Дипломный проект на тему: Обогатительная фабрика для переработки руды гайского месторождения

4. Специальный раздел

Анализ результатов пускового периода работы 1-й секции комплекса ПСИ обогатительной фабрики ОАО «Гайский ГОК»

Процесс полусамоизмельчения (ПСИ) впервые стал серьезно рассматриваться при проектировании циклов рудоподготовки с середины 1960-х годов как альтернатива стандартной на то время технологии (трехстадиальное дробление с последующим измельчением в стержневых и шаровых мельницах). Длительное время широкому внедрению этого процесса препятствовала его высокая чувствительность к изменчивости физико- механических свойств (крепость, гранулометрический состав, трещиноватость) перерабатываемого сырья и более высокая энергоемкость в сравнении со стандартной технологией. Считалось, что наилучшие показатели самоизмельчения достигаются при переработке влажных, вязких и глинистых видов сырья, когда дробление в конусных дробилках малоэффективно или возникают трудности при транспортировании и складировании дробленых продуктов.

После появления и успешной апробации в 70-80-х годах прошлого столетия таких способов интенсификации процесса самоизмельчения, как догрузка в мельницу стальных шаров, вывод из мельницы трудноизмельчаемых критических классов крупности, последующее их додрабливание в отдельном цикле, область его применения существенно расширилась.

С развитием интенсифицированных способов производительность мельниц ПСИ повысилась, их стали применять для измельчения более крепких руд.

Технология самоизмельчения для разных видов минерального сырья стала фактически универсальной и в большинстве случаев обеспечивает высокие технико-экономические показатели

Известным преимуществом процесса ПСИ является возможность работы МПСИ на крупнодробленой руде. При этом крупное питание считается благоприятным как для самоизмельчения, так и для полусамоизмельчения. Несмотря на широкое применение полусамоизмельчения в промышленности, во многом неизвестными оставались закономерности данного процесса. Расчёт проектируемых мельниц полусамоизмельчения в основном сводился к «угадыванию» их производительности путём сравнения с действующими установками.

Зависимость удельного расхода электроэнергии от начальной и конечной крупности руды, выявленная Ф. Бондом в начале 50-х гг. ХХ в., была справедлива только по отношению к шаровым и стержневым мельницам, а для мельниц полусамоизмельчения была неприемлема /9/.

На процесс полусамоизмельчения влияют следующие факторы: количество и размер загружаемых в мельницу металлических шаров; коэффициент трещиноватости руды; размеры барабана мельницы; индекс Бонда руды; крупность исходной и измельчённой руды; относительная скорость вращения барабана мельницы; и прочие.

содержание твёрдого в мельнице определяется текучестью пульпы – способность измельчённой руды разгружаться из мельницы. Минимальное соотношение Ж:Т, при котором сохраняется текучесть пульпы для мельниц любых размеров и для различных руд, составляет 0,2-0,25;

степень заполнения барабана мельницы металлическими шарами является одним из основных параметров, влияющих на производительность мельницы. При низкой шаровой загрузке в измельчении руды основную роль играет самоизмельчение, с её увеличением доля самоизмельчения существенно уменьшается и при заполнении шарами 0,15-0,2 объёма барабана мельницы практически исчезает, при этом общий удельный расход электроэнергии снижается;

– с увеличением размера загружаемых шаровшаровая составляющая общей производительности существенно увеличивается, доля самоизмельчения практически не изменяется, при этом общий удельный расход электроэнергии уменьшается. Основная проблема, связанная с увеличением диаметра загружаемых шаров, заключается в снижении износостойкости футеровки и увеличении вероятности её разрушения;

крупность исходной руды является самым важным фактором, определяющим процесс полусамоизмельчения. С увеличением крупности исходной руды производительность самоизмельчения увеличивается, производительность шарового измельчения уменьшается, так же как производительность мельницы в целом. Общий удельный расход электроэнергии возрастает;

коэффициент трещиноватости руды определяется опытным путём – многократным сбрасыванием пробы крупных кусков руды с высоты, равной диаметру рассчитываемой мельницы. Отношение 80 %-ной крупности кусков руды после сбрасывания к их крупности до сбрасывания и есть коэффициент трещиноватости руды. Его влияние на процесс полусамоизмельчения двоякое. При малой степени загрузки мельницы шарами преобладает процесс самоизмельчения, в этом случае более трещиноватые руды будут измельчаться с меньшей производительностью. При степени загрузки шарами более 0,15 процесс самоизмельчения практически прекращается независимо от степени трещиноватости руды, в связи с чем, производительность измельчения более трещиноватых руд возрастёт;

