Тема- Дробление и подготовка сырья к обогащению Автор- студент гр

Работа добавлена на сайт samzan.net:

Министерство общего и профессионального образования

Российской Федерации

Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова

(технический университет)

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

По дисциплине «ДЕЗИНТЕГРАЦИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ»

________________________________________________________________________

(наименование учебной дисциплины согласно учебному плану)

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

Тема: « Дробление и подготовка сырья к обогащению

Автор: студент гр. ОП-00 ____________________ / Арустамян А.М /

(подпись) ( Ф.И.О.)

ОЦЕНКА:_____________

Дата:

ПРОВЕРИЛ

Руководитель проекта доцент /Андреев Е.Е./

(должность) (подпись) (Ф.И.О.)

Санкт-Петербург

2003

Аннотация

Процессы рудоподготовки имеют важное значение при обогащении минерального сырья. Поэтому совершенствование дробильно-сортировочного оборудования, применение эффективных и экономичных способов измельчения, упрощение схем и компоновочных решений цехов дробления и измельчения не теряют своей актуальности. Данный курсовой проект выполнен, содержит 34 страниц, 8 рисунков и 10 таблиц. Графическая часть представлена на двух листах формата А1.

The summary.

The processes comminutions are very impotent for mineral processing of ores. Therefore perfecting of the crushing-sorting equipment, application of effective and economic methods of a refinement, simplification of the circuits and arrangement solutions of shops of subdivision and the refinements do not lose the urgency.

The given course project is executed in volume 34 pages, contains 8 figures and 10 tables. The graphic part is represented on two sheets of a format А1.

Содержание

[1] Введение

[2] Исходные данные

[3] 1. Предварительный расчет схемы дробления

[4] 1.1 Расчетная производительность цеха дробления

[4.0.1] Ситовая характеристика исходного продукта

[4.1] 1.4 Размеры максимальных кусков по стадиям дробления

[4.2] 1.5 Размеры выходной щелей дробилок по стадиям дробления

[4.3] 1.7. Размеры отверстий грохотов

[4.4] 1.8.Эффективность операций грохочения

[4.5] 1.9. Масса продуктов для 1-й стадии дробления

[4.6] 1.10. Массы продуктов, поступающих во 2-ю и 3-ю стадии дробления

[5] 2. Окончательный расчет схемы отделения дробления

[6] Выбор оборудования

[6.1] 2.1 Размеры выходных щелей дробилок

[6.2] 2.2. Размеры максимальных кусков руды после дробления

[6.3] по стадиям

[6.4] 2.5. Определение массы продуктов 2 и 3

[6.5] 2.6. Характеристика крупности разгрузки дробилки 1-й стадии

[6.6] 2.7. Выбор дробилки для крупного дробления

[6.7] 2.9. Характеристика крупности разгрузки дробилки 2-й стадии

[6.7.0.1] Таблица 7

[6.8] 2.11. Выбор дробилки для стадии среднего дробления

[6.9] 2.13. Выбор дробилки для стадии мелкого дробления

[6.10] 2.14. Общая площадь колосникового грохота перед дробилкой

[6.11] 1-й стадии

[6.12] 2.15. Расчёт вибрационных грохотов для 2-й и 3-й стадий дробления

[7] 3. Расчет схемы отделения измельчения, выбор оборудования

[7.1] 3.1. Расчетная производительность цеха измельчения

[7.2] 3.2. Выход песков

[7.3] 3.4. Расчет гидроциклонов

[8] Заключение.

[9] Список литературы

Введение

Процесс обогащения полезных ископаемых можно разделить на два этапа: разъединение минералов, то есть высвобождение зерен ценного минерала от окружающих зерен других минералов и пустой породы; разделение минералов, то есть выделение свободных зерен ценного

минерала в концентрат.

Разъединение минералов достигается уменьшением крупности кусков, то есть с помощью операций дробления и измельчения, которые в обогащении полезных ископаемых имеют важное технологическое и экономическое значение.

