ИТС 23-2017. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Добыча и обогащение руд цветных металлов

(утв. Приказом Росстандарта от 15.12.2017 № 2839)

ИСТОРИЯ ИЗМЕНЕНИЙ НОРМАТИВНО-ТЕХНИЧЕСКИХ АКТОВ

flowchart LR
  n0["ИТС 23-2017"]:::rst
  click n0 "https://bukva.ai/docs/spravochnik-its-23-2017" "ИТС 23-2017. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Добыча и обогащение руд цветных металлов (утв. Приказом Росстандарта от 15.12.2017 N 2839)"
  n1["ИТС 23-2025"]:::doc
  click n1 "https://bukva.ai/docs/spravochnik-its-23-2025" "ИТС 23-2025. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Добыча и обогащение руд цветных металлов (утв. Приказом Росстандарта от 27.11.2025 N 2580)"
  n0 --> n1
classDef rst fill:#FFEBEB,stroke:#8B0000,color:#000;
classDef doc fill:#EBFFEB,stroke:#006400,color:#000;
classDef notEnt fill:#FFFFEB,stroke:#FF8C00,color:#000;

Утвержден Приказом Росстандарта от 15 декабря 2017 г. № 2839

ИНФОРМАЦИОННО-ТЕХНИЧЕСКИЙ СПРАВОЧНИК ПО НАИЛУЧШИМ ДОСТУПНЫМ ТЕХНОЛОГИЯМ

ДОБЫЧА И ОБОГАЩЕНИЕ РУД ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ

Extraction and refining of non-ferrous metals

ИТС 23-2017

Дата введения 1 июня 2018 года

Введение

Настоящий информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям «Добыча и обогащение руд цветных металлов» (далее — справочник НДТ) является документом по стандартизации, разработанным в результате анализа технологических, технических и управленческих решений, применяемых при добыче и обогащении руд цветных металлов.

В соответствии с положениями Федерального закона от 10 января 2002 г. № 7-ФЗ «Об охране окружающей среды» [1], объекты, оказывающие воздействие на окружающую среду, подразделяются на четыре категории.

Предприятия первой категории обязаны получать комплексные экологические разрешения на осуществление своей деятельности.

Общая цель комплексного подхода к экологическому нормированию хозяйственной деятельности заключается в совершенствовании регулирования и контроля производственных процессов с целью обеспечения высокого уровня защиты окружающей среды.

Хозяйствующие субъекты должны осуществлять все необходимые меры, направленные на предотвращение загрязнения окружающей среды и рациональное использование природных ресурсов, в частности, посредством внедрения НДТ, обеспечивающих выполнение экологических требований.

Краткое содержание справочника НДТ

Введение. Представлено краткое содержание настоящего справочника НДТ.

Предисловие. Указана цель разработки справочника НДТ, его статус, законодательный контекст, краткое описание процедуры создания в соответствии с установленным порядком, а также взаимосвязь с аналогичными международными документами.

Область применения. Описаны основные виды деятельности, на которые распространяется настоящий справочник НДТ.

Раздел 1. В разделе 1 представлена информация о состоянии и уровне развития добычи и обогащения руд цветных металлов в Российской Федерации. Описаны основные предприятия-производители и потребители цветных металлов, географическое расположение горно-обогатительных предприятий, вещественный состав и характеристика руд цветных металлов, качество товарной продукции. Также в разделе 1 приведен краткий обзор экологических аспектов добычи и обогащения руд цветных металлов.

Раздел 2. В разделе 2 представлено описание типовых процессов добычи и обогащения руд и россыпей цветных металлов, управления отходами горного производства, очистки сточных и кондиционирования оборотных вод.

Приведены сведения о химических и физических методах интенсификации процессов разделения минералов, методах обработки реагентов перед флотацией и их дозирования в процесс с целью сокращения расхода, методах энерго- и ресурсосбережения в процессах рудоподготовки и обогащения, мероприятиях по снижению потерь металлов с отвальными хвостами, уровне потребления основных и вспомогательных производственных материалов, контроле и управлении процессами обогащения руд цветных металлов и отходов горно-металлургических производств.

Раздел 3. В разделе 3 приведена информация о регламентируемых и фактических уровнях эмиссий в окружающую среду для существующих технологических процессов и дана оценка потребления сырья, топлива, вторичных сырьевых и энергетических ресурсов, характерных для добычи и обогащения руд и россыпей цветных металлов и отходов горно-металлургических производств в Российской Федерации, с указанием применяемых методов определения.

Раздел подготовлен на основе данных, представленных предприятиями РФ в рамках разработки настоящего справочника НДТ, а также различных литературных источников.

Раздел 4. В разделе 4 описаны подходы к определению НДТ, применяемые при разработке настоящего справочника НДТ, и соответствующие Правилам определения технологии в качестве наилучшей доступной технологии, а также разработки, актуализации и опубликования информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям (утверждены постановлением Правительства РФ от 23.12.2014 г. № 1458) и Методическим рекомендациям по определению технологии в качестве наилучшей доступной технологии (утверждены приказом Министерства промышленности и торговли РФ от 31.03.2015 г. № 665).

Раздел 5. В разделе 5 приведено краткое описание НДТ для процессов добычи и обогащения руд, в том числе технические и технологические решения и методы минимизации негативного воздействия на окружающую среду при процессах добычи открытым способом, подземным способом, процессах рудоподготовки и обогащения. Описаны технологии обращения с отходами и побочными продуктами производства, обеспечивающие рост ресурсосбережения и энергоэффективности, снижение уровня эмиссий загрязняющих веществ в окружающую среду.

Раздел 6. В разделе 6 приведены доступные сведения об экономических аспектах реализации НДТ на горно-обогатительных предприятиях Российской Федерации.

Раздел 7. В разделе 7 приведены сведения о перспективных технологических и технических решениях (не применяемых в России на момент подготовки настоящего справочника НДТ, но находящихся на стадии научно-исследовательских и опытно-конструкторских работ или опытно-промышленного внедрения), позволяющих повысить эффективность производства и снизить влияние на окружающую среду эмиссий загрязняющих веществ и отходов горно-обогатительного производства. Указаны условия, при которых перспективные технологии станут доступными экономически и технически.

Заключительные положения и рекомендации. Приведены сведения о членах технической рабочей группы (ТРГ 23), принимавших участие в разработке настоящего справочника НДТ. Даны рекомендации горно-обогатительным предприятиям по дальнейшим исследованиям экологических аспектов их деятельности.

Библиография. Приведен перечень источников информации, использованных при разработке настоящего справочника НДТ.

Предисловие

Цели, основные принципы и порядок разработки настоящего справочника НДТ установлены постановлением Правительства РФ от 23.12.2014 г. № 1458 «О порядке определения технологии в качестве наилучшей доступной технологии, а также разработки, актуализации и опубликования информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям» [2].

1 Статус документа

Настоящий справочник НДТ является документом по стандартизации.

2 Информация о разработчиках

Настоящий справочник НДТ разработан технической рабочей группой «Добыча и обогащение руд цветных металлов» (ТРГ 23), состав которой утвержден приказом Росстандарта от 28 декабря 2016 г. № 2026 «О создании технической рабочей группы „Добыча и обогащение руд цветных металлов“.»

Перечень организаций и их представителей, принимавших участие в разработке настоящего справочника НДТ, приведен в разделе «Заключительные положения и рекомендации».

Настоящий справочник НДТ представлен на утверждение Бюро наилучших доступных технологий (далее — Бюро НДТ) (www.burondt.ru).

3 Краткая характеристика

Справочник НДТ содержит описание применяемых при добыче и обогащении руд и россыпей цветных металлов и отходов горно-металлургических производств технологических процессов, оборудования, технических способов, методов, в том числе позволяющих снизить негативное воздействие на окружающую среду, потребление воды и сырья, повысить энергоэффективность. Из числа описанных технологических процессов, оборудования, технических способов, методов определены решения, являющиеся НДТ. В справочнике НДТ установлены технологические показатели НДТ, где это необходимо и возможно.

4 Взаимосвязь с международными, региональными аналогами

Справочник НДТ разработан в соответствии с Федеральным законом [1] (статья 28.1, пункт 7) на основе результатов анализа отрасли в Российской Федерации и с учетом материалов проекта справочника Европейского союза по наилучшим доступным технологиям по обращению с отходами и пустыми породами горнодобывающей промышленности (BREF for the Management of Waste from the Extractive Industries) [3].

5 Сбор данных

Информация о технологических процессах, оборудовании, технических способах, методах, применяемых при добыче и обогащении руд и россыпей цветных металлов и отходов горно-металлургических производств в Российской Федерации, собрана в соответствии с Порядком сбора данных, необходимых для разработки информационно-технического справочника по наилучшим доступным технологиям и анализа приоритетных проблем отрасли, утвержденным приказом Минпромторга России от 18 апреля 2017 г. № 1234.

6 Взаимосвязь с другими справочниками НДТ

Взаимосвязь настоящего справочника НДТ с другими справочниками НДТ, разрабатываемыми в соответствии с распоряжением Правительства РФ от 31 октября 2014 г. № 2178-р [4], отражена в разделе «Область применения».

7 Информация об утверждении, опубликовании и введении в действие

Справочник НДТ утвержден приказом Росстандарта от 15 декабря 2017 г. № 2839 и введен в действие с 1 июня 2018 г., официально опубликован в информационной системе общего пользования — на официальном сайте Федерального агентства по техническому регулированию и метрологии в сети Интернет (www.gost.ru).

Область применения

Настоящий справочник НДТ распространяется на следующие основные виды деятельности:

• добычу и обогащение руд и россыпей цветных металлов <1>;
• добычу и обогащение отходов горно-металлургических производств;
• технологические процессы, применяемые при добыче и обогащении руд и россыпей цветных металлов и отходов их переработки.

<1> В соответствии с кодами ОКВЭД (см Приложение А)

Справочник НДТ также распространяется на процессы, связанные с основными видами деятельности, которые могут оказать влияние на объемы эмиссий и (или) масштабы загрязнения окружающей среды:

• производственные процессы добычи (подготовительные работы — проходка и крепление выработок, очистная выемка и вспомогательные процессы — транспортировка и управление качеством руд, доставка людей, материалов и оборудования, содержание выработок в рабочем состоянии, вентиляция, водоотлив и др.) и обогащения (подготовительные — дробление, измельчение, классификация в воздушной и водной средах, основные — гравитационное обогащение, магнитное обогащение, электрическое обогащение, специальные — усреднение руд, рудосортировка, избирательные методы раскрытия минералов, комбинированные процессы, вспомогательные — сгущение, фильтрование и сушка, химические процессы в комбинированных схемах обогащения руд) руд и россыпей цветных металлов и отходов горно-металлургических производств;
• методы предотвращения и сокращения эмиссий и образования отходов;
• хранение и транспортировка продукции, пустой породы и хвостов обогащения.

Общие процессы и методы, относящиеся ко всей горнодобывающей промышленности, описаны в справочнике НДТ ИТС 16-2016 «Горнодобывающая промышленность. Общие процессы и методы».

Информация, относящаяся к металлургическому производству цветных металлов, содержится в следующих справочниках НДТ (названия справочников НДТ даны в редакции распоряжения Правительства Российской Федерации от 31 октября 2014 г. № 2178-р):

1 ИТС 3-2015 «Производство меди»;

2 ИТС 11-2016 «Производство алюминия»;

3 ИТС 12-2016 «Производство никеля и кобальта»;

4 ИТС 13-2016 «Производство свинца, цинка и кадмия»;

5 ИТС 14-2016 «Производство драгоценных металлов»;

6 ИТС 24-2017 «Производство редких и редкоземельных металлов».

Добыча руд и песков драгоценных металлов (золота, серебра и металлов платиновой группы) описана в ИТС 49-2017 «Добыча драгоценных металлов». Описание добычи и обогащения железных руд приведено в ИТС 25-2017 «Добыча и обогащение железных руд».

Дополнительные виды деятельности при добыче и обогащении руд цветных металлов приведены в таблице.

1.1.1 Медные руды

Россия располагает значительной сырьевой базой меди — запасы металла составляют почти 98 млн т, из которых 70 млн т подсчитаны по категориям A + B + C1. Запасы меди высоких категорий разрабатываемых и осваиваемых месторождений составляют 58 млн т, что сопоставимо с сырьевой базой меди США и уступает лишь чилийской и перуанской. Российская Федерация имеет перспективы наращивания сырьевой базы меди, однако прогнозные ресурсы категории P1 составляют всего 12,6 млн т, а большая часть прогнозных ресурсов оценена по категориям P2 и P3 (см. таблицу 1.1).

Таблица 1.1

Состояние МСБ меди РФ на 01.01.2016 [5]

Россия занимает седьмое место в мире по добыче меди, ежегодно обеспечивая около 4% мирового рудничного производства. Безусловным лидером по добыче меди является Чили. Среднее содержание меди в рудах довольно низкое (0,4% — 1%), однако это компенсируется значительными масштабами оруденения, а также присутствием в промышленных количествах молибдена, золота и серебра.

Более трети российских запасов меди сосредоточено в сульфидных медно-никелевых месторождениях Норильского рудного района Красноярского края, крупнейшие из которых — Октябрьское и Талнахское — по количеству запасов не имеют аналогов в мире среди объектов данного типа. Среднее содержание меди в их рудах составляет 1,11% — 1,62%, однако в «медистых» рудах оно возрастает до 2,58% — 4,54%, сплошных (богатых) — до 3,4% — 4,06%, а на некоторых участках достигает 9%.

Запасы меди и объемы ее производства в РФ приведены в таблице 1.2. Распределение запасов и ресурсов меди категории P1 по субъектам РФ приведено на рисунке 1.1.

Таблица 1.2

Запасы меди и объемы ее производства в РФ [5]

Рисунок 1.1 — Распределение запасов и ресурсов меди категории P1 по субъектам РФ, млн т [5]

В Канской металлогенической зоне на юге Красноярского края разведаны среднее Верхнекингашское и мелкое Кингашское месторождения с бедными вкрапленными рудами.

Значительное количество запасов меди (22,7 млн. т) сосредоточено в недрах Забайкальского края, причем почти 20 млн. т — в гигантском Удоканском месторождении медистых песчаников, руды которого содержат в среднем 1,56% меди, а также серебро.

Более 20% отечественных запасов меди заключено в месторождениях Южного и Среднего Урала, преимущественно медно-колчеданного типа. Крупнейшим из них является Гайское месторождение в Оренбургской области с запасами 4,8 млн. т меди при ее среднем содержании в рудах 1,3%; на объекте также подсчитаны запасы цинка, золота, серебра и кадмия.

Крупнейшее в России медно-порфировое месторождение Малмыжское, заключающее более 5 млн. т меди, находится в Хабаровском крае. Руды месторождения бедные, в среднем они содержат 0,41% Cu.

Рисунок 1.2 — Основные месторождения меди и распределение ее добычи (включая добычу из руд техногенных месторождений) по субъектам Российской Федерации, тыс. т [5]

Таблица 1.3

Основные месторождения меди в РФ [5]

Практически все запасы меди Республики Тыва связаны с крупным медно-порфировым месторождением Ак-Сугское, запасы которого составляют 3,6 млн. т меди при ее среднем содержании в рудах 0,67%.

Самыми богатыми рудами (среднее содержание меди 0,83%) среди отечественных медно-порфировых объектов характеризуется крупное месторождение Песчанка в Чукотском автономном округе, вмещающее 3,7 млн. т меди.

Более 2 млн. т меди заключено в сульфидных медно-никелевых и малосульфидных платиноидных месторождениях Мурманской области, крупнейшим из которых является Ждановское с запасами меди немногим менее 1 млн. т.

Примерно такое же количество запасов меди (2,2 млн. т) сконцентрировано в месторождениях республик Северного Кавказа. Самым крупным из них является медноколчеданное месторождение Кизил-Дере в Республике Дагестан с запасами 1,17 млн. т меди и богатыми рудами, содержащими в среднем 2,14% металла.

В мелких и комплексных медьсодержащих месторождениях запасы меди подсчитаны и в других регионах России: в Алтайском, Камчатском и Приморском краях, республиках Саха (Якутия), Хакасия, Бурятия, Карелия, Алтай, Северная Осетия-Алания, Кемеровской, Воронежской и Магаданской областях и Кабардино-Балкарской Республике.

Государственным балансом запасов полезных ископаемых Российской Федерации учтено 171 коренное месторождение меди, в том числе 100 существенно медных и 71 комплексное медьсодержащее; на 12 из них подсчитаны только забалансовые запасы. В распределенном фонде недр учитывается 112 объектов, в том числе пять с забалансовыми запасами. Не лицензировано 59 месторождений. Практически все объекты нераспределенного фонда мелкие по масштабу, за исключением трех средних: Кизил-Дере в Республике Дагестан, Комсомольского в Оренбургской области и Култуминского в Забайкальском крае.

<*> Оценка

Рисунок 1.3 — Добыча меди российскими компаниями в 2015 г., тыс. т [5]

Государственным балансом также учитываются шесть техногенных месторождений: четыре в Свердловской области и по одному в Мурманской области и Красноярском крае с суммарными запасами 91,3 тыс. т меди. Из них не лицензированы два объекта в Свердловской области.

В 2015 г. из российских недр добыто 870,1 тыс. т меди, а с учетом добычи на техногенных объектах — 879,5 тыс. т. Добыча велась на 50 коренных месторождениях, в том числе 40 существенно медных и десяти комплексных медьсодержащих, а также на двух техногенных месторождениях с извлечением меди в концентрат. Кроме того, на восьми комплексных месторождениях добывались медьсодержащие руды, медь из которых была полностью потеряна при обогащении и металлургическом переделе.

Почти половина (48%) российской меди добыта на месторождениях Норильского рудного района, еще 46% обеспечили рудники Южного и Среднего Урала. Остальной объем металла получен в основном на месторождениях Республики Тыва, Мурманской области и Карачаево-Черкесской Республики.

Более половины российской меди в 2015 г. добыли предприятия вертикально-интегрированного холдинга ПАО «ГМК „Норильский никель“: 425 тыс. т добыто на месторождениях Норильского рудного района в Красноярском крае (включая 0,4 тыс. т меди, добытой на техногенном месторождении Хвостохранилище № 1 НОФ), еще 18,4 тыс. т обеспечили объекты Печенгской группы в Мурманской области.»

Более трети добычи красного металла (316,5 тыс. т) обеспечили предприятия вертикально-интегрированного холдинга ОАО «УГМК», разрабатывающие месторождения на Южном и Среднем Урале, а также Алтае и Северном Кавказе. Объем добычи компании включает 9 тыс. т меди, полученной на техногенном объекте Шлакоотвал медеплавильного производства СУМЗ в Свердловской области.

Предприятия еще одной российской вертикально-интегрированной компании — ЗАО «Русская медная компания» (ЗАО «РМК») — в 2015 г. добыли 98,4 тыс. т меди. Основной объем (64,1 тыс. т) обеспечило ЗАО «Михеевский ГОК» на Михеевском медно-порфировом месторождении в Челябинской области, остальное количество металла добыто на медно-колчеданных месторождениях Оренбургской области и Республики Башкортостан, а также на Гумешевском месторождении медистых глин в Свердловской области, где компания ОАО «Уралгидромедь» методом подземного выщелачивания с последующим электролизом растворов получила 1,4 тыс. т меди.

Оставшаяся часть меди (21,2 тыс. т) добыта прочими компаниями на мелких медных и комплексных медьсодержащих объектах.

1.1.2 Никелевые руды

В российских недрах заключено более десятой части мировых запасов никеля — по их количеству в разрабатываемых и осваиваемых месторождениях страна занимает второе место в мире, уступая только Индонезии. Кроме того, страна обеспечивает седьмую часть мировой добычи, являясь одним из ведущих продуцентов вслед за Филиппинами. Данные о состоянии МСБ никеля РФ на 01.01.2016 приведены в таблице 1.4.

Таблица 1.4

Состояние МСБ никеля РФ на 01.01.2016 [5]

Сульфидные медно-никелевые руды, лежащие в основе отечественной сырьевой базы, характеризуются комплексностью, помимо никеля также являясь источником меди, благородных металлов, кобальта и некоторых других металлов. Другие геолого-промышленные типы, в том числе латеритный (силикатный кобальто-никелевый), значимый для сырьевых баз ряда зарубежных стран, имеют подчиненную роль в структуре МСБ страны.

Более 73% запасов заключено в комплексных сульфидных рудах Красноярского края. По международному стандарту JORC запасы Октябрьского и Талнахского месторождений в совокупности составляют 6,3 тыс. т никеля. В районе разрабатывается крупное месторождение Норильск-1, преимущественно во вкрапленных бедных рудах которого заключено более 4% балансовых запасов страны при среднем содержании никеля 0,35 г/т.

Данные по запасам и добыче никеля в РФ приведены в таблице 1.5.

Таблица 1.5

Запасы и добыча никеля в РФ [5]

Существенно меньшие запасы — чуть более 14% — находятся на территории Мурманской области в пределах северной части Карело-Кольской провинции; регион является вторым по значимости в сырьевой базе никеля страны. Здесь основные запасы металла приурочены к сульфидным медно-никелевым месторождениям Печенгского рудного района. Руды подобны норильским объектам, однако существенно беднее и сложены, преимущественно, вкрапленными разностями — среднее содержание никеля в запасах самого крупного из группы, Ждановского, составляет 0,67%.

К Восточно-Уральской провинции приурочены все запасы никеля в силикатных (латеритных) кобальт-никелевых рудах — более 9% российских. Месторождения не отличаются значимыми запасами и высококачественными рудами в сравнении с мировыми аналогами. В недрах наиболее крупного месторождения силикатного никеля — Буруктальского в Оренбургской области — заключено 5,5% запасов страны; содержание металла в среднем составляет 0,63%. Средние концентрации в рудах остальных месторождений не превышают 1%. Исключением является мелкое месторождение Черемшанское в Челябинской области, где среднее содержание никеля вдвое выше.

В Воронежской области запасы комплексных сульфидных медно-никелевых руд Еланского и Елкинского месторождений представляют собой почти 2% российских, среднее содержание металла в преимущественно вкрапленных рудах составляют 1,41 и 0,85% соответственно. В пределах области локализовано 200 тыс. т ресурсов никеля категории P1.

