Расчёт рудоподготовки обогатительной фабрики
Министерство
образования Республики Беларусь
Белорусский
национальный технический университет
Факультет
горного дела и инженерной экологии
Кафедра
“Горные работы”
Курсовая
работа
По
дисциплине “Обогащение и переработка горных пород”
тема:
”Расчёт рудоподготовки обогатительной фабрики”
Исполнитель:
студент гр. 102541
Адашкин
И.А.
Проверил:
Федотова С. А.
Минск 2014
Содержание
Введение
. Расчёт
часовой производительности цеха дробления
. Подбор
дробилок первой стадии
. Анализ
выполненных расчётов по подбору дробилок 1 стадии
. Крупность
дроблённых продуктов по стадиям
. Расчёт
величины разгрузочного отверстия для второй и третьей стадий дробления
. Расчёт
характеристик крупности для продуктов дробления по стадиям
. Расчёт
нагрузок на дробилки 2 стадии дробления
. Расчёт
нагрузок на дробилки 3 стадии дробления
. Расчёт
производительности дробилок
. Расчёт
производительности дробилок 2 стадии дробления
. Расчёт
производительности дробилок 3 стадии дробления
.
Выбор грохотов
Заключение
Литература
Введение
Процессы дробления, измельчения и
грохочения широко применяются в производственной деятельности человека, в
народном хозяйстве. В настоящее время во всем мире ежегодно дробится и
измельчается более двух миллиардов тонн полезных ископаемых. Процессы
дробления, измельчения и грохочения обязательно включаются в технологические
схемы обогатительных фабрик. Этими процессами полезное ископаемое
подготавливается к последующей собственно обогатительной обработке. Из всех
операций, осуществляемых на обогатительных фабриках, дробление и измельчение
наиболее дорогие. При строительстве обогатительных фабрик до половины
капитальных затрат приходится на долю цехов дробления и измельчения. При
эксплуатации обогатительных фабрик расходуется много металла и около половины
всей энергии затрачивается на дробление и измельчение. Удельный расход
электроэнергии на дробление и измельчение при обогащении руд колеблется от 7 до
20 кВт•ч на тонну руды. Удельный расход стали в подготовительных операциях - от
1 до 3 кг на тонну измельченной руды. При современном масштабе переработки
полезных ископаемых в мире ежегодно безвозвратно теряется около одного миллиона
тонн стали. В целях снижения затрат на дробление и измельчение проводятся
исследования этих процессов и работы по созданию новых, более совершенных и
производительных дробилок и мельниц. При проектировании цехов дробления и
измельчения особое значение имеет выбор рациональных схем и правильный их
расчет.
1.Расчёт часовой производительности
цеха дробления
Исходные данные :
крепкая руда, f=18;
максимальный кусок диаметром, Dmax=1000мм;
ситовой состав руды:
Цифровое
значение
|
"+"
|
"-"
|
Сито
|
Крупность
классов, в долях Dmax
|
Частный
выход, %
|
+1000
|
0
|
100
|
1000
|
+Dmax
|
0
|
-1000+500
|
20
|
80
|
500
|
-Dmax+1/2
Dmax
|
20.0
|
-500+250
|
36
|
64
|
250
|
-1/2
Dmax+1/4Dmax
|
16.0
|
-250+125
|
62
|
38
|
125
|
-1/4
Dmax+1/8Dmax
|
26.0
|
-125+72,5
|
78
|
22
|
72,5
|
-1/8
Dmax+1/16Dmax
|
16.0
|
-72,5+36,25
|
91
|
9
|
36,25
|
-1/16
Dmax+1/32Dmax
|
13.0
|
-36,25
|
100
|
0
|
0
|
-1/32
Dmax
|
9.0
|
содержание влаги в руде, %: W=5%;
фабричная схема измельчения;
требуемая крупность продукта на
выходе: dн=20мм;
Производительность ДСУ по руде 2,5
млн т/год
Переведем годовую производительность
ДСУ в часовую производительность по формуле:
При рассмотрении производительности
выбираем 2 дробилки крупного дробления: ККД и ЩДП
где:Q0 - часовая производительность
цеха, т/ч;г - годовая производительность фабрики, т/г;- число
рабочих дней в году;- число рабочих смен в сутки;- число рабочих часов в смену;в
- коэффициент использования оборудования.
