Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РЕСПУБЛИКИ БУРЯТИЯ

Государственное профессиональное бюджетное образовательное учреждение

«Байкальский колледж недропользования»

ВЫПУСКНАЯ КВАЛИФИКАЦИОННАЯ (ДИПЛОМНАЯ) РАБОТА

РАСЧЕТ КАЧЕСТВЕННО-КОЛИЧЕСТВЕННОЙ И ВОДНО-ШЛАМОВОЙ СХЕМЫ ДРОБЛЕНИЯ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

Студент специальности 21.02.18 «Обогащение полезных ископаемых»

Улан-Удэ 2019

Оглавление

Введение

1. Литературный обзор подготовки золотосодержащих руд к обогащению

2. Технологическая часть

2.1 Анализ состава, свойств и технологии переработки золотосодержащих руд на обогатительной фабрике

2.2 Расчетная часть

2.2.1 Расчет производительности дробильного цеха

2.2.2 Выбор и обоснование технологической схемы дробления

2.2.3 Выбор и расчет оборудования для дробления

2.2.4 Выбор и расчет грохотов

2.2.5 Описание качественно-количественной схемы подготовки руды к флотации

2.3 Расчет качественно-количественной схемы измельчения

2.3.1 Расчет водно-шламовой схемы измельчения

2.3.2 Выбор и расчет измельчительного оборудования

2.4 Выбор и расчет классифицирующего оборудования

2.5 Автоматизация процессов дробления и измельчения

3. Техника безопасности, охрана труда и окружающей среды

3.1 Противопожарные мероприятия

3.2 Охрана окружающей среды

Заключение

Литература

Приложения

Реферат

В дипломном проекте дан расчет технологической схемы подготовки золотосодержащих руд к флотационному обогащению и цианированию на примере золотосодержащих руд Вернинского месторождения. Выбраны и рассмотрены технические характеристики дробильного и измельчительного оборудования, рассчитаны их производительность, мощность и произведен выбор оборудования для дробления и измельчения крепких руд Вернинского месторождения. Рассчитаны и представлены качественно-количественные схемы дробления и измельчения руды, водно-шламовая схема и представлен балансовый расчет движения руды в дробильно-измельчительном и гравитационном отделении, согласно технологической схемы. Рассмотрены вопросы контроля и автоматизации процессов дробления и измельчения золотосодержащей руды, техники безопасности, охраны труда и охраны окружающей среды.

Ключевые слова: руда, дробление, грохочение, измельчение, класси-фикация, технологическая схема, дробилки, мельницы, грохоты, классификаторы, гидроциклоны, автоматические системы управления, техника безопасности, охрана труда, окружающая среда.

Введение

Задача процессов дробления и измельчения золотосодержащих руд - полное или частичное раскрытие зерен золотосодержащих минералов, в основном, частиц самородного золота, и приведение руды в состояние, обеспечивающее успешное протекание последующих обогатительных и гидрометаллургических процессов. Операции дробления и особенно тонкого измельчения энергоемки, и расходы на них составляют значительную долю общих затрат на переработку руды (от 40 до 60 %). Поэтому нужно иметь в виду, что измельчение всегда нужно заканчивать на той стадии, когда благородные металлы окажутся достаточно вскрытыми для окончательного их извлечения или для промежуточной их концентрации.

Для руд с крупным золотом обычно бывает достаточно грубого измельчения (90% класса --0,4 мм). Но поскольку в большинстве руд наряду с крупным золотом присутствует и мелкое, то чаще всего руды измельчают более тонко (до --0,074 мм).. В отдельных случаях руду приходится подвергать еще более тонкому измельчению (до 0,044 мм).

Поскольку в настоящее время в процесс переработки все чаще вовлекается бедное сырье с тонкой и крайне неравномерной вкрапленностью ценного металла, развитие технологии процессов дробления, измельчения и грохочения является чрезвычайно актуальным. Добиться повышения эффективности указанных процессов можно за счет использования и внедрения нового дробильно-измельчительного и классифицирующего оборудования с большей производительностью и меньшей энергоемкостью, позволяющего добиваться селективного раскрытия минеральных сростков.

Цель дипломной работы - расчет технологической схемы подготовки золотосодержащих руд к флотационному обогащению.

Исходя из поставленной цели были определены следующие задачи:

- рассчитать качественно-количественную схему дробления и грохочения золотосодержащей руды и выбрать оборудование для дробильного отделения;

- выбрать и рассчитать дробильное, измельчительное и классифицирующее оборудование;

- рассчитать водно-шламовую схему измельчительного и гравитационного процессов;

- рассмотреть вопросы автоматизации процессов дробления и измельчения;

- осветить вопросы техники безопасности, охраны труда и охраны окружающей среды.

Объект исследования -- золотосодержащие руды Вернинского месторождения

Предмет исследования - процессы дробления, измельчения, грохочения, классификации.

1. Литературный обзор подготовки золотосодержащих руд к обогащению

Схемы дробления и измельчения золотосодержащих руд варьируют в зависимости от их вещественного состава и физических свойств. Как правило, руду вначале подвергают крупному и среднему дроблению в щековых или конусных дробилках с поверочным грохочением. После двухстадийного дробления обычно получают материал крупностью -20 мм, после трехстадийного крупность материала иногда снижается до 6 мм.

Дробленый материал поступает на мокрое измельчение, которое чаще всего осуществляют в шаровых и стержневых мельницах. Наибольшее распространение получило двухстадийное измельчение, причем, для первой стадии предпочитают использовать стержневые мельницы, которые дают более равномерный по крупности продукт с меньшим его переизмельчением.

В связи с этим обязательными требованиями к процессам, оборудованию и схемам рудоподготовки являются:

1) тщательный учет особенностей вещественного состава руды с целью предотвращения переизмельчения материала;

2) осуществление нескольких технологических операций в одном аппарате высокой производительности при высокой степени сокращения крупности материала;

3) обеспечение минимальных энерго- и материалозатрат;

4) высокая надежность и износоустойчивость оборудования;

5) возможность автоматизации, улучшения условий труда и охраны окружающей среды.

