Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

ТЕОРЕТИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

1. ЗАДАНИЕ

2. РАСЧЕТНАЯ ЧАСТЬ

2.1 Выбор и расчет схемы дробления и оборудования для дробления

2.1.1 Выбор крупности дробленой руды

2.1.2 Выбор схемы дробления

2.1.3 Расчет схемы дробления

2.1.4 Выбор и расчет дробилок

2.2 Выбор и расчет грохотов

2.2.1 Общие сведенья

2.2.2 Выбор и расчет грохотов для II стадии дробления

2.2.3 Выбор и расчет грохотов для III стадии

2.3 Выбор и расчет схемы измельчения и измельчительного оборудования

2.3.1Выбор схемы измельчения

2.3.2 Расчет качественно-количественной схемы измельчения

2.3.3 Расчет водно-шламовой схемы измельчения

2.4 Выбор и расчет мельниц

2.4.1 Расчет рудных мельниц по удельной производительности

2.4.2 Расчет рудных мельниц по эффективности измельчения

2.4.3 Выбор мельниц

2.4.4 Расчет рудных мельниц по удельной производительности

2.4.5 Расчет рудных мельниц по эффективности измельчения

2.4.6 Выбор и расчет мельниц для доизмельчения коллективного концентрата

2.5 Выбор и расчет классификаторов

2.5.1 Выбор и расчет классифицирующего оборудования

2.5.2 Выбор и расчет гидроциклонов

ЛИТЕРАТУРА

ВВЕДЕНИЕ

Рудоподготовка -- совокупность процессов обработки руды разнообразными методами для получения гранулометрического и вещественного составов, определяемых требованиями последующих переделов или нормативами на готовую продукцию. Такая обработка достигается дроблением и грохочением, измельчением и классификацией, обогащением и окускованием, а также шихтованием. В горнодобывающей промышленности это понятие распространяется на рудное минеральное сырьё и является составной частью общего понятия подготовки минерального сырья к промышленному использованию. Подготовка сырья классифицируется по назначению, которое определяет её технологическую схему. Наиболее широкое распространение она получила для обогащения, гидрометаллургии, металлургического и химического переделов, а также в качестве самостоятельного технологического процесса производства готовой промышленной продукции.

В чёрной металлургии в процессе рудоподготовки минеральное сырьё дробится и измельчается, из него удаляются пустая порода и вредные примеси, руда равномерно перемешивается, добавляются отсутствующие в природном минеральном сырье вещества, необходимые для дальнейшего технологического процесса (например, для доменной плавки). Полученная шихта подвергается термической обработке для удаления влаги и оставшихся вредных примесей, а также получения кускового продукта с заданными физическими свойствами. В результате такой обработки продукты рудоподготовки приобретают требуемую крупность, химический состав и стабильность по этим свойствам. При подготовке природно-богатых руд к металлургическому или химическому переделам применяются наиболее простые схемы рудоподготовки, включающие дробление до заданного фракционного состава, усреднение и окускование (при необходимости). Бедное минеральное сырьё в цветной и чёрной металлургии подготавливается к обогащению по более сложным схемам: дробление -- усреднение -- предварительное обогащение (тяжёлые суспензии, радиометрическое или магнитное обогащение и пр.). Минеральному сырью придаются свойства, наиболее полно удовлетворяющие требованиям технологического процесса, достигается раскрытие минеральных сростков. Полный цикл рудоподготовки включает подготовку минерального сырья к измельчению, обогащению, усреднению полученного концентрата и его окускованию. Применение рудоподготовки повышает технико-экономические показатели производства, т.к. уменьшается расход кокса, электроэнергии и флюсов на передел пустых пород.

Рудоподготовка непрерывно развивается и совершенствуется. В промышленность внедрены радиометрические методы сепарации, сорбционно-экстракционная технология, металлизация железорудного сырья и пр. В условиях непрерывного снижения содержания полезных компонентов в минеральном сырье и истощения их запасов подготовка сырья является основным процессом, обеспечивающим сохранение и развитие объёмов производства промышленной продукции ряда отраслей промышленности за счёт вовлечения в добычу всё более бедных полезных ископаемых.



ТЕОРЕТИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

Оловянная руда - природные минеральные образования, содержащие олово в таких соединениях и концентрациях, при к-рых их пром. использование технически возможно и экономически целесообразно. Известно более 90 минералов олова. Пром. O.p. преим. (85%) представлены Касситеритом (ок. 78% Sn) и Станнином (22-28% Sn). Повышенные кол-ва олова (до 25%) в виде примеси, приобретающие пром. значение, также содержатся в силикатных минералах оловоносных скарнов; гранатах, пироксенах, боратах и др. Длительное время практич. интерес среди минералов олова представлял лишь касситерит. Совр. схемы переработки руд олова позволяют также использовать оловосодержащие минералы в рудах (станнин, франкеит, норденшельдин), a также силикатные минералы оловоносных скарнов и др. B поверхностных условиях касситерит представляет собой стойкое и инертное соединение, что обуславливает его сохранность в рыхлых отложениях и образование оловоносных россыпей. Помимо кристаллич. касситерита существует коллоидная скрытотонкокристаллич. его разновидность - "деревянистое олово" гроздевидной и почковидной формы. Пo составу примесей этот минерал отличается от касситерита повышенным кол-вом мышьяка, сурьмы, серебра, цинка. O. p. большей частью комплексные. Они часто содержат в переменных кол-вах вольфрам, медь, цинк, свинец, мышьяк, серебро, тантал, ниобий, индий, кадмий.



Рисунок 1. Оловянная руда



1. ЗАДАНИЕ

Оловянная руда, сульфидно-касситеритового типа. Рудные минералы: касситерит, галенит, станнин, халькопирит, пирит, пирротин - в сумме 10%. Нерудные минералы: кварц - 50%, турмалин - 35%, карбонаты и серицит - 5%. Руда обогащается по комбинированной гравитационно-флотационной схеме. Перед I стадией обогащения руда измельчается до - 2мм. Выход гравитационного концентрата 8%. Хвосты гравитации после доизмельчения до 60% класса - 0,074мм направляется на флотацию.