Оценены запасы никеля в комплексных сульфидных медно-никелевых рудах месторождения Кун-Манье в Амурской области (1,1% запасов), Шануч в Камчатском крае (около 0,3%). В Республике Тыва учтены запасы попутного никеля в арсенидных никель-кобальтовых рудах месторождения Ховуаксинское.

На рисунке 1.4 и в таблице 1.6 приведены данные по основным месторождениям никеля в РФ.

Рисунок 1.4 — Основные месторождения никеля и распределение его запасов, % и прогнозных ресурсов категории P1, тыс. т, по субъектам РФ [5]

Таблица 1.6

Основные месторождения никеля в РФ [5]

Государственным балансом запасов учитываются три техногенных месторождения, суммарно заключающие 54,6 тыс. т металла. В Красноярском крае на месторождении Хвостохранилище № 1 НОФ они представлены «лежалыми хвостами» обогащения — продуктами горно-обогатительного и металлургического переделов, «лежалым» пирротиновым концентратом. На месторождении Озеро Барьерное — никельсодержащими донными осадками, образованными в процессе передела сульфидных руд. В Мурманской области перерабатываются отвалы вскрышных пород и некондиционных сульфидных руд, образованные при разработке Аллареченского месторождения.

В Государственном балансе запасов полезных ископаемых учтено 59 коренных месторождений никеля, причем 14 объектов имеют только забалансовые запасы. Кроме того, учтены три разрабатываемых техногенных месторождения. Все месторождения, обладающие значимыми запасами никеля, переданы недропользователям.

Рисунок 1.5 — Динамика добычи никеля и прироста его запасов категорий A + B + C1 в результате геологоразведочных работ в 2006 — 2015 гг., тыс. т [5]

Не переданными в освоение недропользователям остаются 24 месторождения различных геолого-промышленных типов, среди них на 11 разведаны только забалансовые запасы. Среди неосвоенных только в единичных случаях руды характеризуются параметрами, схожими с разрабатываемыми объектами. Месторождения в большинстве случаев расположены в малоосвоенных районах и запасы незначительны.

Количество добытого из недр никеля за 2015 г. в РФ составило 309,4 тыс. т, сократившись по сравнению с предыдущим годом на 3%. Традиционно более 97% приходится на сульфидный никель, доля силикатного никеля в структуре добычи минимальна и в 2015 г. составила 2,5%. Кроме того, при разработке техногенных образований было получено 6,8 тыс. т металла.

Подавляющее количество металла было получено на месторождениях Норильского рудного района, обеспечивших 81% добытого никеля. Кроме того, на объекты Печенгского рудного района Мурманской области пришлось более 15% добычи. Из силикатных месторождений в Свердловской области было извлечено 2,5% металла. Кроме того, добыча сульфидного никеля в Камчатском крае составила в 2015 г. около 1,5%.

Крупнейшим продуцентом никеля как в России, так и в мире, на протяжении многих лет остается вертикально-интегрированная компания ПАО «ГМК „Норильский никель“. В горнорудных активах холдинга сосредоточено более 70% отечественных запасов никеля, разработка которых позволяет обеспечивать в среднем более 90% годовой добычи в стране. В мировом масштабе доля компания составляет до 15% извлекаемого из недр металла ежегодно.»

Дочерняя структура холдинга АО «Кольская ГМК» эксплуатирует ряд сульфидных месторождений Печенгской группы, где основная доля добытого металла приходится на Ждановское месторождение. Суммарная добыча по филиалам холдинга в 2015 г. составила 297,3 тыс. т в пересчете на никель, причем на рудники в Красноярском крае пришлось 250,5 тыс. т металла.

Разработку сульфидных руд ведет компания ЗАО «НПК „Геотехнология“ на месторождении Шануч в Камчатском крае.»

Добыча силикатных руд в 2015 г. велась только на Серовском месторождении компанией ОАО «Уфалейникель», входящей в структуру ООО «Русникель», и составила 7,4 тыс. т в пересчете на никель.

Положение России на мировой арене стабильно — отечественные продуценты высококачественной продукции обеспечены собственным сырьем для сохранения достигнутых мощностей производства в долгосрочной перспективе.

К проблеме отрасли страны относится практически полное прекращение добычи и переработки силикатных руд. Ситуация обусловлена отсутствием рентабельных технологий добычи и переработки упорных убогих силикатных руд, а также сокращением запасов на эксплуатируемых участках. В отдаленной перспективе может возникнуть проблема воспроизводства российской сырьевой базы никеля — доля распределенного фонда высока, в нераспределенном фонде находятся только нерентабельные к отработке объекты. Ресурсный потенциал в основном приурочен к флангам и глубоким горизонтам разрабатываемых месторождений; вероятность открытия новых крупных объектов низка.

1.1.3 Свинцовые и цинковые руды

Россия располагает одной из крупнейших сырьевых баз свинца и заключает 6% его мировых доказанных запасов, однако по производству свинца в концентрате обеспечивает только 2% — 3%. В то время как на Государственном балансе учитывается 17,8 млн т запасов свинца категорий B + C1 + C2, к активным запасам можно отнести лишь 5,3 млн т, или немногим более половины запасов категорий B + C1 — за вычетом не вовлеченных в освоение объектов, в том числе Холоднинского месторождения в Республике Бурятия, и технологически не извлекаемого свинца.

Состояние МСБ свинца РФ на 01.01.2016 приведено в таблице 1.7.

Таблица 1.7

Состояние МСБ свинца РФ на 01.01.2016, млн т [5]

Свинец заключается в комплексных рудах преимущественно полиметаллических месторождений, содержащих такие полезные компоненты, как цинк, медь, серебро, золото и др. Свинцовый тип руд выделен только на двух объектах, к нему относят руды Саурейского месторождения в Ямало-Ненецком АО и часть запасов Горевского месторождения в Красноярском крае. Около 1/2 российских запасов относится к богатым рудам с высоким (4% и более) содержанием свинца.

Потенциал увеличения сырьевой базы свинца в России невысок: большая часть прогнозных ресурсов металла относится к категориям низкой степени достоверности, в то время как ресурсы свинца категории P1 оцениваются всего в 3 млн. т. Наиболее перспективными для прироста запасов свинца являются металлогенические зоны в Приморском, Алтайском и Красноярском краях, а также в Архангельской области.

Более 90% российских запасов свинца разведано к востоку от Урала, в том числе около 80% — в Сибири. При этом треть металла заключена в недрах самого крупного в стране Горевского свинцово-цинкового месторождения в Красноярском крае, по качеству и масштабу оруденения сопоставимого с наиболее значимыми объектами в мире. Горевское месторождение, на котором добывается 55% — 75% российского свинца в год, относится к колчеданно-полиметаллическому геолого-промышленному типу (ГПТ) и залегает в терригенных породах докембрия. Оно заключает подавляющую часть учитываемых Государственным балансом богатых свинцовых руд. На месторождении выделяется два типа руд: свинцовые со средним содержанием свинца 6,91% и свинцово-цинковые — 5,47% Pb. Данные по месторождениям приведены на рисунке 1.6.

Рисунок 1.6 — Основные месторождения свинца и распределение его запасов и прогнозных ресурсов категории P1 по субъектам РФ [5]

Таблица 1.8

Запасы свинца и объемы его производства в РФ [9]

В Республике Бурятия разведано три месторождения, в том числе крупные Холоднинское и Озерное, главным полезным компонентом которых является цинк. Среднее содержание свинца в их рудах невысоко и составляет 0,6% и 1,17% соответственно. Холоднинское месторождение, сходное с Горевским ГПТ, заключает почти 19% российских запасов свинца. Данные по месторождениям свинца см. в таблице 1.9.

Таблица 1.9

Основные месторождения свинца в РФ [9]

В Забайкальском крае известно более двух десятков связанных со скарнами жильных, преимущественно свинцово-цинковых объектов с рудами различного качества.

В Алтайском крае разрабатываются объекты со средним содержанием свинца от 4,6%, что соответствует мировой практике. Заключающее около 3% российских Корбалихинское месторождение характеризуется относительно невысоким (2%) содержанием свинца в рудах, при явном преобладании цинка (9,85%). На флангах известных месторождений и в рудопроявлениях того же ГПТ локализованы ресурсы свинца категории P1 в количестве 556,6 тыс. т, что составляет более 18% от суммарных в стране.

В Кемеровской области свинец учитывается в недрах четырех мелких колчеданно-полиметаллических месторождений Салаирской металлогенической зоны, характеризующихся низким (менее 1%) содержанием Pb.

В Приморском крае распространены жильные полиметаллические и оловянно-свинцово-цинковые месторождения. Здесь имеются хорошие перспективы для наращивания запасов свинца.

На европейскую территорию страны приходится только 8% российских запасов свинца и более пятой части прогнозных ресурсов категории P1.

В республике Северная Осетия-Алания заключено около 2% запасов свинца и около 5% прогнозных ресурсов категории P1 в десяти мелких полиметаллических месторождениях жильного типа с содержанием свинца в рудах от 1,2% до 3,9%.

Государственным балансом запасов полезных ископаемых России учитывается 102 месторождения свинца, десять из которых содержат только забалансовые запасы. В распределенном фонде недр находится 43 объекта с рудами различного качества: от бедных до богатых, в том числе все крупные месторождения. Качество руд российских месторождений свинца неоднородно, однако неосвоенные объекты в этом отношении существенно уступают эксплуатируемым. Объекты нераспределенного фонда характеризуются преимущественно мелким масштабом оруденения.

Данные по добыче свинца в субъектах РФ в 2015 г. приведены на рисунке 1.7.

Рисунок 1.7 — Добыча свинца в субъектах РФ в 2015 г., тыс. т [5]

В 2015 г. добыча свинца в России сократилась на 28% до 171,2 тыс. т.

Свинец извлекался из недр 18 объектов. Ведущим предприятием оставался Горевский рудник компании ОАО «Горевский ГОК» в Красноярском крае, обеспечивший в 2015 г. 56% добычи свинца в стране.

Вторым по крупности продуцентом свинца из российских недр стал рудник Ново-Широкинского месторождения в Забайкальском крае компании ОАО «Ново-Широкинский рудник», нарастивший добычу до 17,3 тыс. т в 2015 г.

Компания АО «ГМК „Дальполиметалл“ добыла суммарно 12,3 тыс. т свинца; большая часть получена на рудниках Николаевского и Партизанского месторождений: 5,3 и 2,4 тыс. т соответственно.»

Компания ОАО «Сибирь-Полиметаллы» в Алтайском крае добыла 7,1 тыс. т свинца на Корбалихинском месторождении и 1,6 тыс. — на Зареченском.

На Степном месторождении в Алтайском крае компании АО «Уралэлектромедь» в 2015 г. добыто 9,8 тыс. т свинца, Кызыл-Таштыгском в Республике Тыва (ООО «Лунсин») — 8,7 тыс. т, месторождениях Нойон-Тологой в Забайкальском крае (ООО «Байкалруд») и Гольцовом в Магаданской области (АО «Серебро Магадана») — по 5 тыс. т.

Россия обладает одной из крупнейших в мире сырьевых баз свинца. Однако основная часть качественных запасов сосредоточена в практически единственном сопоставимом с зарубежными объектами крупном Горевском месторождении, запасы которого для подземной отработки в 2015 г. существенно сократились в результате переоценки. Кроме того, почти пятая часть российского свинца заключена в бедных рудах Холоднинского месторождения, ввод в эксплуатацию которого в ближайшее время маловероятен.

Расширение действующих производств и создание новых предприятий по добыче свинца в основном имеет целью увеличение экспортных поставок его руд и концентратов. Для экспорта продукции с высокой добавленной стоимостью требуется создание металлургических заводов, выпускающих свинец из концентратов, строительство которых связано с высокими экологическими рисками и требует крупных инвестиций.

На рисунке 1.8 приведены данные по производству свинца в свинцовом концентрате в 2015 г.

Рисунок 1.8 — Производство свинца в свинцовом концентрате в 2015 г., тыс. т [5]

Российская сырьевая база заключает около десятой части мировых запасов цинка, Государственным балансом запасов учитываются запасы цинка категорий A + B + C1 + C2 в 59,8 млн. т. По качеству сырья отечественные месторождения соответствуют мировым аналогам. Однако большая часть российского металла добывается из медно-колчеданных руд с низким содержанием цинка, когда в мире основными поставщиками сырья для производства цинковых концентратов выступают богатые цинком свинцово-цинковые полиметаллические и серебро-полиметаллические месторождения. В собственный концентрат в среднем извлекается только 60% — 65% добываемого из российских недр цинка. Среди продуцентов цинка в концентратах страна не занимает лидирующих позиций — на долю России приходится до 2% мирового выпуска.

В таблице 1.10 показано состояние МСБ цинка РФ на 01.01.2016.

Таблица 1.10

Состояние МСБ цинка РФ на 01.01.2016, млн т [9]

До 70% российских запасов цинка сосредоточено в Сибирском регионе, в том числе 50% только в Республике Бурятия, где локализованы два крупнейших колчеданно-полиметаллических месторождения — Озерное и Холоднинское. Оба месторождения характеризуются высоким содержанием цинка (около 6% и 4% соответственно).

В Красноярском крае расположено Горевское месторождение с бедными по цинку рудами, главным компонентом которых является свинец: объект заключает около 3% российских запасов цинка.

На Среднем и Южном Урале в рудах медно-колчеданных объектов сосредоточена пятая часть запасов цинка. В их числе важнейшие для отечественной промышленности Гайское, Узельгинское, Учалинское, Юбилейное. В регионе локализовано 3,1 млн т ресурсов категории P1 с относительно низким (0,7% — 2,9%) содержанием цинка в рудах.

Перспективы прироста российской сырьевой базы цинка незначительны: ресурсы категории P1 оцениваются в 10,7 млн. т.

Государственным балансом запасов РФ учтено 151 месторождение с запасами цинка; в том числе 20 — только с забалансовыми. В распределенном фонде недр числятся 74 объекта, включая большинство значимых месторождений. Не переданными в освоение остаются преимущественно мелкие, а также средние по запасам цинка объекты. Учитывается техногенное месторождение Шлакоотвал медеплавильного производства Среднеуральского медеплавильного завода, заключающее запасы цинка, отнесенные к забалансовым из-за отсутствия рентабельной технологии его извлечения.

Данные по основным месторождениям цинка приведены на рисунке 1.9 и в таблице 1.11.

Рисунок 1.9 — Основные месторождения цинка и распределение его запасов и прогнозных ресурсов категории P1 по субъектам РФ, млн т [5]

Таблица 1.11

Основные месторождения цинка в РФ [5]

В 2015 г. в России достигнут рекордный уровень добычи цинка — 388,8 тыс. т, что оказалось на 10% выше уровня прошлого года. Рудники Уральского региона обеспечили 56% добычи цинка; рудники Сибири, благодаря 3,5-кратному увеличению добычи металла на Кызыл-Таштыгском месторождении в Республике Тыва, — 37,1%; на Дальнем Востоке добыто 5,9% российского цинка; в небольших количествах цинк добывался на Урупском медно-колчеданном месторождении в Карачаево-Черкесской Республике.

В то время как цинк добывался 19 компаниями на 36 месторождениях, крупнейшим продуцентом металла из недр в России оставалась компания ОАО «УГМК».

Данные по добыче цинка в субъектах РФ в 2015 г. приведены на рисунке 1.10.

Рисунок 1.10 — Добыча цинка в субъектах РФ в 2015 г., тыс. т [5]

В 2015 г. АО «Учалинский ГОК» нарастило добычу цинка на 12% — до 122,2 тыс. т, что составило 31,4% его российской добычи. АО «Сибайский ГОК» добыто 3,9 тыс. т цинка. Среди других подконтрольных УГМК компаний, суммарно обеспечивших 28,3%, или 109,9 тыс. т, российской добычи цинка, наибольшими объемами отличаются ПАО «Гайский ГОК» (30,9 тыс. т цинка в 2015 г.), АО «Уралэлектромедь» (25,8 тыс. т) и ОАО «Сибирь-Полиметаллы» (18,9 тыс. т).

Новым участником в списке крупных продуцентов стала компания с китайским капиталом ООО «Лунсин» — 70,7 тыс. т цинка, что составило 18,2% российской добычи.

Данные по добыче цинка российскими горнодобывающими компаниями в 2015 г. приведены на рисунке 1.11.

Рисунок 1.11 — Добыча цинка российскими горнодобывающими компаниями в 2015 г., тыс.

Более пятой части добываемого в стране цинка суммарно пришлось на долю ЗАО «Русская медная компания» (6,9%), ОАО «Горевский ГОК» (5,4%), АО «ГМК „Дальполиметалл“ (4,9%), ООО „Байкалруд“ (2,1%), ОАО „Ново-Широкинский рудник“ (1,4%), АО „Серебро Магадана“ (1,1%) и НАО „Башкирское ШПУ“ (0,3%).»

Несмотря на то, что в стране добыча цинка по мировым масштабам невелика, благодаря одной из крупнейших в мире сырьевой базе цинка отечественная промышленность обладает существенным потенциалом для укрепления позиций России на мировом рынке.

Вероятность роста добычи металла в ближайшие годы связана с началом подземной отработки Юбилейного месторождения в Республике Башкортостан и вовлечением в эксплуатацию крупных свинцово-цинковых Озерного (Республика Бурятия) и Павловского (Архангельская область) месторождений, последнее из которых относится к низкорентабельным объектам. Меньшее влияние может оказать разработка медно-колчеданных Подольского и Ново-Учалинского месторождений в Республике Башкирия.

Для поддержания стабильности добычи цинка на перспективу необходимо прежде всего обеспечение запасами уже существующих предприятий.

1.1.4 Руды и россыпи олова

Российская сырьевая база олова является одной из крупнейших в мире — учитываемые Государственным балансом запасы металла составляют около 2,17 млн т. При этом имеются перспективы их значительного прироста — только прогнозные ресурсы категории P1, имеющие наибольшую достоверность, составляют почти 612 тыс. т.

В таблице 1.12 приведены данные о состоянии МСБ олова РФ на 01.01.2016.

Таблица 1.12

Состояние МСБ олова РФ на 01.01.2016, тыс. т [9]

Основная часть запасов олова (более 86%) сосредоточена в разномасштабных коренных месторождениях оловянных руд неоднородного качества (среднее содержание Sn варьируется от менее 0,1% до более 5%), преимущественно относящихся к касситерит-силикатному и касситерит-кварцевому геолого-промышленным типам (в мире главными источниками олова являются апоскарновые и касситерит-сульфидные объекты). Россыпи, обеспечивающие около трети мировой добычи металла, в России играют второстепенную роль — в них заключено менее 11% запасов страны. Еще около 3% запасов приходится на долю коренных комплексных месторождений оловосодержащих руд, где содержание попутного Sn, как правило, находится на уровне сотых долей процента.

В таблице 1.13 приведены данные по запасам и производству олова в концентратах в РФ.

Таблица 1.13

Запасы олова и производство олова в концентратах в РФ [9]

В 2015 г. в разрабатываемых месторождениях содержалось около 36% российских запасов олова, или 776,5 тыс. т металла. По величине этих запасов Россия занимает второе (после Китая) место в мире, однако по объемам добычи металла страна не входит даже в первую десятку мировых продуцентов.

Крупнейшие запасы олова (около 36% российских) сосредоточены в Республике Саха (Якутия). Основная часть металла заключена в коренных объектах, в основном относящихся к касситерит-силикатному типу. Главным из них является крупнейшее в стране (с запасами почти 256 тыс. т олова) Депутатское месторождение богатых (1,15% Sn) руд. Также на территории республики находятся две уникальные россыпи — ручьев Тирехтях и Одинокий; в каждой из них заключено более 50 тыс. т олова при его содержании в песках более 800 г/м3, причем имеются перспективы прироста запасов первой из них.

Данные по основным месторождениям олова приведены на рисунке 1.12 и в таблице 1.14.

Рисунок 1.12 — Основные месторождения и распределение запасов и ресурсов категории P1 олова по субъектам РФ, тыс. т [9]

Таблица 1.14

Основные месторождения олова в РФ [9]

Значительные запасы олова (около 38% российских) сконцентрированы в месторождениях Приморского и Хабаровского краев. Крупнейшим из них (8,6% запасов страны) является месторождение Тигриное, содержащее бедные (0,12% Sn) касситерит-кварцевые руды с попутным вольфрамитом. С экономической точки зрения главным объектом не только региона, но и России в целом в настоящее время является Правоурмийское месторождение богатых (1,16% Sn) руд в Хабаровском крае, так как только здесь ведется товарная добыча олова.

Основная часть запасов Чукотского АО, где разведано более 15% российских запасов олова, заключена в бедных (0,2% — 0,3% Sn) касситерит-кварцевых с вольфрамитом рудах месторождений Пыркакайского рудного узла. Перспективы прироста запасов здесь отсутствуют.

Сравнительно крупными запасами олова (около 6% общероссийских) располагает Забайкальский край. Более 80% его запасов сконцентрировано в бедных (0,17% Sn) комплексных касситерит-сульфидно-сульфосольных рудах Шерловогорского месторождения.

Государственным балансом запасов учитывается 270 месторождений олова (123 коренных и 147 россыпных), 57 из них (34 коренных и 23 россыпных) содержат только забалансовые запасы. Также на государственном учете стоят четыре техногенных месторождения.

Данные по добыче олова российскими компаниями в 2015 г. приведены на рисунке 1.13.

Рисунок 1.13 — Добыча олова российскими компаниями в 2015 г., т [9]

В распределенном фонде недр находятся 15 коренных объектов и одна россыпь. Руды целого ряда не переданных в освоение месторождений не уступают, а иногда превосходят по качеству руды лицензированных объектов.

В 2015 г. добыча олова в России выросла по сравнению с 2014 г. почти на 44% и составила 1633 против 1136 т годом ранее. Практически весь металл (1613 т) был извлечен из недр Правоурмийского месторождения в Хабаровском крае, эксплуатируемого ООО «Правоурмийское». В результате переработки руды, осуществляемой на собственной обогатительной фабрике, компания получила 575 т олова в концентрате (извлечение 34%), что примерно на 80% превысило результат 2014 г.

В незначительных количествах (в 2015 г. — 20 т) олово добывается попутно без извлечения в концентрат на Южном олово-полиметаллическом месторождении в Приморском крае.

Российская сырьевая база олова является одной из крупнейших в мире и включает целый ряд объектов, соответствующих требованиям мировой горной промышленности. Однако многие из них остаются невостребованными, что обусловлено крайне низким спросом на оловянное сырье внутри страны, значительностью доли запасов, пригодных для подземной отработки (более 51%), недостаточным для обеспечения необходимой рентабельности производства качеством руд и песков.

