Сдам Сам

ПОЛЕЗНОЕ


КАТЕГОРИИ







ГЛАВА 4. ФИЗИКО – ХИМИЧЕСКИЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ 10 глава





В отверстие питающего патрубка вставляются сменные вкладыши, при помощи которых устанавливается необходимая площадь сечения ратрубка. В верхней цилиндрической части гидроциклона расположен сливной патрубок, который в зависимости от положения трубопровода для слива может быть повернут вокруг своей оси через каждые 90º.

Коническая часть классифицирующих гидроциклонов, имеющая угол конусности 20º, состоит из разъемных конусов или делаются литыми. Диаметр основания конуса соответствует типоразмеру гидроциклона. В вершине конической части гидроциклона находится сменная песковая насадка для разгрузки песков. Песковые насадки изготовляются из отбеленного чугуна или износостойкой резины в виде съемных насадок конической формы с цилиндрическими отверстиями. Диаметр насадки устанавливается в зависимости от требуемой крупности разделения. Футеруются песковые насадки металлокерамическими сплавами, карбидами металлов и корундом.

Пульпа в гидроциклон подается насосами под давлением 0,3…2,5 кгс/см2 ( 5…50 Н/см2 ), которое измеряется манометром, устанавливаемым на питающем трубопроводе.

Для борьбы с износом внутренняя поверхность корпуса и съемные детали футеруются износостойкими материалами: резиной, каменным литьем, легированным чугуном, керамикой, твердыми сплавами. Гидроциклоны небольшого диаметра изготовляются цельнолитыми, например, из винипласта.

Производительность гидроциклона и эффективность классификации материала в нем зависят прежде всего от гранулометрического состава материала, плотности пульпы, содержания шламов, диаметра гидроциклона, диаметра питающего и сливного патрубков, диаметра песковой насадки, соотношения диаметра сливного патрубка и диаметра песковой насадки, давления в питающем патрубке и т.п.



Основным фактором, определяющим показатели работы гидроциклона, является отношение диаметра песковой насадки к диаметру сливного патрубка. С увеличением этого соотношения увеличивается выход песков, понижается их крупность и содержание твердого, одновременно уменьшается крупность слива и его и его выход. Максимальная эффективность классификации имеет при соотношении 0,5…0,6. Оптимальный диаметр сливного патрубка обычно составляет 0,2…0,4 диаметра гидроциклона.

Угол конусности гидроциклона ( 20º ) является оптимальным для классифицирующих гидроциклонов. Увеличение угла конусности приводит к увеличению крупности слива. Для классификации разжиженных тонкодисперных пульп с получением весьма тонкого слива гидроциклоны диаметром менее 100 мм имеют угол конусности 5…10º. В короткоконусных гидроциклонах, применяемых при гравитационном обогащении золотосодержащих руд, угол конусности составляет 60, 90 и 120º.

Содержание твердого в питании гидроциклонов, работающих в цикле измельчения составляет 30…60% в зависимости от стадии измельчения. Так в I стадии измельчения оно составляет 55-57%, во II стадии – 50%, а в III – 40-45%. Содержание твердого в песках гидроциклонов в зависимости от стадии измельчения, в которой они работают, колеблется от 75…80% до 65…70%. Содержание твердого в сливе зависит от выхода слива, диаметра гидроциклона и содержания класса минус 0,074 мм в сливе. Так при содержании класса минус 0,074 мм 75…80% содержание твердого в сливе составляет, например, для свинцовой руды 32-35%. Увеличение содержания твердого в питании увеличивает нагрузку на песковую насадку и повышает плотность пульпы, что в свою очередь увеличивает содержание твердого в песках и крупность материала в сливе.

Техническая характеристика гидроциклонов, применяемых на отечественных обогатительных фабриках, приведена в табл. 34

 

Таблица 34. Техническая характеристика гидроциклонов

Типоразмер гидроциклона Параметры
Диаметр, мм Угол конусности, град Эквивалентный диаметр питающего патрубка, мм Диаметр сливного отверстия, мм Диаметр пескового отверстия, мм Производительность по питанию, м3
ГЦ -25 4; 6; 8; 0,7
ГЦ -50 6; 8; 12; 2,5
ГЦ - 75 8; 12; 17; 5,0
ГЦ -150 12; 24; 27; 34
ГЦ - 250 34; 48; 75;
ГЦ - 360 34; 48; 75; 96;
ГЦ - 500 48; 75; 96; 150;
ГЦ - 710 48; 75; 150; 200
ГЦ -1000 75; 150; 200; 250
ГЦ - 1400 150; 200; 250; 300; 360
ГЦ - 2000 250;300; 360; 500