Плотность руды 3,0 т/м³, насыпная масса - 1,8т/м³, влажность 4%. Месторождение разрабатывается открытым способом. Максимальная крупность кусков руды 600мм, крепость руды по Протодьяконову f=11. Содержание класса - 0,074мм в дробленой руде 6%. Измельчаемость руды по отношению к джезказганской медной руде 1,15. Производительность фабрики по руде 800000 т/год. Фабрика работает 330 дней в год, дробильное отделение работает в 2 смены по 7 часов, измельчительное - в 3 смены по 8 часов.



2. РАСЧЕТНАЯ ЧАСТЬ

2.1 Выбор и расчет схемы дробления и оборудования для дробления

2.1.1 Выбор крупности дробленой руды

Заданием предусматривается флотационное обогащение руды с измельчением ее перед первым приемом флотации (коллективная флотация) до 50 % класса -0,074 мм. При таком помоле используется обычно измельчение в барабанных шаровых мельницах в одну стадию. Оптимальная крупность дробленой руды в этом случае составляет 10 - 20 мм для руд прочных и средней прочности. Иногда целесообразно увеличивать эту крупность до 30 - 40 мм: при переработке мягких и рыхлых руд и руд с повышенной влажностью (а также глинистых руд, если по каким-то причинам нельзя использовать их промывку).

Принимаем в нашем случае крупность дробленой руды d_H = 15 мм.

2.1.2 Выбор схемы дробления

В соответствии с принятой крупностью дробленой руды степень дробления равна:

(1)

В обычно используемых щековых и конусных дробилках степень дробления составляет:

крупное дробление 3 - 5;

среднее дробление 4 - 6;

мелкое дробление 3 - 5, в замкнутом цикле до 7.

При дроблении в несколько стадий общая степень дробления равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях, т.е.

i _общ = i₁• i₂• …• i_n (2)

В нашем случае получить требуемую степень дробления можно при использовании трехстадиальной схемы. Средняя степень дробления равна:

, что приемлемо.

Для обеспечения принципа «не дробить ничего лишнего» в схемах дробления предусматривается предварительное грохочение. Для III стадии дробления его применение практически всегда оправдано; отказ от него во II стадии требует обоснования. Обоснование требуется также для применения предварительного грохочения перед I стадией дробления. Причин для таких обоснований мы в данном случае не имеем.

С целью контроля крупности дробленого продукта в III стадии обычно применяется проверочное (контрольное) грохочение.

Выбираем трехстадиальную схему дробления с предварительным грохочением во II стадии и совмещенными предварительным и контрольным грохочением в III стадии.

2.1.3 Расчет схемы дробления

1) Определение степени дробления и крупности дробленых продуктов по стадиям

Учитывая большие размеры максимальных кусков исходной руды (D_Н = 500 мм) предполагаем установку в I стадии крупноразмерных дробилок с большой шириной приемных отверстий. В этом случае можно ожидать запас по производительности, в связи с чем степень дробления в I стадии принимаем несколько меньше средней, в последних стадиях больше средней:

i₁ = 3,2

i₂ = 3,2

i₃ = 4,0

Номинальная крупность дробленых продуктов по стадиям будет равна:

Рисунок 1 - Схема дробления

2) Определение минимальной ширины В приемных отверстий дробилок.

Эти величины находим по формуле [4, стр. 153]:

В = (1,15 - 1,20) • D_Н, (3)

где В - ширина приемного отверстия дробилки, мм;

D_Н - номинальная крупность руды в питании дробилки, мм.

Для I стадии В_I = 1,15 • 600 = 690 мм

Для II стадии В_II = 1,15 • d_HI = 1,15 • 188 = 216 мм

Для III стадии В_III = 1,15 • d_HII = 1,15 • 59 = 68 мм

3) Определение ширины разгрузочных щелей дробилок

Для определения этих величин воспользуемся формулой:

, (4)

где - 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.

Значения Z по стадиям дробления равны [1, стр. 41, табл. 2.12]:

I стадия Z_I = 1,4;

II стадия Z_II = 2,5;

III стадия Z_III = 3,2.

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

При работе дробилки в замкнутом цикле с грохотом ширина ее разгрузочной щели должна быть на 20 - 25 % меньше размера отверстия сита грохота [3, стр. 155]. В этом случае выход подрешетного продукта будет максимальным, а количество циркулирующего продукта минимальным. Принимаем в III стадии

_III = d_HIII - d_HIII •0,2 = 15 - 15 • 0,2 = 12 мм.

4) Определение выхода продуктов

Принимаем следующие обозначения:

_n - выход n-го продукта, % от исходного;

Q_n - весовой выход n-го продукта, т/час;

Q_оn - объемный выход n-го продукта, м³/час.

Относительный выход (в %) продуктов, поступающих в каждую стадию дробления, определяем по литературным данным [2, стр. 70, табл. 8]:

I стадия - 100%;

II стадия - 75%;

III стадия - 145%.

Часовая производительность дробильного отделения равна:

где Q_Ч - часовая производительность, т/ч;

Q_Г - годовая производительность, т/год (по заданию);

330 - количество рабочих дней в году (по заданию);

18 - количество часов работы дробильного отделения, час/сут.;

0,8 - коэффициент использования оборудования;

0,95 - коэффициент, учитывающий неравномерность питания.

Количество продуктов, поступающих в дробилки:

I стадия Q_I = 228 т/ч;

II стадия ;

III стадия .

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

Результаты проведенных расчетов наносим на схему (рис. 2).

2.1.4 Выбор и расчет дробилок

1) По техническим характеристикам [3, стр. 267 - 271, прил. 12, 13, 14, 15] выбираем технологически возможные к установке дробилки, обеспечивающие прием кусков руды и требуемую ширину выходных щелей, определенных нашим расчетом. Требования к дробилкам сводим в табл. 1. Далее определяем производительность выбранных дробилок при принятых размерах выходных щелей.