1.1.5 Руды и россыпи вольфрама

Учитываемые Государственным балансом запасов полезных ископаемых запасы вольфрама значительны и составляют около 1,34 млн т в пересчете на триоксид вольфрама, что позволяет стране занимать третье место в мире после Китая и Казахстана по размерам сырьевой базы металла. Практически в полном объеме запасы заключены в рудах разномасштабных коренных месторождений жильного, скарнового и штокверкового геолого-промышленных типов; на долю россыпей приходится менее 1%. В зависимости от главного вольфрамсодержащего минерала они подразделяются на вольфрамитовые (более 35,5% запасов страны) и шеелитовые (около 64%). Вольфрам в них присутствует и как основной, и как попутный компонент; сами руды, как правило, комплексные и помимо вольфрама могут содержать молибден, медь, висмут, олово, бериллий, золото и др. Существенно вольфрамовые руды, на долю которых приходится примерно 67,5% российских запасов вольфрама, по среднему содержанию WO3 не уступают среднемировому уровню — в вольфрамитовых объектах оно варьируется от 0,12 до 2,73%, в среднем составляя 0,19%, в шеелитовых — от 0,03 до 4,4%, в среднем 0,34%.

В таблице 1.15 приведены данные по состоянию МСБ вольфрама РФ на 01.01.2016.

Таблица 1.15

Состояние МСБ вольфрама РФ на 01.01.2016, тыс. т триоксида вольфрама [9]

Возможности увеличения сырьевой базы вольфрама России невелики: прогнозные ресурсы категории P1 в шесть раз меньше запасов; почти пятая их часть распределена между мелкими объектами с ресурсами этой категории менее 10 тыс. т триоксида вольфрама.

В таблице 1.16 приведены данные по запасам вольфрама и объемам производства концентратов в РФ.

Таблица 1.16

Запасы вольфрама и объемы производства концентратов (в пересчете на триоксид вольфрама) в РФ [9]

Среди мировых продуцентов вольфрамового сырья Россия занимает третье место, обеспечивая около 3% его мировой добычи, уступая Китаю и Вьетнаму.

Для отечественной МСБ вольфрама характерна высокая концентрация — более 60% запасов страны сосредоточено в Республике Бурятия, Приморском крае и Кабардино-Балкарской Республике. Еще около 29% приходится на долю Курганской области, Республики Саха (Якутия) и Карачаево-Черкесской Республики.

В трех месторождениях Республики Бурятия сконцентрировано более четверти запасов вольфрама страны. Два из них сложены вольфрамитовыми рудами: крупное штокверковое Инкурское, среднее содержание WO3 в бедных рудах которого составляет 0,149%, и небольшое жильное Холтосонское месторождение сравнительно богатых руд (0,748% WO3).

Данные по основным месторождениям вольфрама приведены на рисунке 1.14 и в таблице 1.17.

Рисунок 1.14 — Основные месторождения вольфрама и распределение запасов и прогнозных ресурсов P1 триоксида вольфрама по субъектам РФ, тыс. т [9]

Таблица 1.17

Основные месторождения вольфрама (существенно вольфрамовые) в РФ [9]

На севере Приморского края сосредоточено более 18% запасов вольфрама России. Главную роль здесь играют скарновые объекты с шеелитовыми рудами — Восток-2 и Лермонтовское, в рудах которых содержится в среднем более 1% WO3.

Запасы вольфрама Кабардино-Балкарской Республики (более 16% запасов страны) почти полностью заключены в крупнейшем в стране и одном из самых крупных в мире Тырныаузском скарновом месторождении шеелитовых руд рядового качества (0,436% WO3) с попутным молибденитом.

В недрах Республики Саха (Якутия) заключено почти 10% запасов вольфрама страны. Основная их часть разведана в скарновом Агылкинском месторождении богатых (1,27% WO3) шеелитовых руд.

Государственным балансом запасов учитывается 92 месторождения вольфрама, в числе которых 52 коренных объекта и 40 россыпей; 16 из них (11 коренных и 5 россыпных) содержат только забалансовые запасы. Кроме того, учтено одно техногенное месторождение — Барун-Нарынское в Республике Бурятия с запасами триоксида вольфрама 17,5 тыс. т при среднем содержании WO3 2161,3 г/м3.

Данные по добыче триоксида вольфрама (включая добычу из техногенного материала) российскими компаниями в 2015 г. приведены на рисунке 1.15.

Рисунок 1.15 — Добыча триоксида вольфрама (включая добычу из техногенного материала) российскими компаниями в 2015 г., т [9]

В распределенном фонде недр числятся 28 вольфрамсодержащих объектов: 23 коренных, четыре россыпных (один из них только с забалансовыми запасами) и один техногенный.

Руды существенно вольфрамовых месторождений нераспределенного фонда по качеству несколько уступают рудам распределенного фонда — содержание WO3 варьируется в них в диапазоне 0,03% — 2,73% против 0,15% — 4,4%.

ГКЗ Роснедра утверждена переоценка запасов Тырныаузского месторождения вольфрамо-молибденовых руд с переводом значительной части запасов в забалансовые. При этом запасы категорий A + B + C1 сократились на 306,3 тыс. т триоксида вольфрама, категории C2 — на 53,1 тыс. т; среднее содержание WO3 в оставшихся запасах составило 0,436%.

В 2015 г. добыча вольфрама из недр велась на шести месторождениях: пяти коренных и одном россыпном. В целом по стране она составила 4114 т в пересчете на триоксид, что на 13,6% меньше показателя предыдущего года. Более 92% добычи обеспечили три коренных месторождения: Восток-2, разрабатываемое ОАО «Приморский ГОК» (1523 т триоксида вольфрама), Спокойнинское в Забайкальском крае компании ЗАО «Новоорловский ГОК» (1233 т) и Лермонтовское, эксплуатируемое ООО «Лермонтовский ГОК» (1035 т).

Достаточно крупным источником вольфрама в последние пять лет являются техногенные материалы. В 2015 г. добыча из них составила 1108 т триоксида (+ 12% по сравнению с 2014 г.): ЗАО «Закаменск» извлекло 870 т, главным образом из Барун-Нарынского техногенного месторождения, а ЗАО «Новоорловский ГОК» — 238 т из отвалов Спокойнинского ГОКа.

При обеспеченности запасами вольфрама, оцениваемой более чем в 300 лет, сохранение добычи на уровне 2015 г. уже через три года приведет к истощению запасов Лермонтовского, а еще через шесть лет — месторождения Восток-2. Это может означать более чем двукратное падение производства вольфрамового сырья в России. В связи с этим остро встает вопрос компенсации выбывающих мощностей. Важной задачей является создание и внедрение современных и эффективных технологических решений обогащения руд и разработки имеющихся месторождений.

1.1.6 Руды молибдена

Российская Федерация располагает значительной сырьевой базой молибдена — запасы металла, учитываемые Государственным балансом запасов, превышают 2,1 млн т. Качество руд отечественных месторождений в целом сопоставимо с зарубежными, однако большая часть запасов заключена в объектах собственно молибденового штокверкового типа (молибденпорфирового по зарубежной классификации), практическое значение в рудах которых имеет только молибден, а попутные компоненты не извлекаются. В мире такие объекты заключают около трети запасов и обеспечивают менее 30% добычи, а в России в них сосредоточено более 85% запасов и добычи. Перспективы прироста отечественных запасов молибдена невелики — большая часть оцененных в стране прогнозных ресурсов относится к наименее достоверной категории P3.

Данные о состоянии МСБ молибдена РФ на 01.01.2016 приведены в таблице 1.18.

Таблица 1.18

Состояние МСБ молибдена Российской Федерации на 01.01.2016, тыс. т [9]

Государственным балансом запасов Российской Федерации учитывается 34 месторождения молибдена, в том числе четыре только с забалансовыми запасами. Лицензировано 23 объекта, включая десять урановых с попутным молибденом, входящих в состав Стрельцовского рудного района в Забайкальском крае. Среди не переданных в освоение месторождений есть такие крупные объекты, как Орекитканское (360,5 тыс. т Mo) и Мало-Ойногорское (150 тыс. т Mo) в Республике Бурятия. По качеству руд объекты нераспределенного фонда сопоставимы с разрабатываемыми месторождениями.

Данные по запасам и добыче молибдена в РФ приведены в таблице 1.19 и на рисунке 1.16.

Таблица 1.19

Запасы молибдена и объемы его производства в РФ [9]

Рисунок 1.16 — Добыча молибдена российскими компаниями в 2015 г., т [9]

В России к эксплуатации подготавливались четыре собственно молибденовые месторождения, однако в 2014 — 2016 гг. все лицензии на них были приостановлены или аннулированы.

Данные по основным месторождениям молибдена приведены на рисунке 1.17 и в таблице 1.20.

Рисунок 1.17 — Основные месторождения молибдена и распределение его запасов и прогнозных ресурсов категории P1 по субъектам РФ, млн т [9]

Таблица 1.20

Основные месторождения молибдена в РФ [9]

1.1.7 Руды и россыпи титана

Балансовые запасы диоксида титана России велики — 600,45 млн т; значительны и забалансовые запасы — 88,8 млн т. По их сумме Россия находится на втором месте в мире после Китая. Запасы категорий A + B + C1 составляют немногим менее половины балансовых запасов — 261,4 млн т, при этом лишь 45% от этого количества находится в разрабатываемых, осваиваемых и разведываемых месторождениях; по величине этой активной части запасов Россия находится на третьем месте в мире с долей 13%. Прогнозные ресурсы диоксида титана России огромны, причем более трети из них имеет высокую степень достоверности.

В таблице 1.21 приведены данные о состоянии МСБ титана РФ на 01.01.2016.

Таблица 1.21

Состояние МСБ титана РФ на 01.01.2016, млн т TiO2 [9]

Более половины мирового производства диоксида титана в концентратах обеспечивают четыре страны с сопоставимыми объемами выпуска — ЮАР, Австралия, Китай и Канада.

Российская минерально-сырьевая база титана характеризуется большим разнообразием с преобладанием коренных месторождений, в которых заключено 97% запасов диоксида титана страны. В погребенных прибрежно-морских россыпях Восточно-Европейской и Западно-Сибирской россыпных провинций заключено только 3% запасов диоксида титана РФ.

Данные по запасам диоксида и титана и его производству в РФ приведены в таблице 1.22.

Таблица 1.22

Запасы диоксида титана и производство в концентратах в РФ [9]

В мире россыпные месторождения обеспечивают около 70% производства диоксида титана в титановых концентратах и шлаках. Остальные 30% получают из руд коренных месторождений (в России — Куранахское месторождение (9,8% TiO2)).

Почти половина (46%) отечественных запасов титана сосредоточена в Тимано-Печорской титановой провинции в Республике Коми в Ярегском месторождении. Руды месторождения — нефтеносные кварцевые песчаники с лейкоксеном, содержащие 10,4% диоксида титана, являются одними из самых богатых в России. Однако извлечение диоксида титана из лейкоксена представляет большую сложность из-за высокого содержания в нем кремнезема.

В Карело-Кольской титановой провинции в Мурманской области заключено более пятой части российских запасов диоксида титана: около 12% в семи апатит-нефелиновых месторождениях Хибинской группы (0,3% — 3,5% TiO2) и 1% в редкометалльном Ловозерском месторождении (1,29% TiO2).

Еще 8% российских запасов диоксида титана находится в крупном месторождении Юго-Восточная Гремяха. Его руды имеют достаточно высокое содержание TiO2 % — 8,6%.

В Олекмо-Становой титановой провинции в Забайкальском крае разведано 18% российских запасов диоксида титана. В той же провинции в Каларском рудном районе Амурской области содержится около 4% российских запасов диоксида титана.

В Уральской титановой провинции находится Медведевское ильменит-титано-магнетитовое месторождение, в котором сконцентрировано 5% российских запасов диоксида титана. Его руды, содержащие 7% TiO2, труднообогатимы.

На рисунке 1.18 и в таблице 1.23 приведены данные по основным месторождениям титана.

Рисунок 1.18 — Основные месторождения титана и распределение запасов и прогнозных ресурсов категории P1 диоксида титана (млн т) по субъектам РФ [9]

Таблица 1.23

Основные месторождения титана в РФ [9]

Российские россыпные титановые месторождения представлены погребенными прибрежно-морскими объектами, сходными с аналогичными зарубежными, но в сравнении с отрабатываемыми за рубежом современными россыпями имеют худшие технологические качества рудных песков, более глубокое залегание, сложные горно-геологические и гидрогеологические условия разработки, хотя и сопоставимы с ними по содержанию диоксида титана в песках. Месторождения комплексные; кроме титановых минералов (рутила и ильменита) в песках обычно содержится циркон.

Наиболее крупные запасы диоксида титана в россыпях разведаны в Восточно-Европейской россыпной провинции в Тамбовской области в гигантском Центральном циркон-рутил-ильменитовом месторождении — 6,4 млн т титана, или немногим более 1% запасов диоксида титана России.

На юге Восточно-Европейской россыпной провинции в Ставропольском крае разведаны три циркон-рутил-ильменитовых месторождения: мелкое Бешпагирское (24,7 кг/м3 TiO2) и средние по величине запасов Камбулатский участок (22,05 кг/м3 TiO2) и Константиновский участок (16,78 кг/м3 TiO2); рудные пески залегают на глубинах от 5 до 45 м. Ставропольский россыпной район имеет неплохой потенциал для прироста запасов — в нем локализовано до 4% отечественных прогнозных ресурсов диоксида титана категорий P1 и P2.

В Западно-Сибирской россыпной провинции в Томской области запасы диоксида титана сконцентрированы в двух месторождениях с более бедными рудами: крупном Туганском (руды содержат 19,7 кг/м3 TiO2) и среднем Георгиевском (17,6 кг/м3 TiO2). В них заключено менее 1% российских запасов. Рудные пески залегают на глубине 10 — 90 м, на Георгиевском — 120 — 180 м. В Туганском россыпном районе локализовано 22 млн т ресурсов диоксида титана категории P. В Омской области в двух мелких циркон-рутил-ильменитовых месторождениях с самыми высокими содержаниями диоксида титана — Самсоновском (34,2 кг/м3 TiO2) и Тарском (32,2 кг/м3 TiO2) заключено только 0,5% запасов титана России. Пески месторождений залегают на глубине 40 — 80 м от поверхности. В Тарском россыпном районе выявлены крупные ресурсы диоксида титана категории P2 — 26 млн т.

Мелкие циркон-рутил-ильменитовые месторождения разведаны в Ханты-Мансийском автономном округе — Правобережное (20 кг/м3 TiO2), в Новосибирской области — Ордынское (14,4 кг/м3 TiO2) и в Свердловской области — Буткинское (16,8 кг/м3 TiO2); их суммарные запасы не превышают 0,1% российских.

Государственным балансом запасов РФ учитываются 35 месторождений диоксида титана (19 коренных и 16 россыпных), из них четыре (два россыпных и два коренных) — только с забалансовыми запасами. В распределенном фонде недр находятся 19 месторождений с наиболее качественными рудами.

Два крупных магматогенных месторождения: Юго-Восточная Гремяха в Мурманской области и Кручининское в Забайкальском крае находятся в государственном резерве. Другие объекты нераспределенного фонда значительно меньше по запасам.

Всего в России в 2015 г. добыто 663 тыс. т диоксида титана — 348 тыс. т. В концентраты извлечено 88,85 тыс. т диоксида титана.

Россия имеет крупную и разнообразную по составу минерально-сырьевую базу титана с преобладанием комплексных нефтетитановых и железо-титановых месторождений. Россыпные месторождения характеризуются часто глубоким залеганием руд, сложными горно-геологическими условиями их отработки, оптимальным способом их освоения может стать способ скважинной гидродобычи (СГД).

Российские месторождения титана менее привлекательны, чем разрабатываемые за рубежом богатые коренные месторождения и поверхностные и приповерхностные россыпи, в том числе в связи с их комплексным составом и отсутствием спроса на другие основные и попутные компоненты.

1.1.8 Алюминиевое сырье

Россия обладает крупной минерально-сырьевой базой алюминиевого сырья — бокситов и нефелиновых руд.

В таблице 1.24 приведены данные о состоянии МСБ алюминиевого сырья РФ на 01.01.2016.

Таблица 1.24

Состояние МСБ алюминиевого сырья РФ на 01.01.2016, млн т [9]

Запасы бокситов составляют 1,4 млрд т, включая 1,125 млрд т категорий A + B + C1, однако активно используется в разрабатываемых и подготавливаемых к эксплуатации месторождениях менее половины от этого количества — 518,37 млн т, что позволяет стране занимать пятое место в мире. Остальная часть запасов имеет низкое качество руд и/или глубокое залегание и нерентабельна для отработки. Прогнозные ресурсы бокситов незначительны (менее 100 млн т категорий P1 и P2).

Данные по запасам и распределению бокситов приведены на рисунке 1.19 и в таблице 1.25.

Рисунок 1.19 — Распределение запасов и ресурсов бокситов по субъектам РФ, млн т [9]

Таблица 1.25

Запасы бокситов и объемы их добычи в РФ [9]

Запасы наиболее качественных среди российских бокситов сосредоточены в Свердловской области и Республике Коми, при этом они не могут конкурировать с разрабатываемыми за рубежом как по минеральному составу, так и по глубине залегания, горно-геологическим и климатическим условиям разработки.

Государственным балансом запасов РФ учитывается 57 месторождений бокситов, из них 18 — только с забалансовыми запасами. В распределенном фонде недр находятся 13 объектов с наиболее качественными рудами. В нераспределенном фонде учитывается крупное Висловское месторождение в Белгородской области и другие объекты меньшего масштаба с низкокачественными рудами либо находящиеся в малоосвоенных районах.

Данные по основным месторождениям бокситов в РФ приведены в таблице 1.26.

Таблица 1.26

Основные месторождения бокситов в РФ [9]

Россия входит в десятку основных продуцентов бокситов, занимая восьмое место в мире и обеспечивая немногим более 2% мировой добычи.

В 2015 г. на семи месторождениях страны добыто 5,661 млн т бокситов — на 6,5% меньше, чем годом ранее. Основная часть бокситов (92%) извлечена из недр компаниями «Объединенной компании „РУСАЛ“ (РУСАЛ).»

Россия — единственная страна в мире, использующая в качестве алюминиевого сырья нефелиновые руды; из них выпускается треть отечественного глинозема.

По качеству нефелиновые руды значительно уступают бокситам — в них содержится от 11% до 28% Al2O3 и более 40% SiO2, поэтому их переработка в глинозем может вестись только способом спекания.

Запасы нефелиновых руд огромны и составляют почти 5 млрд т. Они разведаны в Мурманской области и в Красноярском крае, Кемеровской области и Республике Тыва.

Распределение и основные запасы нефелиновых руд приведены на рисунке 1.20 и в таблице 1.27.

Рисунок 1.20 — Распределение запасов нефелиновых руд по субъектам РФ, млн т [9]

Таблица 1.27

Основные месторождения нефелиновых руд в РФ [9]

Государственным балансом запасов РФ учитывается 17 месторождений нефелиновых руд, из них четыре — только с забалансовыми запасами.

Имея крупную алюминиевую промышленность, Россия обеспечивает ее отечественным сырьем только на одну треть.

Россия обладает крупной сырьевой базой низкокачественного алюминиевого сырья — бокситов, нефелиновых руд, лейцитов, анортозитов, руд, содержащих минералы группы силлиманита, каолиновых глин. Внедрение в промышленное производство новых современных технологий переработки такого сырья позволит полнее удовлетворять нужды российской алюминиевой промышленности.

1.2 Обогащение руд

1.2.1 Медные руды

Медь — металл, встречающийся в природе в самородном виде, но наибольшее промышленное значение имеют халькопирит, борнит и халькозин (см. таблицу 1.28).

Таблица 1.28

Основные и практически важные минералы меди

К промышленным относят руды, содержащие более 0,3% — 0,4% меди, которая не менее чем на 85% — 90% представлена сульфидными минералами.

Для характеристики содержания меди в рудах принята следующая классификация: руды среднего качества — от 1% до 2% Cu; руды бедные — от 0,7% до 1% Cu; руды весьма бедные — менее 0,7% Cu.

Медные руды разделяют на сульфидные, оксидные и смешанные. В первичных рудах большинства промышленных месторождений медь присутствует в сульфидной форме. В зоне окисления она представлена карбонатами, силикатами, сульфатами, оксидами и другими соединениями.

В медных рудах часто присутствуют минералы Fe, Mo, W, Pb, Co, As. В значительных количествах есть Au и Ag, а также V. Месторождения меди разделяют на 9 геолого-промышленных типов (медно-никелевые, железо-никелевые в габброидах, карбонатитовые, скарновые, медно-порфировые, кварцево-сульфидные, самородная медь, медистые песчаники и сланцы), входящих в 6 генетических групп (I. Магматическая; II. Карбонатитовая; III. Скарновая; IV. Гидротермальная; V. Колчеданная; VI. Стратиформная). В перспективе как самостоятельный геолого-промышленный тип могут оформиться месторождения медьсодержащих морских железо-марганцевых конкреций и мулов, а также ураново-золото-медные месторождения. Медь присутствует в комплексных рудах Ni, Co, Pb, Sn, W, Bi, Au. Главные добывающие страны в конце XX — начале XXI в. — Чили, США, Канада, Замбия, Конго (Браззавиль), Конго (Киншаса), Перу.

Скарновое медно-магнетитовое месторождение Быстринское осваивает ООО «ГРК „Быстринское“ (входит в ПАО „ГМК „Норильский никель“). В 2015 г. компания продолжала вскрышные работы, в ходе которых добыто и складировано 467 тыс. т окисленных руд, содержащих 2,2 тыс. т меди. Велось также строительство объектов инфраструктуры будущего горно-обогатительного предприятия, запуск которого намечен на конец 2017 г., а выход на проектную мощность (10 млн т) — на конец 2020 г. Добыча будет вестись открытым способом на четырех карьерах. Переработка первичных руд планируется на строящейся обогатительной фабрике по гравитационно-флотационно-магнитной схеме с получением медного и магнетитового концентратов. Годовая проектная мощность предприятия — 67 тыс. т меди в концентрате и 2,9 млн т магнетитового концентрата; кроме того, из руд будет извлекаться золото (252 тыс. тр. унций в концентрате в год).»