 

Выбор типоразмера гидроциклона осуществляется по номинальной крупности разделения d50, т.е. по крупности частиц, которые с вероятностью 50% могут находится как в сливе, так и в песках. Ориентировочный выбор диаметра гидроциклона производится по требуемому гранулометрическому составу слива, например, содержанию в нем класса минус 100 или 74 мкм. Для этого сначала определяется коэффициент, зависящий от значения содержания этого класса, переходящего в слив:

Содержание требуемого класса в сливе, %
Коэффициент 0,49 0,65 0,79 1,06 1,36 1,77 2,34

 

Так, например, если в питании флотации должно содержаться 95% класса минус 74 мм, то номинальная крупность разделения будет равна d50 = 74 х 0,65 = 48,1 мкм и по диаграмме, представленной на рис. 57, диметр гидроциклона, обеспечивающего требуемую крупность разделения, будет равен 250 мм.

Рис 57. Диаграмма для определения диаметра гидроциклона

 

В практике обогащения для получения тонкого слива и обесшламливания обычно применяются батарейные гидроциклоны, когда в одной батарее в зависимости от диаметра гидроциклонов устанавливается 6-8 гидроциклонов, в которые питание подается в питающие патрубке из центральной трубы. Сливы всех гидроциклонов собираются в одном приемнике, а пески в другом. Широкое распространение в циклах измельчения получили автоматизированные гидроциклонные установки.

За рубежом наиболее широкое распространение получили гидроциклоны фирмы Warman типа CVX диаметром от 40 до 800 мм и производительностью до 1100 м3/ч.

Помимо двухпродуктовых гидроциклонов в практике обогащения применяются трехпродуктовые ( рис. 58), состоящие из двух цилиндров, расположенных один в другом и конической части.

 

 

Рис. 58. Трехпродуктовый гидроциклон

! – цилиндрическая часть; 2 – сливная насадка; 3 – задвижка; 4 – труба; 5 – промпродуктовый патрубок; 6 – песковая насадка; 7 – коническая часть; 8 - питающий патрубок

 

При обогащении в тяжелых суспензиях в этих гидроциклонах тяжелая суспензия и руда при поступлении в гидроциклон расслаиваются по плотности. Тяжелая фракция с суспензией разгружается через песковое отверстие, а легкая фракция и менее плотная суспензия - через сливное и промпродуктовое отверстие.

 

2.7. Схемы рудоподготовки

 

На обогатительных фабриках процессы рудоподготовки осуществляются по технологическим схемам, включающим процессы дробления, измельчения и относящиеся к ним процессы грохочения и классификации. Процессы дробления и измельчения характеризуются прежде всего высокой общей степенью измельчения. Если руда, поступающая на фабрику, имеет размер максимальных кусков 1200 мм, а крупность измельченной руды перед флотацией составляет менее 0,1 мм, то общая степень дробления и измельчения S составляет 1200/0,1 = 12000. Последовательность операций в этих схемах, количество стадий, и получаемые показатели зависят от: физических свойств обогащаемой руды ( крепость, влажность, крупность, гранулометрический состав, трещиноватость, форма кусков руды, насыпная масса, наличие глины и т.п.), вида применяемого процесса обогащения, требуемой производительности, необходимой крупности дробленой и измельченной руды, особенностей применяемого оборудования, вида транспорта доставки руды на фабрику ( железнодорожный, автомобильный, конвейерный), рельефа местности, климатических условий и т.д.

Процессы рудоподготовки являются чрезвычайно энергоемкими, более 50% затрат на электроэнергию в процессе переработки руды на обогатительных фабриках приходится на эти процессы. Для снижения этих расходов дробление и измельчение осуществляют в несколько стадий, причем перед каждой стадией выделяется готовый по крупности материал грохочением и классификацией. Это снижает расход электроэнергии, затрачиваемой на дробление и измельчение, уменьшает износ дробящих и измельчающих материалов и дает возможность получать более равномерный по крупности продукт для последующего процесса обогащения. Поэтому выбору оптимальной схемы дробления и измельчения придается большое значение.

 

 

2.7.1. Схемы дробления и грохочения

 

Схемы дробления состоят из стадий дробления, которые в свою очередь представляют собой совокупность операций дробления и грохочения.