Таблица 1 - Требования к дробилкам

Стадия дробления	Тип дробилки	Ширина выходной щели, мм	Минимальная ширина приемного отверстия, мм	Производи-тельность, м3/ч	Возможные варианты установки дробилок
I II III	ЩДП ККД КСД КМД	134 134 24 12	690 690 216 68	127 127 95 184	ЩДП-12х15 ККД-900х140 КСД-1200Гр КСД-1200Т КСД-1750Т КСД-2200Т КМД-1200Гр КМД-1750Гр КМД-2500Т КМД-3000Т



2) Определение производительности дробилки ЩДП-9*12.

Воспользуемся формулой [3, стр. 98, ф. 109]:

, (5)

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.

Значения поправочных коэффициентов определяем по табл. 12 [3, стр. 99], а величины Q_П и - по приложению 12 [3, стр. 267].



Рисунок 2 - Качественно-количественная схема дробления

Отношение крупности исходной руды D_Н к ширине приемного отверстия дробилки

В равно:

и К_КР = 1,3.

Значения остальных коэффициентов равны: К_ТВ = 1 и К_ВЛ = 0,95

Значение = 134 мм.

Для рассматриваемой дробилки Q_П = 280 м³/ч, = 150 мм и тогда

Q_О = м³/ч.

3) Определение производительности дробилки ККД-900*140

Производительность этой дробилки рассчитываем по той же формуле, что и щековой дробилки [3, стр. 108]. По приложению 13 [3, стр. 268] находим: Q_П = 420 м³/ч, = 134 мм. Отношение:

и К_КР = 1,13.

Значения коэффициентов К_ТВ и К_ВЛ остаются прежними, т.е. равными по 1 и 0,75. Тогда:

4) Определение производительности дробилки КСД-1200Т

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 [3, стр. 270, прилож. 14]:

Q_max = 95 м³/ч; = 25 мм;

Q_min = 42 м³/ч; = 10 мм.

Расчетная ширина разгрузочной щели = 24 мм.

При расчете дробилок размеры разгрузочных щелей желательно брать в пределах, указанных в каталоге. По этой причине не подходят дробилки ближайших больших размеров, а дробилки меньших размеров не подходят по ширине загрузочного отверстия, в связи с чем ограничиваем выбор дробилкой КСД - 1200 Т.

5)Определение производительности дробилки КСД-1200Т

Q_max = 115 м³/ч; = 50 мм;

Q_min = 77 м³/ч; = 20 мм.

Расчетная ширина разгрузочной щели = 14 мм.

6)Определение производительности дробилки КСД-1750Т

Q_max = 190 м³/ч; = 30 мм;

Q_min = 100 м³/ч; = 15 мм.

Расчетная ширина разгрузочной щели = 24 мм.

6)Определение производительности дробилки КСД-2200Т

Q_max = 360 м³/ч; = 30 мм;

Q_min = 180 м³/ч; = 15 мм.

Расчетная ширина разгрузочной щели = 24 мм.

7) Расчет производительности дробилки КМД - 1200 Гр

Паспортные данные дробилки [3, стр. 271, прилож. 15]:

К_кр=1+(0,8-(59/100))=1,21

q=60

Q=q·L·К_влК_крК_тв=86

Q₀=Q1,32=861,32=114 м³/ч

8) Расчет производительности дробилки КМД - 1750Гр

Паспортные данные дробилки [3, стр. 271, прилож. 15]:

Q_max = 130 м³/ч; = 20 мм;

Q_min = 95 м³/ч; = 9 мм;

Расчетная ширина разгрузочной щели = 12 мм.

С учетом коэффициента К_ц =1,32 производительность равна

9) Расчет производительности дробилки КМД - 3000Т

Для этого типа дробилок в каталоге не приводится ее производительность при максимальной (20мм) ширине разгрузочной щели. В связи с этим для определения ее производительности воспользуемся другой формулой [3, стр. 118, ф. 119]:

, (7)

где Q₀ - производительность, м³/ч;

q - удельная производительность, м³/(смч);

К_кр, К_тв, К_вл - поправочные коэффициенты на крупность питания дробилки, твердость и влажность руды;

- ширина разгрузочной щели, см.

Отношение размера максимального куска руды в питании Д_н к ширине загрузочного отверстия В равно:



и тогда коэффициент крупности равен К_кр = 1,3 [3, стр. 99, табл. 12]

Значения К_тв и К_вл 1 и 0,95

Удельная производительность дробилки q = 390 м³/(смч) для открытого цикла [3, стр. 118, табл. 13].

Ширина разгрузочной щели = 12 мм = 1,2 см.

Q₀ = 390 1,2 0,95 1,31 1 = 613 м³/ч

С учетом коэффициента К_ц =1,32 имеем:

Q₀ =6131,32 = 809 м³/ч

10) Расчет производительности дробилки КМД - 2500Гр

Паспортные данные дробилки [3, стр. 271, прилож. 15]:

Q_max = 250 м³/ч; = 20 мм;

Q_min = 95 м³/ч; = 7 мм;

Расчетная ширина разгрузочной щели = 12 мм.

С учетом коэффициента К_ц =1,32 производительность равна

11) Выбор дробилок к установке

Результаты расчета производительность дробилок записываем в виде таблицы 2. Туда же записываем мощность двигателей дробилок



Таблица 2 - Варианты установки дробилок

Стадии дробления	Типоразмер дробилок	Производитель-ность	Требуемое число дробилок	Коэф-т запаса по произв-ти	Установ. мощность двигателей, кВТ
		требуемая	расчетная одной дробилки			Одной дробилки	Всех
I	ЩДП-9х12	127	325	1	2,56	160	160
	ККД-900х140	127	454	1	3,57	250	250
II	КСД-1750 КСД-1200Т КСД-1200Гр КСД-2200Гр	95	154 91 82 283	1 2 2 1	1,62 1,92 1,73 3,03	160 75 75 250	160 150 150 250
III	КМД-1200Гр	184	86	2	1,24	75	150
	КМД-1750Гр	184	139	2	1,51	160	320
	КМД2500Т КМД-3000Т	184	205 456	1	1,11 4,4	320 400	320 400

В I стадии принимаем к установке ЩДП-9*12, как требующую меньшего расхода энергии и более простую в устройстве и эксплуатации.