В 2015 г. на восьми комплексных месторождениях добывались медьсодержащие руды, медь из которых была полностью потеряна при обогащении и металлургическом переделе.

Более половины российской меди в 2015 г. добыли предприятия вертикально-интегрированного холдинга ПАО «ГМК „Норильский никель“. Компания перерабатывает добываемые руды на своих обогатительных фабриках с получением медного и коллективного медно-никелевого концентратов, которые далее поступают на металлургические предприятия по выпуску рафинированных металлов в г. Норильск и г. Мончегорск. Богатые руды месторождений Норильского рудного района частично поступают в плавку без обогащения.»

Переработку руд на предприятиях вертикально-интегрированного холдинга ОАО «УГМК», обеспечивших в 2015 г. более трети добычи меди (316,5 тыс. т), ведут на собственных обогатительных фабриках, а полученные концентраты поступают на плавильные заводы компании.

Переработку руд месторождений ЗАО «РМК» ведут традиционным флотационным методом на обогатительных фабриках с получением медных концентратов, которые направляются на плавильный завод «Карабашмедь», а далее на рафинировочное предприятие ЗАО «Кыштымский медеэлектролитный завод», конечным продуктом которого является катодная медь и медная катанка.

В 2015 г. на российских обогатительных фабриках выпущено около 710 тыс. т меди в концентратах; часть богатых руд не обогащалась.

1.2.2 Медно-цинковые руды

Среди цинковых минералов промышленное значение имеет практически один сфалерит (см. таблицу 1.29).

Таблица 1.29

Основные и наиболее важные минералы цинка

Ресурсы цинковой горнорудной промышленности в России сосредоточены в медно-колчеданных месторождениях.

Медно-цинковые руды могут содержать в различных (обычно небольших) количествах примеси галенита, арсенопирита, стибнита, касситерита и некоторых других минералов цветных металлов. В них довольно часто содержатся благородные металлы (золото, серебро) и редкие элементы (кадмий, германий, индий и др.). Многочисленными исследованиями установлена изоморфная взаимосвязь значительной части благородных металлов, редких и рассеянных элементов с пиритом.

По своему вещественному составу медно-цинковые руды (например, месторождений Урала) можно разделить на четыре подгруппы: сплошные колчеданные, вкрапленные сульфидные (до 50% сульфидов), брекчиевидные и смешанные. Четких границ между отдельными подгруппами даже в одном и том же месторождении не наблюдается. В первую очередь это относится к Сибайскому месторождению, где отмечается частая перемежаемость всех подгрупп, и месторождению имени III Интернационала, представленному смесью сплошных колчеданных и вкрапленных руд. Непостоянство вещественного состава характерно также для руд Учалинского и Гайского месторождений. Значительные колебания вещественного состава руд по содержанию основных металлов, сульфидов и вторичных минералов меди создают при отсутствии усреднительных и шихтовальных складов и систем автоматизации значительные трудности при регулировании технологического процесса и управлении им на обогатительных фабриках.

Отмеченные особенности вещественного состава являются причиной недостаточно высоких показателей обогащения некоторых медно-цинковых руд и преодолеваются разработкой развитых технологических схем с использованием эффективных реагентных режимов селективной флотации, учитывающих особенности флотационных свойств разделяемых минералов.

Почти три четверти российской добычи цинка обеспечивает ОАО «Уральская горно-металлургическая компания» (УГМК) в лице двух своих дочерних предприятий: АО «Учалинский ГОК» (63% добычи страны) и АО «Гайский ГОК» (почти 10%). Еще около 10% добыло ОАО «Александринская горнорудная компания», разрабатывающее Александринское месторождение в Челябинской области, и более 7,5% — ЗАО «Ормет» на Джусинском месторождении в Оренбургской области; обе компании входят в состав ЗАО «Русская медная компания». На долю компании ОАО «ГМК „Дальполиметалл“, разрабатывающей полиметаллические месторождения Приморского края, приходится около 9% добычи.»

1.2.3 Свинцовые полиметаллические руды

Полиметаллическими называют комплексные свинцово-цинковые руды, в которых, помимо свинца и цинка, промышленную ценность могут также представлять медь, кадмий, серебро, золото и другие металлы, в том числе они служат также источником получения ряда редких и рассеянных элементов. На долю главных минералов свинца (галенита) и цинка (сфалерита) приходится свыше 90% и 95% запасов и добычи соответственно. Основными минералами свинца и цинка являются сульфиды, сульфосоли и карбонаты (см. таблицу 1.30).

Таблица 1.30

Основные и наиболее важные минералы свинца

По содержанию основных компонентов свинцово-цинковые руды подразделяются следующим образом: богатые, с содержанием свинца выше 4% или с суммарным содержанием свинца и цинка выше 7%; среднего качества (рядовые), содержащие от 2% до 4% свинца или суммарно свинца и цинка от 4% до 7%; бедные, с содержанием свинца 1,2% — 2% или суммарно свинца и цинка 2% — 4%. Промышленностью иногда используются руды и с более низким содержанием свинца и цинка, если целесообразность их переработки обоснована.

По степени окисления руды полиметаллических месторождений подразделяются на три типа: сульфидный, смешанный и окисленный. Критерием для отнесения руд к тому или иному типу служит содержание свинца и цинка в оксидной форме (см. таблицу 1.31).

Таблица 1.31

Типы свинцово-цинковых руд

Все свинцово-цинковые руды являются комплексными и содержат значительное количество попутных компонентов, которые повышают ценность руд. Благородные металлы находятся в рудах в различной форме: золото в основном связано с халькопиритом и пиритом, но встречается и в свободном состоянии; серебро содержится в галените, а также присутствует в виде сульфосолей серебра и теллуридов; кадмий концентрируется преимущественно в сфалерите в виде тончайшей механической или изоморфной примеси; висмут самородный или в составе сульфосолей тесно ассоциирует с галенитом; сурьма связана с сульфосолями свинца; ртуть присутствует в виде киновари; индий, таллий и галлий содержатся в сфалерите, галените, халькопирите, пирите и других сульфидах; селен и теллур присутствуют в качестве примеси в сульфидных минералах, а теллур — иногда и в виде самостоятельных минералов; германий, как правило, рассеян в силикатах, но в ряде случаев связан со сфалеритом и сульфидами меди.

Богатые месторождения окисленных свинцовых руд, дававшие в прошлом основную добычу свинца, в настоящее время почти полностью отработаны, а находка новых крупных залежей таких руд маловероятна.

Свинцово-цинковые руды России сосредоточены главным образом в месторождениях колчеданного и стратиформного типов, значительно меньше — в зернистых, скарновых и жильных. Многочисленные палеозойские полиметаллические месторождения Рудного Алтая принадлежат к колчеданному типу (Корбалихинское, Степное, Среднее, Золотушинское и др.). Свинцово-цинково-медное оруденение этих месторождений приурочено в основном к среднедевонским метаморфическим вулканогенно-осадочным породам. Руды содержат цинка больше, чем свинца, а свинца больше, чем меди. Палеозойские колчеданные полиметаллические месторождения есть в Северном Забайкалье (Озерное, Холоднинское). Небольшие колчеданные месторождения есть в Алтай-Саянской складчатой области (Салаирская и Урская группы месторождений, Кызыл-Таштыгское). К стратиформным залежам относят Горевские метасоматические (Енисейский кряж, Pb:Zn = 1:0,2). К этому же типу относятся месторождения Сардана на р. Алдан, залегающие в доломитах верхнего венда (Pb:Zn = 1:4). К зернистым относят месторождения нижнего кембрия в карбонатных породах Восточного Забайкалья (Благодатские и др.). Месторождения скарнового типа известны в Сихотэ-Алиньской складчатой области и в Южном Приморье. Мезозойскими являются жильные полиметаллические месторождения на Северном Кавказе (Садонское, Згидское, Архонское, Эльбрусское и др.) и в Восточном Забайкалье (Нерчинская группа). Жильные месторождения послемезозойского возраста обнаружены близ Верхоянска, в Яно-Чукотском районе и на полуострове Камчатка. Большинство свинцово-цинковых месторождений характеризуются комплексным составом руд: наряду со свинцом и цинком содержат медь, олово, благородные металлы, редкие металлы и элементы, а также серный колчедан, иногда барит и флюорит. По содержанию цинка и свинца руды России уступают зарубежным (кроме Горевского месторождения, где содержание цинка 6%). Содержание свинца и цинка в рудах России соответственно 1% — 1,3% и 3,9% — 4,7%, тогда как в рудах Австралии, США, Бразилии содержание свинца в рудах — 5% — 7,8%, Канады — 3,6% — 4,5%, а содержание цинка — от 3,6% до 15,3%.

Полиметаллические сульфидные месторождения делят на две большие группы: месторождения в карбонатных (известняках или доломитах) породах и месторождения в силикатных породах.

Группа полиметаллических месторождений, залегающих в карбонатных породах, имея гидротермально-метасоматическое происхождение, по форме, условиям залегания и составу руд может быть разделена на три типа: пластово-вкрапленные, неправильные залежи обычно массивных руд, контактовые (скарновые).

Месторождения в силикатных породах также гидротермального происхождения делятся на три типа: жильные, линзообразные залежи массивных и вкрапленных руд и колчеданные.

Разнообразие составляющих руду минералов, различная чувствительность их к окислению, неодинаковая флотируемость одних и тех же минералов, в различной степени окисленных или активированных, являются причиной сложности используемых технологических и реагентных режимов флотации. В них используются, например, стадиальная флотация с выделением «медной головки», дофлотацией сульфидов цинка из хвостов коллективной флотации, режимы «горячей» флотации на фабрике, обезмеживания и обезжелезнения цинковых концентратов, обесцинкования свинцовых концентратов, обессвинцевание цинковых концентратов с применением широкого круга реагентов.

Компания с китайским капиталом ООО «Байкалруд» продолжила промышленную разработку месторождения Нойон-Тологой в Забайкальском крае. В 2015 г. обогатительная фабрика предприятия с плановой производительностью 600 тыс. т руды в год находилась в стадии пусконаладочных работ и переработала 268,6 тыс. т сырья; продукцией предприятия являлись свинцовый и цинковый концентраты. К 2018 г. компания планирует нарастить производительность по руде до 850 тыс. т/г.

Входящее в холдинг УГМК АО «Уралэлектромедь» разрабатывает Степное полиметаллическое месторождение в Алтайском крае, а также ведет подготовку к отработке расположенного вблизи Таловского полиметаллического месторождения, проект освоения которого дорабатывается. На объекте уже начато строительство инфраструктуры горнодобывающего предприятия, добытое сырье будет перерабатываться на Рубцовской ОФ.

ООО «ГеоПроМайнинг Верхне Менкече» подготавливает к эксплуатации серебро-полиметаллическое месторождение Верхне-Менкече в Республике Саха (Якутия). Месторождение будет разрабатываться подземным рудником, который планируется ввести в эксплуатацию в 2017 г. В 2016 г. компания начала проходку подземных выработок. По результатам технологических испытаний выбрана схема обогащения руд, позволяющая получать свинцовые концентраты с высокими содержаниями (3 — 4 кг/т) серебра.

Корпорация «Металлы Восточной Сибири», управляющая горнорудными активами ОАО «ИФК „Метрополь“, ведет освоение крупного Озерного месторождения в Республике Бурятия. Ранее были завершены вскрышные работы и строительство карьера мощностью 8 млн т руды в год. Планируется строительство собственной обогатительной фабрики той же мощности. Начало разработки месторождения намечено на 2019 г.»

АО «Первая горнорудная компания» завершило разведочные работы на Павловском месторождении в Архангельской области и предоставило на экспертизу ТЭО постоянных разведочных кондиций для условий его открытой разработки и геологический отчет с подсчетом запасов; ГРР продлятся до 2018 г. В результате проведенного комплекса технологических испытаний на Павловском месторождении в Архангельской области АО «Первая горнорудная компания» разработана технологическая схема переработки свинцово-цинковых руд месторождения с получением товарных свинцового и цинкового концентратов и попутным извлечением серебра.

ООО «Восточно-Сибирская компания» разведывает крупное свинцово-цинковое месторождение Сардана в Республике Саха (Якутия). Проведенные в 2012 — 2015 гг. работы в целом подтверждают высокое качество свинцово-цинковых руд и сильную изменчивость морфологии рудных залежей. Содержания металлов в рудных интервалах (по керновому опробованию) составляют: свинца — 0,29% — 14,2%, цинка — 1,76% — 13%.

Руды, добываемые Компанией АО «ГМК „Дальполиметалл“ (на пяти разрабатываемых и одном подготавливаемом месторождении в Приморском крае добыла суммарно 12,3 тыс. т свинца; большая часть получена на рудниках Николаевского и Партизанского месторождений — 5,3 и 2,4 тыс. т соответственно), Компанией ОАО „Сибирь-Полиметаллы“ (в 2015 г. в Алтайском крае добыла 7,1 тыс. т свинца на Корбалихинском месторождении, преумножив показатель прошлого года почти в 6,5 раз, и 1,6 тыс. т — на Зареченском), компаниями АО „Уралэлектромедь“ (на Степном месторождении в Алтайском крае в 2015 г. добыто 9,8 тыс. т свинца), ООО „Лунсин“ (на Кызыл-Таштыгском месторождении в Республике Тыва добыто 8,7 тыс. т свинца), ООО „Байкалруд“ и АО „Серебро Магадана“ (на месторождениях Нойон-Тологой в Забайкальском крае и Гольцовом в Магаданской области добыто по 5 тыс. т свинца), перерабатывают на собственных обогатительных фабриках. Свинец извлекается в свинцовый, реже в медно-свинцовый концентрат; часть металла переходит в цинковый концентрат.»

В 2015 г. в России производство свинцовых концентратов сократилось на 11,5% — до 283,75 тыс. т, заключающих 156,2 тыс. т свинца. Свинцовый концентрат выпускался на семи обогатительных фабриках, перерабатывающих руды 12 месторождений.

Ведущим продуцентом оставалась фабрика дочернего предприятия ОАО «Горевский ГОК» — ООО «Новоангарский обогатительный комбинат» в Красноярском крае. На ней перерабатываются руды Горевского месторождения с получением свинцового и в меньшем количестве цинкового концентратов. В 2015 г. здесь произведено более 63% отечественного свинцового концентрата — 180 тыс. т с содержанием свинца 61,9%. Извлечение металла составило 90,2% для свинцовых руд и 82,9% для свинцово-цинковых, из последних также вырабатывался цинковый концентрат, в который перешло около 2% свинца.

Более качественный концентрат выпускался на Центральной обогатительной фабрике АО «ГМК „Дальполиметалл“ в Приморском крае, перерабатывающей руды месторождений Дальнегорского рудного района (Верхний рудник, Николаевское и др.). В 2015 г. здесь получено 17,54 тыс. т свинцового концентрата с содержанием 64,93% свинца.»

Введенная в эксплуатацию обогатительная фабрика ООО «Лунсин», перерабатывающая руды Кызыл-Таштыгского месторождения в Алтайском крае, выпустила 2,6 тыс. т свинцового концентрата с содержанием 42,3% свинца; основной продукцией предприятия является цинковый концентрат.

Остальными обогатительными предприятиями компаний ОАО «Ново-Широкинский рудник», ООО «Байкалруд» и дочерними предприятиями УГМК в 2015 г. суммарно выпущено 83,61 тыс. т свинцового концентрата со средним содержанием 38,7% свинца.

В процессе обогащения руд ряда медных, медно-цинковых и золото-серебряных месторождений, в которых свинец содержится в низких концентрациях, металл в самостоятельный продукт не извлекается.

Свинцовые концентраты, получаемые на российских обогатительных фабриках, из-за отсутствия в стране перерабатывающих их металлургических предприятий поставляются за рубеж; в некотором количестве экспортируются и руды. В 2015 г. российский экспорт руд и концентратов свинца уменьшился почти на четверть относительно предыдущего года и составил 284 тыс. т. Большая часть сырья была традиционно направлена в Китай (199,7 тыс. т), в последние годы несколько сокративший поставки из России; около 20% и 5% сырья соответственно направлено в Казахстан (54,9 тыс. т) и Республику Корея (15,6 тыс. т). Вместе с тем в 2015 г. Россия импортировала 1,3 тыс. т свинцовых руд и концентратов из Австралии.

В 2015 г. на российских предприятиях произведено 498,6 тыс. т собственно цинковых концентратов с содержанием металла от 31% до 52%, суммарно заключающих более 246,1 тыс. т цинка. Обогащение цинксодержащих руд с выпуском цинковых концентратов велось на 15 фабриках самих горнодобывающих компаний или их дочерних предприятий, в том числе на находящейся на стадии пусконаладочных работ обогатительной фабрике ООО «Байкалруд».

Корпорация «Металлы Восточной Сибири» подписывала рамочное соглашение по освоению Озерного месторождения с китайскими инженерно-строительной компанией NFC и корпорацией CDB. Согласно календарному плану начало разработки месторождения намечено на 2019 гг.; к 2020 г. мощность рудника должна удвоиться до 8 млн т руды в год. Планируется строительство собственной обогатительной фабрики соответствующей мощности, товарной продукцией которой станут цинковый и свинцовый концентраты.

В этом же регионе ООО «Назаровское», также подконтрольное корпорации «Металлы Восточной Сибири», ведет подготовительные работы на золото-сульфидно-цинковом Назаровском месторождении. Месторождение будет отрабатываться открытым способом, продуктами переработки его руд станут цинковый и медный концентраты и золотосеребряный сплав Доре.

Ведущим предприятием по производству цинкового концентрата остается Учалинская фабрика компании АО «Учалинский ГОК», перерабатывающая медно-колчеданные руды ряда уральских месторождений, среди которых Учалинское в Республике Башкортостан, Узельгинское, Талганское и некоторые другие месторождения Челябинской области. В 2015 г. на предприятии выпущено 172,7 тыс. т цинкового концентрата, заключающего 86,1 тыс. т цинка.

На других выпускающих цинковый концентрат предприятиях, подконтрольных холдингу УГМК, суммарно получено 82,5 тыс. т данного концентрата, содержащего 40,4 тыс. т цинка, в том числе на Рубцовской ОФ в Алтайском крае — 49,7 тыс. т цинкового концентрата, заключающего 24,9 тыс. т цинка.

Введенная в эксплуатацию обогатительная фабрика ООО «Лунсин», перерабатывающая руды Кызыл-Таштыгского месторождения в Алтайском крае, выпустила 120 тыс. т цинкового концентрата, содержащего 60 тыс. т цинка.

Остальные концентраты произведены на фабрике ООО «Новоангарский обогатительный комбинат» (дочернего предприятия ОАО «Горевский ГОК») в Красноярском крае (44 тыс. т в 2015 г.), на Центральной обогатительной фабрике АО «ГМК „Дальполиметалл“ в Приморском крае (33,4 тыс. т), на предприятиях ЗАО „РМК“ (Александринской ОФ в Челябинской и фабрике ЗАО „Ормет“ в Оренбургской областях) (26 тыс. т), на фабрике ОАО „Ново-Широкинский рудник“ в Забайкальском крае (7,5 тыс. т) и только начинающей производственную деятельность обогатительной фабрике Нойон-Тологойского рудника компании ООО „Байкалруд“ в Забайкальском крае (12,5 тыс. т).»

Импорт цинковых руд и концентратов цинка в 2015 г. составил 212,2 тыс. т, что оказалось в 1,5 раза больше показателя 2014 г. Главным поставщиком по-прежнему выступил Казахстан, доставивший в Россию 191,7 тыс. т цинковых руд и концентратов, в том числе добытых горнодобывающим предприятием (разрабатывающим месторождение Акжал в Казахстане), принадлежащим ПАО «Челябинский цинковый завод»; поставки также осуществлялись из Таджикистана (14,4 тыс. т), Турции (5,7 тыс. т) и Марокко (0,4 тыс. т). Импортное сырье поступает на переработку на Челябинский цинковый завод и завод «Электроцинк» в г. Владикавказ.

Несмотря на дефицит сырья для собственных мощностей, часть руд и концентратов цинка поставляется из России на внешние рынки. В 2015 г. экспорт цинковых руд и концентратов увеличился в 1,6 раза и составил 112,2 тыс. т; поставки в равных долях (по 56,1 тыс. т) были осуществлены в Казахстан и Китай. Ведущими продавцами выступают АО «ГМК „Дальполиметалл“, ОАО „Сибирь-Полиметаллы“ и Новоангарский обогатительный комбинат (ОАО „Горевский ГОК“), имеющие удаленные от российских металлургических центров активы.»

1.2.4 Медно-никелевые кобальтсодержащие руды

Известно более 40 никелевых и около 30 кобальтовых минералов. До 10 минералов никеля являются водными силикатами. В более чем 100 минералах никель и кобальт содержатся как изоморфная примесь или находятся в адсорбированной форме.

Важнейшими промышленными минералами никеля и кобальта являются: пентландит (Fe, Ni)9S8 (22% — 42% Ni, 1% — 3% Co), никелистый пирротин FeS (0,4% — 0,7% Ni), миллерит NiS (61% — 64% Ni, 0,1 — 0,5 Co), линнеит Co3S4 (40% — 53% Co), кобальтпирит (Fe, Co)S2 (0,05% — 3% Co).

Более 99% разведанных и эксплуатируемых мировых запасов никелевых руд представлены месторождениями двух геолого-промышленных типов: сульфидного медно-никелевого и силикатного железоникелевого (железокобальтоникелевого). Доли этих двух геолого-промышленных типов месторождений в мировых подтвержденных запасах составляют 33,4% и 65,9% соответственно. На долю месторождений еще четырех типов (арсенидного и сульфо-арсенидного никелево-кобальтового; ильменито-магнетитового никеленосного; колчеданного никеленосного; жильного) приходится лишь около 0,7% мировых запасов никеля. Месторождения сульфидных медно-никелевых руд выявлены в России, Австралии, Канаде, Китае, ЮАР.

Силикатные никелевые месторождения выявлены в России, но имеют подчиненное значение. Содержание никеля в них ниже, чем в сульфидных рудах, и обычно составляет 0,2% — 2%, редко достигает 5%.

Руды никеля комплексные. В них всегда в том или ином количестве содержится кобальт, который извлекается попутно. В России 89% — 93% никеля добывается из сульфидных руд. Запасы никель-кобальтовых руд составляют всего 0,1% от общероссийских.