Поскольку основной прием извлечения золота и серебра для большинства руд -- гидрометаллургические операции, то необходимая степень измельчения должна обеспечить возможность контакта растворов с раскрытыми зернами золотых и серебряных минералов. Чем тоньше вкрапленность золота, тем глубже должно быть измельчение. Для руд с крупным золотом обычно бывает достаточно грубого измельчения (90% класса минус 0,4 мм). Но поскольку в большинстве руд наряду с крупным золотом присутствует и мелкое, то чаще всего руды измельчают более тонко (до минус 0,074 мм).. В отдельных случаях руду приходится подвергать еще более тонкому измельчению (до минус 0,044 мм).

Экономически целесообразную степень измельчения устанавливают с учетом ряда факторов;

1) степени извлечения металла из руды;

2) возрастанию расхода реагентов при более интенсивном измельчении;

3) затратам на дополнительное измельчение при доведении руды до заданной крупности;

4) ухудшению сгущаемости и фильтруемости тонкоизмельченных руд и связанных с этим дополнительных расходов на операции сгущения и фильтрования.

В настоящее время на золотодобывающих предприятиях в цикле рудоподготовки большое распространение получило рудное и рудно-галечное самоизмельчение. Для сухого самоизмельчения применяют мельницу Аэрофол. Она представляет собой короткий барабан, установленный на массивном фундаменте. На внутренней поверхности барабана вдоль ее образующей установлены на некотором расстоянии одна от другой полки из двутавровых балок или рельсов, которые при вращении барабана поднимают куски руды. Падая, куски дробят находящуюся внизу руду, и кроме того, ударяясь о полки при падении, крупные куски раскалываются. На торцевых крышках барабана укреплены направляющие кольца треугольного сечения, назначение которых сводится к направлению кусков в середину барабана. Скорость вращения мельницы составляет 80-85 % критической.

В схемах обработки золотых руд значительное место занимают операции классификации измельченного материала по крупности. В качестве классифицирующего аппарата на всех стадиях обработки, в том числе и в замкнутом цикле первичного измельчения широкое распространение получили гидроциклоны разных конструкций. Грубую классификацию продуктов мельниц в ряде случаев осуществляют грохочением в барабанных грохотах, смонтированных на разгрузочных концах мельниц.

Золотые руды перед гидрометаллургической обработкой или обогаще-нием флотацией обесшламливают, если шламы обеднены золотом и отрица-тельно влияют на технологические операции. Для обесшламливания используют гидроциклоны или сгустители. Такими приемами иногда удаляется в отвал до 30-40 % резко обедненного материала, что не только улучшает технологические показатели, но и сокращает объем аппаратуры для проведения последующих операций.

Количество стадий дробления является основным показателем, характеризующим технологическую схему дробильно-сортировочного цеха. Обычно современные дробильно-сортировочные цеха имеют две-три стадии дробления и реже четыре. При определении необходимого количества стадий дробления учитывают максимальные размеры отдельных кусков и их количество в массе.

Дробилки последней стадии работают в замкнутом цикле с грохотами при крупности дробленого продукта -16(12)+0 мм для питания шаровых мельниц и -20 (15) +0 мм для питания стержневых мельниц. Тем самым часть работы ?переносится из операции измельчения в цикл дробления [1-3].

Измельчение всегда нужно заканчивать на той стадии, когда основные металлы окажутся достаточно вскрытыми для окончательного их извлечения или для промежуточной их концентрации. Процесс дробления отличается большим расходом энергии и быстрым износом деталей машин, находящихся в соприкосновении с дробимым материалом. Такие детали изготовляют большей частью из дорогих легированных сталей.

Одностадийную схему дробления применяют на предприятиях небольшой мощности. Двухстадийную схему дробления применяют на обогатительных фабриках средней и большой мощности и при переработке кусков исходного материала размером до 700-1000 мм. Величина кусков не позволяет осуществить в одной стадии дробление до крупности 10-20; 20-40; 40-70 мм. Количество сверхмерных кусков в дробимом камне и в этом случае будет значительным, и это потребует установки дробилки для вторичного дробления (вторая стадия). Окончательная сортировка осуществляется на втором грохоте, куда поступает продукт вторичного дробления, а также материал, отсортированный на первом грохоте. В этой схеме работа совершается также по замкнутому циклу [1,2].

Трехстадийную схему дробления применяют на заводах большой производительности и при переработке исходного материала с размером кусков до 1000-1200 мм. Такая схема является более гибкой и рациональной, так как обеспечивает выпуск в требуемых пределах как крупных, так и мелких фракций и применяется в качестве основной при дроблении прочных каменных пород.

Основными способами дробления, осуществляемыми рабочими органами дробильных машин, являются раздавливание (сжатие), удар, истирание и раскалывание.

Часто эти способы сочетают друг с другом. Выбор способов дробления зависит от физико-механических свойств материала (твердости, хрупкости, вязкости, загрязненности глиной, склонности к замазыванию дробильной камеры), начальной величины кусков и требуемой степени измельчения.

От правильного выбора типа дробильной машины, а следовательно, и способа дробления в значительной степени зависят качество готового продукта и производительность агрегата. Никогда не надо стремиться осуществлять полное измельчение в одной машине, всегда выгоднее и целесообразнее стадийное дробление последовательно на нескольких соответствующих по размерам и конструкциям дробильных машинах.

В настоящее время созданы и успешно эксплуатируются дробилки различных конструкций [2-5]. Основные требования к дробилкам:

1. Конструкция и размеры загрузочного отверстия должны соответствовать прочности дробимого материала и размерам его отдельных кусков: например, дробилка, измельчающая твердый материал, должна иметь достаточно большой запас прочности конструкции и ширина загрузочного отверстия должна быть больше размера наибольших кусков в поперечнике на 30-40%. Это предотвращает явление «зависания» кусков в приемном отверстии, снижает простои оборудования, создает благоприятные условия для автоматизации технологического процесса.

2. Для технологической увязки последовательно работающих дробилок и надежной работы систем автоматизации необходимо, чтобы приемное отверстие дробилок последующей стадии было на 60-80% больше разгрузочной щели дробилок предыдущей стадии.

3. Дробилка должна иметь некоторый запас (15--20%) производительности, чтобы в случае увеличения количества поступающего материала не было перегрузки.

4. Дробление - энергоемкий процесс, поэтому удельный расход энергии должен быть небольшим. Следует помнить общее свойство всех дробилок: при увеличении степени измельчения уменьшается производительность машины и увеличивается расход энергии.