Во II стадии принимаем две дробилки КСД-1200Т и 1200Гр.

В III стадии принимаем одну дробилку КМД-1200Гр с наименьшим расходом энергии по сравнению с другими вариантами.

2.2 Выбор и расчет грохотов

2.2.1 Общие сведения

В горнорудной промышленности наибольшее применение находят вибрационные грохоты типа ГИТ - грохоты инерционные тяжелого типа, их мы и предусматриваем 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 грохота по исходному материалу определяется 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

2.2.2 Выбор и расчет грохотов для II стадии дробления

В соответствии с выбранной схемой (рисунки 1,2) 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 незначительная, поэтому принимаем сухое грохочение.

По таблице 9 [4, стр. 94] находим значение удельной производительности, она равна q = 45,6 м³/(м²ч).

Поправочные коэффициенты находим по таблице 10 [4, стр. 95]. При этом при определении коэффициентов k и нужно знать содержание в поступающем на грохот продукте зерен размером менее половины размера отверстий сита (т.е. d ? 30 мм) и размером больше размера отверстий сита (т.е. d?60 мм). Для этого воспользуемся типовыми характеристиками крупности дробленых продуктов дробилок ЩДП [4, стр. 156, рис. 96]. Ширина разгрузочной щели дробилки нами определена и равна ₁= 132 мм. Отношение размера зерен заданной крупности к ширине разгрузочной щели равно:

По типовой характеристике находим процентное содержание этих классов крупности: _-30 = 10% и ₊₆₀ = 70%

Значения поправочных коэффициентов:

к=0,6; l=1,32; m=1;

n=1,0; o=0,95; p=1,0

Необходимая площадь грохочения равна:

Количество дробилок II стадии равно 2. При использовании приемного бункера крупнодробленой руды перед II стадией дробления целесообразно установить 2 грохота (по одному перед каждой дробилкой) с подачей руды в дробилки пластинчатыми питателями. Тогда необходимая площадь сита каждого грохота будет равна половине рассчитанной, т.е. 10,1/2 = 5,05 м²

По приложению 4 [3, стр. 262] выбираем грохоты ГИТ - 51 с размером просеивающей поверхности В L = 1250 2500 мм или F = 6,1 м².

Выбранные грохоты проверяем по толщине слоя материала в разгрузочном конце грохота по формуле [4, стр. 96]:



, (9)

где h - толщина слоя материала в разгрузочном конце грохота, м;

Q_НАД - масса надрешетного продукта, т/ч;

В - рабочая ширина грохота, м;

- насыпная плотность материала, т/м³;

_М - скорость продвижения материала по грохоту, м/с.

Практические значения _М для грохотов с круговыми колебаниями короба находятся в пределах 0,5 - 0,63 м/с [4, стр. 97], принимаем _М = 0,56 м/с.

Количество надрешетного продукта (см. рисунок 2 данного расчета).

Q_НАД = Q₄ = 171 т/ч, или на один грохот.

Тогда

Допустимая толщина слоя составляет 100 мм [4, стр. 96], выбранные грохоты удовлетворяют это условие.

2.2.3 Выбор и расчет грохотов для III стадии дробления

На грохочение поступает (см. рисунок 2):

Q_гр = Q₆ + Q₉ = 228+331= 559 т/ч

Расчет производим по той же методике, что и для грохота II стадии.

Размер отверстий сита грохота принимаем равным номинальному размеру дробленого продукта III стадии, т.е. 15 мм. Вид просеивающей поверхности - тканое сито, форма отверстий квадратная.

Удельную производительность грохота определяем по таблице 9 [4, стр. 94] методом интерполяции:

Питание грохота состоит из продуктов 3, 5 и 9. Рассчитаем содержание в нем класса - 7,5 мм, необходимое для определения коэффициента К.

1) Определим количество этого класса в продукте дробления ЩДП.

Z=

По типовой характеристике [4, стр. 156, рис. 96] при Z=0,05 содержание этого класса составляет примерно 3% или

Q₂^{- 7,5} = 228 0,03 = 6,84 т/ч

С достаточной для практики точностью можно считать, что при грохочении во II стадии весь он перешел в подрешетный продукт, т.е.

Q₃^{- 7,5} = Q₂^{- 7,5} = 6,84 т/ч

2) Определим количество класса - 7,5 мм в продукте дробления КСД

Z=

По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=0,4 находим содержание класса - 7,5 мм в продукте 5: оно составляет 20%

Q₅^{- 7,5} = 171 0,22 = 34,2 т/ч

3) Определим количество класса - 7,5 мм в продукте дробления КМД

Z=

По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=0,63 находим содержание класса - 7,5 мм в продукте 9: оно составляет 25%

Q₉^{- 7,5} = 331 0,25 = 82,75 т/ч

Общее количество класса - 7,5 мм в питании грохота составляет:

Q_гр^{- 7,5} = Q₃^{- 7,5} + Q₅^{- 7,5} + Q₉^{- 7,5} = 6,84+34,2+82,75 = 123,79 т/ч или

Коэффициент К равен [4, стр. 95, табл. 10]:

Аналогичным образом находим содержание класса +15 мм в продуктах 3, 5, 9, что необходимо для определения коэффициента l.

4) Определим количество класса +15 мм в продукте 3.

Определим вначале количество класса -15 мм в продукте дробления ЩДП.

Z=

По типовой характеристике [4, стр. 156, рис. 96] при Z=0,12 его количество составит 5%.

Q₃^{- 15} = 228 0,05 = 11,4 т/ч

Количество класса +15 мм в продукте 3 составит:

Q₃^-+15 = Q₃ - Q₃^{- 15} = 57-11,4= 45,6 т/ч

5) Определим количество класса +15 мм в продукте 5.

Z=

По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=0,625 содержание его составляет 61%

Q₅⁺¹⁵ = 171 0,61 = 104,31 т/ч

6) Определим количество класса +15 мм в продукте 9.

