理量 ，（-0.074mm含量），由表5.2-11得。5.2.3 确定循环负荷 由选矿厂设计31页表5.2-9确定。5.2.4 计算各产物的矿量和产率 5.3 二段磨矿流程制定根据给入磨矿作业细度为-200目占65%，磨矿产物粒度85%，选用磨矿流程，如图5-2。 图5-2 二段磨矿流程图5.4 二段磨矿流程数质量计算5.4.1 确定给矿和各产物中计算级别的含量 每小时处理量 ，（-0.074mm含量），由表5.2-11得。5.4.2 确定循环负荷 由31页表5.2-9确定。5.4.3 计算各产物的矿量和产率 ； 6 浮选流程计算6.1 选别流程的确定 浮选采用一粗三精流程，流程图如图6-1所示。 图6-1 浮选流程图6.2 浮选流程计算6.2.1 计算必要的原始指标数 （6-1）式中 原始指标总数； 计算成分； 选别产物数； 选别作业数。按公式（6-1）计算 根据工业试验结果确定其单元组成的指标数为： 6.2.2 选用的8个指标 ； 此外。6.2.3 计算各产物产率 由 得 由 得 由 得 由 得 6.2.4 计算各产物的回收率由公式得： 6.2.5 计算未知产物的品位 6.2.6 计算各产物的矿量由，得： ； ； ； ； ； ； ； ； ； ； 。7 氰化流程计算7.1 氰化流程的制定 浮选尾矿经过再磨之后进入氰化浸出流程以回收嵌布粒度细的金矿。氰化工艺流程如图7-1所示。 图7-1 氰化流程图 7.2 氰化流程数质量计算 7.2.1 选用的指标 浸出率：；吸附率：；解析率：；电解率：；冶炼回收率：；固体含金品位：。 7.2.2 数质量计算 ； ； ； ； ； ； ； ； 8 矿浆流程计算8.1 计算时所用流程图（如图8-1） 图8-1 计算用流程图8.2 矿浆流程计算8.2.1 确定各作业和各产物浓度 由选矿厂设计55页表5.5-1确定各作业及产物浓度 一段磨矿作业浓度，一段分级机溢流浓度，返砂浓度。二段磨矿作业浓度，二段分级溢流浓度，沉砂浓度；粗选作业浓度，粗选精矿浓度，一次精选作业浓度，一精精矿浓度，二次精选作业浓度，二精精矿浓度， 三次精选作业浓度，三精精矿浓度；一次浓缩产物浓度，二次浓缩产物浓度，浸出浓度，浮选精矿压滤产物浓度，氰化尾矿压滤产物浓度。8.2.2 按下列计算已知各产物及作业的水量 （8-1） 8.2.3 计算未知的各作业和各产物水量及作业补加水量 8.2.4 计算未知的 按下列公式计算值： （8-2） 8.2.5 计算各作业和各产物的矿浆体积值 按下列公式计算值： （8-3） 式中 矿石密度，。 8.2.6 水量平衡验算 水量平衡方程式如下： （8-4）式中 原矿进入选别流程的水量； 补加的总水量； 最终产物排出的总水量。 因此 本设计的选矿厂充分利用回水，则需要补加的新水量为 8.2.7 选矿厂耗水量由下列公式计算总耗水量 （8-5）处理1t矿的耗水量为 （8-6） 式中 处理每吨矿石的耗水量； 总耗水量； 处理的矿石量。选矿厂的总耗水量为 处理1t矿的耗水量为 9 设备选型9.1主要设备选型9.1.1 破碎设备选型破碎流程方案一： 粗碎设备的选择与计算 处理量按下式计算： （9-1） 式中 设计条件下破碎机处理量，； 矿石硬度修正系数，查表6.2-1； 矿石密度修正系数，； 矿石松散密度，； 矿石密度，； 给矿粒度修正系数，； 给矿最大粒度，mm； 给矿口宽度，mm； 水分修正系数，查表6.2-1； 标准条件下，开路破碎时处理量，； 单位排矿口宽度处理量，见表6.2-2； 破碎机排矿口宽度，mm； 方案A：选择PE600900颚式破碎机进行计算。 其中 。 取1台中碎设备的选择与计算方案A：选择PYY1200/190标准圆锥破碎机进行计算。其中 。 取1台方案B：选择PYB-1200标准圆锥破碎机进行计算。其中 。 取1台细碎设备的选择与计算 处理量按下式计算： （9-2） 式中 闭路破碎时，破碎机的处理量； 闭路破碎时，平均给矿粒度变细系数，一般为1.3-1.4。 