– однозначно оценить влияние диаметра барабана мельницыочень трудно, так как изменение диаметра мельницы связано с изменением объёма барабана мельницы. Очевидно, что с увеличением диаметра барабана мельницы производительность измельчения возрастёт, поскольку увеличится объём мельницы, но при этом уменьшается общий удельный расход электроэнергии, а это вряд ли связано с увеличением объёма мельницы. Поэтому увеличение диаметра барабана мельницы при сохранении объёма барабана приведёт к небольшому уменьшению общего удельного расхода электроэнергии;

– влияние индекса Бонда на процесс полусамоизмельчения однозначно, так как сам индекс показывает удельный расход электроэнергии на измельчение руды.

На Гайской обогатительной фабрике проводились исследования Закрытым акционерным обществом «МЕХАНОБР ИНЖИНИРИНГ» по замене в технологии рудоподготовки дробилок трёх стадий дробления мельницами полусамоизмельчения.

На основании этих исследований было предложено пересмотреть схему рудоподготовки.

Выбор схемы дробления обусловлен крупностью исходного питания и гранулометрической характеристикой крупностью питания мельниц и физико-механическими характеристиками перерабатываемого сырья. Поскольку в первой стадии измельчения предусматривается установка мельницы полусамоизмельчения, крупность исходного питания которой составляет 300 мм, достаточно одной стадии дробления.

Рудоподготовительный комплекс (РПК) построен в рамках проекта «Расширения обогатительной фабрики с доведением производительности до 8 млн. тонн в год по исходной руде». Генеральным проектировщиком является ЗАО «Механобр Инжиниринг».

Проектом предусмотрено строительство двух измельчительных секций производительностью по 4,0 млн. тонн в год по исходной руде каждая и организацией додрабливания класса критической крупности в отдельно стоящем корпусе. В настоящее время введена в эксплуатацию одна секция. Ввод в эксплуатацию - август 2010 года.

В состав РПК входят:

- приемный бункер;

- напольный склад руды;

- корпус додрабливания класса критической крупности;

- корпус полусамоизмельчения.

Комплекс предназначен для подготовки руды поступающей на обогатительную фабрику к процессу обогащения флотационными методами.

Характеристика исходного сырья, конечной продукции и вспомогательных материалов

Исходная руда, поступающая на комплекс, является крупнодробленой рудой с максимальным куском 300 мм. Операция крупного дробления руды происходит на рудниках.

Конечным продуктом РПК является водная смесь измельченной руды (пульпа) с характеристиками:

- содержание класса – 0,074 мм. не менее 65 %;

- содержание твердого в пульпе – 28-31 %;

- pH пульпы – задается и поддерживается в автоматическом режиме, зависит от руды поступающей в переработку, регламентируется режимной картой на переработку руды;

- объем подаваемой пульпы в главный корпус обогатительной фабрики определяется характеристикой перерабатываемых руд и составляет при нормальном режиме работы 1200-1300 м3/час.

В качестве мелющих тел загружаемых в мельницы применяются шары. Характеристика применяемых шаров указана в таблице 4.1.

Таблица 4.1 –Характеристика применяемых шаров

Наименование мелющих тел

НТД

Материал, марка

Твердость НВ не <

Диаметр, длина, мм

Вес единицы, кг

Шары

ГОСТ 7524 – 89 с изм.1

Сталь, марки по ГОСТ 5950

400 - 450

120 ± 4

100 ± 4

80 ± 3

60 ± 3

40±2

8,038

4,115

2,107

0,884

0,263

Описание технологической схемы процесса и схемы автоматизации.

Крупнодробленая руда крупностью – 300 мм разгружается в приемный бункер объемом 100 м3. сверху бункер перекрыт решеткой с ячейкой 300 х 300 мм, для предотвращения попадания крупных кусков руды. На верхней площадке бункера установлен гидромолот Rammer, назначеним которого является дробление кусков руды крупностью более 300 мм. В бункере установлен датчик уровня Micropilot FMR 250, определяющий количество руды в бункере.