5. Необходимо сводить к минимуму количество пыли, образующейся в процессе дробления. Пыль и каменная мелочь играют роль амортизатора (подушки). Заполняя пространство между крупными кусками, они смягчают удар и тем самым снижают эффективность дробления: уменьшается производительность, увеличиваются расход энергии и износ дорогостоящих деталей дробилок. Пыль вредна для здоровья обслуживающего персонала.

6. Раздробленный материал следует из дробилки выгружать быстро и непрерывно во избежание его переизмельчения, чрезмерного пылеобразования и усиления износа деталей.

7. Конструкция дробилки должна позволять быстро и легко заменять износившиеся или поломавшиеся детали.

8. Раздробленный материал должен состоять из кусков по возможности одного размера и кубообразной формы, что особенно важно при дроблении щебня для бетонных работ.

9. Дробилка должна иметь легкие и недорогие предохранительные детали. В случае попадания недробимых предметов (кусков рельсов, зубьев ковша экскаватора и др.) такие детали деформируются или ломаются, тем самым предохраняя основные дорогостоящие детали дробилки от поломки.

При стадиальном дроблении и измельчении стальной средой энергозатраты минимальны. С уменьшением крупности дробленой руды производительность шаровых мельниц растет, и стоимость измельчения уменьшается, но затраты на дробление возрастают.

В литературном обзоре показано, что основными задачами операций дробления и измельчения являются полное или частичное раскрытие зерен рудных минералов, приведение минерального сырья в состояние, обеспечивающее успешное протекание последующих обогатительных и гидрометаллургических процессов. При этом следует иметь в виду, что измельчение для золотосодержащей руды всегда нужно заканчивать на той стадии, когда металл окажется достаточно вскрытым для окончательного его извлечения гравитационными, флотационными и гидроеталлургическими методами.

2. Технологическая часть

2.1 Анализ состава, свойств и технологии переработки золотосодержащих руд на обогатительной фабрике

Месторождение «Вернинское» находится в центральной части Бодайбинского района Иркутской области, в 146 км от города Бодайбо, в 6 км от поселка Кропоткин. Открыто месторождение в 1974 г. В 2005 году ООО «Ленская золоторудная компания» (дочернее предприятие ЗАО «Полюс») выкупила лицензии на право пользования недрами на месторождениях «Вернинское» и «Первенец».

В 2010 году было получено разрешение на ввод в эксплуатацию карьера и было добыто первые 259 тыс. тонн руды.

В 2011 года была запущена золотоизвлекательная фабрика (ЗИФ) с годовым производством 183 тыс. унций (5,7 тонны) золота при переработке

2,2 млн тонн руды. В первом полугодии 2011 года была продолжена работа на Опытно-промышленной установке «Первенец», которая ранее была законсервирована. По итогам работы в 1 полугодии 2011 года было переработано 68 тыс.тонн руды месторождения Вернинское и произведено 7 тыс. унций золота

В настоящее время фабрика перерабатывает 2,2 млн тонн руды в год. Вернинское месторождение по экономической эффективности занимает второе место по группе «Полюс».

Месторождение располагается в центральной части Вернинской антиклинали. На месторождении выявлено 3 пластообразные пологопадающие рудные зоны с прожилково-вкрапленной кварц-сульфидной минерализацией. Наиболее крупное рудное тело имеет протяженность 730 м по простиранию и 890 м по падению, мощность от 3,8 м до 59,8 м. Месторождение Вернинское по характеру оруденения аналогично крупному месторождению Сухой Лог, но уступает ему по масштабам. Запасы золота по категориям С1 + С2 были утверждены в количестве 107 тонн. ОАО «Полюс Золото» провело дополнительные геологоразведочные работы на месторождении с целью прироста запасов промышленных категорий и определения наиболее экономически выгодной схемы переработки руд. В феврале 2011 года компания Micon International ltd. завершила аудит запасов месторождения Вернинское, по итогам которого доказанные и вероятные (JORC proved and probable reserves) запасы месторождения были существенно увеличены и составили 5,8 млн. унций золота (164,4 тонны).1974 год - открытие месторождения.

По литологическому составу исследованные пробы руды месторождения «Вернинское» представлены углисто-слюдистыми сланцами, рассланцованными углефицированными алевро-песчаниками, алевролитами, алевроаргиллитами, окварцованными и слабо рассланцованными песчаниками, жильным кварцем.

Основная масса пород исследованных проб характеризуется визуально видимой вкрапленностью сульфидных минералов, представленных пиритом и арсенопиритом. В массе пород сульфидная минерализация как прожилковая, так и вкрапленная, имеет неравномерный характер. Одни обломки пород густо насыщены сульфидами, в других фиксируются редкие и единичные зерна. Размер вкрапленных зерен сульфидов изменяется от долей сантиметра до долей миллиметра и достигает 1-1,5 см.

Руды месторождения «Вернинское» углефицированы и карбонатизированы. Распределение углеродной составляющей в пределах рудного поля неравномерное. Углистое вещество в рудах, в основном, представлено нерастворимым органическим веществом.

Анализ ранее исследованных проб позволяет сделать вывод о том, что распределение сульфидов в рудах месторождения «Вернинское» весьма неравномерное и колеблется от 1,5% до 6,5%. При этом соотношение между пиритом и арсенопиритом также отличается.

Характер золотой минерализации месторождения «Вернинское» относят к типу прожилково-вкрапленного (основной тип) и кварцево-жильный.

Установлено, что золото самородное, наблюдается в самостоятельных выделениях, а также ассоциировано с рудными и породообразующими минералами. В дробленом материале золото находится в виде свободных зерен и в сростках, в основном, с кварцем и сульфидами, частично с углистым веществом.

Содержание золота в рудах варьируется в пределах от 2 до 3,5 г/т с пиковым содержанием по отдельным пробам до 5-6 г/т.

Морфология золота месторождения «Вернинское» весьма разнообразна, из которых выделяют две главные разновидности: комковатое и пластинчатое изометричное или неправильное. В руде отмечено золото крупностью от +1 мм до микроскопического. Индивидуальный размер отдельных редких частиц составляет 1,7x2,0 мм. Значительное количество золота представлено тонкодисперсными частицами - 25 мкм и менее. Цвет золота в руде месторождения «Вернинское» яркий золотистожелтый. В небольшом количестве наблюдаются золотины с легким зелено-ватым оттенком. Пробность золота соответствует классу высокопробного - от 910 до 950 единиц.