Z=

По типовой характеристике [3, стр. 121, рис. 66] при Z=1,25 находим его процентное содержание, оно составляет 32%

Q₉⁺¹⁵ = 331 0,32 = 105,92 т/ч

Общее количество класса +15 мм в питании грохота составит:

Q_гр = Q₃⁺¹⁵ + Q₅⁺¹⁵ + Q₉⁺¹⁵ = 45,6+104,31+105,92 = 255,83 т/ч или

Коэффициент равен [4, стр. 95, табл. 10]:

Значения остальных коэффициентов (табл. 10):

m = 1,0; n = 1,0; o = 0,8; p = 1,0.

Необходимая площадь грохочения равна:

К установке выбираем грохоты ГИТ 71 с площадью просеивающей поверхности В L = 2,5 м 5,0 м = 12,5 м² каждый.

Количество грохотов

Производим проверку грохотов по толщине слоя материала в разгрузочном конце грохота по формуле (9).

что приемлемо.

2.3 Выбор и расчет схемы измельчения и измельчительного оборудования

2.3.1 Выбор схемы измельчения

Согласно заданию измельчение руды перед коллективной флотацией производится до 50% класса -0,074 мм. При таком помоле целесообразно применение одностадийного измельчения в замкнутом цикле с классифицирующим аппаратом. Хвосты коллективной флотации являются отвальным продуктом, а коллективный концентрат доизмельчается до 85% класса -0,074 мм и затем направляется на селективную флотацию. На фабриках, перерабатывающих полиметаллические руды, для доизмельчения коллективных концентратов применяются обычно одностадийные схемы измельчения в шаровых мельницах в замкнутом цикле с классификацией (обычно в варианте совмещенных предварительной и контрольной классификации). Аналогичную схему принимаем и в нашем случае. Арабскими цифрами нумеруем продукты.



Рисунок 3 - Схема измельчения

2.3.2 Расчет качественно-количественной схемы измельчения

Принимаем следующие условные обозначения:

- выход продукта, % от исходной руды;

Q - выход продукта, т/ч;

- содержание расчетного класса -0,074 мм в продукте, %;

К - коэффициент использования оборудования, принимаем К=0,95

Часовая производительность отделения измельчения равна:

где - годовая производительность фабрики, т/год;

330 - количество рабочих дней отделения измельчения, дней/год;

24 - количество рабочих часов в сутки;

К - коэффициент использования оборудования.

Q₁ =

Q₂=

Q₃=

Q₄ =

Q₅ =

Q₆ =

Q₇ =

Q₈=Q₉ =

Содержание расчетного класса -0,074 мм в дробленой руде принимаем по усредненным практическим данным [4, стр. 352]:

₁^-74 = 8%

Результаты расчета наносим на схему (рисунок 4)

2.3.3 Расчет водно-шламовой схемы измельчения

Принимаем следующие условные обозначения:

г - выход твердого, % от исходного питания;

в^т - содержание твердого в продукте, %;

Q - количество твердого, т/ч;

Т - объем твердого в продукте, м³/ч;

R - разжижение пульпы;

W - количество воды в продукте, м³/ч;

V - объем пульпы, м³/ч;

L - количество свежей воды, подаваемой в продукт или операцию, м³/ч.

Расчетные формулы:

(10)

(11)

Рисунок 4 - Качественно-количественная схема измельчения

Содержание твердого в^т в продуктах принимаем на основании практических и литературных данных [5, стр.288, рис. 202]:

; ; ; ; ; - по условию задания.

Результаты расчета сводим в таблицы 3,4 и наносим на схему (рисунок 5). Римскими цифрами нумеруем операции.

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

По уравнениям баланса воды, поступающей в операцию и выходящей из нее, определяем количество свежей воды, подаваемой в операции.

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

VL₅+W₈=W₉

L₅=W₉-W₈=11,34-11,34=0

Объем пульпы рассчитывается по формуле:

, (12)

где д - плотность руды, в нашем случае д=2,7 т/м³.

Таблица 3 - Результаты расчета водно-шламовой схемы

Наименование и нумерация продуктов и операций	твердого	Воды W м3/ч	Разжи- жение R	Объем пульпы, V м3/ч
	Выход г, %	Коли-чество, Q т/ч	Объем Т, м3/ч
I Измельчение руды Поступает: 4 Руда дробленая Вода L1 Итого поступает Выходит 2 Разгрузка мельницы Итого выходит	100 - 100 100 100	106,33 - 106,33 106,33 106,33	35,44 - 35,44 35,44 35,44	4,43 0 4,43 4,43 4,43	0,04 - 0,04 0,04 0,04	39,87 0 39,87 39,87 39,87
II Классификация Поступает: 2 Разгрузка мельницы Вода L2 Итого поступает Выходит: 3 Слив классификации 4 Пески классификации Итого выходит	100 - 100 75 25 100	106,33 - 106,33 79,75 26,58 106,33	35,44 - 35,44 26,58 8,86 35,44	4,43 61,26 65,69 16,33 49,36 65,69	0,04 - 0,62 0,20 1,86 0,62	39,87 61,26 101,13 42,91 58,22 101,13
III Коллективная флотация Поступает: 3 Слив классификации Вода L3 Итого поступает Выходит: 5 Коллективный концентрат 6 Хвосты отвальные Итого выходит	75 - 75 41 34 75	79,75 - 79,75 43,6 36,15 79,75	26,58 - 26,58 14,56 12,05 26,58	16,33 81,5 16,33 43,6 54,23 97,83	0,20 - 1,23 1 1,5 1,23	42,19 81,5 124,41 58,13 66,28 124,41
IV Классификация цикла измельчения колл. конц-та Поступает: 5 Коллективный концентрат Вода L4 Итого поступает Выходит: 7 Пески классификации 8 Слив классификации Итого выходит	34 - 34 18 16 34	36,15 - 36,15 19,14 17,01 36,15	12,05 - 12,05 6,38 5,67 12,05	54,23 1,77 56 44,66 11,34 56	1,5 - 1,55 2,33 0,67 1,55	66,28 1,77 68,05 51,04 17,01 68,05
V Измельчение коллективного концентрата Поступает: 7 К-т классификации Вода L5 Итого поступает Выходит: 9 Разгрузка мельницы Итого выходит	16 - 16 16 16	17,01 - 17,01 17,01 17,01	5,67 - 5,67 5,67 5,67	11,34 0 11,34 11,34 11,34	0,67 - 0,67 0,67 0,67	17,01 0 17,01 17,01 17,01