Технологическое значение операций дробления и измельчения заключается в том, чтобы раскрыть минералы при максимально возможной крупности, при минимальном переизмельчении, то есть осуществить принцип «не дробить ничего лишнего».

Экономическое значение этих операций определяется тем, что на них затрачивается более 70млрд. кВт/ч электроэнергии или до 5% ее общего производства в стране

Исходные данные

Время работы цеха дробления - 6 дней в неделю в 2 смены по 7 ч., при малой производительности фабрики (менее 1000 т/сутки) - в 1 смену по 6 ч.

Время работы цеха измельчения - 7 дней в неделю (без выходных) по 24 ч.

Тип руды - твердая апатитовая.

Производительность цеха измельчения Qзад=7500 т/сутки

Диаметр максимального куска в руде Dmax=650 мм

Номер характеристики крупности:

Исходной руды 2;

После первой стадии дробления 7/10;

После второй стадии дробления-12;

После третьей стадии дробления-16.

Крупность питания мельниц dmax=16 мм.

Содержание класса -74 мкм, %

-в питании мельниц 8;

-в сливе классификатора-50.

Технологическая схема приведена на рис. 1.Для расчетов шаровых мельниц необходимо принять следующие показатели по эталонной мельнице: крупность исходной руды, поступающей в мельницу, 30-0 мм; измельчение до 50% класса –74 мкм; шаровая мельница с разгрузкой через решетку, номинальный диаметр 3,2 м; удельная производительность по вновь образованному классу –74 мкм qэ, т/(м3.ч): для руд средней крепости – 1,2 . Плотность руды , т/м3:апатитовой – 3,0.

Рис. 1. Схема рудоподготовки

1. Предварительный расчет схемы дробления

1.1 Расчетная производительность цеха дробления

Определяем расчетную производительность цеха дробления в тоннах в час по формуле

(1)

где Qзад - суточная производительность цеха измельчения по заданию;

mизм и mдр-число дней работы цеха измельчения и дробления в неделю;

nc-число рабочих смен цеха дробления в сутки;

nч-число часов работы цеха дробления в смену.

т/ч

1.2 Характеристика крупности исходной руды

Строим суммарную по плюсу, характеристику крупности исходной руды. Данные для построения приведены в таблице 1, график на (рис.2)

Таблица 1

Ситовая характеристика исходного продукта

Размеры класса в мм	Выход класса, %	Суммарный выход ( по классу), %
-650+487	8	8
-487+325	12	20
-325+162	17	37
-162+81	20	57
-81+0	43	100

По данным таблицы построим график зависимости суммарного выхода (по плюсу) от размера класса.

Рис. 2. Суммарная по плюсу характеристика крупности исходной руды

1.3 Степень дробления по стадиям

Назначаем степени дробления по стадиям. Общая степень дробления:

(2)

где d1=Dmax; d11=dmax.

Средняя степень дробления в каждом приеме

(3)

Степени дробления в каждом приеме назначают исходя из средней степени дробления и степеней.

S1= 3 ; S2= 3,5 ; S3= 3,87

1.4 Размеры максимальных кусков по стадиям дробления

Определяем размеры максимальных кусков по стадиям дробления по формулам

мм (4)

мм (5)

мм (6)

1.5 Размеры выходной щелей дробилок по стадиям дробления

Определяем размеры выходных щелей дробилок на основании табл. 5 [1], составленной по усредненным данным.

Размер выходной щели

, (7)

где z1 – максимальная относительная крупность дробления для дробилок крупного дробления;

(ККД);

(ЩДП)

, (8)

где z2 – максимальная относительная крупность дробления для конусных дробилок среднего дробления

где z3 – максимальная относительная крупность дробления для конусных дробилок среднего дробления

(9)

1.6 Размеры приемных отверстий дробилок

Назначаем размеры приемных отверстий дробилок примерно на 10-20% больше размера максимального куска, поступающего в дробилку:

;

1.7. Размеры отверстий грохотов

Назначаем размеры отверстий грохотов для открытого цикла в пределах между размером куска, полученного в данной стадии дробления, и размером выходной щели дробилки: мм; мм; а5=16 мм

1.8.Эффективность операций грохочения

Назначаем эффективность операций грохочения в соответствии с предполагаемым типом грохота.