Руда из бункера пластинчатым питателем разгружается на ленточный конвейер №121, который подает её на верхнюю отметку напольного склада руды и через реверсивный конвейер №122 засыпается на склад.

Привод пластинчатого питателя оборудован ТПЧ. Производительность питателя регулируется оператором или на местном управлении.

Ленточный конвейер №121 оборудован весами ВНК 1600, служащих для контроля количества руды поданной на склад.

Перегрузочные течки с пластинчатого питателя на конвейер №121 и с конвейера №121 на конвейер №122 оборудованы датчиками забивки течек БПУ-1К. Ленточные конвейера оборудованы датчиками схода ленты ЭНИ-802.

Напольный склад крупнодробленой руды.

Склад предназначен для обеспечения бесперебойной работы фабрики и обеспечивает суточный запас руды. Ёмкость склада составляет 9600 м3. Склад рассчитан на две параллельных потока подачи руды в корпус ПСИ. В связи с запуском в работу одного потока, ёмкость склада на один поток составляет 5400 м3.

Склад представляет собой полуоткрытое сооружение размером в плане 42х42м. Разгрузка крупнодробленой руды осуществляется двумя пластинчатыми питателями на один подающий конвейер №201А В=1200мм, идущий в корпус полусамоизмельчения через корпус додрабливания.

Привод пластинчатых питателей оборудован ТПЧ. Перегрузочные течки с питателей оборудованы датчиками забивки течек БПУ-1К. Ленточный конвейер оборудован датчиками схода ленты ЭНИ-802, двумя конвейерными весами ВНК-1200.

Первые весы установлены на участке конвейера между пластинчатыми питателями склада руды и корпусом дробления. Весы служат для контроля количества руды поступающего в корпус ПСИ. На основании показаний данных весов настроен контур регулирования приводов пластинчатых питателей. Оператор устанавливает необходимую производительность, которая поддерживается скоростью работы пластинчатого питателя.

Вторые весы ВНК-1200 установлены перед загрузкой мельницы МПСИ, контролируют количество руды поступающей в мельницу, объединяет руду, поступающую со склада и класс критический крупности МПСИ после додрабливания. На основании показаний данных весов настроен контур регулирования соотношения ж:т в мельнице МПСИ. Оператор устанавливает необходимое соотношение ж:т, которое поддерживается регулирующей заслонкой установленной на водяной магистрали и контролируется расходомером воды в мельницу.

Корпус додрабливания класса критической крупности руды

мельницы МПСИ.

Корпус дробления входит в состав сооружений и предназначен для организации додрабливания продукта класса критической крупности, образующегося в процессе полусамоизмельчения. Корпус представляет собой однопролетное (шириной 15,0 м) одноэтажное здание длиной 30,0 м, высотой до низа стропильной конструкции 15,6 м. В корпусе установлена дробилка НP-500.

Неизмельченная руда класса критической крупности (-70+8мм) с грохотов, установленных на разгрузке мельницы полусамоизмельчения, конвейерным транспортом подается на дробилку корпуса дробления, работающей в открытом цикле. Надрешетный продукт грохота LH2100x4800DD (фирма Metso) поступает на ленточный конвейер №206А. На конвейере установлены два железоотделителя, предназначенные для предотвращения попадания металла в дробилку. С конвейера №206А руда подается на наклонный конвейер №231А и в приемный бункер корпуса дробления. С приемного бункера руда конвейером №233А подается в дробилку НP-500.

Дробленая руда крупностью –20+0 мм через течку подается на конвейер 201А, подающий крупнодробленую руду с напольного склада.

Все конвейеры оборудованы датчиками схода ленты ЭНИ-802, уровень руды в приемном бункере контролируется датчиком Micropilot FMR 250, приемная течка дробилки НР-500 и просыпная течка оборудованы датчиками забивки течек БПУ-1К, разгрузочная течка дробилки на конвейер №201А оборудована датчиком забивки течки Soliwave FQR-50.

Система управления дробилкой НР-500 местная, комплектна с дробилкой.