Находим общую степень дробления:
Iобщ=
Dmax/dн
Iобщ=
1000/20=50- общая степень дробления.
Теперь нам необходимо определить степень
дробления среднюю:
Iср=
I2=
=
=
3,7.
2. Подбор дробилок первой стадии
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.
При всех выше перечисленных условиях, для
рассмотрения принимаем дробилки крупного дробления, а именно ЩДП-12*15;
ЩДП-15*21 и ККД-1200/150 ;ККД-1360/180.
Основные параметры дробилок
Типоразмер дробилки
|
DMAX в питании, мм
|
Номинальная ширина разгрузочного отверстия, мм
|
Пределы регулирования разгрузочного отверстия,
мм
|
Изменение производительности, м3/ч
|
Мощность двигателя, кВт
|
Масса дробилки, т
|
ЩДП-1500х2100
|
1200
|
180
|
135-225
|
450-750
|
250
|
250.2
|
ЩДП-1200х1500
|
100
|
150
|
110-190
|
230-400
|
160
|
144,8
|
ККД-1200/150
|
1000
|
150
|
130-150-180
|
560-800
|
320
|
240
|
ККД-1360/180
|
1100
|
180
|
160-180-200
|
560-800
|
230
|
240
|
Исходя из условий задания на курсовое
проектирование и поставленной задачи, для всех дробилок перед каждой стадией
дробления производится грохочение.
Крупное дробление обеспечивается
главным образом дробилками типа ЩДП (щековая дробилка с простым качанием щеки).
Типоразмер дробилки выбирается по максимальному куску в поступающей руде и
проверяется по производительности
Производим расчёт дробилки ЩДП-12*15 с
предварительным грохочением. Определим нагрузку на дробилку. Размер отверстия
на первой стадии грохочения принимаем равной iH=
150 мм, что соответствует расстоянию между колосниками на колосниковом грохоте,
содержание отсеиваемого класса, определяем по характеристике крупности
исходного питания: β-150=45%.
Масса
отсеваемого продукта в отдельной стадии дробления определяется содержанием
этого класса в питании грохота (βn-d)
и принятой величиной эффективности грохочения (En) по формуле :
n
= Q0 * βn-d
* En, т/ч;
где: Qn - масса отсеваемого продукта,
т/ч;0 - часовая производительность цеха, т/ч;
βn-d
- содержание в продукте n класса -d, д.е. (доли единиц);
En - эффективность
грохочения
Тогда масса отсеиваемого класса составит:
Q1=Q0*
β-150 *E1=401*0,45*0,6=108,3
т/ч
Загрузка дробилки составит:
Q2=Q0-Q1=401-108,3=292,7
т/ч;
Для известных часовой нагрузки на дробилку и
коэффициента загрузки разгрузочное отверстие дробилки находится по формуле:
Величина Qn (нагрузка на дробилку)
определяется принятой схемой стадии крупного дробления.f -
коэффициент, учитывающий крепость руды по М. Протодьяконову;к -
коэффициент, учитывающий крупность питания;=1,09;ω
- коэффициент, учитывающий влажность руды;ц - коэффициент замкнутого
цикла дробления;min - производительность дробилки при минимальной
величине разгрузочного отверстия, м3/ч;max -
производительность дробилки при максимальной величине разгрузочного отверстия,
м3/ч;n - размер разгрузочного отверстия дробилки, мм.
δн -
насыпная плотность.
При вычислении величины разгрузочного отверстия
по формулам с Kз = 0.85 возможны следующие основные варианты:р
< imin - следует принимать iр = iн или imin
< iр < iн ;min < iр < iн
- следует принимать iр = iн;н < iр
< imax - следует принимать iр = iр;р
> imax - проверяемый типоразмер дробилки не подходит по
производительности, т.к. количество дробилок нужно принимать более одной.
Тогда, iр
< imin - следует принимать iр = iн=150мм
или imin < iр < iн;
На 1-й стадии : d1=
iр*Z=150*1,7=255
мм < 300мм
SI= Dmax/dI=1000/255=3.9II=Sср===3,7III=So/(SI-SII)=50/(3.9*3,7)=3,5
Проверяем количество дробилок исходя из
производительности:
Qp=
Kf* Kр*
Kсл*[gmin+*(ip-imin)]*
δн=
0,95*
1,3*
1*[250+*(150-110)]*
*1,65
=641.9т\ч;
Кз= Q0/
Qp= 401/641.9 = 0,62
< 0,85 -условие выполняется.