В 1-й стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые грохоты, эффективность которых принимают

Во 2-й и 3-й стадии принимают вибрационные или полувибрационные грохота, эффективность которых:

1.9. Масса продуктов для 1-й стадии дробления

Вычисляем массу продуктов для первой стадии дробления:

; (10)

Q3 = Q1 – Q2 , (11)

где – содержание класса -aI, определяется по характеристике крупности исходной руды.

т/ч;

Q3 = 625 – 263 = 362 т/ч.

1.10. Массы продуктов, поступающих во 2-ю и 3-ю стадии дробления

Определяем массу продуктов, поступающих во 2-ю и 3-ю стадии дробления:

(12)

(11)

где (gисх)2 и (gисх)3 – выходы продуктов, поступающих соответственно во 2-ю и 3-ю стадии дробления, которые ориентировочно принимают по средним данным практики (табл.6 [1]):

т/ч

Выбор дробильного оборудования

Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводят в табл.2.

Объемная производительность дробилок:

Таблица 2

Требования к дробилкам

Стадия	Приемное отв., мм	Выходн. щель., мм	Производительность
			т/ч	м3/ч
1-й ККД	715	154	362	183
1-й ЩДП	715	144	362	183
2-й КСД	238	25	469	236
3-й КМД	68	5	406	205

, (14)

где Qi – массовая производительность; rн – насыпная плотность, приближенно определяемая по плотности руды в монолите r и по коэффициенту разрыхления Kр:

rн = r × Kр, (15)

т /м3

Для требуемой щели i производительность дробилки Qi находят прямолинейной интерполяцией:

(17)

где Qi, Qmin, Qmax – производительность дробилки при щелях соответственно i, imin, imax.

Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:

, (16)

где Qрасч – требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м3/ч; Qi – производительность дробилки выбранного типоразмера при требуемом размере выходной щели i, м3/ч.

Для первой стадии дробления:

ЩДП-9001200

;

ККД-900 / 160

;

Для второй стадии дробления:

КСД-2200 Т

КСД-1750 Гр

Для третьей стадии дробления:

КМД-1750Т

КМД-2200Т1

Для сравнивания вариантов дробилок составляем табл.3. Дробилки выбираем в результате технико-экономического сравнения нескольких возможных вариантов. Сравнение производится по установленной мощности, отражающей эксплутационные расходы; по массе, пропорциональной стоимости капитальных затрат, и по коэффициенту загрузки.

Характеристика выбранных дробилок

Таблица 3

Для первой стадии дробления

Типоразмер, мм	Число	Производи- тельность, м3/ч	Коэффициент загрузки	Масса, т	Установленная мощность, кВт
		одной	всех		Одной	Всех	одной	всех
ККД 900/160	1	480	480	0,38	150	150	250	250
Щековая 9001200	1	214	214	0,85	76	76	110	110

Для второй стадии дробления

КСД

1750Гр

160

320

0,73

100

160

320

КСД

2200Т

227

454

0,52

174

400

800

Для третьей стадии дробления

КМД

2200Т

160

320

0,64

180

250

500

КМД

1750Т

255

0,8

150

160

480

В первой стадии выбираем конусную дробилку 900 / 160 в связи с малой установленной мощностью.

Во второй стадии выбираем КСД 1750Гр

В третьей стадии выбираем КМД 1750Т

2. Окончательный расчет схемы отделения дробления

Выбор оборудования

2.1 Размеры выходных щелей дробилок

На основании предварительного расчета окончательно назначаем размеры выходных щелей дробилок:

i1 = 144 мм

i2 = 25 мм

i3 = 5 мм

2.2. Размеры максимальных кусков руды после дробления

по стадиям

Определяем размеры максимальных кусков руды после дробления по стадиям:

(18)

(19)

(20)

Коэффициенты zi выбираем по табл.5 [1] по уже намеченному к установке оборудованию с учетом характера руды.