Корпус полусамоизмельчения

Корпус представляет собой здание размером в плане в осях 66х84 м. Высота до низа несущих конструкций покрытия 29,2 метров. Корпус состоит из секции производительностью 4 млн. тонн в год по руде, включающую в себя мельницу полусамоизмельчения МПСИ 28’x12’ (8,53 х 3,66 м) объемом 200м3, шаровую мельницу II стадии измельчения МШ 18’x26’ (5,49 х 7,92 м) объемом 160м3, работающую в замкнутом цикле, сборный и расходный зумпфы, а также необходимое классифицирующее и насосное оборудование. Крупнодробленая руда конвейером №201А подается в загрузку мельницы полусамоизмельчения. На разгрузке мельницы установлены два двухдечных грохота LH2100x4800DD (фирма Metso), один рабочий и один резервный, на которых происходит разделение слива мельницы по классу 8 мм. Надрешетный продукт грохота крупностью –70+8мм направляется на додрабливание в конусную дробилку мелкого дробления НР-500, а подрешетный продукт класса -8+0 мм самотеком поступает в сборный зумпф, объединяющий также разгрузку шаровой мельницы второй стадии. Объединенный продукт насосом 16/14 TU-АН (фирма Warman), один рабочий и один резервный, подается на классификацию в гидроциклонную установку 650CVX, состоящую из 6 гидроциклонов. Слив гидроциклонов направляется в расходный зумпф секции через грохот ГСТ-61, служащий для отделения щепы и мусора. Пески являются питанием шаровой мельницы II стадии измельчения.

С расходного зумпфа продукт насосом 12/10 FFY-AH (фирма Warman), один рабочий и один резервный, подается в главный корпус обогатительной фабрики на флотацию.

Системы управления работой мельниц МПСИ, МШ, насосов и ГЦУ установлены комплектно с данным оборудованием.

Конечным продуктом РПК является пульпа, подаваемая в главный корпус обогатительной фабрики.

В соответствии с проектом ЗАО «Механобр-инжиниринг» производительность комплекса (две очереди) двухстадиального измельчения руды до 65% класса минус 0,074мм составляет 8,0 млн. тонн (507т/ч при КИО=90%) при догрузке шаров в мельницу полусамоизмельчения до 12% ее объема.

В настоящее время мельница ПСИ работает в режиме без догрузки шаров, что в первую очередь обусловлено отсутствием надежной системы защиты дробилки додрабливания от попадания крупного металлического скрапа. Шаровое заполнение мельницы 2-й стадии соответствует проектной и составляет 36-38%.

Полученные в первоначальный период работы результаты показывают, что среднечасовая переработка за смену составляет примерно 427 т/ч при изменении в диапазоне ±40 т/ч. Соответственно этому крупность слива гидроциклонов изменяется в пределах ± 9 % и в среднем составляет 67,3 % класса минус 0,074 мм (таблица 4.2). Выход гали в зависимости от гранулометрического состава исходной руды изменялся в пределах от 70 до 140 т/ч, в среднем составил 24 % от исходной руды.

Таблица 4.2 –Сравнение показателей работы цикла рудного измельчения

Период

Мельницы

Производительность

Содержание класса минус 74мкм,%

т/период

т/см

т/ч

ПСИ

питание флотации

Апрель-июль (244см.)

главный корпус

1784030

7312

677

64,2

Сентябь-декабрь (244см.)

ПСИ

1062620

4355

427

67,3

главный

корпус

1315102

5390

537

66,9

Всего

2377722

9745

964

67,1

Таблица 4.3– Расчет показателей работы ПСИ

Параметры

Проект

Сентябрь-декабрь 2010г

1стадия

2стадия

1стадия

2стадия

МПСИ-85,5х36,6

МШЦ-55х79

МПСИ-85,5х36,6

МШЦ-55х79

Q,т/час

507

507

427

427

Q, т/год

4010512

4010512

4010512

4010512

КИО

0,90

0,88

Dмел,м

8,6

5,48

8,6

5,48

Lмел,м

3,2

7,92

3,2

7,92

Nуст, кВт

5000

4100

5000

4100

V, м3

208

177

208

177

?(nкрит.),%

0,75

0,75

0,75

0,75

?руды, т/м3

3,20

3,20

3,20

3,20

?заполн.рудой

0,30

0,28

?заполн.шарами

0,12

0,28

0,00

0,31

?мельн.загр. т/м3

3,99

5,57

2,88

5,57

Окончание таблицы 4.3.