Схемы дробления отличаются количеством стадий и наличием операций предварительного и поверочного грохочения.

Количество стадий дробления определяется крупностью максимального куска руды в исходной руде и в дробленой руде.

Так, если максимальная крупность кусков руды обычно составляет от 250 до 1200 мм, а крупность руды, поступающей на измельчение в шаровые и стержневые мельницы, составляет 10-20 мм, то степень дробления будет равна

S = ÷ ÷120

Степень дробления в щековых и конусных дробилках для крупного дробления обычно составляет 3-4, в конусных дробилках для среднего и мелкого дробления – до 5-6.

Получить такую степень дробления в одну стадию невозможно, поэтому процесс дробления

при подготовке руды к измельчению стальной средой ( шарами или стержнями) обычно осуществляют в в две или три стадии:

· крупное дробление, например, от 1100 до 250-300 мм;

· среднее дробление – от 250-300 до 60-75 мм;

· мелкое дробление – от 60-75 мм до 10-20 мм;

При подготовке руду к рудному самоизмельчению руда подвергается только крупному дроблению.

Предварительное грохочение в схемах дробления применяется для выделения готового по крупности материала, размер которого меньше размера разгрузочной щели дробилки. Благодаря этому снижается расход энергии и износ рабочих частей дробилок, увеличивается производительность дробилок по исходной руде. . Однако предварительное грохочение экономически выгодно при содержании готового по крупности продукта в исходном материале не менее 14-15% .

Поверочное грохочение применяется для контроля крупности дробленого продукта обычно в последней стадии дробления. При этой операции грохочения на додрабливание возвращается избыточный продукт, крупность которого может превышать ширину разгрузочной щели дробилки в 2…3 раза, а количество его может достигать 45% от массы всего дробленого продукта. Установка поверочного грохочения позволяет уменьшить крупность дробленого продукта в 3 раза.

На рис. 59 представлены основные разновидности одностадиальных схем дробления.

 

Рис.59. Одностадиальные схемы дробления.

Эти схемы только включают операцию дробления ( рис. 59,а), операцию дробления с предварительным грохочением (рис. 59, б), операцию дробления с поверочным грохочением ( рис. 59, в) и операцию дробления с предварительным и поверочным грохочением (рис. 59, г)и с совмещением операций грохочения в одну операцию ( рис. 59 д ). Схемы с одной стадией дробления обычно применяются при подготовке руды к процессу самоизмельчения, когда крупность дробленого продукта составляет 250…350 мм.

Двух и трехстадиальные схемы дробления компонуются из одностадиальных. Наиболее широко распространенными в практике обогащения руд цветных и редких металлов являются трехстадиальные схемы, представленные на рис. 60.

 

Рис. 60. Трехстадиальные схемы дробления.

По трехстадивльным схемам с открытым циклом в третьей стадии дробления (рис. 60, а) крупность дробленого продукта обычно составляет 25…30 мм, которая не является оптимальной при измельчении в мельницах со стальной средой. Для получения дробленой руды крупностью 10…20 мм необходимо в последней стадии дробления применить завкнутый цикл дробления с совмещением предварительного и поверочного грохочения (рис. 60 б ) или с разделением этих операций (рис. 60 в). В этом случае додрабливанию подвергается не только дробленая руда после второй стадии дробления, но и весь избыточный продукт, который представляет собой циркуляционную нагрузку, равную 100…120% от величины исходного питания третьей стадии дробления.

Трехстадиальная схема дроблении с выделением готового по крупности продукта перед второй стадией дробления (рис. 60 г) позволяет на 25…30% сократить количество материала, направляемого на третью стадию, а применение раздельной операции предварительного и поверочного грохочения в третьей стадии ( рис. 60 д ) сокращает количество продукта, поступающего на дробление, при этом величина циркуляционной нагрузки сокращается до 20…60%. При этом естественно уменьшается количество дробилок, устанавливаемых в третьей стадии, и сокращается расход энергии на процесс дробления.

При подготовке руды к процессу самоизмельчению применяются одностадиальные схемы дробления с предварительным грохочением или без него, если используется рудногалечное измельчение, то перед второй стадией дробления предусматривается выделение рудной гали крупностью минус 100 (75) + 25 мм на двухситном грохоте, устанавливаемом перед дробилкой среднего дробления.