2.3 Окончательные степени дробления по стадиям

Вычисляем окончательно степени дробления по стадиям:

, где d5=d4 (21)

, где d5=d9 (22)

(23)

2.4. Размеры отверстий грохотов и эффективность в операциях

грохочения

Назначаем размеры отверстий грохотов и эффективность в операциях грохочения:

; E1=0,6;

a1=d5=216 мм;

d9  a3  i2; E3=0,8;

a3=d9=62 мм;

d11  a5 i3; E5=0,8;

a5=d11=16 мм.

2.5. Определение массы продуктов 2 и 3

Определим массу продуктов 2 и 3:

;

где - содержание в исходной руде класса мельче размера отверстия грохота.

т/ч.

Q3=650-273=377 т/ч.

2.6. Характеристика крупности разгрузки дробилки 1-й стадии

Рассчитаем гранулометрический состав продукта 5, поступающего во 2-ю стадию дробления.

а) Построим суммарную по плюсу характеристику крупности продукта 4. Номер характеристики крупности 5. Данные для построения приведены в таблице 4, график на рис.3 , i =144 мм

Таблица 4

Ситовый анализ продукта 4

Класс крупности в долях выходной щели дробилки i	Класс крупности в мм	Выход класса,	Суммарный выход (по классу), %
	+288	0	0
	-288+252	0	0
	-252+216	2	2
	-216+144	15	17
	-144+108	13	30
	-108+72	20	50
	-72+36	25	75
	-36+0	25	100

По данным таблицы построим график.

Рис.3. Характеристика крупности продукта 4

Гранулометрический состав продукта 5 рассчитываем как смесь продуктов 2 и 4 по следующим формулам:

для d>i1:

для d<i1:

где , , находим по характеристике крупности исходной руды; b4-d – по характеристике крупности продукта 4. По вычисленным содержаниям (выходам) классов строим суммарную по плюсу характеристику крупности продукта 5 (рис.4). Для этого составляем табл.5 ситового анализа дробленой руды (продукта 5).

Таблица 5

Ситовый анализ продукта 5

Класс крупности в долях выходной щели дробилки i	Класс крупности в мм	Суммарный выход (по классу), %
	+288	0
	-288+252	0
	-252+216	1
	-216+144	7
	-144+108	20
	-108+72	40
	-72+36	70
	-36+0	100

Рис.4. Характеристика крупности продукта 5

2.7. Выбор дробилки для крупного дробления

Окончательно выбираем дробилку для 1-й стадии дробления:

Для первой стадии дробления выбираем дробилку ЩДП-900/1200. Количество дробилок -1 . Коэффициент загрузки 0,85.

2.8 Определяем массы продуктов 6 и 7:

где находим по характеристике крупности продукта 5.

т/ч

2.9. Характеристика крупности разгрузки дробилки 2-й стадии

Рассчитываем гранулометрический состав продукта 9, поступающего во 3-ю стадию дробления. Начинаем этот процесс с построения характеристики крупности продукта 8 (рис.5). Для этого составляем табл.6 ситового анализа дробленой руды (продукта 8).

Таблица 6

Ситовый анализ продукта 8

Класс крупности в долях выходной щели дробилки i	Класс крупности в мм	Выход класса, %	Суммарный выход (по классу), %
+3,5i	+88	0	0
-3,5i+3i	-88+75	0	0
-3i+2,5i	-75+63	3	3
-2,5i+2,25i	-63+56	5	8
-2,25i+2i	-56+50	6	14
-2i+1,5i	-50+38	16	30
-1,5i+1,25i	-38+31	10	40
-1,25i+1i	-31+25	10	50
-1i+0,5i	-25+13	30	80
-0,5i+0,25i	-13+6	15	95
-0,25i+0i	-6+0	5	100

Рис.5.Характеристика крупности продукта 8

2.10 Рассчитаем гранулометрический

состав продукта 9

для d>i2:

для d<i2:

где b5-d , b5+d , b5+i3 находят по характеристике крупности продукта 5; а b8-d по характеристике крупности продукта 8.