По данным фазового анализа большинства проб основная масса золота в рудах присутствует в доступной прямому цианированию форме. Для большинства проб доля цианируемого золота составила 78-88%. При этом массовая доля свободного (амальгамируемого) металла составила от 26 до 65,3%.

Упорное (не извлекаемое прямым цианированием) золото приурочено к сульфидам, тонко вкрапленным в породообразующие минералы. В меньшей степени на упорность влияет ассоциация благородного металла с комплексом минералов, растворимых в соляной кислоте (оксидами и гидроксидами железа, карбонатами, хлоритами и пр.) и с углистым веществом.

Наличие значительного количества свободного золота в руде подтверждает особую роль гравитационных процессов в технологии переработки руд месторождения «Вернинское».

Максимальная крупность исходной руды, поступающей в дробильный комплекс 1 200 мм.

Свойства руды месторождения «Вернинское»

Руды месторождения «Вернинское» сульфидно-прожилково-вкрапленные. Золото находится в самородном состоянии и парагенетически связано с кварц-сульфидными образованиями: преимущественно в ассоциации с пиритом и небольшая часть - с арсенопиритом. Размеры включений золота изменяются от десятых долей до нескольких мм. Руда месторождения «Вернинское», поступающая в переработку, имеет следующие физико-механические свойства [4]:

коэффициент крепости руды по Протодьяконову - от 4,3 до 16.

удельный вес руды - 1,9 т/м³.

По показателю абразивности руда относится к высокоабразивной (индекс абразивности Бонда равен 0,32-0,38).

По упругим и динамическим показателям руда имеет высокие прочностные свойства. Индекс Бонда от 10 до 12.

Физико-механические свойствах руд приведена в таблице 1.

Таблица 1. Физико-механические свойства руды месторождения «Вернинское»

Наименование пород	Плотность, г/см3	Коэфф. пористости	Влажность, %	Предел прочности на сжатие, МПа	Предел прочности на растяжение, МПа	Дробимость сухой руды,%	Дробимость мокрой руды, %
Кварц-слюдистые сланцы	2,6-2,8	0,5-0,6	1,3-1,5	43-57	6,3-10,4	7,9	15,5

Схема поступления и дробления руды в дробильном отделении представлена на рисунке 1.

Рисунок 1. Аппаратурная схема участка дробления руды на месторождении «Вернинское»

Исходная руда с расходного склада ЗИФ автосамосвалами типа БеЛАЗ - 7545 грузоподъемностью 120-130 т поступает на обогатительную фабрику в корпус крупного дробления и разгружается на решетку бункера с размером ячейки 670 х 740 мм (поз. 1) после взвешивания на автомобильных весах Mettler Toledo 7566 (поз. 1А). Крупные куски руды разбиваются гидромолотом (поз. 2) на решетке бункера. Из бункера (поз. 3) руда пластинчатым питателем тяжелого типа ПП 1-18-120 (поз. 4) подается в щековую дробилку Nordberg C 150 (поз.5). Дробленая руда и просыпь руды из-под пластинчатого питателя подаются конвейером (поз. 6) и радиальным штабелером (поз. 8) на конус дробленой руды. С конуса дробленая руда через технологические бункера (поз. 9-1, 9-2) подаётся двумя пластинчатыми питателями ПП 2-18-90 (поз. 10-1, 10-2) на ленточный конвейер (поз. 11) и поступает в отделение измельчения. Для контроля и учета количества поступающей руды на измельчение на конвейере (поз. 11) установлены весы (поз.7). По мере необходимости дробленая руда погрузчиком и автосамосвалами вывозится на склад дробленой руды. Аппаратурная схема участка дробления руды представлена на рисунке 1.

Основные технологические параметры процесса дробления представлены в таблице 2.

Таблица 2. Технологические параметры дробления

Наименование параметров	Значения
- максимальная крупность куска исходной руды, мм.	1200
- максимальная крупность куска дробленой руды, мм.	0-260
-содержание кл.+300 мм в продукте дробления, не более %	5

Число стадий дробления определяется размером максимального куска (D_max, мм) в поступающей руде, номинальной крупностью дробленого продукта (d_н, мм) и заданной суточной производительностью фабрики (Q, т/сут).

Рекомендуемое число стадий дробления принимаем 2, согласно «Технологической инструкции» участка дробления ЗИФ [4].

Крупные куски руды разбиваются гидромолотом (рис.2, поз. 2) на решетке бункера (1). Максимальная крупность исходной руды 1200 мм. Размер разгрузочной щели дробилок (таблица 2) - 260 мм.

При попадании в приемную зону дробилок «негабарита» или «мерзляка» они удаляются механизированным способом. с помощью установленного между дробилками электрического экскаватора, оснащенного съемным ковшом.

Операции дробления применяются для подготовки руды к измельчению в мельницах. Кроме основного процесса - дробления руды - в схемах цехов дробления широко применяется грохочение - предварительное или поверочное. Их принято относить к той стадии дробления, куда поступает надрешетный продукт.

Совместно грохочение и дробление образуют стадию дробления, а совокупность стадий дробления - схему дробления.

Таким образом, дробильное отделение предусматривает предварительное грохочение руды, ее дробление до классов крупности 100-150 мм, измельчение в мельницах самоизмельчения, грохочение классифицирующее с последующим дроблением крупного класса, гравитационное обогащение с последующим грохочением и измельчением до крупностного материала в шаровой мельнице.

Применяемые обозначения

Q_г - годовая производительность, млн. тонн;

Q_ч - часовая производительность цеха дробления, т/ч;

Q_о - объемная производительность, м³/ч;

в_n^+d - содержание в продукте n класса +d, % или д.е.;

в_n-^d - содержание в продукте n класса -d, % или д.е.;

г_n - выход продукта, % или д.е.;

i_n - степень измельчения, %;

d_n - размер разгрузочного отверстия дробилки, мм;

B - ширина загрузочного отверстия дробилки, мм;

D_max - размер максимального куска руды в питании, мм;

Z_n - относительная максимальная крупность по стадиям дробления, равная отношению размера ячейки номинального сита к величине разгрузочного отверстия дробилки (степень закрупнения);

D_Н - номинальная крупность дробленого продукта, определяемая размером ячейки номинального сита, мм;

a_n - размер отверстия сетки грохота, мм;

E_n - эффективность грохочения по стадиям дробления, % или д.е.;

S_общ - общая степень дробления;

S_ср. - средняя степень дробления;

S_n - частная степень дробления;

д_т - плотность руды, т/м³;