Расчёт дробилок ЩДП-15х21; ККД-1200/150 ;
ККД-1360/180 не целесообразен, так как на основании характеристики руды
поступающей на ДСЗ делаем вывод, что при заданных условиях и при такой крепости
материала, дробилка ЩДП-12х15 может обеспечить нам требуемую крупность
материала и является экономически выгодной для предприятия.
3. Анализ выполненных расчётов по
подбору дробилок I
стадии
цех дробление грохот
разгрузочный
После проведённых исследований и расчётов, была
выбрана дробилка для первой стадии дробления, ЩДП-12*15.
Целесообразность применения в качестве дробилки
на первой стадии дробления
|
Типоразмер дробилки
|
DMAX в питании, мм
|
Номинальная ширина разгрузочного отверстия, мм
|
Пределы регулирования разгрузочного отверстия,
мм
|
Изменение производительности, м3/ч
|
Мощность двигателя, кВт
|
Масса дробилки, т
|
Целесообразно
|
ЩДП-1200х1500
|
1000
|
150
|
110-190
|
230-400
|
160
|
144.8
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Не целесообразно
|
ЩДП-1500х2100
|
1200
|
180
|
135-225
|
450-750
|
250
|
250.2
|
Не целесообразно
|
ККД-1200/150
|
1000
|
1200
|
130-150-180
|
560-800
|
320
|
240
|
Не целесообразно
|
ККД-1360/180
|
1100
|
1360
|
160-180-200
|
560-800
|
320
|
240
|
Данная дробилка выбрана не только по расчетам
часовой производительности цеха дробления, но и по ее техническим
характеристикам, по которым все проверенные дробилки ей уступают. В дробилке
ЩДП-12х15 меньше мощность двигателя, которая составляет 160 кВт, что
способствует экономию энергии на предприятии, и вес которой составляет 144,8 т.
4. Крупность дроблённых продуктов по
стадиям
Рассчитаем степени дробления для всех стадий:
-я стадия : S1=
Dmax/d1
= 1000/255 = 3,9;
-я стадия: S2=
Sср =
3,7;
-я стадия: S3=
Sобщ/(
S1*
S2)
= 50/(3,9 * 3,7) = 3,5.
На первой стадии номинальная ширина
разгрузочного отверстия равна 150 мм.
Тогда d1=
1000/3,9 = 255 мм;
d2=
255/3,7 = 69 мм;
d3=
69/3,5 = 20 мм.
После проведённых расчётов определено, что все
показатели дробления выдержаны и выполняются условия, поставленные в курсовой
работе.
5. Расчёт величины разгрузочного
отверстия для второй и третьей стадии
Для второй и третьей стадии нам необходимо
рассчитать и принять величину разгрузочного отверстия и произвести выбор
дробилок.
Так для первой стадии дробления принято, что
максимальная величина разгрузки дробилки ЩДП-12*15 равна d1=255
мм. Это материал попадает на грохот и после грохочения попадает в дробилку
второй стадии, и по крупности питания выбираем дробилку КСД-2200Гр.
Выбор дробилки
Типоразмер дробилок
|
Ширина при-емной щели (В), мм
|
Наибольший размер куска в питании, мм
|
Диаметр основания дробящего конуса, мм
|
Размер разгрузочной щели, мм
|
Производительность, м3/час
|
Мощность двигателя, кВт
|
Масса дробилки, т
|
КСД-600-Гр
|
75
|
60
|
600
|
12-25
|
19-40
|
30
|
4.3
|
КСД-900-Гр
|
130
|
100
|
900
|
15-50
|
38-57
|
55
|
11.2
|
КСД-1200-Гр
|
185
|
150
|
1200
|
20-50
|
80-120
|
75
|
23.2
|
КСД-1200-Т
|
125
|
100
|
1200
|
10-25
|
38-85
|
75
|
23.2
|
КСД-1750-Гр
|
250
|
215
|
1750
|
25-60
|
170-320
|
160
|
50.1
|
КСД-1750-Т
|
200
|
160
|
1750
|
15-30
|
100-190
|
160
|
50.1
|
КСД-2200-Гр
|
350
|
300
|
2200
|
30-60
|
360-610
|
250
|
89.6
|
КСД-2200-Т
|
275
|
250
|
2200
|
15-30
|
180-360
|
250
|
89.6
|
КСД-3000-Т
|
475
|
380
|
3000
|
25-50
|
245-850
|
400
|
250.0
|
Для продукта второй стадии дробления равный d2=70
мм определяем значение Z2
для твёрдой руды, так как наша исходная руда имеет крепость f=18.