Таблица 4 - Баланс воды

Поступает	м3/ч	Выходит	м3/ч
С дробленой рудой W1 Свежей: L1 L2 L3 L4 L5 Итого поступает	4,43 0 61,26 81,5 1,77 0 148,96	W4 W5 W7 W9 Итого выходит	49,36 43,60 44,66 11,34 148,96

2.4.1 Выбор и расчет мельниц

Исходные данные для расчета:

– производительность мельниц по руде 106,33 т/ч;

– производительность мельниц доизмельчения 19,14 т/ч;

– номинальная крупность дробленой руды 15 мм;

– крупность питания мельниц доизмельчения 80% кл. - 0,074 мм;

– коллективный концентрат доизмельчается до 60 % кл. - 0,074 мм;

– измельчаемость руды относительно джезказганской медной руды 1,15;

– содержание класса - 0,074 мм в дробленой руде 6%.

Схема измельчения нами выбрана ранее. Для измельчения руды выбираем шаровые мельницы с разгрузкой через решетку (как имеющие большую производительность по сравнению с мельницами с центральной разгрузкой), для доизмельчения коллективного концентрата - мельницы с центральной разгрузкой.

Расчет производительности мельниц производим двумя методами - по удельной производительности и по эффективности измельчения.

2.4.2 Расчет рудных мельниц по удельной производительности

Производительность мельницы по руде определяется формулой:

, т/ч (13)

где Q - производительность по руде, т/ч;

q - удельная производительность по вновь образованному расчетному классу, т/ч·м³;

V - рабочий объем мельницы, м³;

в - содержание расчетного класса в измельченном продукте, доли единицы;

б - содержание расчетного класса в исходном продукте, доли единицы.

Величину q определяем методом подобия, основываясь на показателях работы мельницы МШР 3200Ч3100 на Джезказганской фабрике [5, стр.364, табл.174], по формуле:

, (14)

где q - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³·ч;

q₁ - фактическая удельная производительность работающей (эталонной) мельницы, т/м³·ч;

К_к - коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения работающей (эталонной) и проектируемой мельниц;

К_и - коэффициент измельчаемости проектируемой руды по отношению к измельчаемости перерабатываемой руды;

Д₂ - диаметр проектируемой мельницы, м;

Д₁ - диаметр работающей (эталонной) мельницы, м;

К_т - коэффициент, учитывающий тип мельниц.

Определяем значения всех составляющих формулы (14). т/м³·ч по таблице [5, стр.364, табл.174].

, (15)

где m₁ - относительная производительность работающей (эталонной) мельницы при фактической крупности исходного и конечного продуктов измельчения;

m - относительная производительность той же мельницы при измененной (проектной) крупности исходного и конечного продуктов измельчения.

Значения m и m₁ определяем по таблице 5, составленной на основании литературных данных [4, стр.354, табл.29] и [5, стр.361, табл.172]



Таблица 5 - Относительная производительность m шаровых мельниц, рассчитанная по литературным данным [4, стр.354, табл.29] и [5, стр.361, табл.172]

Крупность исходного материала, мм	Содержание класса - 0,074 мм в измельченном продукте, %
	40	48	50	55	60	65	72
-40+0	0,77	0,81	0,81	0,82	0,83	0,82	0,81
-30+0	0,83	0,86	0,86	0,86	0,87	0,86	0,85
-25+0	0,86	0,89	0,89	0,89	0,89	0,88	0,87
-20+0	0,89	0,91	0,92	0,92	0,92	0,90	0,88
-15+0	0,96	0,98	0,98	0,97	0,96	0,94	0,91
-10+0	1,02	1,03	1,02	1,01	1,00	0,97	0,93
-5+0	1,15	1,13	1,12	1,08	1,05	1,01	0,95
-3+0	1,19	1,16	1,14	1,10	1,06	1,01	0,95

;

Коэффициент - по заданию.

Коэффициент - в обоих случаях мельницы МШР.

Отношение рассчитываем для мельниц нескольких размеров, так как заранее неизвестно, какие из них будут приняты к установке. Выбираем мельницы диаметром 3,2; 3,6; 3,7; 4,0; 4,5 м [4, стр.409, прилож.18], диаметр Д₁ нам известен и равен 3,2 м. С учетом толщины футеровки (75 мм) диаметры этих мельниц в свету равны 3,05-3,45-3,55-3,85-4,35 м. Отношение равно:

мельница Д=3,2 м -

мельница Д=3,6 м -

мельница Д=3,7 м -

мельница Д=4,0 м -

мельница Д=4,5 м -

Удельная производительность мельниц равна:

q_3,2 = 1,03·1,08·1,15·1,00·1,00 =1,26 т/м³·ч

q_3,6 = 1,03·1,08·1,15·1,00·1,06 =1,36 т/м³·ч

q_3,7 = 1,03·1,08·1,15·1,00·1,08 =1,38 т/м³·ч

q_4,0 = 1,03·1,08·1,15·1,00·1,12=1,43 т/м³·ч

q_4,5 = 1,03·1,08·1,15·1,00·1,19=1,52 т/м³·ч

Рабочий объем мельниц, принятых к расчету, равен [4, стр.409, прилож.18]:

V_3,2Ч3,1 = 22 м³ V_3,7Ч5,0 = 45 м³

V_3,2Ч4,5 = 32 м³ V_4,0Ч5,0 = 55 м³

V_3,6Ч4,0 = 36 м³ V_4,5Ч6,0 = 68 м³

Производительность мельниц по руде равна:

МШР 3200Ч3100 т/ч

МШР 3200Ч4500 т/ч

МШР 3600Ч4000 т/ч

МШР 3700Ч5000 т/ч

МШР 4000Ч5000 т/ч

МШР 4500Ч600 т/ч

2.3.6 Расчет рудных мельниц по эффективности измельчения

Эффективность измельчения по вновь образованному классу определяется формулой:

, (16)

где Э - эффективность измельчения, т/(кВт·ч);

Q - производительность мельниц по руде, т/ч;

в - содержание расчетного класса в измельченном продукте, доли единицы;

б - содержание расчетного класса в исходной руде, доли единицы;

N - потребляемая мельницей мощность, кВт.