д_н - насыпная плотность руды, т/м³ (1,9);

b_n⁺ⁱ, b_n^+d - выход продуктов, подлежащих дроблению, д.е.;

K₀ - произведение поправочных коэффициентов;

K_f - коэффициент, учитывающий крепость руды по М. Протодьяконову;

K_к - коэффициент, учитывающий крупность питания;

K_щ - коэффициент, учитывающий влажность руды;

K_ц - коэффициент замкнутого цикла дробления;

q_min - производительность дробилки при минимальной величине разгрузочного отверстия, м³/ч;

q_max - производительность дробилки при максимальной величине разгрузочного отверстия, м³/ч;

F - рабочая площадь сита, м²;

q₀ - удельная производительность грохотов, м³/(м² * ч);

K, L, M, N, O, P - поправочные коэффициенты при расчете производительности грохотов;

n - число смен;

m - продолжительность одной смены, ч;

з - коэффициент неравномерности питания;

K_в - коэффициент использования оборудования.

Основные технологические операции, заложенные в схему перера-

ботки руды месторождения «Вернинское»:

1. Усреднение руды и удаление негабаритов на промежуточном складе исходной руды.

2. Предварительное крупное дробление руды в щековой дробилке до полу-чения продукта 80% менее 152 мм.

3. Шихтование руды на складе дробленой руды.

4. Измельчение дробленой руды в мельнице полусамоизмельчения в замкну-том цикле с грохотом.

5. Защитное грохочение и гравитационное обогащение в цикле измельчения (на всем потоке разгрузки мельниц) на центробежных сепараторах с периодической разгрузкой концентрата.

6. Измельчение в шаровой мельнице продукта мельницы полусамоизмельчения в замкнутом цикле с гидроциклонами до получения продукта 80% менее 74 мкм.

Требования к крупности конечного продукта дробления после щековой дробилки 152 мм предъявляются связи с тем, что далее по технологической цепочке установлена мельница полусамоизмельчения, обеспечивающая требуемую производительность только при крупности питания 80% менее 152 мм.

Руда, поступающая в дробилки проходит через неподвижный грохот с размером ячеек 670х740 мм.

Для удаления негабаритных кусков руды оставшихся на колосниковой

решетке неподвижного грохота над приемным бункером дробилок оснащен гидравлическим молотом (бутобоем).

Для предотвращения попадания металлических предметов в мельницу конвейер оборудован электронным металлоискателем и электромагнитным железоотделителем.

2.2 Расчетная часть

2.2.1 Расчет производительности дробильного цеха

Цеха дробления и измельчения работают в 3 стадии, 3 смены в сутки и 7 дней в неделю по 8 часов. Чистое время работы 24 часа в сутки.

Исходные данные для расчета технологической схемы дробления и измельчения руды представлены в таблицах 3 и 4.

Таблица 3. Исходные данные для расчета технологической схемы дробления свинцово-цинковых руд

Производительность цеха дробления, Q, т/год	Диаметр максимального куска в исходной руде, Dmax, мм	Крупность дробленого продукта, dmax мм	Насыпная плотность, дп т/м3
2 200 000	1200	260	2,6

Таблица 4. Режим работы щековых и конусных дробилок

Тип дробилки	Коэффициент использования оборудования Kв	Режим работы	Фонд машинного времени, ч/г
		дней в году	Часов в сутки
Щековые дробилки	0,75	365	24	6570
Конусные дробилки	0.75	365	24	6570
Мельницы	0,9	365	24	7884

Часовая производительность цеха дробления рассчитывается по формуле (1):

Q_ч = (1)

Где Q_ч - часовая производительность цеха, т/ч;

Q_г - годовая производительность фабрики, т/г;

N - число рабочих дней в году;

m - число рабочих смен в сутки;

n - число рабочих часов в смену;

К_н - коэффициент учета неравномерности подачи руды (К_н=1)

K_в - коэффициент использования оборудования (К_в=0,8)

Q_ч = 2200000 (1/(365*3*8*0,75)) = 334,9 т/час

Объемная производительность цеха дробления:

Q_o = Q_ч /д_n = 334(9/1)*8 = 165,3 м³/ч

Требуемая производительность оборудования, т/час - 334,86.

Часовая производительность цеха измельчения:

Q_ч = 2200000 (1/(365*3*8*0,9)) Q_ч = 279,05 т/час

Объемная производительность цеха дробления:

Q_o = Q_ч /д_n = 279(5/1)*8 = 155,03 м³/ч

Требуемая производительность оборудования , т/час 279,05

2.2.2 Выбор и обоснование технологической схемы дробления

Количество стадий дробления определяется крупностью руды, поступающей из рудника и крупностью конечного дробленого продукта, т.к. дробилки позволяют получать в одну стадию ограниченную степень дробления:

Ш дробилки крупного дробления - до 5;

Ш конусные дробилки среднего дробления в открытом цикле - до 6;

Ш конусные дробилки мелкого дробления в открытом цикле - до 5;

Ш конусные дробилки среднего и мелкого дробления в замкнутом цикле - до 8.

В большинстве случаев требуемую общую степень дробления перед шаровыми или стержневыми мельницами удается получить в трехстадиальной схеме. Крупное дробление чаще всего выполняется в открытом цикле без предварительного грохочения, т.к. присутствие готового по крупности продукта в питании практически не сказывается на пропускной способности щековых и конусных. Исключение делается при переработке сильно глинистой руды, в этом случае целесообразно введение предварительного грохочения для снижения риска подпрессовки дробилки и для увеличения ее пропускной способности. В остальных случаях ограничиваются установкой над дробилкой колосниковой решетки, которая служит защитой от завала негабаритными кусками.

Для дробления руд средней крепости и крепких применяются на стадии крупного дробления щековые дробилки с простым качанием щеки и конусные. Технологическая схема дробления золотосодержащей руды, представленная на рис. 1, была выбрана на основе существующей схемы дробильного отделения ЗИФ «Вернинское». В дробильном цехе предусматривается первичное крупное дробление с использованием щековых дробилок, второе дробление предусматривается в мельницах полусамоизмельчения и мелкое дробление - в дробилках конусных типа КМД.

Рисунок 2. Технологическая схема дробления золотосодержащей руды

Рудное самоизмельчение осуществляется в водной среде в специальных мельницах, у которых по сравнению с обычными шаровыми мельницами соотношение диаметра к длине мельницы увеличено. Так как измельчительное действие кусков руды хуже, чем стальных шаров, диаметр мельниц самоизмельчения достигает 5,5-11,0 м.