Таблица 7

Ситовый анализ продукта 9

Класс крупности в мм	Суммарный выход (по классу), %
-88+75	0
-75+63	2
-63+56	5
-56+50	9
-50+38	20
-38+31	30
-31+25	40
-25+13	73
-13+6	99
-6+0	100

Рис.6. Характеристика крупности продукта 9

2.11. Выбор дробилки для стадии среднего дробления

Окончательно выбираем дробилку для 2-й стадии КСД 1750Гр, n =2,

Кз = 0,73

2.12. Рассчитываем упрощенную схему 3-й стадии дробления.

Рассчитываем продукт 12.

Таблица 8

Данные для построения ситовой характеристики

Класс крупности в долях выходной щели дробилки i	Класс крупности в мм	Выход класса, %	Суммарный выход (по классу), %
+3,5i	+17	1	1
-3,5i+3i	-17+15	4	5
-3i+2,5i	-15+12	4	9
-2,5i+2,25i	-12+11	8	17
-2,25i+2i	-11+10	5	22
-2i+1,5i	-10+7	19	41
-1,5i+1,25i	-7+6	11	52
-1,25i+1i	-6+5	11	63
-1i+0,5i	-5+2	19	82
-0,5i+0,25i	-2+1	9	91
-0,25i+0i	-1+0	9	100

Рис.7. Гранулометрическая характеристика продукта 12

Рассчитаем гранулометрический состав продукта 13.

Q10=Q19-avEv=6250,360,8=180т/ч

Q11= Q1-Q10= 625-180 = 445 т/ч

для d>i2:

для d<i2:

Таблица 9

Ситовый анализ продукта 13

Класс крупности в мм	Суммарный выход (по классу), %
+17	2
-17+15	4
-15+12	9
-12+11	15
-11+10	19
-10+7	41
-7+6	54
-6+5	62
-5+2	82
-2+1	93
-1+0	100

Рис. 8. Суммарная характеристика по плюсу продукта 13.

2.13. Выбор дробилки для стадии мелкого дробления

Окончательно выбираем дробилку третьей стадии. Выбираем дробилку

КМД 1750Т. Количество дробилок-3. Коэффициент загрузки 0,8.

2.14. Общая площадь колосникового грохота перед дробилкой

1-й стадии

Площадь колосникового грохота должна быть не менее:

(25)

где aI – размер щели грохотов, мм;

n1 – число первичных дробилок, а, следовательно, и грохотов.

м2.

Так как площадь получилась маленькой, то во избежании застревания крупных кусков, ширину грохота берут не менее тройного размера наибольшего куска в питании.

B=3650=1950 мм

Длина грохота L=2B=3900 мм.

F1=1,9 3,9=7,41 м2.

2.15. Расчёт вибрационных грохотов для 2-й и 3-й стадий дробления

Выбираем и рассчитываем вибрационные грохоты для 2-й и 3-й стадии дробления.

а) Потребную площадь грохочения F для данных типов грохотов рассчитываем по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов на условие грохочения:

(26)

где Qисх – производительность по исходному питанию;

k, l, m, n, o, p – поправочные коэффициенты:

k – влияние мелочи;

l – влияние крупных зерен;

m – эффективность грохочения;

n – форма зерен материала;

о – влияние влажности материала;

р – влияние способа грохочения;

q – удельная производительность грохота по насыпному объему при заданном отверстии сита,

rн – насыпная плотность руды.

Во 2-й стадии дробления используем вибрационный грохот тяжелого типа.

Размер отверстия сита: 60 мм

Выбираем грохот ГИТ-42А

S сита = 4,5 м2

2 грохота потребуется

В 3-й стадии дробления используем инерционные грохоты легкого и среднего типа или самобалансные грохоты.