В Печенгском, Кольском и Мончегорском рудных районах Мурманской области находится 9 месторождений никеля сульфидного типа, крупнейшим из которых является Ждановское с содержанием никеля в рудах 0,6%. Месторождение Заполярное содержит богатые руды (около 2% никеля).

В Норильском рудном районе имеется 3 крупнейших месторождения никеля: Октябрьское, Талнахское и Норильск-1. Первые два являются уникальными как по запасам, так и по качеству руд. Содержание никеля в рудах колеблется от 0,5% до 3%. Всего в этих месторождениях сосредоточено около 70% запасов никеля России.

Месторождения силикатных никелевых руд связаны с корой выветривания ультраосновных пород. Содержание никеля в этих рудах около 0,7%. Попутным извлекаемым компонентом в них является кобальт. Все 16 промышленных месторождений силикатных никелевых руд расположены на Урале, в Свердловской, Челябинской и Оренбургской областях. Среди них самые крупные по запасам: Буруктальское (Оренбургская область) и Серовское (Свердловская область). Последнее дает 800 — 1000 т руды в год и обеспечивает сырьем Режевский и Уфалейский никелевые заводы.

Арсенидные никелевые руды разведаны в единственном месторождении Хову-Аксы в Республике Тыва. Это месторождение комплексное, содержащее кроме никеля, еще кобальт медь, серебро, висмут и мышьяк. Месторождение не эксплуатируется, но учтено в Государственном балансе РФ.

В 2015 г. на учет в Государственный баланс поставлены Елкинское и Еланское месторождения сульфидного медно-никелевого промышленного типа в Воронежской области, разведываемые ООО «Медногорский медно-серный комбинат» — дочерней компанией ОАО «УГМК». Недропользователь планирует совместную отработку месторождений подземным способом; переработка руд будет осуществляться на единой обогатительной фабрике мощностью 1,5 млн т руды в год. Металлургический передел концентрата будет происходить на предприятиях АО «Уралэлектромедь» в Свердловской области с получением рафинированных никеля, меди, кобальта и химически чистых благородных металлов.

В Мурманской области впервые учитываются запасы месторождения Северный Каменник малосульфидных собственно платиноидных руд. Переработка руд предполагается по флотационной схеме на проектируемой обогатительной фабрике совместно с рудами месторождения Федорова Тундра в силу близких технологических показателей. Суммарная годовая производительность предприятия составит 12 млн т руды, в том числе с месторождения Северный Каменник — 310 тыс. т руды.

В Красноярском крае добываемое сырье перерабатывается на мощностях единого обогатительного комплекса ПАО «ГМК „Норильский никель“ — все промышленные разности руд обогащаются по гравитационно-флотационной схеме на Талнахской и Норильской ОФ до коллективного концентрата. Кроме того, на последней перерабатывают техногенное сырье. В Мурманской области на Заполярной обогатительной фабрике перерабатывают вкрапленные руды Печенгской группы месторождений по флотационной схеме с получением медно-никелевого концентрата. В 2015 г. суммарное производство никеля в концентрате фабриками холдинга из отечественного сырья составило 203,6 тыс. т.»

Возобновила разработку сульфидных руд компания ЗАО «НПК „Геотехнология“ на месторождении Шануч в Камчатском крае в пределах опытно-промышленного участка подземного рудника. Количество никеля в добытой руде составило 4,7 тыс. т, производительность опытно-промышленного участка — 88,9 тыс. т руды в год. Сырье было переработано на дробильно-сортировочном комплексе на промплощадке с получением товарного медно-никелевого концентрата.»

1.2.5 Руды и россыпи олова

Всего известно 16 оловосодержащих минералов, представленных окислами, сульфидами, сульфостаннатами, силикатами, боратами и танталитами. Промышленное значение имеют касситерит SnO2 и частично станнин (оловянный колчедан — Cu2S·FeS·SnS2).

Оловянный пояс простирается по всему западному побережью Тихого океана от Чукотки до Тасмании. Среди стран этого пояса запасами оловянных руд выделяются Россия (Эсэ-Хайя, Певек, Кавалерово).

Промышленные типы оловорудных месторождений могут быть подразделены на россыпные и коренные. В РФ удельный вес добычи олова из россыпей составляет всего лишь 25% — 30%; не менее 70% олова извлекается из коренных, обычно очень сложных и труднообогатимых тонковкрапленных руд, требующих развитых схем обогащения с применением флотации.

Промышленная ценность оловянной руды зависит от вещественного состава, размеров вкрапленности и содержания касситерита в ней, наличия других ценных компонентов и ряда техноэкономических факторов, определяющих целесообразность разработки того или иного месторождения. При разработке комплексных россыпных месторождений извлечение касситерита возможно при содержании олова 0,01% — 0,02%, а комплексных коренных руд — при содержании олова 0,05% — 0,08%. Для чисто касситеритовых коренных руд содержание олова должно быть не ниже 0,2% — 0,3%.

В зависимости от размеров вкрапленности касситерита промышленные оловянные руды подразделяют на три типа: 1. Тонковкрапленные руды, в которых размер вкрапленности касситерита находится в пределах 0,2 — 0,001 мм и мельче. Извлечение олова из этих руд сопряжено с определенными трудностями, связанными с тонкой вкрапленностью касситерита; 2. Мелковкрапленные руды, в которых размер вкрапленности касситерита или его сростков колеблется от 1 до 0,2 — 0,1 мм; 3. Средне- и крупновкрапленные руды с преобладающим размером вкрапленности касситерита от 0,1 до 1 мм и выше.

Россыпные месторождения олова экономически наиболее эффективны для промышленного освоения. В России, где на россыпные месторождения приходятся всего 12,3% разведанных запасов, ежегодное производство олова из россыпей составляет 20% — 22%. Основные промышленные скопления олова в россыпях разведаны в районах Якутии, Чукотки, Центральной Колымы и Забайкалья. Мелкомасштабные россыпи олова известны в Приморье. В последние годы перспективы промышленной россыпной оловоносности установлены в отдельных районах Хабаровского края, преимущественно по обрамлению Буреинского срединного массива.

В большей части россыпных месторождений олова продуктивные пески средние по качеству (содержание касситерита — 0,3 — 0,6 кг/м3). В наиболее богатых россыпях концентрации касситерита достигают 1,2 — 2,0 кг/м3.

Основной промышленный минерал оловоносных россыпей — касситерит, в качестве сопутствующих могут быть золото, вольфрамит, шеелит, танталит, колумбит, топаз, флюорит, кварц, хлорит, реже мусковит, гидрослюды железа и др., отражающие состав коренных оловорудных тел.

Россыпные месторождения олова делятся на элювиальные, делювиальные, аллювиальные и прибрежные (морские и озерные).

Наиболее легко обогащаются чисто касситеритовые руды и значительно труднее комплексные олововольфрамовые, содержащие вольфрамит, шеелит, а также оловолитиевые руды, содержащие сподумен, лепидолит, амблигонит и т.п. Еще труднее обогащаются руды касситеритово-сульфидной формации, особенно руды, содержащие тонковкрапленный касситерит, и комплексные руды, содержащие сульфиды тяжелых цветных металлов и минералы редких металлов.

Концентраты из песков россыпных месторождений, как правило, характеризуются более высоким содержанием олова и меньшим содержанием вредных примесей по сравнению с концентратами из руд коренных месторождений.

На предприятиях по выпуску оловянных концентратов и выплавке олова выработались следующие требования к концентратам: содержание олова — 60%, железа — не более 5%, серы — 1%, суммы висмута, меди, свинца, цинка, мышьяка и сурьмы — не более 0,5%.

Содержание касситерита в россыпях колеблется в очень больших пределах. Минимальное промышленное содержание в значительной мере зависит от размеров россыпей и способов их отработки. Применение механизации позволяет перерабатывать россыпи очень большой мощности, а минимальное промышленное содержание — снизить до 200 г/м3. Вместе с россыпями иногда разрабатывают и подстилающие их выветрелые части коренных месторождений.

ПАО «Русолово», единственная в России оловодобывающая компания, по итогам 8 мес 2017 г. выпустила 511 т олова в концентрате. Этот показатель на 70% превышает результат аналогичного периода в 300 т, достигнутый компанией в 2015 г.

В 2015 г. компания завершила модернизацию обогатительной фабрики на Правоурмийском месторождении, а в 2016 г. после восстановления ввела в эксплуатацию Солнечную обогатительную фабрику. По итогам 2017 г. компания планирует произвести почти 1000 т олова, что на 60% выше объема выпуска 2016 г. ПАО «Русолово» создано на базе ОАО «Оловянная рудная компания» и ООО «Правоурмийское» и владеет лицензиями на разработку «Фестивального», «Перевального» и «Правоурмийского» месторождений на территории Хабаровского края. В 2016 г. произведено 627 т олова в концентрате. Компания входит в состав полиметаллического холдинга «Селигдар».

ОАО «Янолово» получило лицензию на разработку уникальных россыпей Тирехтяха в Республике Саха (Якутия), не имеющих аналогов в России как по запасам, так и по качеству песков. Из россыпей получаются богатые концентраты практически без вредных примесей, что обеспечивает высокую цену при реализации.

После банкротства в 2013 г. ОАО «Новосибирский оловянный комбинат» потребителем оловянного сырья стала компания ООО «Новосибирский обрабатывающий завод» (ООО «НОЗ»). Также продолжаются поставки концентратов за рубеж. В 2015 г. их объем составил почти 1721 т, что более чем втрое превысило показатель предыдущего года; более 96% концентратов поступило в Китай, остальное — в Малайзию. В то же время сохраняется импорт концентратов в Россию, хотя его объемы резко (примерно в 8 раз) упали по сравнению с 2014 г.; весь материал поступил из Демократической Республики Конго.

1.2.6 Руды и россыпи титана

Главным титановым минералом, из которого производится более 85% всей титановой продукции в мире, является один минерал — ильменит.

Магматические месторождения — наиболее значительный источник титанового минерального сырья. Среди них имеют важное промышленное значение месторождения следующих типов титановых руд: ильменит-титаномагнетитовые в габбро с 12% — 18% TiO2; ильменит-титаномагнетитовые и ильменитовые месторождения в габбро-анортозитах с 7% — 23% TiO2; ильменит-гематитовые в анортозитах с 32% TiO2, лопаритовые в ультраосновных щелочных породах с 1% — 3% TiO2.

Экзогенные месторождения — вторая группа крупнейших источников природного титанового сырья. Среди них выделяются: остаточные месторождения титана, связанные с корами выветривания ильменитоносных основных пород; континентальные россыпи; прибрежно-морские современные и погребенные россыпи.

Метаморфогенные месторождения титановых минералов представлены самыми разнообразными типами. Есть месторождения, связанные с сильно метаморфизованными титаноносными базитами. Они образовались при региональном метаморфизме первично-магматических основных пород и представлены амфиболитами, содержащими рудные тела ильменит-магнетитовых сплошных руд и ильменитовых вкрапленных руд.

В РФ основными источниками титанового сырья являются, так же как и во всем мире, ильменитовые концентраты. В весьма незначительном количестве используются рутиловые концентраты, которые содержат 95% — 96% TiO2 и могут заменять титановые шлаки. Кроме того, небольшая часть титана получается при комплексной переработке лопаритовых концентратов, содержащих 40% TiO2.

Погребенные прибрежно-морские россыпи — главный сырьевой источник получения ильменитовых концентратов, используемых для металлургического производства титана. При обогащении песков этих россыпей на промышленной обогатительной фабрике из них, кроме ильменитового, в качестве основной продукции получают также рутиловый и цирконовый концентраты, а в качестве попутной продукции — дистен-силлиманитовый, ставролитовый, кварцевый концентраты.

Второй сырьевой источник получения ильменитовых концентратов — пески континентальных аллювиально-делювиальных россыпей, при обогащении которых получают ильменитовые концентраты с менее измененным ильменитом. Химический состав их отличается большим разнообразием, как по содержанию основных компонентов, так и по элементам-примесям. Концентраты, сложенные наиболее измененными разностями ильменита, содержат 60% и более TiO2, применяются в металлургическом производстве титана, а концентраты, содержащие 52% — 60% TiO2 с небольшой примесью фосфора (до 0,13% P2O5) и хрома (до 0,05% Cr2O3), используются для сернокислотного производства пигмента двуокиси титана.

Титановые руды и россыпи содержат до 30% — 35% диоксида титана. Для получения непосредственно из них металла или его соединений руды не пригодны.

Контрастность в магнитных и электрических свойствах минералов используется для их разделения методами электромагнитной и электрической сепарации. Созданы специальные высокопроизводительные аппараты, позволяющие получать мономинеральные фракции зерен с одинаковыми магнитными или электрическими свойствами, т.е. тем самым быстро и эффективно разделять минералы.

Перовскитовые руды титана Кольского полуострова являются на сегодняшний день перспективным видом титанового сырья. Измельченную руду подвергают магнитной сепарации для выделения титаномагнетита и других минералов железа, а немагнитную фракцию после обесшламливания сначала флотируют для отделения кальцита и получения кальцитового продукта, а затем производят операции по флотации перовскита. В результате получают титаномагнетитовый концентрат с 60% железа и 7% — 8% TiO2 при извлечении последнего 13% — 15% и перовскитовый концентрат с 48% — 50% TiO2 при извлечении 65% — 70%.

В РФ титановые минеральные концентраты добываются из россыпных месторождений двух генетических типов — погребенных прибрежно-морских и континентальных.

Россыпи первого типа представляют собой глинистые кварцевые пески. Они залегают под мощной толщей перекрывающих пород на глубине 25 — 40 м и добываются в карьерах с помощью экскаваторов. По системе конвейеров добытые пески подаются на обогатительную фабрику полного цикла переработки.

Получаемый из этих россыпей ильменитовый концентрат является лучшим в мире титановым сырьем. Он состоит на 93% — 95% из ильменита с примесью лейкоксена, содержит 63,5% — 65,5% TiO2 и незначительное количество примесей кремния, алюминия и др. Рутиловый концентрат тоже очень высококачественный титановый продукт: в нем содержится 95% TiO2, менее 2% железа, менее 1,5% кремния и циркония, сотые доли процента других примесей (фосфора, серы и т.д.). Цирконовый содержит не менее 65% ZrO2, дистен-силлиманитовый — не менее 57% Al2O3, ставролитовый — не менее 45,5% Al2O3.

Второй тип отрабатываемых в РФ россыпей — континентальные россыпи ильменита. Они приурочены к древним русловым и террасовым отложениям и залегают под слоем современных осадков мощностью от нескольких метров до 10 — 20 м. Для добычи рудоносных песков приходится производить довольно большие объемы вскрышных работ, разрабатываются они глубокими карьерами и драгами.

Ильменитовые концентраты, получаемые из континентальных россыпей, содержат 50% — 57% TiO2, 0,08% — 0,13% P2O5 и менее 0,05% Cr2O3. Они идут в основном на сернокислотную переработку для получения белого пигмента. Получают из континентальных россыпей и более высокотитанистые ильменитовые концентраты (с TiO2 до 60%), которые идут в металлургическое производство.

Россия производит только 1% выпускаемого в мире диоксида титана в титановых концентратах.

Компания АО «Апатит» методом флотации и магнитной сепарации извлекает незначительное количество сфенового концентрата из хвостов апатитовой флотации; весь титаномагнетит и подавляющая часть сфена складируются в хвостохранилищах. Из сфенового концентрата получают титано-кальциевый пигмент, используемый в производстве лакокрасочной продукции.

На Ловозерском редкометалльном месторождении в 2015 г. компанией ООО «Ловозерский ГОК» из руды на Карнасуртской обогатительной фабрике извлечено 7,816 тыс. т лопаритового концентрата (3,04 тыс. т TiO2). Концентрат перерабатывался химико-металлургическим способом на Соликамском магниевом заводе в Пермском крае с получением оксидов редких и редкоземельных элементов и тетрахлорида титана, из которого произведено 1,981 тыс. т губчатого титана.

Опытно-промышленная добыча диоксида титана проводилась в Томской области на Южно-Александровском участке Туганского россыпного циркон-рутил-ильменитового месторождения. В 2015 г. компания ОАО «Туганский ГОК „Ильменит“ добыла открытым способом 17,9 тыс. куб. м рудных песков. На обогатительной фабрике из песков получено 383 т ильменит-рутил-лейкоксенового концентрата, содержащего 208 т TiO2.»

1.2.7 Вольфрамо-молибденовые руды

Вольфрам встречается в природе главным образом в виде окисленных сложных соединений, образованных трехокисью вольфрама WO3 с оксидами железа и марганца или кальция, а иногда свинца, меди, тория и редкоземельных элементов. Из 22 вольфрамовых минералов, известных в настоящее время, промышленное значение имеют четыре: вольфрамит (Fe, Mn)WO4 (плотность 6700 — 7500 кг/м3), гюбнерит MnWO4 (плотность 7100 кг/м3), ферберит FeWO4 (плотность 7500 кг/м3) и шеелит CaWO4 (вольфрамат кальция, плотность 5800 — 6200 кг/м3).

К промышленным типам вольфрамсодержащих руд относятся жильные кварц-вольфрамитовые и кварц-касситерито-вольфрамитовые, штокверковые, скарновые и россыпные. В месторождениях жильного типа содержатся вольфрамит, гюбнерит и шеелит, а также минералы молибдена, пирит, халькопирит, минералы олова, мышьяка, висмута и золота. В штокверковых месторождениях содержание вольфрама в 5 — 10 раз меньше, чем в жильных, но они имеют большие запасы. В скарновых рудах наряду с вольфрамом, представленным в основном шеелитом, содержатся молибден и олово. Россыпные месторождения вольфрама имеют небольшие запасы, однако играют в добыче вольфрама значительную роль. Промышленное содержание триоксида вольфрама в россыпях (0,03% — 0,1%) значительно ниже, чем в коренных рудах, но их разработка значительно проще и экономически выгоднее. В этих россыпях наряду с вольфрамитом и шеелитом содержится также касситерит.

Вольфрамовые россыпи и руды обогащают, как и оловянные, в две стадии — первичное обогащение и доводка черновых концентратов. При невысоком содержании триоксида вольфрама в руде (0,1% — 0,8%) и высоких требованиях к качеству концентратов общая степень обогащения составляет от 300 до 600, которая может быть достигнута только при сочетании различных методов, например гравитационных и флотационных.

Крупнейшим российским продуцентом вольфрамовых концентратов традиционно является ОАО «Приморский ГОК», действующее на базе месторождения Восток-2. В 2015 г. компанией было произведено 2199,1 т концентрата, содержащего 1319,4 т триоксида вольфрама, что составило около 40% национального показателя (в отдельные годы доля компании превышала 80%, но с 2010 г. она устойчиво снижается). Показатели всех остальных продуцентов заметно ниже. ЗАО «Новоорловский ГОК», разрабатывающее Спокойнинское месторождение, получило 1502,6 т концентрата, содержащего 930,1 т триоксида вольфрама (более 27% отечественного производства), ООО «Лермонтовский ГОК», эксплуатирующее одноименное месторождение — 1472,6 т концентрата, содержащего 883,6 т триоксида вольфрама (около 27%). Концентрат вольфрама из природных руд также выпускается ЗАО «Закаменск» и ООО «А/с „Кварц“ (разрабатывают россыпь руч. Инкур и Бом-Горхонское месторождение соответственно), но объемы их производства на порядок меньше — в 2015 г. ими получено по 154 т продукта.»

Полученные в России вольфрамовые концентраты направляются как на внутренний, так и на внешний рынки. В 2015 г. продажи вольфрамового сырья за рубеж сократились по сравнению с 2014 г. на 23,6% — до 2678 т. Его покупателями выступили Южная Корея, закупившая более 63% продукции, а также Вьетнам, Гонконг, Нидерланды и Сингапур.

При этом на внутреннем рынке сохраняется дефицит вольфрамового сырья, который частично компенсируется за счет импорта, объемы которого в 2015 г. выросли по сравнению с предыдущим годом на 25% — до 1714 т. Главными поставщиками являлись Канада (около 51%) и Вьетнам (около 30%).

Основными потребителями вольфрамовых концентратов в России являются завод компании ОАО «Гидрометаллург» в г. Нальчик и предприятие ОАО «Кировградский завод твердых сплавов» в Свердловской области. С 2013 г. их потребление растет и в 2015 г. составило 4,5 тыс. т против 1,2 тыс. т в 2012 г.

Приморский ГОК 10 лет добивается изменения статуса земель в пределах Скрытого месторождения вольфрама: переводу из лесных земель в промышленные подлежит площадь 133,0434 га в лесничестве.

Кабардино-Балкария переоценит запасы руды на Тырныаузском месторождении (работы оцениваются в 60 млн руб.), чтобы начать добычу, обогащение и переработку вольфрамосодержащего сырья до конечной стадии — производства готового инструмента из твердых сплавов (при стоимости реализации проекта — 14,2 млрд руб.), доля импорта которого сегодня на российском рынке составляет до 90%.

На обогатительной фабрике ООО «Сорский ферромолибденовый завод» выпущено 7590,1 т молибденового концентрата, содержащего 3253,6 т молибдена — на 4,5% больше, чем в 2014 г. На ферромолибденовом заводе компании произведено 4659,7 т ферромолибдена, что на 3,5% больше результата предыдущего года.

В результате создания в середине 2000-х гг. предприятий по производству ферромолибдена на базе Сорского и Жирекенского месторождений существенно снизились объемы поставок молибденовых концентратов на экспорт и прекратилось их поступление на российский рынок. В 2015 г. экспорт молибденовых концентратов составил 483 т и был осуществлен в Нидерланды.

1.2.8 Алюминийсодержащее сырье

Боксит — алюминиевая руда, состоящая из гидратов оксида алюминия, оксидов железа и кремния, сырье для получения глинозема и глиноземосодержащих огнеупоров. Содержание глинозема в промышленных бокситах колеблется от 40% до 60% и выше. Используется также в качестве флюса в черной металлургии. Бокситы являются важнейшей алюминиевой рудой, на которой, за немногими исключениями, базируется почти вся мировая алюминиевая промышленность.

Химический состав бокситов, в зависимости от минералогической формы гидроксида алюминия и количества примесей, колеблется в широких пределах. Качество бокситов, как и алюминиевой руды, определяется прежде всего содержанием в них глинозема и кремнезема: чем ниже содержащее SiO2 и больше Al2O3, тем выше качество при прочих равных условиях.