При рудном самоизмельчении измельчительной средой являются неклассифицированные по крупности куски самой измельчаемой руды, предусмотрен только некоторый контроль за верхним размером кусков. В случае рудно-галечном самоизмельчении измельчительной средой является специально выделенная по крупности и прочности фракция кусков измельчаемой руды (галя).

Традиционно для целей проектирования дробильного цеха и расчета дробилок используются упрощенные методы на основе типовых гранулометрических характеристик. При этом принято считать, что:

Ш материал мельче ширины разгрузочного отверстия дробилки не дробится;

Ш материал крупнее ширины разгрузочного отверстия дробилки дробится;

Ш продукт дробления имеет типовой для данного типа дробилки гранулометрический состав вне зависимости от размера исходного крупного класса

В соответствии с этими упрощениями, содержание класса крупности в продукте стадии дробления определяется соотношениями:

где - суммарная гранулометрическая характеристика по минусу дробленого продукта;

- суммарная гранулометрическая характеристика по минусу питания стадии дробления;

- выход классов питания крупнее ширины разгрузочной щели дробилки;

- типовая гранулометрическая характеристика дробилки.

Правильный выбор схемы рудоподготовки снижает себестоимость продукта, повышает качество концентрата и показатель извлечения.

Как следует из рисунка 1 стадия крупного дробления и полусамоизмельчения выполняются в открытом цикле. Мелкое дробление проводится в замкнутом цикле с предварительным грохочением, который позволяет получить готовый продукт гарантированной крупности.

Для удобства расчетов нумеруем все стадии технологической схемы дробления (рис.1).

Расчет гранулометрического состава продуктов дробления

Расчет степени дробления

Степенью дробления (измельчения) называется отношение размеров зёрен исходного материала к размерам зёрен дроблёного (измельчённого) продукта.

Степень дробления (измельчения) i вычисляют по формуле:

i = D_cp/d_cp,

где D_cp и d_cp - средневзвешенный диаметр зёрен исходного материала и дробленого продукта.

При ориентировочных определениях степени дробления в промышленности широко пользуются формулой:

i = D_max/d_max = 1200/10 = 120

где D_max и d_max - размер максимального куска материала, соответственно до и после дробления.

Выбираем степень дробления по отдельным стадиям дробления.

I_общ= i₁·i₂·i₃

i_ср== i_cp = = 6,83

где i_cр - средняя степень дробления для одной стадии.

Учитывая большие размеры максимальных кусков исходной руды (D^max = 1200) предполагаем установку в I стадии крупноразмерных дробилок с большой шириной приемных отверстий. Во второй стадии принимаем мельницу самоизмельчения, где высокая степень дробления i₂ = 12,0. Третья степень дробления должна обеспечить крупность дробления для последующего измельчения в шаровой мельнице.

Принимаем степени дробления:

i₁ = 7,9

i₂ = 12,0

i₃ = 3,2

i_общ= 7,9 ·12·3,2=318,5

Номинальная крупность дробленых продуктов по стадиям дробления:

d₁ мм

d₂ =

d₃ мм

Определяем ширину загрузочных щелей дробилок - В.

Ширина приемного отверстия (щели) должна быть на 15­20 % больше диаметра наибольшего куска материала, поступающего в дробилку, т. е.

В = (1,15 ч 1,20)·D_н;

Для I стадии В₁ = 1,2 d₁ = 1,2·1200 = 1440 мм;

Для II стадии В₂ = 1,2·d₂ = 1,2·152 = 182,4 мм;

Для III стадии В₃ = 1,2·d₃ = 1,2·38 = 45,6 мм;

где В - ширина приемного отверстия дробилки, мм;

D_Н - номинальная крупность руды в питании дробилки, мм;

Определение ширины разгрузочных щелей дробилок

Для определения этих величин воспользуемся формулой:

,

где l - ширина разгрузочной щели дробилки, мм (для щековых и конусных дробилок крупного дробления это размер в фазе раскрытия профилей, для конусных дробилок среднего и мелкого дробления - в фазе смыкания профилей);

d_H - номинальная крупность дробленого продукта, мм;

Z - коэффициент закрупнения.

Z_щ - коэффициент закрупнения щековых дробилок;

Z_к - коэффициент закрупнения конусных дробилок.

Значения Z по стадиям дробления равны [12,13]:

I стадия Z_Iщ = 1,7;

II стадия Z_Iiк = 2,5;

III стадия Z_IIIк = 2.

В нашем случае для схемы с открытыми циклами дробления размер разгрузочных щелей равен:

Для I стадии дробления

Для II стадии дробления

Для III cтадии дробления

Усредненные гранулометрические характеристики исходной взорванной горной массы свинцово-цинковой руды, поступающей с открытых и подземных разработок представлены в таблице 5 [6,7].

Таблица 5. Характеристика крупности исходной руды

Классы крупности, мм	Выход классов крупности
	Частный, %	Суммарный по « - »,%	Суммарный по « + »,%
1250 +750	10	100	0
750 +500	12	90	10
500 +250	13	78	22
250 +175	20	65	35
175 +84,5	45	45	55
-84,5 + 45
-45

По данным, представленным в таблице 5, строим характеристику крупности исходной руды (рисунок 3).

Рисунок 2. Характеристика крупности исходного продукта золотосодержащей руды

Определяем массу и выход продуктов в открытом цикле измельчения 1, 2. Для расчета схемы дробления необходимо знать содержание класса минус d₁, мм, т. е, , которое определяют по графику характеристики крупности исходной руды, (рисунок 2) построенному по данным таблицы 5.

Ситовая характеристика дробленого продукта после I стадии дробления:

80% - 152 мм

60% -110 мм

40% - 80 мм

20% -40 мм

Циркулирующая нагрузка Q₅= 90% от исходной руды, т.е.

Q₅ = Q₄ = 90 Q₆/100 = 90334,9/100 = 301,41 т/ч

Открытый цикл

Q₁ = Q₂ = Q₆ = 334 т/ч

Q₃ = Q₂+ Q₅ = 334+301,41 = 635,41 т/ч;

₁ = ₂ =100 %;

_{3 =4 = 2}+₅ =100+90=190 %;

₆ = ₁ =₃-₅ =190-90= 100 %;

Относительный выход (в %) продуктов, поступающих в каждую стадию дробления, определяем по литературным данным [10]:

I стадия - 100 %;

II стадия - 190 %;

III стадия - 90 %.