方案A：选择PYY900/60短头圆锥破碎机进行计算。 其中 。 取2台方案B：选择PYD-900短头圆锥破碎机进行计算。其中 。 取3台破碎流程方案二：粗碎设备的选择与计算 方案A：选择PE600900颚式破碎机进行计算。 其中 。 取1台中碎设备的选择与计算方案A：选择PYY1200/190标准圆锥破碎机进行计算。其中 。 取1台方案B：选择PYB-1200标准圆锥破碎机进行计算。其中 。 取1台 细碎设备的选择与计算 方案A：选择PYY1200/80短头圆锥破碎机进行计算。（ ） 取1台方案B：选择PYD-1200短头圆锥破碎机进行计算。（ ） 取1台破碎流程方案三：粗碎设备的选择与计算 方案A：选择PE600900颚式破碎机进行计算。 （ ） 取1台细碎设备的选择与计算 反击式破碎机处理量按设备样本数据选取。选择单转子PF-121012501000反击式破碎机该反击式破碎机处理量为 取2台方案对比：方案一细碎设备用两台，增加设备投资以及厂房建筑面积，并且需要一个分矿仓和两台振动筛进行筛分。方案二中将方案一最终破碎产物调到7mm,细碎设备用一台，避免了上述情况。方案三采用两段一闭路破碎，细碎设备选取反击式破碎机，但由于反击式破碎机冲击力较大，锤板易损坏，最终破碎产物粒度无法保证且相比于方案二粒度过大。同时细碎设备用两台出现了方案一中的情况。本着多碎少磨的原则此方案并不适用。最终经以上对比，选择方案二，粗碎选用PE600900颚式破碎机，中碎选择PYY1200/190标准圆锥破碎机，细碎选择PYY1200/190标准圆锥破碎机。9.1.2 筛分设备的选择与计算 常用的经验公式 （9-3）式中 振动筛的处理量，； A筛面名义面积，； 有效筛分面积系数：单层或多层筛的上层筛面；双层筛的 下层筛面； 单位筛分面积容积处理量，中粒筛分（） ； 影响因素修正系数，见书67页表（6.3-3） 需要的振动筛总面积按下式计算 （9-4） 式中 需要的振动筛总面积，； 振动筛总给矿量，；预先及检查筛分采用圆振动筛，初步选用YA1548 取1台除屑筛采用直线振动筛，初步选用ZKX2160 取1台9.1.3 磨矿与分级设备的选择与计算（1） 磨矿设备的选择与计算 单位磨机容积处理量按下式计算： （9-5） 式中 设计磨机按新生成级别计的单位容积处理量，； 生产磨机按新生成级别计的单位容积处理量，； 矿石相对可磨性系数； 磨机直径核正系数； 磨机型式校正系数； 磨机给矿和产品粒度差别系数； 磨机处理量按下式计算： （9-6） 式中 设计磨机一台处理量，； 设计磨机有效容积，； 分别为设计磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中-0.074mm含量。 第一段磨矿： 第一段磨矿选用MQY27003600溢流型球磨机 （） 取1台 第二段磨矿： 第二段磨矿选用MQY27003600溢流型球磨机 取1台（2） 分级设备的选择与计算螺旋分级机按下式计算：高堰式螺旋分级机： （9-7） 沉没式螺旋分级机： （9-8） 式中 按溢流中固体重量计的处理量，； 分级机螺旋个数； 分级机螺旋直径，m； 矿石密度校正系数，见书84页表6.5-1； 分级粒度校正系数，见书84页表6.5-2；验算公式： （9-9） 式中 以返砂中固体质量计的处理量，； 螺旋转数，；水力旋流器按下式计算： （9-10） 式中 按给矿体积计的处理量，； 水力旋流器锥角修正系数，当时，；当时， ； 水力旋流器直径修正系数， 给矿口当量直径，cm b,h分别为给矿口宽度和高度，cm； 旋流器给矿口工作压力，MPa； 溢流管直径，cm； D旋流器筒体直径，cm； 第一段磨矿的检查分级选用2FC-202000沉没式双螺旋分级机（1台)。沉没式双螺旋分级机： 验算： 由此可知，选择2FC-202000沉没式双螺旋分级机合理。第二段磨矿的检查分级选用FX-500水力旋流器。选用溢流管直径，沉砂口直径。 旋流器台数 选用3台，另外备用1台。 