Бокситовая руда представляет полиминеральную породу, в которой полезные минералы глинозема (гиббсит, бемит, диаспор) находятся в тесной парагенетической ассоциации и в разных количественных соотношениях с кремнеземсодержащими минералами (обычно каолинитом и шамозитом). Для месторождений бокситов характерно отсутствие визуальных границ между сортовой рудой и забалансовой бокситовой породой. Специфической особенностью бокситов является высокая дисперсность входящих в них минералов, что определяет бокситы как чрезвычайно сложный объект механического обогащения.

В РФ основную долю в общем балансе бокситового сырья составляют два типа месторождений бокситов — гиббситовые (мезозойские) и преимущественно бемитовые (палеозойские).

Гиббситовые бокситы мезозойских месторождений Приангарья (Верхотуровское, Киргитейское, Порожнинское), а также бемитовые бокситы палеозойских месторождений Североонежского бокситорудного района (Иксинское) и Среднего Тимана (Вежаю-Ворыквинское) обнаруживают, несмотря на различия в минеральном составе, значительное сходство в условиях залегания, в распространении и взаимоотношениях диалогических разновидностей бокситовых пород, а также в ряде их структурных особенностей. Различие, обусловленное возрастом, выражается во внешнем облике и физическом состоянии породы — практически все бокситовые породы палеозойского возраста в отличие от мезозойских в разной степени сцементированы или уплотнены.

АО «Апатит» в 2015 г. получило из хвостов апатитовой флотации добытых руд 916,1 тыс. т нефелинового концентрата (на 1% больше, чем годом ранее); ЗАО «Северо-Западная Фосфорная Компания» нефелиновый концентрат не выпускало.

Добыча и переработка бокситов и нефелиновой руды в 2015 г. равнялась соответственно 9,834 млн т и 3,159 млн т, при этом объем добычи бокситов по сравнению с 2014 г. увеличился на 7,2%, а объем добычи нефелиновой руды снизился на 6,6%.

1.3 Ресурсный потенциал отходов горно-металлургических производств

Текущая обеспеченность базовых отраслей экономики разведанными запасами основных видов полезных ископаемых представляется достаточно удовлетворительной. В то же время наметились или обострились проблемы МСБ цветных металлов.

Не обеспечен собственным сырьем ряд медеплавильных заводов Урала: Красноуральский, Среднеуральский, Карабашский, Медногорский. На Кольском полуострове с выбыванием Ждановского карьера, основного поставщика (около 80%) медно-никелевых руд в регионе, в сложном положении окажутся металлургические комбинаты Печенганикель и Североникель.

Без достаточной сырьевой базы на оперативных, практически ежегодно приращиваемых запасах работают свинцово-цинковые рудники в Читинской области, Приморье и на Северном Кавказе, оловянные — в Хабаровском и Приморском краях, вольфрамовые — в Приморском крае.

По мере исчерпания запасов разрабатываемых месторождений техногенные объекты могут стать приоритетным, а в некоторых случаях и единственным источником минерального сырья.

В хвостах обогащения руд цветных металлов доля неизвлеченных компонентов от их количества в исходной руде составляет соответственно (средние и максимальные значения), %: олова — 35 и 58; вольфрама — 30 и 50; цинка — 26 и 47; свинца — 23 и 39; молибдена — 19 и 53; меди — 13 и 36; никеля — 10 и 25. Показатель извлечения основных полезных ископаемых в России составляет 65% — 78%, а попутных элементов (в цветной металлургии) — от 10% до 30%.

При флотации медных руд извлечение Mo, Cd, Sb, Se, Te, Re колеблется в достаточно широком диапазоне значений. Практически полностью остаются в хвостах флотации In, Ga, Tl, Bi, Hg. В хвостах флотационного обогащения медных руд теряется, % отн.: 28,72 — 92,59 Mo, 22,54 — 92,08 Cd, 79,09 — 97,31 In, 81,42 — 99,54 Ga, 92,08 — 98,44 Ge, 92,08 — 98,35 Tl, 56,49 — 96,88 Sb, 6,28 — 49,33 S, 43,43 — 99,54 Se, 73,24 — 97,00 Te, 47,88 — 96,18 Re, 89,59 — 97,15 Bi, 89,44 — 99,90 Hg.

В хвостах флотационного обогащения полиметаллических руд теряется, % отн.: 1,64 — 80,36 Mo, 6,36 — 18,57 Cd, 14,64 — 81,48 In, 67,78 — 97,87 Ga, 69,37 — 92,48 Ge, 51,09 — 95,88 NI, 18,67 — 80,29 Sb, 22,93 — 57,38 Se, 52,25 — 94,09 Te, 71,75 — 93,66 Re, 39,88 — 83,58 Bi, 58,01 — 78,27 Hg.

Примером ценности горнопромышленных отходов могут служить техногенные отходы медной подотрасли Урала — 220 млн т хвостов обогащения, в которых среднее содержание меди (0,34% — 0,37%) в отвалах некондиционных руд и хвостах обогащения близко к кондиционным (0,35% — 0,5%). Наибольшую ценность в хвостах обогащения уральских руд представляют сера (30% — 50% общей стоимости хвостов), драгоценные металлы (25% — 45%), медь (10% — 20%) и цинк (10% — 15%).

Хвосты обогащения медно-никелевых руд Норильского рудного узла содержат промышленные, с точки зрения современных технологий переработки, концентрации платиноидов, золота и серебра.

На обогатительных фабриках, перерабатывающих вольфрамо-молибденовые руды, не извлекаются от 22% до 60% меди, до 81% висмута, до 62% тантала, а также золото, серебро и другие элементы. На крупнейшем Тырныаузском комбинате, осуществляющем добычу и переработку вольфрамо-молибденовых руд, кондиционными считаются руды с содержанием > 0,1% WO3. В хвостах его содержание превышает 0,04%. На долю кондиционных руд приходится всего 13,5% всей добытой горной массы. В этих рудах содержится лишь 34,6% полезного компонента. Некондиционные руды (86,5% добытой горной массы) уходят в отвал, унося с собой 65,4% металла, содержащегося в эксплуатационном блоке.

Изучение технологической пробы некондиционной руды Тырныаузского месторождения показало, что отвалы некондиционной руды — полноценное техногенное месторождение, пригодное для отработки, причем со значительно меньшими затратами, чем месторождения коренных руд.

В целом на обогатительных фабриках вольфрамо-молибденовой подотрасли накоплено значительное количество хвостов флотационного и флотационно-гравитационного обогащения, которые содержат около 400 тыс. т молибдена и более 100 тыс. т вольфрама. Из общего объема лежалых молибденсодержащих хвостов более половины составляют хвосты с промышленным содержанием молибдена 0,012% — 0,02%, в остальной массе содержание молибдена менее 0,005%.

Большие перспективы связаны с переработкой техногенных месторождений драгоценных металлов — золота и платины.

По ориентировочной оценке, в отходах медной, свинцово-цинковой, никель-кобальтовой, вольфрамо-молибденовой, оловянной, алюминиевой подотраслей промышленности содержится более 8,0 млн т меди, 9,0 млн т цинка, 1,0 млн т свинца, 2,5 млн т никеля, 33,5 млн т Al2O3, 600 тыс. т олова, 200 тыс. т молибдена, около 1 тыс. т золота и 12 тыс. т серебра. Резервы полезных компонентов в накопленных отходах равноценны открытию многих новых месторождений.

Из наиболее крупных техногенных накоплений рудного минерального сырья могут быть выделены хвосты обогащения Гайского, Норильского, Салаирского, Учалинского и Солнечного ГОКов; шлаки металлургических заводов — Среднеуральского, Электроцинк, Печенганикель, Североникель; некондиционные руды Гайского, Сибайского и других ГОКов.

Суммарная ценность накопленных извлекаемых металлов в горнопромышленных отходах, по ориентировочной оценке, подчас сопоставима с ценностью потенциальных ресурсов минерального сырья в недрах и более чем в 4 раза превышает ценность идентифицированных ресурсов или известных запасов в недрах, которые пока не используются.

Несмотря на такой огромный ресурсный потенциал, горнопромышленные отходы в России используются лишь как сырье для стройиндустрии (не более 10% годового объема их образования). В то же время за рубежом из отходов с помощью нетрадиционных технологий (различных видов выщелачивания) получают более 40% годового объема меди, 35% золота и значительную долю других металлов.

При вовлечении в переработку отходов горнорудного производства наряду с пополнением МСБ решаются экологические проблемы. При толщине слоя 20 м отходы занимают площадь более 1300 км2. Ежегодное увеличение площади отчуждаемых земель составляет не менее 85 — 90 км2. Негативное воздействие на окружающую среду проявляется на территории, в 10 раз и более превышающей площадь, занимаемую отходами. Значительная часть отчуждаемых земель находится в промышленно развитых районах, нередко в границах населенных пунктов и крупных городов.

При вовлечении в переработку отходов горнорудного производства наряду с пополнением МСБ решаются экологические проблемы. Особую привлекательность придает техногенным месторождениям то, что, как правило, они расположены в промышленно развитых районах, находятся на поверхности земли и горная масса в них преимущественно дезинтегрирована, что резко снижает затраты на их разработку.

1.4 Основные экологические проблемы

Воздействие горнодобывающей деятельности на окружающую среду зависит от геологических особенностей, размера, формы месторождения и концентрации полезного компонента, природно-климатических особенностей территории расположения, а также от применяемых методов добычи и обогащения, выбранных технических и технологических решений, природоохранных мероприятий и др.

Горнодобывающая деятельность оказывает воздействие на все компоненты окружающей среды: недра, земли, почвы, поверхностные и подземные воды, атмосферный воздух, растительный и животный мир.

Геолого-разведочные работы (ГРР) оказывают незначительное воздействие на окружающую среду, что связано с кратковременностью и локальностью проводимых работ, оказывающих негативное воздействие на окружающую среду.

Основные эмиссии этапа ГРР: выбросы твердых загрязняющих веществ (пыль) — при строительстве дорог и других коммуникаций, ведении горно-буровых работ, пробной добыче, погрузке и транспортировке горной массы, а также при эксплуатации техники; выбросы газообразных веществ (выхлопные газы) — эксплуатация техники; сбросы загрязненных сточных вод в водные объекты — при осушении разведочных горных выработок; образование и размещение отходов вскрышных и вмещающих пород — при ведении горно-буровых работ и пробной добыче; шум, вибрация — при строительстве дорог и других коммуникаций, ведении буровзрывных работ, погрузке горной массы, эксплуатации техники.

Основные виды работ этапа строительства, оказывающие негативное воздействие на окружающую среду: инженерная подготовка территории (расчистка, планировка, осушение поверхности); горно-капитальные работы (в том числе применение буровзрывных работ); строительство зданий и сооружений, объектов размещения отходов и очистных сооружений (породных отвалов, хвостохранилищ, прудов-отстойников), складов и др.; строительство линейных объектов (подъездных и внутриплощадочных дорог, железнодорожных путей, трубопроводов, ЛЭП); осушение горных выработок со сбросом сточных вод в водные объекты; эксплуатация техники и оборудования.

На этапе эксплуатации добыча руд оказывает значительное воздействие на недра за счет изъятия горной массы из недр и нарушения состояния геологической среды. Нарушения геологической среды проявляются в виде: формирования подземных полостей; изменения полей напряжений в горном массиве; нарушения циркулирующих в недрах водоносных, газовых и других потоков.

На этапе эксплуатации вскрышные и добычные работы, а также операции по размещению отходов сопровождаются нарушением ландшафтов, утратой растительного и почвенного покрова, местообитаний на территории производства работ.

Размещение отходов добычи осуществляется как на поверхности, так и в горных выработках. Внешние отвалы могут занимать значительные площади, преобразуя естественный рельеф местности, и являться источником загрязнения окружающей среды. Водоотлив изменяет направление движения подземных вод в районе действия горнодобывающего предприятия, сопровождается понижением уровня подземных вод с формированием депрессионной воронки, превосходящей размеры шахтного (карьерного) поля. Данные процессы приводят к изменению водного баланса прилегающей территории и сопровождаются снижением расходов малых рек, изменением водного баланса почв, вызывая угнетение поверхностного и водного биологического разнообразия, вплоть до исчезновения популяций некоторых видов. Снижение уровня подземных вод может вызывать также высыхание колодцев и водозаборных скважин.

Для очистки шахтных и карьерных вод перед сбросом в водный объект на территории организуются очистные сооружения.

При эксплуатации горнодобывающего предприятия образуются поверхностные и хозяйственно-бытовые сточные воды. Отведение сточных вод осуществляется в централизованную систему канализации либо на очистные сооружения с последующим сбросом в водный объект.

Пруды-отстойники и другие очистные сооружения могут быть источником загрязнения подземных вод и почв при фильтрации загрязненных сточных вод через основание и дамбы.

Воздействие сброса сточных вод в поверхностные водные объекты проявляется в изменении гидрологического и температурного режимом водотока, химического состава, повышении мутности и заиливании дна, что негативно сказывается на водном биоразнообразии, а также на возможностях использования водного объекта в хозяйственных и рекреационных целях.

На территории организуется система хозяйственно-питьевого и производственного водоснабжения, источником может быть свежая вода из поверхностных или подземных источников либо очищенная вода системы оборотного водоснабжения предприятия.

Выемка и погрузка горной массы, как и буровзрывные работы, отвалообразование и пр. сопровождаются выбросами пыли, распространяющимися на значительные расстояния. В состав пыли могут входить соединения тяжелых металлов, которые при определенных концентрациях могут губительно действовать на живые организмы, негативно воздействуя практически на все составляющие экосистемы: атмосферный воздух, поверхностные и подземные воды, почвенный покров, растительный и животный мир и человека. Оседающая на поверхность земли и водных объектов пыль может вызывать их загрязнение, оказывать воздействие на растения и условия их роста.

На этапе эксплуатации горнодобывающего предприятия возможны выбросы следующих веществ: пыли и рудничных газов — из горных выработок, в состав рудничных газов входит преимущественно метан, с примесью: оксида углерода, сероводорода, диоксида серы, тяжелых углеводородов; оксидов азота, оксида углерода, диоксида серы, бенз(a)пирена, золы, мазутной золы, сажи, углеводородов (бензин, керосин, формальдегид) — при сжигании топлива в котельных и иных топливосжигающих установках; пыли, оксидов азота, оксида углерода — при ведении буровзрывных работ; выхлопных газов (оксиды азота, оксид углерода, диоксид серы, углеводороды, сажа) и пыли — при эксплуатации техники.

Выбросы оксидов серы и азота могут вызывать закисление почв и водных объектов, наносить ущерб растительности.

Практически все операции этапа эксплуатации сопровождаются физическими факторами воздействия (искусственное освещение, шум, вибрация, электромагнитное излучение). Наиболее значимое воздействие связано с ведением буровзрывных работ при открытой разработке месторождений.

В результате загрязнения и (или) изменения компонентов окружающей среды в процессе добычи полезных ископаемых происходит угнетение биоценозов на прилегающих территориях; оказывается воздействие на социально-экономические и рекреационные условия проживания населения на близлежащей территории; изменяются среда обитания человека, состояние компонентов биогеоценозов и биоразнообразие, условия землепользования; снижается стоимость объектов недвижимости и земель и т.д.

Процессы обогащения руд сопровождаются выбросами загрязняющих веществ, образованием сточных вод, отходов и другими воздействиями на окружающую среду, зависящими от состава обогащаемого минерального сырья, выбранного метода обогащения, применяемых технических и технологических решений.

Наиболее значимое негативное воздействие на компоненты окружающей среды оказывают операции по размещению отходов обогащения.

Отходы обогащения (хвосты (шламы)) представляют собой мелкофракционный материал, в том числе содержащий остатки применяемых реагентов, размещаемый на объектах размещения отходов (отвалах, хвостохранилищах (шламонакопителях)).

Воздействие от объектов размещения отходов обогащения проявляется в виде изъятия земель, трансформации естественных ландшафтов, статической нагрузки на грунты, загрязнении компонентов окружающей среды.

Загрязнения окружающей среды проявляются в случаях: фильтрации загрязненных сточных вод через основания и дамбы гидротехнических сооружений при нарушении целостности или отсутствии изолирующих экранов; пыления с поверхности объектов размещения отходов; аварийных прорывов дамб, пульпопроводов и др.

Отходы обогащения за счет мелкофракционного состояния могут активно вступать в химические реакции при доступе воды и кислорода с образованием опасных веществ и соединений, способных мигрировать в подземные горизонты, загрязнять, в том числе закислять, почвы и водные объекты. Загрязнение компонентов окружающей среды приводит к угнетению водных и прибрежных биоценозов, ухудшению качества воды источников водоснабжения и др.

На хвостохранилищах (шламонакопителях) возможно развитие опасных инженерно-геологических процессов и явлений, таких как оплывание откосов дамб, появление зон высачивания вод, оседание, промоины и др.

Аварийные ситуации могут привести к катастрофическим последствиям в связи с затоплением и погребением значительных площадей естественных ландшафтов, разрушением зданий и сооружений, инженерных коммуникаций, уничтожением растительного покрова, гибелью людей и животных, значительным загрязнением почв, поверхностных и подземных водных объектов.

Состав загрязненных сточных вод при обогащении полезных ископаемых зависит от состава минерального сырья, применяемых реагентов и др.

Загрязнение водных объектов негативно сказывается на водном биоразнообразии, а также на возможностях использования водного объекта в хозяйственных и рекреационных целях.

Процессы обогащения сопровождаются значительным водопотреблением. Источником водоснабжения могут являться очищенные сточные воды системы оборотного водоснабжения предприятия либо свежая вода из поверхностных или подземных источников.

При обогащении руды на обогатительных фабриках основными загрязняющими атмосферный воздух ингредиентами являются: пыль от процессов сортировки, дробления, грохочения горной массы и продукции, узлов перегрузки и погрузки/разгрузки, мест складирования и хранения горной массы и продукции, а также обжига, сушки концентрата после мокрого обогащения. Состав пыли зависит от вида обогащаемого полезного ископаемого, а также химического и морфологического состава горной массы; оксиды азота, оксид углерода, диоксид серы, зола, бенз(a)пирен — при сжигании топлива в отделениях обжига и на установках сушки концентрата; специфические загрязняющие вещества от реагентных, флотационных отделений, в зависимости от технологии обогащения и состава обогащаемого полезного ископаемого.

При выполнении ликвидационных работ возможно загрязнение атмосферного воздуха твердыми (пыль) и газообразными (выхлопные газы) веществами, образование и размещение отходов от демонтажа зданий и сооружений, образование загрязненного поверхностного стока и сброса шахтных вод в водные объекты, физические факторы воздействия.

Основные виды работ, оказывающие негативное воздействие на окружающую среду при рекультивации нарушенных земель: планировочные работы; агротехнические и фитомелиоративные мероприятия по восстановлению плодородия нарушенных земель; эксплуатация техники и оборудования. При выполнении рекультивационных работ возможно загрязнение атмосферного воздуха твердыми (пыль) и газообразными (выхлопные газы) веществами, переуплотнение и загрязнение формируемого плодородного слоя почвы и грунтов в результате движения техники. Внесение минеральных и органических удобрений является физико-химическим фактором воздействия. Состав и объем вносимых удобрений зависит от агрохимических свойств формируемого корнеобитаемого почвенного слоя и видов применяемых культур. Также возможным негативным воздействием на окружающую среду при рекультивации может быть внедрение инвазионных видов флоры и фауны.

Основные противоречия в процессах производственной деятельности и отходообразования горных предприятий могут быть разрешены путем утилизации техногенного и некондиционного минерального сырья в цикле комплексного освоения месторождений цветных металлов и применения спецмер (см. рисунок 1.21): осушение на карьерах и водоотлив из шахт; очистка шахтных и карьерных вод с их использованием в производстве; оборотное водоснабжение и регенерация реагентов на обогатительных фабриках; селективные технологии складирования отходов и хвостов обогащения; оптимизация размещения породных отвалов с размещением отходов в горных выработках; мониторинг состояния хвостохранилищ и дамб.

Рисунок 1.21 — Модель утилизации техногенного и некондиционного минерального сырья

Модель (см. рисунок 1.21) позволяет перевести отходообразование из затратной сферы в прибыльную и параллельно снизить все возрастающее негативное воздействие производства на окружающую среду, обеспечив тем самым поддержание экологической устойчивости системы «природа — производство».

Реальным потребителем отходов может быть строительная отрасль как наиболее материалоемкая. В мире ежегодно добываются сотни миллионов тонн нерудного сырья для производства строительных материалов. Как правило, такого рода сырье содержится в карьерах, что приводит к выведению из хозяйственного оборота больших площадей земель и нарушению сложившегося экологического равновесия. Объем производимых отходов соизмерим с потребностью промышленности строительных материалов в минеральном сырье. Однако в настоящее время в России используется не более 8% — 10% отходов.

Вовлечение в хозяйственный оборот техногенных месторождений позволит решить некоторые важные проблемы минерально-сырьевого комплекса страны и улучшить экологическую ситуацию. В частности, оно обеспечит сокращение расходов на поиски и разведку новых месторождений, повышение производительности труда за счет рентабельной переработки уже добытого сырья, улучшение условий труда, так как техногенные месторождения расположены на поверхности Земли в отличие от все более глубокозалегающих обычных коренных месторождений полезных ископаемых, высвобождение занимаемых техногенными отходами земель и их рекультивацию, ликвидацию источников загрязнения окружающей среды.

Воздействие на окружающую среду, указанное в разделе 1.4, возможно только в случае невыполнения природопользователями природоохранных мероприятий.

Раздел 2. Описание технологических процессов при добыче и обогащении руд цветных металлов

2.1 Открытая добыча руд цветных металлов

2.1.1 Общие положения

В России руды цветных металлов залегают в основном на Урале, в Красноярском крае, Забайкалье, Восточной Сибири и на Дальнем Востоке. Разработка месторождений цветных металлов — это совокупность взаимосвязанных технологических процессов, осуществляемых в пределах отведенного для этих целей участка.

В зависимости от условий залегания рудных месторождений и мощности залежей разработка осуществляется открытым, подземным или комбинированным открыто-подземным способами [11]. По отдельным видам руд используются скважинные технологии.

Открытая разработка применяется [12] - [14], если рудное месторождение залегает неглубоко. Подземный способ применяется [15] - [22] в случае залегания руд на значительной глубине. Скважинные технологии используются для руд, способных переходить в жидкое или газообразное состояние в результате специального воздействия [23].