Параметры

Проект

Сентябрь-декабрь 2010г

1стадия

2стадия

1стадия

2стадия

МПСИ-85,5х36,6

МШЦ-55х79

МПСИ-85,5х36,6

МШЦ-55х79

?пульпы, т/м3

2,41

2,22

2,41

2,22

Nпотр, кВт

4259

3750

3126

3656

?-74(слив),%

65,0

67,3

KБонда

32,0

11,6

29,9

12,1

W, кВтч/т

8,40

7,40

6,80

7,45

?W, кВтч/т

15,8

14,25

Nпотр./Nуст.

0,85

0,91

0,63

0,89

Расчет удельного расхода электрической энергии для одинаковой переработки до ввода в эксплуатацию ПСИ и после представлен в таблице 4.4.

Таблица 4.4 – Сравнение удельного расхода электрической энергии

Период

Оборудование

Производительность

Удельный расход эл.энергии, кВтч/т

т/период

т/ч

май-июль

Дробильное отделение+1,2 стадииизмельчения главного корпуса

1062620

677

19,15

сентябь-декабрь

ПСИ

1062620

427

15,69

Таблица 4.5 – Выполнение плановых производственных и технико-экономических показателей за 2010год

№ п/п

Показатели

Ед. изм.

Факт за 12 месяцев 2009г.

Факт за 12 месяцев 2010г.

% выполнения к предыдущему году

1

1

2

3

4

5

2

Переработка руды

т

5656200

6349600

112,3

3

Содержание в переработанной руде:

Cu

%

1,68

1,57

93,0

Zn

%

0,62

0,63

102,2

Количество в руде:

Cu

т

95225

99423,9

104,4

Zn

т

35129

40307,7

114,7

4

Извлечение в медный концентрат:

Cu

%

82,98

83,87

101,1

Извлечение в цинковый концентрат:

Zn

%

24,68

25,03

101,4

5

Выпуск концентратов (сух.):

медный

т

421035

436716

103,7

цинковый

т

11273

11340

100,6

6

Количество в медном концентрате

Cu

т

79014,5

83387,1

105,5

Количество в цинковом концентрате

Zn

т

5513,5

5511,1

100,0

7

Содержание в медном концентрате

Cu

%

18,77

19,09

101,7

Содержание в цинковом концентрате

Zn

%

48,91

48,60

99,6

8

Выпуск меди ГОК

т

78262,8

77376,9

98,9

9

Выпуск цинка ГОК

т

5513,5

5059,8

91,8

ВЫВОДЫ:

1. Ввод в эксплуатацию 1-й очереди комплекса ПСИ (без шаров) позволило увеличить переработку руды с 5,656 до 6,349 млн. тонн/год.

2. Извлечение меди в медный концентрат увеличилось с 82,98 % до 83,87 %; извлечение цинка в цинковый концентрат увеличилось с 24,68 % до 25,03 %.

3. Выпуск медного концентрата увеличился с 421035 тонн/год до 436716 тонн/год.

4. Содержание класса минус 74мкм в питании флотации увеличилось с 64,2 % до 67,1 %.

5. Удельный расход эл.энергии уменьшился с 19,15 кВтч/т до 15,69 кВтч/т.

6. Достижение проектной часовой производительности возможно при догрузке в мельницу ПСИ шаров в количестве 10 - 12% от ее объема и общем внутримельничном заполнении (шары + руда) не менее 25 - 30%;

7. При необходимости наращивания годовой производительности фабрики более 8,0млн. тонн наиболее рациональным вариантом является строительство и ввод в эксплуатацию 2-й очереди комплекса ПСИ. Этот вариант обеспечит годовую производительность фабрики не менее 8,5млн. тонн, что соответствует планируемым на 2015-17г.г. объемам переработки.




ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Проект предусматривает получение по коллективно-селективной схеме из руды (?Cu = 1,50 %, ?Zn = 0,60 %) медного концентрата (?Cu = 6,868 %, ?Cu = 87,00 %, ?Cu = 19,00%), цинкового концентрата (?Zn = 0,60 %, ?Zn = 50,00 %, ?Zn = 50,00 %) и отвальных хвостов.

Технологический режим обогащения учитывает промышленную скорость окисляемости материалов. Технология обогащения включает циклы: рудоподготовки (две стадии измельчения, стадия додрабливания); коллективно-селективной флотации: медной-цинковой, медной. Применяемые флотореагенты: известь, уголь активированный, бутиловый ксантогенат натрия, сернистый натрий, Т-80, медный купорос, цинковый купорос. В технологии используется замкнутый цикл водоснабжения. Удель­ные расходы воды 3,31 м3/т.