Количество продуктов, поступающих в дробилки:

I стадия Q_I = 334 т/ч;

II стадия ;

III стадия .

Объемное количество материала, поступающего в дробилки, определится как отношение весового количества к насыпной массе (1,8). Отсюда:

Результаты проведенных расчетов наносим на схему (рис. 4).

2.2.3 Выбор и расчет оборудования для дробления

При выборе дробилок крупного дробления следует учитывать, что нормами технологического проектирования обогатительных фабрик в первой стадии дробления в большинстве случаев предполагается установка только одной дробилки - щековой или конусной. Поэтому в расчете производится сопоставление этих дробилок. Расчет производительности дробилок производится по данным каталогов заводов-изготовителей или справочным данным.

Крупное дробление обеспечивается главным образом дробилками типа ЩДП (щековая дробилка с простым качанием щеки) или конусными дробилками типа ККД.

Рисунок 4. Качественно-количественная схема дробления золотосодержащей руды

Типоразмер дробилки выбирается по максимальному куску в поступающей руде и проверяется по производительности. В каталогах и справочной литературе производительность дробилок приводится или при номинальной разгрузочной щели (d_н), или при минимальном (d_min) и максимальном (d_max) значениях разгрузочной щели.

По техническим характеристикам [12-14] выбираем технологически возможные к установке дробилки, обеспечивающие прием кусков руды и требуемую ширину выходных щелей, определенных нашим расчетом.

Рассчитанные требования к дробилкам сводим в таблицу 6.

Далее определяем производительность выбранных дробилок при принятых размерах выходных щелей.

Таблица 6. Требования к дробилкам

Стадия дробления	Тип дробилки	Ширина выходной щели, мм	Минимальная ширина приемного отверстия, мм	Производительность, м3/ч	Возможные варианты установки дробилок
I	ЩДП12х15	152	1200	185,6	ЩДП-12х15
	Nordberg C 150	152	1200	185,6	Nordberg C 150
II	ММПС	12,6	182,4	353	ММПС
III	КМД	4	38	167	КМД2200Т1
	КМД	4	38	167	КМД-3000Т

Определение производительности дробилок

Расчет производительности дробилок крупного дробления

Производительность щековой дробилки ЩДП-12х15.

Воспользуемся формулой:

,

где Q_О - объемная производительность дробилки при ширине разгрузочной щели , м³/ч;

К_КР, К_ТВ, К_ВЛ - поправочные коэффициенты на крупность, твердость и влажность руды;

Q_П - паспортная производительность дробилки при номинальной (паспортной) ширине выходной щели _П, м³/ч.

Поправочные коэффициенты определяются в соответствии с рекомендациями [12], которые сводятся к следующим выражениям для коэффициентов:

К_кр = 1+ (0,8-

К_f = 1- 0,05 (f-14)

К_вл = 1,25 - 0,05w = 1,25-0,05х1,1=

где Dн - номинальная крупность питания дробилки, мм

f - коэффициент крепости по Протодьяконову

w - влажность руды, %

Значения поправочных коэффициентов определяем по [13], а величины Q_П и - по приложению 12 [12].

Отношение крупности исходной руды D_Н к ширине приемного отверстия дробилки В равно:

и К_КР = 1,7.

Значения остальных коэффициентов равны: К_ТВ = 1,1 и К_ВЛ = 1,2. Значение = 89,4 мм.

Для рассматриваемой дробилки Q_П = 280 м³/ч, = 130 мм и тогда

Q_О = м³/ч.

Расчет производительности щековой дробилки Nordberg C 150 7000Х

и К_КР = 1+(0,8х0,86)= 1,7

Значения остальных коэффициентов равны: К_ТВ = 1,1 и К_ВЛ = 1,2. Значение = 89,4 мм.

Для рассматриваемой дробилки Q_П = 280 м³/ч, = 130 мм и тогда

Q_О = м³/ч.

Расчетные данные для выбора дробилок сводим в таблицу 8.

Дробилки, которые подходят для установки в 1-3 стадиях дробления представлены в таблице 8, подбираем по расчетным данным, представленным в таблице 5.

Таблица 7. Варианты дробилок для 1 стадии дробления (паспортные данные дробилок по ГОСТ 27412-93)

Марка дробилки	Dmax	Номинальная ширина разгрузочного отверстия, мм	Пределы регулирования разгрузочного отверстия, мм	Изменение производительности, м3/ч	Мощность двигателя, кВт
ЩДП-12х15	1300	180	130±35	550	250
Nordberg C 150	1400	375	150-180	370-550	294
ММПС7000х7000	200	15	25-60	350-400	400
КМД-2200Т1	70	5	5-15	85-110	160
КМД-3000 Т	85	5	5-15	320-440	400

Расчет производительности мельницы полусамоизмельчения

Расчет производительности мельницы полусамоизмельчения можно ориентировочно произвести по формуле:

Qp=1,48·Q_ш-0,0023·Q_ш - 30,1

где Qp - производительность мельницы полусамоизмельчения ММС 7000х2300 по руде т/ч;

Q_ш - производительность мельницы МШР 3600х4000 по исходному питанию 95% кл. 25 мм т/ч.

Qp= 1,48550-0,0023 ·550= 812,5т/ч- 451,4 м³/ч

Расчет производительности дробилок для мелкого дробления

Расчет произведем по интерполяционной формуле:

(6)

где Q_max - максимальная производительность при максимальной паспортной ширине разгрузочной щели, м³/ч;

Q_min - минимальная производительность при минимальной паспортной ширине разгрузочной щели, м³/ч;

- максимальная паспортная ширина разгрузочной щели, мм;

- минимальная паспортная ширина разгрузочной щели, мм;

- расчетная ширина разгрузочной щели, мм.

Паспортные данные дробилки [11, стр. 270, прилож. 14]:

Паспортные данные дробилки КМД -2200Т1 [11]:

Q_max = 110 м³/ч; = 15 мм; Q_min = 85 м³/ч; = 5 мм;

Расчетная ширина разгрузочной щели = 2 мм.