Большинство крупных предприятий Сибири и Дальнего Востока ведут добычу руд на глубинах свыше 500 м, на месторождениях Норильского промышленного района отработка запасов ведется на глубине до 1,5 км, Горной Шории — в среднем на глубине 900 м. В Канаде добычу руд, содержащих золото, медь, никель, ведут на глубинах 1800 — 2600 м; в США извлечение меди и золота — на глубинах от 1700 до 3000 м; в Индии золото извлекают с глубины в 3500 м; в Южно-Африканской Республике работы ведутся на глубине более 4000 м.

Преимущества открытого способа добычи:

• уровень комплексной механизации и автоматизации горных работ обеспечивает большую производительность труда и меньшие затраты на добычу полезного ископаемого;
• более безопасные и комфортные условия труда;
• более полное извлечение полезного ископаемого;
• меньшие удельные капитальные затраты на строительство.

Недостатки открытого способа:

• необходимость выемки значительно превышающих объем руды вскрышных пород, затраты на что составляют основную часть общих затрат;
• необходимость изъятия из пользования значительных площадей земли и изменение ландшафта;
• изменение гидрологической ситуации в районе добычных работ.

При подземном способе разработки объемы перемещаемых пустых пород по сравнению с открытым способом незначительны и требуют меньших площадей для их размещения. Обеспечивается сохранность земной поверхности.

Преимущества скважинных технологий заключаются в возможности вскрытия запасов руд для безлюдной отработки в короткое время при сравнительно небольших затратах и минимальном риске в любых горно-геологических условиях. К недостаткам можно отнести ограниченность применения руд со специфическими условиями оруденения и вскрытия (например, растворимых солей, меди, золота, урана).

Комбинированным способом разрабатывают мощные крутопадающие месторождения с выходом на земную поверхность.

Горнодобывающая деятельность предприятия прекращается после отработки балансовых запасов. Развитие горнодобывающей промышленности России, обусловленное рыночной конъюнктурой спроса на минерально-сырьевые ресурсы и ужесточением требований к рациональному природопользованию при добыче и переработке полезных ископаемых, осуществляется на основе использования передовых технологий, оптимизации производства и прироста запасов.

Открытая разработка месторождения включает в себя: подготовку поверхности, осушение месторождения, горно-капитальные работы по вскрытию и подготовке к добыче, в том числе вскрытие путем удаления вмещающих руду пустых пород и добычные работы (см. рисунок 2.1).

Рисунок 2.1 — Открытая разработка месторождения

Открытым способом добывают металлы из месторождений: алюминий Вежаю-Ворыквинское (Республика Коми), медь Удоканского (Забайкальский край), никель Буруктальского (Оренбургская область), свинец Горевского (Красноярский край), цинк Комсомольского (Оренбургская область), олово Одинокое (Республика Саха (Якутия)), вольфрам Лермонтовского (Приморский край), молибден Сорского (Республика Хакасия), титан Ярегского (Республика Коми) и др.

Основные процессы открытых горных работ: снятие почвы, вскрытие рудного тела, отделение руды от массива, транспортировка, первичная подготовка, складирование пород и некондиционного сырья.

2.1.2 Снятие и складирование почвы

Разрабатывающие открытым способом месторождения руд цветных металлов предприятия обязаны снимать плодородный слой почвы и использовать его для улучшения земельных угодий. Снятие плодородного слоя почвы бульдозером осуществляется прирезками с созданием временного штабеля.

Почва грузится экскаваторами или погрузчиками и вывозится во временный отвал или к месту использования. При снятии почвы с древесной и кустарниковой растительностью осуществляется предварительная уборка древесины и освобождение от пней и корней.

Почва в отвалах сохраняет свои свойства в течение 20 лет. Под отвалы почв отводятся участки с исключением подтопления, засоления или загрязнения промышленными отходами и строительным мусором.

2.1.3 Вскрытие

Вскрытие представляет собой комплекс обеспечения доступа к руде путем производства горно-капитальных и текущих работ.

Горно-капитальные работы обеспечивают доступ к полезному ископаемому путем проходки железнодорожных или автомобильных траншей. Текущие вскрышные работы карьера обеспечивают объем добычи руды на запланированном уровне.

Покрывающие породы подразделяют на рыхлые и скальные. К рыхлым относят породы, выемка которых возможна без рыхления буровзрывным способом с использованием экскаваторов и драглайнов. Роторные экскаваторы непрерывного действия разрушают породу с помощью рабочих элементов роторного колеса и транспортируют ее в отвалы или склады.

При разработке рыхлых пород породу отделяют от массива, транспортируют и укладывают в отвал при помощи воды под напором.

Породы рыхлой вскрыши разрабатывают драглайнами или экскаваторами. Скальные породы отличаются тем, что для их экскавации требуется предварительное рыхление буровзрывным способом. На карьерах применяют гидравлические экскаваторы и экскаваторы типа механическая лопата. В процессе вскрытия покрывающие породы снимают и складируют в отвалы, обеспечивая доступ к руде (см. рисунок 2.2).

Рисунок 2.2 — Вскрытие месторождения

2.1.4 Системы разработки

Параметрами карьера открытой добычи являются объем горной массы, конечная глубина, размеры по подошве, углы откосов бортов, запасы полезного ископаемого, объем вскрыши и полезного ископаемого, высоты уступов, размеры на уровне дневной поверхности. Углы откосов бортов карьера определяются конструкцией бортов и условиями устойчивого равновесия слагающих его пород.

Горно-капитальные работы включают в себя проходку капитальных и разрезных траншей. Вскрытие месторождения осуществляют чаще всего с помощью капитальной траншеи.

Система разработки называется сплошной, если горно-подготовительные работы отсутствуют. При транспортной системе разработки вскрышных работ порода перемещается сначала во внешний отвал, а по мере развития горных работ — во внутренний отвал.

Вскрыша отрабатывается уступами, высота которых в слабых породах не должна превышать максимальную высоту черпания экскаватора, а крепких породах — более чем в 1,5 раза.

Подготовка горных пород к выемке производится буровзрывным способом с дроблением до заданной крупности. Нужная крупность пород обеспечивается путем рассредоточения зарядов в скважинах большого диаметра. При необходимости получения породных блоков больших размеров небольшие заряды размещают на небольшом расстоянии друг от друга в скважинах малого диаметра.

Выемка горной массы осуществляется чаще всего торцовым забоем, который обеспечивает максимальную производительность экскаватора за счет удобного взаимодействия с автотранспортом.

Карьерный транспорт является связующим звеном системы разработки. Затраты на него составляют не менее 50% от общих затрат на добычу.

При цикличном транспорте погрузка, движение с грузом, разгрузка и движение без груза осуществляются последовательно, а при транспорте непрерывного действия эти операции совмещаются.

Этапом производства вскрышных работ является образование отвалов. Высота отвального уступа зависит от физико-технических свойств складируемых пород, а количество уступов определяется отводимой площадью и объемом пород. В зависимости от места расположения отвала по отношению к конечному контуру карьера различают внутренние и внешние отвалы. Внешние отвалы располагаются ближе к карьеру, чтобы уменьшить затраты на перемещение вскрыши.

Угол откоса отвальных уступов обычно равен углу естественного откоса пород отвала и зависит от физико-технических свойств пород, их разрыхления и влажности.

Фронтом отвальных работ называют часть участка приема и размещения вскрышных пород. Процесс отвалообразования включает возведение насыпей, разгрузку и складирование вскрышных пород, планировку поверхности и оборудование транспортных коммуникаций.

Веерное формирование отвалов осуществляется бульдозерами по транспортной схеме. По длине участка устраивается предохранительная берма шириной не менее 5 м. За призмой обрушения по длине фронта работ устраивается породная отсыпка высотой не менее 0,5 диаметра колеса применяемого автосамосвала.

Россыпи добывают драгами и гидравлическим способом. Добыча драгами осуществляется при соответствии параметров драги глубине залегания руд, возможностям водного бассейна и крупности руд.

Проф. Е.Ф. Шешко в основу классификации систем открытой разработки принял направление перемещения вскрышных пород из забоев в отвалы (см. таблицу 2.1).

Таблица 2.1

Классификация систем разработки по Е.Ф. Шешко

Академик Н.В. Мельников классифицировал системы открытой разработки месторождений по способу производства вскрышных работ (см. таблицу 2.2).

Таблица 2.2

Классификация систем разработки по Н.В. Мельникову

В классификации В.В. Ржевского главным признаком принято направление выемки в пределах всей рабочей зоны карьера (см. таблицу 2.3).

Таблица 2.3

Классификация систем разработки по В.В. Ржевскому

Классификация систем разработки по К.Н. Трубецкому приведена в таблице 2.4.

Таблица 2.4

Классификация систем разработки по К.Н. Трубецкому

2.1.5 Буровзрывные работы

Буровзрывные работы имеют целью подготовку скального массива к экскавации. Расчет параметров взрывания базируется на зависимости разрушенного объема породы от массы заряда взрывчатого вещества. Свойства массива учитываются через удельный расход взрывчатого вещества, величина которого регламентируется. В большинстве случаев буровзрывное рыхление массива основано на расположении взрывчатого вещества в скважинах, пробуренных буровыми станками.

Буровые работы совмещаются с другими процессами (см. рисунок 2.3).

Рисунок 2.3 — Совмещение работ на уступе

Бурение скважин производится буровыми станками шарошечного типа или ударно-шарошечного бурения. Диаметр взрывных скважин зависит от категории буримости породы, расстояния между скважинами, свойств ВВ и др. Скважин бурят на определенном расстоянии друг от друга в зависимости от типа пород, диаметра скважин, применяемого ВВ.

Отбойка скважинными зарядами заключается в размещении ВВ в скважинах с заполнением части скважины инертными материалами. Скважины размещаются на расстоянии друг от друга так, чтобы разрушения в каждой скважине перекрывали друг друга. Заряд ВВ в скважине может быть сплошным и рассредоточенным, что увеличивает эффективность использования ВВ.

Применяется многорядное, короткозамедленное взрывание с использованием пиротехнических замедлителей. Инициирование скважинных зарядов производится посредством промежуточных детонаторов, изготовленных из шашек-детонаторов и изделий неэлектрических средств инициирования или детонирующего шнура.

2.1.6 Добычные работы

Добыча руды осуществляется с использованием преимущественно одноковшовых экскаваторов типа ЭКГ с объемом ковша от 5 до 20 м3 и гидравлических экскаваторов типа прямая или обратная лопата с вместимостью ковша до 30 м3.

Разгрузка руды осуществляется в автосамосвалы или железнодорожные думпкары. У гидравлического экскаватора она осуществляется опрокидыванием или раскрытием ковша. У канатного экскаватора разгрузка осуществляется отрыванием днища ковша над местом разгрузки.

Максимальная производительность экскаватора достигается при минимуме передвижек в забое и минимальном среднем угле поворота экскаватора. Высота забоя ограничивается высотой черпания экскаватора. Угол откоса поверхности забоя зависит от свойств разрабатываемого массива и составляет 70° — 80°. При автомобильном транспорте автосамосвалы располагаются сбоку или позади экскаватора в зоне разгрузки ковша с минимальным углом разворота от места черпания. При конвейерном транспорте горная масса загружается экскаватором в бункер-питатель, который располагается сбоку экскаватора или внутри заходки позади экскаватора.

2.1.7 Транспорт

Для перевозки вскрышных пород, руды и материалов используют транспорт непрерывного действия (конвейерный, трубопроводный) и цикличного действия (железнодорожный, автомобильный). При большой производительности карьеров преимущественно применяется железнодорожный транспорт (см. рисунок 2.4).

Рисунок 2.4 — Транспортирование руды железнодорожным транспортом

Конвейерный и трубопроводный транспорт обеспечивает поточность производства горных работ, автоматизацию управления и высокую производительность труда. Применение комплексов непрерывного действия повышает степень использования оборудования на карьере.

Для транспортирования мягких, дробленых, скальных и полускальных горных пород получили распространение ленточные конвейеры: забойные, сборочные, подъемные, магистральные и отвальные.

Забойные конвейеры предназначены для транспортирования горной массы от экскаватора до сборочного конвейера. Сборочные конвейеры в торцевых частях карьера предназначены для транспортирования горной породы от одного или нескольких забойных конвейеров к подъемнику. Подъемные конвейеры в нерабочей зоне карьера предназначены для доставки горной массы из рабочей зоны карьера на поверхность. Магистральные конвейеры располагают на поверхности карьера и предназначены для транспортирования пород вскрыши к отвалам, а полезного ископаемого — на обогатительную фабрику или к складам. Отвальные конвейеры располагают на отвалах и перемещают вслед за отвальным фронтом.

Трубопроводный или гидравлический транспорт ограничен в применении по климатическим условиям, свойствам пород и наличию водоисточников.

Железнодорожные пути подразделяются на временные и стационарные. К временным относятся пути на рабочих площадках в карьере и на отвале. К стационарным относятся пути в траншеях, на транспортных бермах и на поверхности карьера. Скорость железнодорожного транспорта в карьере по стационарным путям составляет 35 — 40 км/ч, по забойным и обменным путям — 15 — 20 км/ч.

Широкое распространение имеет автомобильный транспорт благодаря мобильности, высокой эффективности в сложных топографических, геологических и климатических условиях. Наиболее эффективная область применения автомобильного транспорта — карьеры малой и средней производительности, глубокие горизонты крупных карьеров в комбинации с железнодорожным транспортом.

Первичное дробление используется для обеспечения возможности транспортировки дробленого материала конвейерным транспортом. Дробилки крупного дробления позволяют дробить руду на куски крупностью до 1500 мм. На выходе с дробильных установок крупность руды не превышает 400 мм, что позволяет производить ее транспортировку конвейерным транспортом. После дробилок первой стадии могут располагаться грохоты или дробилки, обеспечивающие дробление руды до крупности 150 — 200 мм для транспортировки ее крутонаклонными конвейерами.

2.1.8 Обращение с породами

Объект из пустых, скальных и рыхлых пород называется породным отвалом, некондиционных руд — складами, плодородный слой почв укладывается в бурты.

Высота яруса отвала определяется свойствами пород, рельефом поверхности, гидрогеологическими условиями и технологией образования отвала. Укладка пород в отвалы производится бульдозерами. Автосамосвалы разгружаются на некотором расстоянии от бровки по периферии отвала, а бульдозеры перемещают породу под откос, оставляя на бровке предохранительный вал. Поверхность отвала имеет подъем в сторону откоса, равный 3°. Высота бульдозерного отвала достигает 25 — 30 м.

Отвалы устраиваются из расчета минимизации занятости земли и обеспечения к минеральной массе впоследствии (см. рисунок 2.5).

Рисунок 2.5 — Карьерные отвалы

Не отвечающие требованиям кондиций руды укладываются в отдельные отвалы.

Гидроотвалы представляют собой огороженные дамбами понижения рельефа, балки, овраги, выработанные пространства карьеров. Они заполняются из напорных трубопроводов. Твердые частицы и взвесь осаждаются на дно, а отстоявшаяся вода возвращается в систему напорного гидротранспорта.

2.2 Подземная добыча руд цветных металлов

2.2.1 Общие сведения

Подземная разработка месторождений руд цветных металлов различных форм, мощности, углов падения, на разных глубинах осуществляется с использованием подземных горных выработок. Она включает этапы: вскрытие, подготовку и очистную выемку, которые выполняются последовательно или совмещенно во времени и пространстве с целью обеспечения производства достаточными запасами вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов полезного ископаемого.

Подземным способом добывают металлы из месторождений: алюминий Черемуховского (Свердловская область), медь Октябрьского (Красноярский край), никель Талнахского (Красноярский край), свинец Холоднинского (Республика Бурятия), цинк Гайского (Оренбургская область), олово Фестивального (Хабаровский край), вольфрам Холтосонского (Республика Бурятия), титан Большого Сэйиминского (Амурская область) и др.

Основные горные выработки:

• шахтные стволы, квершлаги и штольни, открывающие доступ ко всему месторождению или его части и обеспечивающие возможность проведения подготовительных выработок и очистной выемки в запланированных объемах;
• штреки, квершлаги, уклоны, бремсберги, восстающие, орты, которыми вскрытая часть месторождения разделяется на обособленные выемочные участки, предусмотренные принятым способом подготовки и системой разработки;
• подэтажные и слоевые выработки, выработки буровые, погрузочно-доставочные, подсечки, вентиляционные, отрезные восстающие, лавы и другие забойные выработки, обеспечивающие выемку полезных ископаемых.

Этапы подземной разработки месторождения: подготовка рудничного поля, отделение горной массы от массива, выдача на транспортные выработки и транспортирование на поверхность с размещением пород в выработанном пространстве или в отвалах.

2.2.2 Вскрытие

Вскрытие заключается в проведении шахтных стволов, квершлагов, штолен, капитальных рудоспусков и др. для получения доступа к рудному телу (см. рисунок 2.6).

Рисунок 2.6 — Схема вскрытия месторождения

Главные вскрывающие выработки служат для выдачи руды и пород на земную поверхность, вентиляции, перемещения людей, доставки материалов и оборудования. Вспомогательные выработки служат для вентиляции, транспорта оборудования, обеспечения дополнительного выхода на земную поверхность и других целей. Расположение главных и вспомогательных стволов определяется условиями проветривания.

Форма, размеры, способы проведения, крепления выработок вскрытия зависят от срока их службы, оптимальной работы транспорта, безопасности передвижения людей, доставки материалов и оборудования, а также пропуска необходимого количества воздуха.

Простые способы вскрытия: вертикальным шахтным стволом по рудному телу, по породам лежачего бока, по породам висячего бока; наклонным шахтным стволом по породам лежачего бока и на флангах месторождения; штольней по рудному телу или по породам боков рудного тела.

Комбинированные способы сочетают два или более способа вскрытия, например: вертикальный шахтный ствол с поверхности и вертикальный слепой ствол; вертикальный шахтный ствол и наклонный слепой ствол; штольня и вертикальный слепой ствол; штольня и слепой наклонный ствол.

Штольня в качестве вскрывающей выработки используется при вскрытии в гористой местности. Строительство штольни дешевле, скорость проходки выше, транспортирование руды дешевле и осуществляется без перегрузки, передвижение людей безопаснее, шахтные воды выдаются самотеком, стоимость поверхностных сооружений меньше.

Шахтные стволы имеют круглую, прямоугольную и эллиптическую форму сечения. Размер сечения ствола зависит от его назначения. Капитальные стволы служат для подъема руды и породы, подъема и спуска людей, спуска материалов, вентиляции и размещения водоотливных и воздушных труб, но иногда только для подъема руды и породы, только для спуска-подъема людей, только для вентиляции и т.п.

Вскрытие наклонным стволом осуществляют в лежачем боку за пределами зоны сдвижения пород или по месторождению. От ствола шахты до границы рудного тела проходят квершлаги, длина которых значительно меньше, чем при вскрытии вертикальным стволом, что является основным достоинством способа.

Комбинированные способы вскрытия сочетают разнотипные вскрывающие выработки: верхнюю часть месторождения вскрывают одной выработкой, а нижнюю — другой. Такое вскрытие характерно для месторождений, расположенных в гористой местности или ниже уровня вскрытия штольней. В этом случае их вскрывают слепым стволом. При ступенчатом вскрытии длина квершлагов уменьшается.

Рудные тела крутого падения вскрывают вертикальными стволами в сочетании с наклонным съездом для передвижения самоходного оборудования. Выбор схемы вскрытия производят с учетом геологических условий, производительности, срока существования и возможности применения высокопроизводительной техники. Так, получили распространение наклонные автомобильные съезды.

Околоствольные дворы с комплектом выработок строят на каждом этаже, но иногда применяют вскрытие групповыми квершлагами через два-три этажа. Ствол и откаточные выработки этажей связываются вертикальными и наклонными выработками. Для доставки материалов и оборудования и перемещения людей проходят восстающие с клетевым или лифтовым подъемом.

Целесообразность вариантов вскрытия оценивают путем технико-экономического сравнения. Выбирается тот, при котором обеспечивается наибольшая безопасность работ и меньшие затраты.

Место заложения главной вскрывающей выработки по простиранию месторождения должно быть оптимальным в отношении работы подземного транспорта в течение всего времени отработки запасов, удобства расположения поверхностных сооружений и подъездных путей, сохранности от рисков паводковых и дождевых вод, оползней, лавин и т.д.

Разделение рудничного поля на этажи производят штреками и ортами. Восстающими и наклонными выработками этажи делят на выемочные блоки. Высота этажа составляет 60 — 120 м. Иногда этажи делят по высоте на подэтажи.

Восстающие выработки проходят способом секционного взрывания скважин или шпуров. Проходку вертикальных восстающих выработок механизируют применением комплексов КПВ, где полок перемещается по монорельсу. Проходка бурением и расширением скважин производится с использованием буровых станков типа 2КВ. Станки обеспечивают проведение вертикальных и наклонных выработок диаметром до 3 м, до 100 м в длину под углом до 70° в породах с коэффициентом крепости до 12 по Протодьяконову. Горные выработки, проведенные в подготовленных участках для выемки руды, называют нарезными.

Нарезные выработки делят блок на подэтажи, служат для доставки отбитой руды и ее вторичного дробления, обнажения руды в днище блока и отрезки блока от массива.

В выработках выемочного участка оставляют рудные целики, возводятся искусственные сооружения и устройства: крепь, грохоты, люки, погрузочные полки, бетонные, металлические или железобетонные облицовки сопряжений выработок выпуска и вторичного дробления и др.

2.2.3 Системы разработки

Система разработки рудных месторождений подземным способом — порядок и технология очистной выемки руды, определяющие совокупность конструктивных элементов выемочного участка, технологических процессов и способ управления горным давлением, увязанных во времени и пространстве (см. таблицу 2.5).

Таблица 2.5

Классификация систем разработки по академику М.И. Агошкову

Готовые к выемке — это запасы руды, в которых пройдены нарезные выработки для производства очистной выемки.

Очистная выемка — комплекс работ по извлечению руды из очистных забоев, включающий отбойку, погрузку, доставку руды из забоя до откаточного горизонта, поддержание выработанного пространства и управление кровлей. Очистное пространство в процессе очистной выемки оставляют открытым, заполняют отбитой рудой, закладкой или обрушенными породами или поддерживают крепью и целиками.

Крутопадающие жилы и пластообразные залежи мощностью до 3 м отрабатывают с потолкоуступной и почвоуступной выемкой.

При разработке горизонтальных и пологопадающих залежей средней и большой мощности до 30 м распространена камерно-столбовая система разработки с регулярными целиками (см. рисунок 2.7).