 

 

2.7.2. Схемы измельчения и классификации

Измельчение и классификация являются обязательными операциями подготовки руды перед флотационным методом обогащения и иногда перед гравитационным и другими методами.

Процесс флотации осуществляется обычно при крупности измельчения руды менее 0,1 мм. При переработке тонковкрапленных руд измельчение проводится до крупности 0,74 и даже 0,044 мм. При этом происходит раскрытие ценных минералов, т.е. освобождение основной части их от сростков с минералами пустой породы и с другими ценными минералами, однако при этом не должно происходить переизмельчение ценных минералов, т.к. шламы ухудшают технологические процессы и снижают показатели обогащения.

Измельчение руды перед флотацией во всех случаях проводится в сочетании с классификацией, которая в зависимости от своего назначения в схеме измельчения может быть предварительной и поверочной в замкнутом цикле, поверочной в частично замкнутом цикле и контрольной классификацией слива и песков.

Количество стадий измельчения определяется крупностью измельчения, которая зависит от размера вкрапленности ценных минералов. Крупное измельчение проводится до крупности 0,3 (0,2) при содержании в измельченном материале 50…60% класса минус 0,074 мм. При среднем измельчении в материале крупностью минус 0,3 +0,1 мм содержание класса минус 0,074 мм составляет 60…85 мм, и при тонком измельчении до крупности -0,1 мм в измельченном материале должно содержаться не менее 85% класса минус 0,074 мм.

Одностадиальные схемы измельчения и классификации (рис.61 ) применяются крайне редко и используются при получении относительно крупного продукта измельчения ( более 0,2 мм), например, перед гравитационным обогащением.

 

 

 

Рис. 61. . Одностадиальные схемы измельчения и классификации

 

Предварительная классификация исходного материала перед измельчением ( рис. 61 а) применяется для выделения из него уже готового по крупности материала, если его содержится не менее 15%. Выделение этого продукта увеличивает производительность мельницы, уменьшает ошламование руды. Предварительная классификация применяется обязательно в многостадиальных схемах перед второй, третьей стадиях и перед доизмельчением. В первой стадии измельчения предварительная классификация может применяться для отделения первичных шламов, содержащихся в исходной руде, и растворимых солей, которые оказывают вредное влияние на процесс обогащения, например, флотацию.

Для флотации обычно требуется равномерно измельченный материал определенной крупности. Поэтому измельченная руда в виде пульпы при выходе из мельницы подвергается поверочной классификации с целью выделения в слив готового по крупности продукта, направляемого на флотацию. Недоизмельченная часть материала ( пески гидроциклона) возвращается в мельницу на доизмельчения, образуя циркулирующую нагрузку. В этом случае мельница с гидроциклоном работает в замкнутом цикле (рис. 61б).

Исходная руда поступает через барабанный питатель в мельницу, из которой измельченная руда в виде пульпы плотностью 65-70% твердого через разгрузочную цапфу поступает в зумпф , откуда насосом подается в гидроциклон. Крупные частицы материала в виде песков гидроциклона самотеком поступают в барабанный питатель мельницы и в мельницу для доизмельчения. Слив гидроциклона, состоящий из мелкого материала определенной крупности, направляется на флотацию.

Замкнутый цикл измельчения и классификации позволяет выдавать равномерный по крупности продукт с минимальным количеством шламов. При этом значительно повышается производительность мельницы и снижается расход электроэнергии на измельчение. Наиболее интенсивное увеличение производительности мельниц по исходному питанию наблюдается при величине циркуляционной нагрузки от 100 до 500% ( рис. 62)

.Рис. 62. Зависимость производительности мельницы от величины циркуляционной нагрузки и схема к расчету циркуляционной нагрузки

Возвращаемая в мельницу недоизмельченная часть руды усредняет гранулометрический состав измельчаемой массы, создает в мельнице значительный слой пульпы и уменьшает расход дробящих тел и футеровки, т.к. удары шаров приходятся в основном на слой пульпы, а не на футеровку. Практически на обогатительных фабриках величина циркуляционной нагрузки составляет 200 – 300%, реже 500%. Увеличение циркуляционной нагрузки с 500 до 700% приводит к увеличению производительности мельницы всего на 4%.

При замкнутом цикле измельчения величина циркуляционной нагрузки определяется по содержанию расчетного класса ( минус 0,074 мм ) в продуктах измельчения и классификации, а также по плотности этих продуктов. Циркуляционная нагрузка – это отношение массы песков, возвращаемых в мельницу, к массе исходной руды, поступающей в мельницу, т.е.