Для d2=70
мм, значение Z2
= 2,2. Тогда при таких условия мы получим ширину разгрузочного отверстия
равную:
iр =
d2/
Z2
= 70/2,2 = 30 мм;
Типоразмер
|
Производительность, м3/ч
|
Крупность исходного питания, мм
|
Номинальная крупность дробленого продукта, мм
|
Мощность двигателя, кВт
|
Габариты, мм
|
Масса, т
|
|
|
|
|
|
Длина
|
Ширина
|
Высота
|
|
КИД-60
|
0.01
|
6
|
0.2
|
0.55
|
380
|
190
|
300
|
0.02
|
КИД-100
|
0.03
|
10
|
0.3
|
1
|
400
|
210
|
350
|
0.06
|
КИД-200
|
0.16
|
15
|
1
|
5.5
|
920
|
365
|
755
|
0.32
|
КИД-300
|
1.2
|
20
|
2
|
11
|
1300
|
800
|
1450
|
2
|
КИД-450
|
4.2
|
30
|
3
|
1400
|
1000
|
1650
|
4
|
КИД-600
|
15.1
|
50
|
5
|
75
|
2170
|
1280
|
2170
|
7.5
|
КИД-900
|
27.3
|
70
|
6
|
160
|
3115
|
1970
|
2290
|
17
|
КИД-1200
|
48.5
|
80
|
8
|
250
|
3800
|
2500
|
3000
|
30
|
КИД-1750
|
90
|
90
|
10
|
500
|
6500
|
4000
|
5400
|
90
|
КИД-2200
|
150
|
110
|
12
|
600
|
6600
|
4000
|
6000
|
140
|
В соответствии питание и продуктом на выходе, мы
выбираем дробилку КИД-1750,т.к она обладает достаточно большим закрупнением и
может выполнить переработку с выходом класса 20мм и менее.
6. Расчёт характеристик крупности
для продуктов дробления по стадиям
Для построения и расчёта характеристики по
крупности продукта необходимо воспользоваться графиком распределения дробленого
продукта по крупности из методики профессора Чиркова:
). Характеристика распределения дробилок ЩДП:
2).
Характеристика
распределения дробилок КСД:
Где 1-изверженные породы, 2-прочные известняки;
дробилки КМД-1750Т и КМД-2200Т.
Таблица распределения крупности дробленого
продукта дробилки ЩДП-12*15:
Определяемый
класс в долях, iр
|
Крупность
класса, мм
|
Выход
класса по "+"
|
Выход
класса по "-"
|
0,2
iр
|
30
|
93
|
7
|
0,4
iр
|
60
|
85
|
15
|
0,8
iр
|
120
|
61
|
39
|
1,2
iр
|
180
|
28
|
72
|
Z iр
|
255
|
8
|
92
|
Таблица расчётной характеристики крупности
потока 4 :
Крупность
класса, мм
|
Расчётный
выход класса по "-",%:
|
Выход
класса по "+",%
|
30
|
β4-30=
β0-30+
ƃ0+150 + β3-30=1,5+0,95*7=
8,15
|
91,85
|
60
|
β4-60=
β0-60+
ƃ0+150 + β3-60=2+0,95*15=
16,25
|
83,75
|
120
|
β4-120=
β0-120+
ƃ0+150 + β3-120=3+0,95*39=
40,05
|
59,95
|
180
|
β4-180=
β0-180+
ƃ0+180 + β3-180=5,1+0,94*72=
72,78
|
27,22
|
255
|
β4-255=
β0-255+
ƃ0+255 + β3-255=13+0,89*92=
94,88
|
5,12
|
Таблица в графической форме:
Таблица распределения крупности дробленого
продукта (7) дробилки КСД-2200Гр:
Определяемый
класс в долях, dн
|
Крупность
класса, мм
|
Выход
класса по "+"
|
Выход
класса по "-"
|
0,2
dн
|
12
|
68
|
32
|
0,4
dн
|
24
|
43
|
57
|
0,6
dн
|
36
|
33
|
67
|
0,8
dн
|
48
|
25
|
75
|
1
dн
|
60
|
18
|
82
|
Таблица расчётной характеристики крупности