Размер отверстия сита: 16 мм

м2

Выбираем грохот ГСТ 41.

S сита = 4,5 м2

грохота

3. Расчет схемы отделения измельчения, выбор оборудования

3.1. Расчетная производительность цеха измельчения

(27)

где Q13изм - заданная суточная производительности фабрики;

т / сут

3.2. Выход песков

Назначаем выход циркулирующих в цикле измельчения песков в зависимости от условий измельчения:

(28)

где ;

С - циркулирующая нагрузка (доли единицы),

С для руды твердой руды: 500-700

определим массу продуктов в цикле измельчения по формулам:

т / ч

т/ч

3.3 Расчет мельниц

При измельчении в две стадии предварительно определяем общее число мельниц для обеих стадий. Для этого сначала производительность мельниц, после чего находят общий потребный объем барабанов мельниц и общее их число.

Намечаем по стандарту мельницы для сравнения:

МШР-3600*4000

МШР-4000*5000

МШР-4500*5000

(29)

где 0,15 м – двойная толщина футеровки в рабочем состоянии.

v1=3,143,6-0,1524/4=37,4 м3

v2=3,144-0,1525/4=58,2 м3

v3=3,144,5-0,1526/4=74,3 м3

а) Удельная производительность мельницы:

, (30)

qD - удельная производительность мельниц диаметром выбранного размера по расчетному классу – 74 мкм т/(м3 ч);

ku - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке руды и эталонной, ku=1;

Kk - коэффициент учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения по сравнению с эталонными условиями;

KD - коэффициент, учитывающий различие диаметров рассчитываемой мельницы и эталонной;

KТ - коэффициент, учитывающий различие в типе мельницы, выбранной для расчета, и эталонной, KТ=1

qэ = 1,0 т/(м3 ч)

б) Рассчитаем коэффициент KD для мельниц:

, (31)

где Dэ - номинальный диаметр мельницы, для которой указана эталонная производительность.

Dэ=3,2 м

D - номинальный диаметр выбранной мельницы, м

Для МШР-3600*4000

Для МШР-4000*5000

Для МШР-4500*5000

в) Определим коэффициент Кк

(32)

m - относительная производительность при заданных условиях;

mэ - относительная производительность при эталонных условиях.

г) После выбора коэффициентов рассчитаем удельные нагрузки для мельниц:

;

д) Определим общий потребный объем барабанов мельниц каждого типоразмера:

, (33)

где QP – количество расчетного класса – 74 мкм, которое образуется в процессе измельчения в обеих стадиях.

, (34)

где Q13изм – производительность цеха измельчения; - содержание класса -74 мкм в продукте измельчения (сливе классификатора)

- содержание класса -74 мкм в питании мельниц (дробленной руде), доли единицы.

д) Определяем общий потребный объем барабанов мельницы:

(35)

где vi-объем барабана мельницы соответствующего размера.

n1=3,2

n2=1,89

n3=1,48

Коэффициент загрузки: ,

где - число мельниц принятых к установке; - число мельниц по расчету.

Окончательно выбираем к установке мельницы определенного типоразмера на основе сравнения их вариантов по массе, мощности и коэффициенту загрузки.

Таблица 10

Характеристика выбранных мельниц

Типора- змер, мм	число	коэфф загр.	Масса	установ. мощность, кВт
	по расч	Принятых к установке		одной	всех	одной	всех
МШР-3600*4000	3,2	5	0,64	162	810	1000	5000
МШР- 4000*5000	1,89	3	0,63	258	774	2000	6000
МШР- 4500*5000	1,48	2	0,74	300	600	2500	5000

К установке выбираем 3 мельницы МШР-4000*5000 т.к. при этом получим оптимальное соотношение объемов мельниц (1:2)

3.4. Расчет гидроциклонов

Для заданной крупности слива классификатора выбираем к установке гидроциклоны с диаметром 1000 мм. или 1400 мм

Число гидроциклонов для 1-й мельницы:

, (36)

Qгц - объемная производительность гидроциклона выбранного диаметра, м3/ч;

Q0 - требуемая объемная производительность гидроциклона, м3/ч.