С = , ( 68)

где С – циркулирующая нагрузка, %;

S – масса песков, т/ч ;

Q – количество исходной руды, поступающей в мельницу , т/ч.

Массу песков S можно определить по материальному балансу расчетного класса в цикле

(Q + S) α = Qβ + S θ, т/ч, ( 69)

где α , β , θ– содержание класса минус 0,074 мм в сливе мельницы, в сливе гидроциклона, в песках гидроциклона, %.

Тогда из формул (67) и (68) циркуляционная нагрузка будет равна

С = (70)

Например , по результатам ситового анализа α = 28% , β = 60% и θ = 20%.

Тогда

С =

 

Циркулирующая нагрузка по плотности продуктов измельчения и классификации определяется по материальному балансу по твердому следующим образом:

(Q + S) R = Q R2 + SR1;

QR + SR = QR2 + SR1 ;

S ( R – R1) = Q ( R2 – R),

Откуда

S =

И

С = , (71)

Где R, R1 и R2 – отношение Ж:Т ( по массе) или разжижение слива мельницы, в песках гидроциклона и в сливе гидроциклона.

Например, при R = 0,6; R1 = 0,25 и R2 = 2,7

C =

Схемы с совмещением операций предварительной и поверочной классификации (рис. 61 в) применяются при крупности исходного материала 6…8 мм, в котором содержание готового по крупности материала не менее 15%, а также во второй и в третьей стадии.

При наличии первичных шламов или при большом количестве готового по крупности материала в исходном питании применяется схема измельчения с разделением операций предварительной и поверочной классификации (рис. 61 г). При предварительной классификации шламы или готовый по крупности материал выделяется в слив, а крупный материал в виде песков направляется в мельницу, которая работает в замкнутом цикле с гидроциклоном. Слив гидроциклона является готовым по крупности продукта, а недоизмельченная часть в виде песков возвращается на измельчение.

При необходимости получения тонкоизмельченного материала и недостатке объемов измельчительного оборудования применяется схема измельчения с контрольной классификацией слива ( рис. 61 г), когда пески операций классификации направляются на измельчение в мельницу, а измельченный материал требуемой крупности выделяется в слив контрольной классификации.

Схема с открытым циклом (рис. 61 д) используются в двухстадиальных схемах при крупности исходной руды 20 мм, когда в первой стадии устанавливается стержневая мельница, а соотношение объемов мельниц первой и второй стадии составляет 1 : 2.

При переработке тонковкрапленных руд перед флотацией требуется измельчение до крупности 75% и более класса минус 0,074 мм. Для этого применяются схемы двухстадиального измельчения и классификации, основные разновидности которых представлены на рис. 63.

 

 

Рис. 63. Двухстадиальные схемы измельчения

 

В двухстадиальных схемах с открытым циклом в первой стадии ( рис. 63 а) измельчение производится сначала в стержневой мельнице, работающей в открытом цикле, а затем в шаровой, которая работает в замкнутом цикле с гидроциклонами. Эти схемы применяются на фабриках большой производительности, крупность дробленого продукта на которых составляет 20…25 мм, а крупность измельченного продукта 55…75% класса минус 0,074 мм.

Схемы двухстадиального измельчения с замкнутым циклом в первой и второй стадиях ( рис. 63 б) применяются для получения измельченного материала крупностью 75…85% класса минус 0,074 мм. По этой схеме в первой стадии измельчения устанавливается стержневая или шаровая мельницы в замкнутом цикле с грохотом или гидроциклонами, а во второй шаровая мельница с гидроциклонами. Подобная схема применяется при двухстадиальной схеме флотации ( рис. 63 в), когда слив гидроциклонов I стадии измельчения крупностью 45…55% класса минус 0,074 мм направляется на флотацию, а хвосты флотации доизмельчаются во II стадии измельчения до крупности 75…85% класса и направляются на вторую стадию флотации. Применение такой схемы обусловлено различной вкрапленностью полезных минералов и их склонностью к переизмельчению или ошламованию. Так из медных минералов переизмельчаются главным образом вторичные сульфиды ковеллин и халькозин, а также окисленные минералы меди. Тогда по двухстадиальной схеме в первой стадии флотации будут выделяться в основном вторичные сульфидные и окисленные минералы меди, а во второй стадии после измельчения до крупности 90…95% класса минус 0,074 – халькопирит, потому что содержание меди в виде халькопирита в классе минус 0,05 мм в три раза меньше, а вторичных в три раза больше, чем в руде.