потока 8 :
Крупность
класса, мм
|
Расчётный
выход класса по "-",%:
|
Выход
класса по "+",%
|
12
|
β8-12=
β4-12+
ƃ4+32 + β7-12=3+0,92*32=
32,4
|
67,6
|
24
|
β8-24=
β4-24+
ƃ4+32 + β7-24=6+0,92*57=
58,4
|
41,6
|
36
|
β8-36=
β4-36+
ƃ4+36 + β7-36=8+0,9*67=
68,3
|
31,7
|
48
|
β8-48=
β4-48+
ƃ4+48 + β7-48=12+0,88*75=
78
|
22
|
60
|
β8-60=
β4-60+
ƃ4+60 + β7-60=16+0,85*82=
85,7
|
14,3
|
Таблица в графической форме:
7. Расчёт нагрузок на дробилки II
стадии дробления
Рассчитаем выход продуктов и загрузку дробилок
II стадии дробления. Отсеваемый класс -70 мм. Содержание отсеваемого класса в
продукте 4 β4-70
= 16 %. Масса отсеваемого класса определяется в соответствии с формулой :
5
= Q4 * β4-60
* EII = 401 * 0.16 * 0.8 = 48 т/ч.
Загрузка дробилки составит:
6
= Q4 - Q5 = 401 - 48 = 353 т/ч.
8. Расчёт нагрузок на дробилки III
стадии дробления
Рассчитаем выход продуктов и загрузку дробилок
II стадии дробления. Отсеваемый класс -20 мм. Содержание отсеваемого класса в
продукте 8 β8-20
= 50 %. Масса отсеваемого класса определяется в соответствии с формулой :
Q9 = Q8
* β8-20
* EIII = 401 * 0.5 * 0.85 = 170,5т/ч.
Загрузка дробилки составит:
10
= Q8 - Q9 = 401 - 170,5 = 230,5 т/ч.
9. Расчёт производительности
дробилок
Расчёт производительности дробилок
второй стадии
Производительность дробилки КСД-2200-Гр
рассчитывается по формуле :
f
= 0.95. Для определения коэффициента Kк находится отношение
номинальной крупности питания (dн = 255 мм) к ширине загрузочного
отверстия B.
По таблице B = 350 мм и dн/B =
255/350 = 0.73. По таблице коэффициент Kк = 1.0; в соответствии с
формулой :
Количество дробилок N = Q6/Qр
= 353/590.4 = 1 шт.
Коэффициент загрузки Кз = Q6/(Qр
* N) = 353/(590.4 * 1) = 0.6.
Расчёт производительности дробилок
третьей стадии
Производительность дробилки КИД-1750
рассчитывается по формуле :
Дробилка КИД устанавливается с предварительным
грохочением. Отсеваемый класс -20 мм. β8-20
= 50%. Масса отсеваемого класса составит:
9
= Q0 * β8-20
* EIII = 401 * 0.5 * 0.85 = 170,5 т/ч.
Нагрузка на дробилку:
10
= Q8 - Q9 = 401 - 170,5 = 230,5 т/ч.
Производительность дробилки КИД рассчитывается
по формуле :
р
= Kf * Qn * δн
= 0.95 * 90 * 1.65 = 141 т/ч.
Количество дробилок:= 230,5/141 = 2 шт.
Коэффициент загрузки:
КЗ = 230,5/(2* 141) = 0.82.
10. Выбор грохотов
В стадии крупного дробления принимается
колосниковый грохот. Размеры грохота определяются по формулам:
) ширина грохота B = (2 ÷
3) * Dmax = 3 * 800 = 2400
мм;
) длина грохота L = (2 ÷
4) * B = (2 ÷ 4) * 2400 = 4800 ÷ 9600 мм.
Конкретная длина грохота принимается по чертежам
корпуса крупного дробления. В примере принимаем размеры грохота:х L = 2400 х
5000 мм.