QО = QС + QП , (37)

- производительность цеха измельчения, т/ч;

Q18 - масса песков, т/ч

p - плотность твердой фазы пульпы, т/м3;

c и b- содержание твердого в сливе и песках.

=1150 т/ч

гидроциклона

Проверим удельную нагрузку устанавливаемого гидроциклона по пескам. Она должна составлять 0,5-2 т твердого в час на 1 см2 площади живого сечения песковой насадки.

, (38)

nгц - число гидроциклонов принятых к установке на 1 мельницу;

 - диаметр пескового отверстия

Удельная нагрузка лежит в пределах нормы.

Рассмотрим гидроциклон с диаметром D = 1400 мм.

=2200 т/ч nгц = гидроциклона

Удельная нагрузка лежит в пределах нормы.

Принимаем к установке на одну мельницу два гидроциклона ГЦ 1400

(два рабочих, две резервных).

Заключение.

Входе проделанной работы выбрано следующее оборудование:

Для крупного дробления:

ЩДП 900 1200 1 шт.

Для среднего дробления:

КСД 1750Гр 2 шт.

Для мелкого дробления:

КМД 1750Т 3 шт.

Грохоты:

ГИТ 42А 2 шт.

ГСТ 41 3 шт.

Для отделения измельчения:

Мельницы МШР 4000 х 5000 3 шт.

Гидроциклон D=1400 мм. 4 шт.

Список литературы

1. Дробление, измельчение и подготовка руд к обогащению. Методические указания к курсовой работе. СПбГГИ. Сост.: М.Н. Келль, Е.Е. Андреев. СПб, 1999.

2. Андреев Е.Е., Перов В.А., Биленко В.Ф. Дробление, измельчение и подготовка руд к обогащению. 4-е изд. М.: Недра, 1990.

3. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. 4-е изд. М.: Недра, 1982.

4. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: в двух книгах. Книга 1/ Под ред. О.Н. Тихонова. М.: Недра, 1986.

5. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / Под ред. О.С. Богданова. М.: Недра, 1982.

Исходная руда

Qзад

Dmax

Грохочение

Дробление

1 стадия

Грохочение a3

Дробление

2 стадия

Грохочение a5

Дробление

3 стадия

Бункер

Q13

Измельчение

1 стадия

Измельчение

2 стадия

Классификация

Слив

Пески

Q10

Dmax

-0,074

dсл

-0,074

1. Условное осуждение
2. Мистецтво поетичне складається з чотирьох пісень
3. Бухгалтерский учет финансовых вложений организации.html
4. 7 месяц Не забывайте проводить домашний массаж комплекс упражнений которого существенно расширяется-
5. і Зокрема за загальною кількістю відвідань країна ще значно поступається іншим країнам що межують з Україн
6. О федеральном бюджете на 1999 год
7. Тема работы СОДЕРЖАНИЕ ОТ
8. Проект «экоинформационная система для оценки и выбора решений по обеспечению экологически безопасного развития
9. записка Дмитрия Глуховского За горизонт Андрея Дьякова ~ завершение самой громкой и любимой читателям
10. Контрольна робота з дисципліни
11. тема образования
12. Причины вегетерианства
13. Тонленсап
14. Topics or words from the rticle re most interesting nd which re most boring
15. реферат дисертації на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук1
16. The rgument for Writing cross the Curriculum
17. Открытый травматический перелом нижней челюсти справа в области 8го зуба с переходом на угол без смещения (история болезни)
18. Реферат на тему- Внутрішнє подання даних стандартних типів 1
19. реферат дисертації на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук Хер
20. Компьютерное моделирование технологических процессов

Материалы собраны группой SamZan и находятся в свободном доступе