По многостадиальным схемам обогащаются , например, свинцовые руды с неравномерной вкрапленностью галенита, который является хрупким минералом и поэтому легко шоамуетмя при переизмельчении. Поэтому I стадия измельчения проводится до крупности 50…60% класса минус 0,074 мм и направляется на флотацию , в которой извлекаются уже свободные зерна галенита. Тонковкрапленные во вмещающие породы зерна галенита, не сфлотированные в I стадии флотации направляются вместе с хвостами флотацию на II стадию измельчения и классификации, где они доизмельчаются до крупности 85…95% класса минус 0,074 мм. При измельчении до такой крупности происходит раскрытие тонких зерен галенита, которые флотируются в последующей стадии флотации.

Измельчение руд в три стадии (рис. 64) с межцикловыми операциями флотации применяется при наличии в руде крепких пород и весьма тонкой неравномерной вкрапленности полезных минералов.

 

Рис. 64. Трехстадиальная схема измельчения с межстадиальным обогащением

 

 

2.8. Дезинтеграция и промывка

2.8.1. Процессы дезинтеграции и промывки

Дезинтеграция и промывка как подготовительные операции применяются при обогащении руд и особенно россыпей, содержащих глину, которая цементирует минералы и затрудняет процессы обогащения.

Наиболее часто дезинтеграция и промывка применяется при обогащении россыпей – золотосодержащих, алмазосодержащих, оловянных, вольфрамитовых, титановых, титано-цирконовых, в которых полезные минералы хоть и находятся в свободном состоянии, но сцементированы глиной и песком. Кроме того, в этих россыпях содержится пустая порода в виде валунов и Гали, не содержащих ценные минералы.

Дезинтеграция и промывка применяются также как процессы обогащения при переработке руд черных металлов, фосфоритов, строительных материалов и др.

Для эффективного обогащения россыпей гравитационными методами необходимо освободить ценные минералы от глины и песка путем дезинтеграции, т.е. разрыхления и диспергирования с последующей промывкой и удалением глинистого материала. При дезинтеграции сцементированный материала разрушается и зерна ценных минералов освобождаются от глины и пустой породы. Так как дезинтеграция обычно совмещается с промывкой, то входящая в состав материала глина отмывается в виде ила или шлама.

При обогащении руд и россыпей цветных и редких металлов процесс дезинтеграции и промывки являются вспомогательными. По гранулометрическому составу россыпи подразделяются на валуны ( плюс 100 мм), галю ( минус 100 + 25 мм), эфеля ( минус 25 + 0,2 мм) и

ила или шламы ( минус 0,2 или минус 0,1 мм). Кроме того, россыпи характеризуются промывистотью или дезинтегрируемостью, которая определяется содержанием глины ( табл. 35).

 

Таблица 35. Классификация россыпей по промывистости

Категория Россыпи Содержание глины,% Расход воды на 1 м3 песков, м3 Количество шламов, <0,1мм,%
I Легкопромывистые менее 10 3…5
II Среднепромывистые 10…15 5…8 10…15
III Труднопромывистые 15…30 6…12 15…20
IV Весьма труднопромывистые более 30 12…30

 

После дезинтеграции и промывки пески классифицируются по крупности грохочением в том же аппарате, что и дезинтеграция или на грохотах. При грохочении выделяется крупный материал – валуны и галя, которые не содержат ценных минералов и поэтому отправляются в отвал, мытые пески, направляемые на обогащение, и глинистый материал илы или шламы, отправляемые также в отвал.









Что делает отдел по эксплуатации и сопровождению ИС? Отвечает за сохранность данных (расписания копирования, копирование и пр.)...

Что вызывает тренды на фондовых и товарных рынках Объяснение теории грузового поезда Первые 17 лет моих рыночных исследований сводились к попыткам вычис­лить, когда этот...

Система охраняемых территорий в США Изучение особо охраняемых природных территорий(ООПТ) США представляет особый интерес по многим причинам...

Что будет с Землей, если ось ее сместится на 6666 км? Что будет с Землей? - задался я вопросом...





Не нашли то, что искали? Воспользуйтесь поиском гугл на сайте:


©2015- 2021 zdamsam.ru Размещенные материалы защищены законодательством РФ.