Производительность грохота по питанию
определяется в соответствии с формулой :
р
= 2.4 * a *F, т/ч;
где: a - размер отверстия грохота, мм;- площадь
грохота, м2.
р
= 2.4 * a * F = 2.4 * 150 * 2.4 * 5 = 4320 т/ч,
что обеспечивает необходимую производительность
с большим запасом.
Среднее и мелкое дробление
В стадиях среднего дробления к установке
принимаются вибрационные грохоты тяжелого типа. Необходимая площадь грохочения
рассчитывается по формуле:
) грохот для стадии среднего дробления. Размер
отверстия сетки грохота aII = 60 мм. По таблице значение q0
составляет q0 = 46,3 т/(м3 * ч).
Поправочные коэффициенты принимаются по таблице.
Для определения коэффициента К находим по
ситовой характеристике продукта 4 содержание класса a/2 = 70/2 = 35 мм - β4-35
= 8 %. Для β-35
= 8 % значение коэффициента К составит:
К = 0.48.
Для определения коэффициента L находим по
ситовой характеристике продукта 4 содержание класса a = 60 мм - β4+70
= 84 %.
Для β+70
= 84 % значение коэффициента L составит:= 0,96.
Значение коэффициента М для эффективности
грохочения 80 % составит M = 1.35.
Значения коэффициентов N, O, P принимаются
равными 1. По формуле рассчитаем необходимую площадь грохочения:
Если принять по одному грохоту на каждую
дробилку, то необходимая площадь грохота составит 8,4 /1 =8,4м2.
ГИТ-71Н с F = 10.2 м2 в количестве 1 штуки.
В стадиях мелкого дробления к установке
принимаются вибрационные грохоты тяжелого типа. Необходимая площадь грохочения
рассчитывается по формуле :
) грохот для стадии среднего дробления. Размер
отверстия сетки грохота aIII
= 20 мм. По таблице значение q0 составляет q0 = 28 т/(м3
* ч).
Поправочные коэффициенты принимаются по таблице.
Для определения коэффициента К находим по
ситовой характеристике продукта 8 содержание класса a/2 = 20/2 = 10 мм - β8-10=
13 %. Для β-10
= 13 % значение коэффициента К составит:
К = 0.59.
Для определения коэффициента L находим по
ситовой характеристике продукта 8 содержание класса a = 20 мм - β8+20
= 50 %.
Для β+10
= 72 % значение коэффициента L составит:= 1,18.
Значение коэффициента М для эффективности
грохочения 85 % составит M = 1.75.
Значения коэффициентов N, O, P принимаются
равными 1. По формуле рассчитаем необходимую площадь грохочения:
Если принять по одному грохоту на каждую
дробилку, то необходимая площадь грохота составит 7,1/2 =3,55м2.
Принимается грохот ГСТ-41 с F = 4,5 м2 в количестве 2 штуки.
Заключение
В заключении хотелось бы отметить, что я
полностью выполнил поставленную задачу и рассчитал рудоподготовку
обогатительной фабрики для данной руды и условиях. Все обоснования и расчёты,
позволяющие выбрать наиболее оптимальное оборудование, необходимое для
осуществления поставленной задачи представлены выше. В качестве графического
материала представлен принципиальный чертёж линии рудоподготовки. Данные расчёты
справедливы только в отношении данной руды и при данных условиях, в случаи
изменения параметров, следует провести уточнение.
Литература
Абрамов
А.А. Флотационные методы обогащения: Учебник для вузов. М.: Недра, 1984. - 383
с.
Куптель
Г.А. Обогащение и переработка полезных ископаемых. Теоретические и методические
основы лабораторных работ: учебно-методическое пособие/ Г.А. Куптель, А.И.
Яцковец, А.А. Кологривко. - Минск: БНТУ, 2010. - 193 с.
Паливода Э.Н. Методическое пособие
для расчета КП по дисциплине "Обогащение и переработка ПИ"
Справочник
по обогащению руд, Т.1и Т.2. - М.: Недра, 1972.
Чирков
А.С. Добыча и переработка строительных горных пород: Учебник для вузов. - М.:
Издательство Московского государственного горного университета, 2001. - 623 с.
Сажин
Ю.Г. Расчеты рудоподготовки обогатительных фабрик. Учебник. - Алматы: КазНТУ,
2000, 179 с.