В качестве эталонной выбираем мельницу МШР 3200Ч3100, перерабатывающую эталонную медную руду на Джезказганской обогатительной фабрике [5, стр.365, табл.174]. Производительность этой мельницы по руде Q=52т/ч, содержание расчетного класса - 0,074 мм в исходной руде б=0,06 и измельченном продукте в=0,6, мощность двигателя N=600 кВт [4, стр.409, прилож.18]. Эффективность измельчения этой мельницы равна (по формуле 16):

т/(кВт·ч)

Эффективность измельчения проектируемых мельниц определится формулой

, (17)

где К_к и К_и - коэффициенты крупности и измельчаемости, они определены при расчете мельниц по удельной производительности и равны К_к=1,10 и К_и=1,03.

т/(кВт·ч)

При расчете мельниц по эффективности измельчения расчетная мощность двигателя принимается равной 85 % от установленной мощности. С учетом этого коэффициента производительность мельниц по руде составит:

МШР 3200Ч3100 т/ч

МШР 3200Ч4500 т/ч

МШР 3600Ч4000 т/ч

МШР 3700Ч5000 т/ч

МШР 4000Ч5000 т/ч

МШР4500Ч6000 т/ч

2.4.3 Выбор мельниц

Результаты расчета мельниц заносим в таблицу. К установке принимаем мельницы с наименьшей расчетной производительностью, полученной по разным методикам расчета.

По расходу энергии конкурирующими являются варианты с установкой мельниц размером 3600Ч4000 и 3700Ч5000. Последний не имеет запаса по производительности и мы от него отказываемся. Окончательно к установке в цикле рудного измельчения принимаем 2 мельницы МШР 3600Ч4000.



2.4.4 Выбор и расчет мельниц для доизмельчения коллективного концентрата

На обогатительных фабриках, перерабатывающих руды цветных металлов, для II стадии измельчения и доизмельчения различных продуктов обогащения используются шаровые мельницы с центральной разгрузкой. Такие же мельницы предусматриваем и в данном проекте.

Наиболее удобным компоновочным решением является соотношение количества рудных мельниц и мельниц для доизмельчения 1:1, его мы и принимаем.

Таблица 6 - Результаты расчета мельниц

Размер мельниц	Требуемая производительность, т/ч	Расчетная производи- тельность	Кол-во мельниц для установки	Потребляемая мощность, кВт	Коэф. запаса по произ-вод.
		По уд. произв.	По эффектив-ности		Одной мельницы	Всех
МШР 3200 х 3100	106,33	52,15	54,78	2	600	1200	1,03
МШР 3200 х 4500	106,33	75,85	82,17	2	900	1800	1,55
МШР 3600 х 4000	106,33	90,67	91,3	2	1000	2000	1,72
МШР 3700 х 5000	106,33	115	114,12	1	1250	1250	1,07
МШР 4000 х 5000	106,33	145,65	182,59	1	2000	2000	1,72
МШР 4500 х 6000	106,33	191,41	228,24	1	2500	2500	1,15

Требуемая производительность одной мельницы для доизмельчения составляет :

Q = = 18,1т/ч

Достаточно точных методик расчета производительности мельниц II стадии измельчения и доизмельчения нет. Обычно для этих целей используются результаты полупромышленных испытаний или же промышленные данные. Если таких данных не имеется, то производительность мельниц доизмельчения можно принять в пределах 0,7 -0,75 от производительности мельниц рудного цикла [ 5, стр. 371]. Принимаем среднее значение 0,725.

Рассчитанные для рудного цикла мельницы имеют производительность, превышающую в несколько раз требуемую для доизмельчения коллективного концентрата, поэтому необходимо произвести расчет мельниц меньшего размера. Останавливаемся на мельницах диаметром 2100 и 2700 мм. Для определения их удельной производительности используем формулу (14):

Значения q₁,K_K,K_u определены ранее и составляют 1,03; 1,15 и 1,08 соответственно. Коэффициент К_Т, учитывающий тип мельниц, принимаем равным 0,87 [4, стр.353]. Остается определить коэффициент, учитывающий диаметр мельниц.

Мельница Д = 2,1 м -

Мельница Д = 3,2м -

Удельная производительность мельниц равна:

q_2,1= т/

q_2,7= т/

С учетом коэффициента перехода от I стадии ко II (или доизмельчению), равным 0,725, удельная производительность составит:

q_2,1= т/

q_2,7= т/

Рабочий объем мельниц МШЦ - , , равен 6,8 м³, 22,4 м³ соответственно.

Производительность мельниц по питанию составит (по формуле 13):

т/ч

т/ч

По производительности подходят мельницы МШЦ , их и принимаем к установке. Коэффициент запаса выбранных мельниц по производительности равен

2.4.5 Выбор и расчет классифицирующего оборудования

При измельчении руд цветных металлов в качестве классифицирующих аппаратов используются спиральные классификаторы и гидроциклоны. В I стадии измельчения применяются оба вида аппаратов, во II стадии и при доизмельчении преимущественно гидроциклоны, на которых можно получить тонкий слив при меньшем разжижении пульпы по сравнению с классификаторами. Каждый из этих способов классификации имеет свои достоинства и недостатки. Учитывая учебный характер курсового проекта, предусматриваем применение в I стадии измельчения спиральных классификаторов, а в операции доизмельчения коллективного концентрата - гидроциклонов.