Состав фабрики: рудоподготовительный корпус, главный корпус, фильровальное отделение, реагентное отделение, склад медного и цинкового концентратов, электромеханический цех, пульпонасосная, АБК. Компоновочные решения учитывают передовую практику и тенденцию развития.

Технологические решения соответствуют мировому уровню.

Решения по опробованию и контролю учитывают тенденции макси­мальной автоматизации технологического процесса.

Проектные решения по организации ремонта и охране труда соот­ветствуют нормативам.




СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Абрамов А. А. Флотационные методы обогащения: Учебник для ВУЗов. М.: «Недра»,1984. 383 с.

2. Барский Л. А., Данильченко Л. М. Обогатимость минеральных ком­плексов. М.: Недра, 1977. 240 с.

3. Донченко А. С., Донченко В. А. Справочник механика рудообогати-тельной фабрики. М.: Недра, 1975. 550 с.

4. Единые правила безопасности при дроблении, сортировке, агломерации, окусковании и обогащении полезных ископаемых. М.: Госгортехнадзор России, 2003.

5. Иванов Э. Э. Инструкция по выполнению курсовых и дипломных проектов и работ (разделы: составление качественно-количественной и водно-шламовой схем; составление схемы цепи аппаратов) для студентов специальности 090300 – «Обогащение полезных ископаемых». 3-е изд., переработанное и дополненное. – Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2005. – 42с.

6. Иванов Э. Э. Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению: Учебное пособие. Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2004. 157с.

7. Клебанов О. Б. Реагентное хозяйство обогатительных фабрик. М.: «Недра», 1976. 263с.

8. Клебанов О. Б., Шубов Л. Я., Щеглова Н. К. Справочник технолога по обогащению руд цветных металлов. М.: «Недра», 1974. 472 с.

9. Логвиненко Г. С., Стровский В. Е., Логвиненко О.А. Расчет экономической эффективности инвестиционных технико-экономических показателей: Методическое руководство по выполнению курсовой работы дисциплины "Экономика предприятия" и экономической части дипломного проекта (работы) для студентов специальностей 090300 - "Обогащение полезных ископаемых" и 210200 - «Автоматизация технологических процессов и производств (в горной промышленности); Уральская Государственная Горно-Геологическая Академия. Каф. экономики и менеджмента. - Екатеринбург: Изд-во УГГГА, 2002. 45 с.

10.Методические указания по выполнению экономической части, дипломного проекта для студентов очного и заочного обучения специальностей 0204 "Обогащение полезных ископаемых", 0506 "Машины и оборудование обогатительных фабрик". Приложения. Часть1. Свердловск, изд. СГИ, 1987. 19 с.

11.Методические указания по выполнению экономической части; дипломного проекта для студентов очного и заочного обучения специальностей 0204 "Обогащение полезных ископаемых", 0506 "Машины и оборудование обогатительных фабрик". Приложения. Часть 2. Свердловск, изд. СГИ, 1987. 25 с.

12.Методические указания по выполнению экономической части, дипломного проекта для студентов очного и заочного обучения специальностей 0204 "Обогащение полезных ископаемых", 0506 "Машины и оборудование обогатительных фабрик". Приложения. Часть 3. Свердловск, изд. СГИ, 1987. 29 с.

13. Полькин С. И., Адамов Э. В. Обогащение руд цветных металлов: Учебник для ВУЗов. М.: «Недра», 1983. 400 с.

14. Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик. М.: «Недра», 1978. 591 с.

15. Разумов К. А., Перов В. А. Проектирование обогатительных фабрик: Учебник для ВУЗов / Изд. 4-е, перераб. и доп. М.: «Недра», 1982. 518 с.

16. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик. Книга 1, 2. М.: «Недра», 1988.

17. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики / Под редакцией О, С. Богданова, Ю. Ф. Наркомова, 2-е изд., перераб. и доп. М.: «Недра», 1984. 368 с.

18. Чуянов Г. Г. Обезвоживание, пылеулавливание и очистка сточных вод. М.: «Недра», 1978.

19. Чуянов Г. Г. Технология обогащения полезных ископаемых: Учебное пособие. Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2007. 113 с.

Каталог платных и бесплатных чертежей