С учетом коэффициента К_ц = 1,25 - 1,40, учитывающего влияние циркулирующей нагрузки [13], производительность дробилки составит (при среднем значении К_ц = 1,32):

Расчет производительности дробилки КМД - 3000 Т

Паспортные данные дробилки [13]:

Q_max = 475 м³/ч; = 15 мм;

Q_min = 300 м³/ч; = 5 мм;

Расчетная ширина разгрузочной щели = 2 мм.

С учетом коэффициента К_ц =1,35 производительность равна

Выбор дробилок к установке

Результаты расчета производительности дробилок записываем в виде таблицы 8. Туда же записываем мощность двигателей дробилок

Таблица 8 - Варианты установки дробилок

Стадии дробления	Типоразмер дробилок	Производительность, м3/ч	Требуемое число дробилок	Коэф-т запаса по произв-ти	Установ. мощность двигателей, кВТ
		требуемая	расчетная одной дробилки			Одной дробилки	Всех
I	ЩДП-15-21	136,2	424,6	1	3,1	250	250
	Nordberg C 150	136,2	494,8	1	3,6	320	294
II	ММПС 7000Х4200	353	451,4	1	1,28	3150	3150
III	КМД-2200Т1	300,6	104,63	3	1,04	160	480
	КМД-3000 Т	300,6	465,75	1	1,55	250	250

В I стадии принимаем к установке крупногабаритную щековую дробилку Nordberg C 150, как наиболее производительную, позволяющую накапливать крупнодробленый материал в запасном бункере и с расширением производительности цеха, можно обходиться одной дробилкой крупного дробления. В связи с этим в цехе крупного дробления предусмотрены 2 бункера дробленой руды, предназначенные для аккумуляции руды на пластинчатом питателе и для подачи ее на ленточный конвейер.

Характеристики приемного бункера дробленой руды :

· Тип бункера - металлический;

· Высота - 1,69 м.;

· Длина - 7,68 м.;

· Ширина - 2,13 м.;

· Рабочий объем - 23 куб.м.;

· Вместимость - 39,5 т.

Во второй стадии принимается мельница полусамоизмельчения расхода энергии, чем дробилка конусная ККД и более простую в устройстве и эксплуатации.

При рудном самоизмельчении измельчительной средой являются неклассифицированные по крупности куски самой измельчаемой руды, предусмотрен только некоторый контроль за верхним размером кусков. В случае рудно-галечного самоизмельчения измельчительной средой является специально выделенная по крупности и прочности фракция кусков измельчаемой руды (галя).

В III стадии принимаем одну дробилку КМД-3000 Т с наименьшим расходом энергии по сравнению с другими вариантами и позволяющую экономить производственные площади.

Таким образом в цехе дробления устанавливаем щековую дробилку, мельницу полусамоизмельчения и конусную дробилку, приемлимые для разработанной технологической схемы (рис.3), имеющие требуемую производительность и минимальный расход электроэнергии.

2.2.4 Выбор и расчет грохотов

Выбор грохотов для I стадии грохочения.

В соответствии с выбранной схемой (рисунки 2 и 3) на грохочение поступает продукт после II стадии дробления в количестве 190% от исходной руды. Грохочение перед III стадии дробления осуществляется в скруббере, который позволяет в одном аппарате совместить промывку и классификацию продукта на 2-3 класса а также дополнительную промывку и обезвоживание надрешетных продуктов. Опыт эксплуатации скрубберов накопленный в последние годы свидетельствует о высокой эффективности их использования при промывке различных материалов, в том числе и труднопромывистых.

Дезинтеграция в бутаре осуществляется путем разрыхления исходного материала в воде вращающимися пальцами или пластинами, закрепленными в определенном порядке на внутреннюю поверхность глухой части бутары.

Скорость движения материала в скруббере может регулироваться изменением его продольного наклона. Эта регулировка, в свою очередь, выполняется изменением угла наклона несущей платформы, осуществляемым посредством стационарно вмонтированного в установку специального винтового домкрата. Отмытый в барабане скруббера материал, вместе со шламами перегружается через его самый высокий выгрузочный кольцевой порог в шламоотделитель.

Расход воды на промывку руды в скрубберах зависит от промывистости руды и колеблется от 1-2 до 6 м² на 1 т руды. Расход электроэнергии при промывке составляет 0,14--0,75 кВт-ч на 1 м³ руды.

Исходя из производительности мельницы полусамоизмельчения и выхода продукта в количестве 353 м³/час крупностью 12,6 мм выбираем к установке 2 скруббера типа СБ 22 производительностью 400 т/час (222 м³\час). Коэффициент запаса по производительности составит К_з =1,48.

Выбор и расчет грохотов для II стадии грохочения

На обогатительных фабриках горнорудной промышленности наибольшее применение находят вибрационные грохоты типа ГИТ - грохоты инерционные тяжелого типа, их мы и предусматрим к установке.

Технологический расчет грохотов заключается в определении площади грохочения (площади сита) по заданной производительности. Имеется несколько методик расчета грохотов, мы принимаем наиболее распространенную из них (фирмы «Аллис - Чалмерс», США).

Производительность вибрационных грохотов точному расчёту не поддаётся и является величиной опытной, однако можно отметить, что она пропорциональна ширине грохота, высоте слоя материала на грохоте и скорости его движения вдоль сита. Последняя в свою очередь зависит от угла наклона грохота, частоты вибрации и амплитуды колебаний сита. Ориентировочно её можно определять следующим образом. Находящаяся на наклонном сите частица в результате его вибрации подбрасывается на высоту, равную амплитуде вибрации, т.е.2e, затем под действием силы тяжести падает вертикально, смещаясь вдоль сита на величину, равную

Ориентировочно производительность грохота по исходному материалу можно определить по формуле:

, (8)

где Q - производительность грохота по питанию, т/ч;

F - рабочая площадь сита, м²;

q - удельная производительность грохота при заданном размере отверстий сита, м³/( м²ч);

- насыпная плотность грохотимого материала, т/м³;

k, , m, n, o, p - поправочные коэффициенты

В соответствии с выбранной схемой (рисунки 2 и 3) на грохочение поступает продукт после I стадии дробления в количестве 100%. Размер отверстий сита грохота принимается равным номинальному размеру дробленого продукта II стадии дробления, т.е. 60 мм. Вид просеивающей поверхности - резиновые решета, форма отверстий квадратная, эффективность грохочения принимаем равной 90%. В руде нет мелкого комкующегося материала, влажность (5%) незначительная, поэтому принимаем сухое грохочение.

...