沉砂口直径,其截面积为63.6，沉砂口单位截面积固体负荷为，在允许范围内。 计算实际的给矿压力： 旋流器溢流上限粒度： 此上限粒度可满足-0.074mm占85%的要求。9.1.4 浮选设备的选择与计算（1） 搅拌槽的选择与计算 搅拌槽容积计算 （9-11） 式中 处理量不均衡系数，浮选前为球磨时； 搅拌时间，有试验确定。 取搅拌时间。 搅拌槽容积计算： 选择XB-3000浮选用搅拌槽。（2） 浮选机的选择与计算 浮选机槽数按下式计算： （9-12） 式中 浮选机计算槽数； 进入该作业的矿浆量，； 处理量不均衡系数，当浮选前为球磨时； 设计浮选时间，； 设计选用浮选机的几何容积，； 浮选机有效容积系数。对有色金属矿石=0.80.85。 粗选：（时间，） 方案A：选用XJ-58机械搅拌式浮选机 取12 方案B：选用XJQ-80机械搅拌式浮选机 取9 方案对比：方案B比方案A可节省投资和生产费用，减少占地面积，设备利用率高，总成本低，所以选择方案B。 精选： 一次精选：（时间，） 方案A：选用XJ-11机械搅拌式浮选机 取9 方案B：选用XJ-28机械搅拌式浮选机 取4方案对比：方案B比方案A可节省投资和生产费用，减少占地面积，设备利用率高， 总成本低，所以选择方案B。二次精选：（时间，） 方案A：选用XJ-28机械搅拌式浮选机 取4 方案B：选用XJ-11机械搅拌式浮选机 方案对比：方案A比方案B可节省投资和生产费用，减少占地面积，设备利用率高， 总成本低，所以选择方案A。 取8 三次精选：（时间，） 方案A：选用XJ-28机械搅拌式浮选机 取2 方案B：选用XJ-11机械搅拌式浮选机 取4方案对比：方案B比方案A可节省投资和生产费用，设备利用率高，总成本低，所以 选择方案B。9.1.5 氰化浸出吸附槽的选择与计算 浸出槽所需容积按下式计算： （9-13）式中 所需浸出槽的总容积，； 日处理量，； 所需浸出时间，； 矿石密度，； 浸出矿浆液固比； 浸出槽容积利用系数。 （1）初步选择SJ-55.6型双叶轮浸出搅拌槽 考虑到厂房布置时为使矿浆实现自流，取两个系列，每系列8个，因此，总共取16个浸出搅拌槽。 （2）桥式筛的计算与选择 为实现矿浆与炭逆向运动，在吸附槽中设置中间筛。其作用是使矿浆与活性炭分离国内一般采用固定桥式筛。其筛网长度可根据吸附槽通过的矿浆量计算。一般单位长度筛网通过的矿浆量为。 所需桥式筛筛网长度为 9.1.6 解吸电解装置的选择与计算 （1）拟定活性炭含金量为；活性炭堆密度。每天解吸一次，每次24h，电解24h。 每天用炭量用下式计算 （9-14）式中 活性炭用量，； P活性炭吸附金量，。 （2）解吸电解装置的选择与计算 选择JH系列载金炭常压同温解吸成套设备JH-1000。 取1台 9.1.7 浓缩机的选择与计算 按单位面积处理量指标进行计算 （9-15）式中 A需要的浓缩机总面积，； 给入浓缩机的固体量，； 单位面积处理量，； 浮选尾矿浓缩： 初步选择3NZS15浓缩机，沉淀面积为530。 取2台 二段分级溢流浓缩： 初步选择3NZS15浓缩机，沉淀面积为530。 取2台 9.1.8 压滤机的选择与计算 过滤机台数计算 （9-16）式中 过滤机计算台数； 需要过滤的干精矿量，； 每台过滤机的过滤面积，； 过滤机单位面积处理量，。 浮选精矿压滤机： 初步拟定选择BAS6/320-U板框式压滤机，其压滤总面积为6 取1台 氰化尾矿压滤机： 初步拟定选择BA70/800板框式压滤机，其压滤总面积为15 取3台9.2 主要辅助设备的选择与计算9.2.1 矿仓的选择与计算（1）原矿仓的选择 矿仓需要的有效容积按下式计算： （9-17）式中 矿仓需要的有效容积，； 需要的储矿量，；矿石的松散密度，。确定矿仓需要的有效容积后，按下式计算矿仓的几何容积： （9-18） 式中 矿仓的利用系数，一般； 矿仓的几何容积，； 矿仓的有效容积，；原矿矿仓的有效容积为：已知t，则 ；原矿矿仓的几何容积： 。 设计该仓为矩形漏斗仓，见图9-1。其中