2.5 Выбор и расчет классификаторов

Для получения слива, содержащего менее 60 % класса - 0,074 мм, рекомендуются классификаторы с непогруженной спиралью [5, стр. 238 ], их мы и принимаем к установке. Производительность таких классификаторов по сливу определяется по формуле [5, стр.247, форм.282]:

Q=, т/сутки (18)

где m - число спиралей;

К_д - поправка на плотность руды;

К_в - поправка на крупность слива;

Q_баз- базисная производительность, соответствующая содержанию класса -0,074 мм в сливе классификатора в₇₄?78 %.

Поправочный коэффициент на плотность руды определяется по формуле [5, стр.246, форм.278]:

К_д=1+0,5(д-2,7), (19)

где д - плотность данной руды ,т/м³;

2,7 - плотность базисной руды, т/м³

К_д =1+0,5(3-2,7)=1,15

Поправка на крупность слива определяется по формуле [5,стр.247, форм.283]:

К_в=1,41+0,023 (65-в₇₄), (20)

где в₇₄ - содержание класса - 0,074 мм в сливе,%.

К_в=1,41+0,023 (65-60)=1,525

Базисная производительность определяется по формуле [5,стр.248, форм.286] для классификаторов с диаметром спирали более 1 м:

Q_баз = 65,15Д² + 74,05Д - 27,5, т/сутки (21)

где Д - диаметр спирали, м.

Учитывая большую производительность отделения измельчения, ориентируемся на применение крупных классификаторов 2КСН-24 со следующими основными параметрами [5,стр.240, таб.106]: диаметр спирали 2,4 м; количество спиралей 2; скорость вращения спиралей 3,5 об/мин.

Q_баз = т/сутки

Производительность одного классификатора по сливу равна:

т/сутки

Количество классификаторов 2 шт (по одному на мельницу), общая их производительность составит

Q_общ= т/сутки.

Суточная производительность отделения измельчения составляет

Q_сут= т/сутки.

Выбранные классификаторы не обеспечивают заданную производительность, поэтому к расчету принимаем следующий больший по размеру классификатор 2КСН - 30 с параметрами: диаметр спирали 3,0 м; количество спиралей 2; скорость вращения спиралей 3,0 об/мин. Базисная производительность такого классификатора равна:

т/сутки

Общая производительность всех классификаторов составит:

Q_общ= т/сутки

Данные классификаторы обеспечивают требуемую производительность по сливу с коэффициентом запаса

К_з=

Производительность классификаторов по пескам определяется по формуле [5, стр. 251, форм.288]:

, т/сут (22)

где m - число спиралей;

D - диаметр спирали, м:

n - скорость вращения спирали, об/мин:

- плотность руды, т/м³.

=14500,68 т/сут

Общая производительность всех классификаторов составит

т/сут

Количество песков классификаторов составляет (см. рис.4):

т/сут

Выбранные классификаторы обеспечивают производительность по пескам с коэффициентом запаса

2.5.1 Выбор и расчет гидроциклонов

Для расчета выбираем стандартные гидроциклоны ГЦ-50, ГЦ-71 и ГЦ-100 диаметром 500,710 и 1000 мм соответственно с углом конусности 20⁰. Давление на входе в гидроциклоны принимаем равным 1 кг/см². Требуемая объемная производительность гидроциклонов в целом по отделению измельчения составляет (см.рис.5 и табл.3):

- по питанию 68,05 м³/ч=1,134 м³/мин=1134 л/мин;

- по пескам 17,01 м³/ч=0,284 м³/мин=284л/мин;

- по сливу 51,04 м³/ч=0,851 м³/мин=850 л/мин .

Объемная производительность гидроциклона по питанию определяется по формуле [5, стр.286, форм.313]:

, л/мин (23)

где K_D - коэффициент на диаметр гидроциклона;

K - коэффициент на конусность гидроциклона;

d - диаметр сливного патрубка, см;

d_n - эквивалентный диаметр питающей насадки в наименьшем сечении, см;

g = 9,8 м/сек² - ускорение силы тяжести;

H - давление на входе в гидроциклон, кг/см².

Коэффициент K_D определяется по формуле [5, стр.286, форм.314]:

(24)

где D - диаметр гидроциклона, см.

Коэффициент K определяется по формуле [5, стр.286, форм.315]:

(25)

где - угол конусности гидроциклона, град.

Значения d и d_n принимаем средними по [5, стр.280, табл.142].

Определяем для каждого типоразмера гидроциклона все расчетные величины, подставляем их значение в формулу (23) и определяем производительность гидроциклонов по питанию.

;

;

;

.

Величина К=1,00 одинакова для всех рассчитываемых гидроциклонов.

, л/мин;

, л/мин;

, л/мин.

Наиболее удобным вариантом компоновки оборудования является установка одного гидроциклона на мельницу. Для обеспечения этого условия нам требуется 4 гидроциклона. Выбираем гидроциклоны ГЦ-71, обеспечивающие суммарную производительность по питанию

, л/мин (при требуемой 1134 л/мин).

Определяем требуемый диаметр песковой насадки гидроциклона по формуле [5, стр.287, форм.317]:

, мм (26)

где d - диаметр сливного патрубка, мм;

- диаметр песковой насадки, мм;

Q_n - объем песков, л/мин;

Q_c - объем слива, л/мин.

Для одного гидроциклона л/мин и л/мин.

Диаметр сливного патрубка определен ранее и равен d=15 см =150 мм.

мм.

Этот размер находится в пределах, допустимых для гидроциклона данного размера.

Окончательно для установки принимаем по 2 гидроциклона ГЦ-71 на каждую мельницу (1 рабочий +1 резервный), всего 4 штук.



ЛИТЕРАТУРА

1. Андреев С.Е., Перов В.А., Зверевич В.В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - М.: Недра, 1980.

2. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. - М.: Недра, 1982. оловянная руда измельчение дробленый

3. Серго Е.Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - М.: Недра, 1985.

4. Тихонов О.И. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик. Кн.1, -М.: Недра, 1988.

5. Справочник по обогащению руд, Т.1. - М.: Недра, 1972.

Размещено на Allbest.ru

...