Рисунок 2.7 — Камерная система разработки с целиками

Системы разработки с подэтажной выемкой применяют при разработке мощных крутопадающих месторождений. Камеры располагают по простиранию рудного тела при мощности до 15 м, вкрест простирания — при большей. Ширина междукамерных целиков — до 15 м. Расстояние по вертикали между подэтажными выработками — 10 — 12 м. Потолочину обрушают массовым взрывом вместе с днищем вышерасположенного блока.

Этажно-камерными системами разрабатывают мощные крутопадающие и наклонные месторождения. Полезное ископаемое отбивают горизонтальными, наклонными или вертикальными слоями.

При разработке мощных пологопадающих месторождений применяют варианты системы с твердеющей закладкой (см. рисунок 2.8).

Рисунок 2.8 — Камерная система с отбойкой из подэтажей и закладкой твердеющими смесями

Системы разработки с креплением очистного пространства применяют при разработке месторождений средней мощности. При выемке горизонтальными слоями или потолкоуступным забоем используют усиленную распорную крепь.

Крутопадающие и мощные залежи с неустойчивой рудой и вмещающими породами разрабатывают системой слоевого обрушения нисходящими горизонтальными слоями высотой до 3 м.

Горизонтальные и пологопадающие пластообразные залежи мощностью до 5 м разрабатывают столбовыми системами с обрушением кровли.

Системы с обрушением руды и вмещающих пород применяют для разработки мощных залежей цветных металлов. При разработке крутопадающих залежей богатых руд, склонных к самообрушению, применяют варианты с выемкой руды под деревянным настилом.

Разработку мощных месторождений ведут комбинированно: камеры и целики извлекают одновременно или последовательно различными системами с подготовкой блоков по единой схеме.

Способы управления массивом классифицируют по принципу состояния выработанного пространства на время завершения работ по погашению в отличие от классификации систем разработок в период очистной выемки (см. таблицу 2.6).

Таблица 2.6

Классификация способов погашения пустот по В.И. Голику

При разработке мощных месторождений руд, способных при обнажении обрушаться, используют системы с естественным или принудительным самообрушением.

2.2.4 Скважинные технологии добычи руд

Месторождения склонных к растворению реагентами руд разрабатывают системами с выщелачиванием, комбинируя технологии по признаку максимального извлечения металлов (см. рисунок 2.9).

Рисунок 2.9 — Комбинирование традиционных технологий и технологий с выщелачиванием металлов

2.2.5 Отбойка и дробление руд

Отбойку руд средней и высокой крепости ведут взрывным способом, а менее крепких — механическим способом с помощью комбайнов. При добыче слабых или трещиноватых руд в породах, способных при обнажении обрушаться под действием гравитации и давления налегающей толщи, используют феномен самообрушения.

Универсальным для отбойки руд средней и высокой крепости является буровзрывной способ, использующий взрывание зарядов ВВ в шпурах, взрывных скважинах и минных выработках. Способ основан на быстротечном разложении веществ с использованием энергии взрыва на отделение от массива и дробление горной массы.

Шпуровая отбойка используется для отделения от массива полезного ископаемого небольшой крепости, а также для отбойки крепких руд при разработке рудных тел средней и малой мощности.

Отбойка скважинами распространена при разработке мощных рудных месторождений с высокой крепостью и устойчивостью руд и пород. Взрывные скважины бурят вертикальными, наклонными и горизонтальными так, чтобы руда перемещалась в сторону обнаженной поверхности.

Для увеличения глубины заложения и величины зарядов ВВ донную часть глубоких (5 — 6 м) шпуров взрыванием небольших зарядов расширяют до формы котла.

Эффективность взрывного дробления повышается: короткозамедленным взрыванием, использованием кинетической энергии соударения, рассредоточением зарядов воздушными промежутками, расположением скважинных зарядов.

При разработке мощных месторождений с крепкими и трещиноватыми рудами применяют отбойку зарядами ВВ, располагаемыми в минных выработках.

Отделение руд от массива путем обрушения в результате гравитационных сил и горного давления применяется при разработке мощных месторождений малоценных руд средней крепости и устойчивости.

При разработке слабых руд выемку осуществляют комбайнами и применяют гидравлическую отбойку.

Показателем оптимальности взрывной отбойки является крупность кусков разрушенного взрывом рудного массива. Если в результате отбойки отделяются крупные куски породы, не подлежащие транспортировке, их измельчают до кондиционных размеров. Размеры максимально допустимого куска в горной массе определяются параметрами транспортных средств, дробилок и другого оборудования. Максимально допустимый размер кусков варьируется от 300 — 400 до 800 — 1000 мм. Для дробления негабаритных кусков применяют взрывчатые вещества или механические устройства.

Качество отбойки и дробления улучшают изменением пространственного расположения зарядов относительно друг друга и свободной поверхности.

Вращательное бурение станками пневмоударного и шарошечного бурения с армированными твердыми сплавами коронками применяют в рудах с коэффициентом крепости до 6 — 8 по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

Алмазное бурение взрывных скважин в крепких породах характеризуется хорошими показателями за счет стойкости коронок.

Пневмоударное бурение шпуров и скважин применяют при бурении крепких и весьма крепких руд и пород. Шпуры бурят перфораторами с пневмоподдержками, с фиксацией на пневмоколонках или закрепленных на станках. Для бурения выработок в породах с коэффициентом крепости до 14 применяют самоходные электрогидравлические станки (см. рисунок 2.10).

Рисунок 2.10 — Установка для бурения скважин

Для бурения взрывных скважин и шпуров используют буровые перфораторы, станки, каретки и установки добычного бурения (рисунок 2.11).

Рисунок 2.11 — Бурение шпуров

Расположение взрывных скважин может быть параллельным, параллельно-сближенным, веерным. Для размещения зарядов ВВ наиболее распространены скважины диаметром 105 — 110 мм, которые бурят станками с погружными пневмоударниками.

Для улучшения дробления руды и снижения сейсмического эффекта применяют короткозамедленное взрывание зарядов с интервалами: 25, 50, 75, 100 и 150 мс.

Промышленные ВВ для подземных горных работ: аммиачно-селитренные гранулированные, порошкообразные и эмульсионные ВВ. В гигроскопичные ВВ для придания водоустойчивости вводят специальные добавки. ВВ на основе водоустойчивой аммиачной селитры имеют марку ЖВ: аммониты № 6 ЖВ, а также тротил и др.

Для подземных работ применяют ВВ с кислородным балансом, близким к нулевому с минимизированным количеством оксида углерода CO и оксидов азота NO, NO2, N2O3 и прочих вредных газов при взрыве.

Для заряжания используют самоходные, передвижные и переносные зарядные машины. ВВ транспортируется сжатым воздухом по зарядному шлангу в скважины и шпуры.

2.2.6 Доставка

Отбитая руда доставляется к местам ее погрузки в транспортирующие устройства. Под действием собственного веса она перемещается по почве выработки, рудоспускам, настилам, желобам, трубам с углом наклона выработки от 35° до 50°. Ограниченное применение имеют доставка силой взрыва и гидравлическая.

Механизированная доставка производится скреперами, конвейерами, самоходными вагонетками, погрузочно-доставочными машинами. Скреперная доставка используется для доставки руды от забоя до рудоспуска или погрузочного люка, а на горизонте скреперования — от рудоспусков до погрузочных полков. Ее достоинства: простота устройства, небольшая стоимость оборудования, мобильность, возможность совмещения доставки с погрузкой.

Доставка конвейерами применяется при малоабразивной мелкой руде с подъемом выработки под углом до 20°, иногда до 30° — 40°. Скребковые конвейеры, по сравнению с ленточными, имеют меньшую высоту, проще в обслуживании и допускают подъем материала до 35°. Виброконвейеры устанавливают под бетонированными выпускными выработками, но не под навалом руды.

При длине транспортирования до 500 м применяется доставка самоходными установками с электрическим, дизельным, дизель-электрическим и пневматическим двигателем. Перспективны машины с комбинированным электрогидравлическим приводом.

По способу разгрузки различают челночные вагонетки и самосвалы. Дном челночных вагонеток служит скребковый конвейер, разравнивающий и выгружающий транспортируемую руду.

Комплексы состоят из погрузочных машин и самоходных вагонов, а при большой производительности — экскаваторов или ковшовых погрузчиков и подземных автосамосвалов. Электрический привод позволяет снизить отрицательное влияние на окружающую среду. Дизельный привод применяют на рудниках с активным проветриванием. Типы приводов сочетают, например, дизельный — для передвижения, электрический — для погрузки.

Машины с аккумуляторным приводом находят применение при отработке маломощных рудных тел сложной формы.

Машины вспомогательного назначения имеют самоходные шасси, автономный привод и необходимый набор навесных приспособлений — крюк, ковш и др.

2.2.7 Выпуск руды

Руду выпускают из днищ блоков или из торца горизонтальных выработок через люки, питатели, конвейеры и другие устройства (см. рисунок 2.12).

Рисунок 2.12 — Выпуск руды из блока

Тип и параметры люка зависят от количества и свойств пропускаемой через него руды, срока службы, размеров откаточной выработки и емкости откаточного сосуда.

Люки с секторным затвором пригодны для погрузки руды крупностью до 300 — 400 мм. Люки с пальцевым затвором применяют для погрузки руды крупностью до 1000 мм. Пальцы опускаются под действием собственного веса, а поднимаются с помощью пневматического цилиндра. Комбинированные люки сочетают лотковый затвор с секторным, пальцевым или цепным.

При разработке с погрузкой руды в доставочные агрегаты или откаточные вагоны машинами ее выпускают на почву выработки. Погрузка руды в транспортные средства осуществляется погрузочными машинами, комбайнами, погрузчиками или малогабаритными экскаваторами (см. рисунок 2.13).

Рисунок 2.13 — Погрузочно-доставочная машина

Погрузочные машины имеют колесно-рельсовый, гусеничный и пневмошинный ход; пневматический, электрический, электрогидравлический или дизельный привод. На выпуске руды из блоков используют вибротехнику, существенно повышает производительность. Передвижные вибрационные установки, работающие под навалом руды, сокращают потери руд в днище блока.

2.2.8 Поддержание выработанного пространства

В результате горных работ первоначальное равновесно-напряженное состояние пород нарушается. Вокруг горных выработок возникает поле напряжений — горное давление, формирующееся под влиянием глубины залегания, тектонической деятельности, анизотропии и упругости пород, давления газов и подземных вод и др.

В скальных породах прочностью от 50 — 100 до 100 — 150 МПа в зоне нарушенных пород коэффициент ослабления снижается с 0,25 — 0,35 до 0,15 — 0,04. Мощность зон вокруг выработок малого сечения составляет 0,5 — 2,0 м, вокруг крупных — 5 - 10 м. Внутри этих зон выделяется менее мощная приконтурная зона снижения ослабленности 0,5 — 1,5 м. В пределах зоны прочность уменьшается на величину в 2,5 — 6,0 раз. На контакте зоны влияния выработок напряжения увеличиваются до первоначального значения.

Напряжения в окрестностях выработки могут превысить прочность пород, тогда там образуется область, в которой происходят горные удары и выбросы.

Управление горным давлением — совокупность мероприятий по предупреждению негативных последствий проявления горного давления. Сохранность горных выработок обеспечивается приданием им наиболее устойчивой формы поперечного сечения или возведением в них крепи. Круглая форма принимается при высоком всестороннем давлении, сводчатая — при давлении сверху.

Поддержание выработанного пространства — сохранение его устойчивости путем подпора боков и кровли очистного пространства целиками, закладочным материалом, отбитой рудой или крепью.

В скальных породах нагрузка на крепь формируется за счет массы той части пород в кровле, которая в процессе формирования свода естественного равновесия испытывает неупругие деформации.

Деревянная крепь представляет собой прямоугольные или трапециевидные крепежные рамы, стойки и костры.

Металлическая крепь — стойки, штанги или сложные механизированные агрегаты, являющиеся составной частью выемочных комплексов.

Обрушение пород осуществляют с целью облегчения поддержания очистных выработок за счет перераспределения горного давления. Оптимальным считается такой порядок работ, при котором срок существования выработок минимален. Быстрое погашение блока позволяет увеличивать размеры очистных камер и уменьшать расходы на их поддержание.

При креплении пород применяют бетонную, каменную, смешанную и металлическую крепь в виде переносной или штанговой крепи, а также из полимерных материалов.

По конструкции деревянной крепи различают типы: распорная крепь — простая, усиленная, составная; костровая крепь; крепежные рамы; станковая крепь.

По характеру работы различают крепи: жесткая, податливая, шарнирная, комбинированная; по сроку службы: постоянная и временная; по форме сечения выработок: трапециевидная, арочная, кольцевая, эллиптическая, полигональная, сводчатой формы; по виду выработки — для горизонтальных, наклонных и вертикальных горных выработок.

Для поддержания очистных выработок после выемки руд применяют затвердевшую смесь раствора цемента с песком, щебнем или гравием. Для изменения свойств бетонов и растворов (подвижности, скорости твердения, водонепроницаемости, долговечности) в их состав вводят добавки.

Крепи, воспринимающие растягивающие усилия, изготовляют из бетона, армированного сталью, — железобетона. Шприц-бетон, набрызг-бетон и торкрет-бетон, состоящий из водной смеси цемента, песка и мелкого щебня, используют для покрытия пород с целью защиты от разрушения, коррозии и придания огнестойкости.

Металл используют редко, обычно для крепления устьевой части штолен, квершлагов и других выработок с большим сроком службы. Находят применение новые композитные крепежные материалы, в первую очередь стеклопластик.

Для крепления капитальных выработок с большим сроком службы применяют крепи: бетонные, железобетонные, сборные металлические и железобетонные (тюбинги), металлические рамы и др., воспринимающие нагрузку в пределах упругих деформаций без изменения формы и размеров.

Железобетонная крепь отличается от бетонной наличием металлической арматуры, позволяющей воспринимать растягивающие усилия. Наряду с монолитной бетонной крепью, применяют сборные железобетонные крепи: сплошную тюбинговую, арочные, кольцевые или эллиптические.

Податливые рамы изготавливают из спецпрофиля, соединяя их между собой хомутами и болтами, которые обеспечивают податливость крепи за счет скольжения в местах соединения. Смешанные рамные крепи состоят из железобетонных пустотелых стоек и металлических верхняков, соединяемых при помощи подвесной скобы.

Жесткие металлические крепи трапециевидной, арочной и кольцевой формы из двутавровых балок и рельсов с соединением элементов накладками и болтами устанавливают на расстоянии 0,5 — 1 м друг от друга. Кровлю и бока выработки между рамами закрывают затяжками — железобетонными плитами, металлическими решетками и сетками, досками.

Деревянную рамную крепь применяют в выработках небольшого сечения с небольшим сроком службы. Выработки со значительным сроком службы закрепляются негорючими материалами. Рамы устанавливают или вразбежку через 0,5 — 1 м с отшивкой кровли и боков выработки между рамами деревянными затяжками, или всплошную. Полные рамы с лежнем применяют при давлении со стороны почвы выработки.

Металлическая крепь может быть жесткой, податливой и шарнирной. Податливость ее необходима в условиях неустановившейся нагрузки. Шарниры крепи обеспечивают ее сохранность и устойчивость при косонаправленной нагрузке. Трапециевидная металлическая крепь из рельсов или двутавровых балок, соединенных между собой уголками или литыми соединительными деталями, представляет собой полные или неполные крепежные рамы.

Штанговая (анкерная) крепь в шпурах, пробуренных в кровле и в боках выработки, выполняет функции «подвешивания» породных слоев или «сшивания» их в одну пачку. Применяют стальные, железобетонные, деревянные и полимерные штанги. Наиболее распространены стальные штанги, которые с помощью замка укрепляют в конце шпура, а на их концы навинчивают гайки. Применяют взрывоинъекционный способ анкерования.

Крепление вертикальных выработок при малом сроке службы производится деревянной крепью, представляющей собой венец из четырех бревен или брусьев. Венцы располагают вплотную друг к другу или на некотором расстоянии один от другого, поэтому различают сплошную, на стойках и подвесную крепь.

Армирование вертикальных выработок осуществляется установкой вандрутов, расстрелов, направляющих, лестничных полков и лестниц.

Вандруты устанавливают для усиления жесткости венцовой крепи попарно вдоль длинных сторон выработки, прикрепляют к венцам и соединяют между собой расстрелами. Расстрелы делят выработку на отделения. В подъемных отделениях на расстрелах устанавливают деревянные или металлические проводники, по которым движутся направляющие подъемных сосудов.

В лестничных отделениях через 3 — 4 м устраивают полки из досок, оставляя в них лазы размером 600 x 700 мм для передвижения людей. Лестницы шириной 400 мм устанавливают между полками под углом 80°. Лестничное отделение отшивают досками от подъемных.

Поддержание целиками — использование части рудного массива для перераспределения напряжений в процессе горных работ. Целики по мере доработки запасов извлекаются, но при малой ценности руд их оставляют. Поддержание целиками применяется, как самостоятельный способ поддержания, так и в комбинации с креплением, закладкой пустот и магазинированием руды.

Целики подразделяют на охранные, междуэтажные, междублоковые и внутрикамерные. Охранные целики оставляют в недрах для защиты капитальных выработок. Выемка полезного ископаемого из охранных целиков разрешается только после того, как необходимость охраны миновала.

Междуэтажные целики состоят из потолочины камеры и днища вышележащего этажа. Междублоковые целики являются опорой. Внутрикамерные целики оставляют по мере необходимости.

При большой глубине разработки и в ряде других случаев оставление целиков становится опасным из-за возможности горных ударов. Поэтому возводят массивы из бетона или твердеющих смесей.

Поддержание магазинированной рудой — временное содержание руды в очистном пространстве для поддержания боковых пород. Поскольку руда при отбойке увеличивается в объеме, 30% — 40% выпускаются из блока по мере отбойки, а замагазинированная руда выпускается после погашения блока. Поддержание рудой осуществляется при разработке крутых и наклонных рудных тел в устойчивых породах. Способ неприменим при слеживающихся, возгорающихся и окисляющихся руд.

Поддержание закладкой — заполнение технологических пустот пустой породой, хвостами обогащения, твердеющими смесями и т.п. По признаку заполнения выработанного пространства закладка может быть полной или частичной, а также комбинированной бутобетонной закладкой, т.е. совместной подачей в камеру породы и твердеющей смеси. По составу и способу транспортирования различают сухую, гидравлическую, твердеющую и пневматическую закладку.

В закладочный материал вводятся вяжущие вещества, в результате чего образуется массив высокой устойчивости и прочности. Расходы на добычу закладочного материала, его подготовку, транспортировку и размещение в очистных выработках в большинстве случаев значительны, однако этот способ обеспечивает безопасность работ, радикальное снижение потерь полезного ископаемого, а также препятствует деформации перекрывающих пород и земной поверхности.

После выемки полезного ископаемого горные выработки со временем или сразу заполняются породами, которые постепенно деформируются и обрушаются, вызывая оседание или разрушение земной поверхности.

Расходы на добычу, приготовление, транспортировку и размещение в очистных выработках закладочного материала достигают 2/3 себестоимости руды, однако этот способ обеспечивает безопасность работ, минимизацию потерь полезного ископаемого и гарантирует сохранность земной поверхности.

В заключительной стадии выемки запасов очистные выработки погашают или приводят в такое состояние, в котором они будут находиться в течение неопределенно долгого времени.

2.2.9 Транспорт и подъем

Подземный транспорт — комплекс сооружений и устройств, предназначенный для приема и перемещения грузов и людей. В его задачи входит транспортирование руды и породы от пунктов выгрузки из очистных блоков и проходческих забоев до перегрузочных комплексов, околоствольных дворов и рудничного подъема, снабжение добычных участков материалами, инструментом, оборудованием и перевозка людей.

Виды рудничного транспорта: рельсовый с использованием электровозов и вагонеток; самоходный на колесном ходу; конвейерный.

Наиболее распространен рельсовый транспорт. Локомотивный транспорт объединяет контактные электровозы, вагонетки с глухим днищем, боковой и донной разгрузкой, саморазгружающиеся сосуды. Работа локомотивов обеспечивается автоматизацией процессов откатки, включающей сигнализацию, централизацию и блокировку, дистанционное управление локомотивами и диспетчерскую службу.

Подъем и подземный транспорт — элементы единой транспортной системы. По типу оборудования рудничный подъем подразделяют на клетевой, скиповой, конвейерный, автомобильный, а по назначению — на главный и вспомогательный.

При значительной глубине разработки используют скиповой подъем руды, высокая производительность скипов объясняется их вместимостью (до 50 т), скоростью движения (до 20 м/с и более), тогда как клети движутся со скоростью не более 8 м/с и автоматизацией погрузочно-разгрузочных операций.

Конвейерный подъем эффективен при глубине горных работ до 400 — 600 м и производительности более 4 — 5 млн т/год, а также для подъема руды к комплексу загрузки скипов. Для использования конвейерного подъема необходимо дробление руды на куски размерами не более 0,1 — 0,15 м. Угол наклона выработки не должен превышать 16° — 18°.

Подъем руды на поверхность осуществляют автомобильным транспортом при углах наклона горных выработок до 11°.

2.2.10 Шахтный водоотлив

Главный рудничный водоотлив осуществляет откачку воды по трубам на поверхность, а участковый водоотлив — перекачку воды из отдельных участков шахты к водосборникам главного водоотлива. Схема водоотлива определяется схемой вскрытия, порядком разработки и гидрогеологией месторождения.

При значительной глубине применяют ступенчатый водоотлив, когда из нижних горизонтов вода перекачивается в промежуточные водосборники вышележащих горизонтов и затем на поверхность.

Система шахтного водоотлива объединяет водоотводные канавки, водосборники, насосные станции с водозаборными колодцами и водоотливными установками, с всасывающими и нагнетательными трубопроводами.

Для главного водоотлива применяют в основном центробежные многоступенчатые секционные насосы в горизонтальном исполнении, допускающие содержание механических примесей в воде крупностью 0,1 — 0,2 мм до 0,2%. Для подачи воды на поверхность в стволе шахты прокладываются рабочие и резервные трубы.

2.2.11 Рудничная вентиляция

Проветривание горных выработок осуществляется для создания в подземных выработках условий, исключающих вредное воздействие на человека ядовитых газов, высоких и низких температур.

Принцип проветривания горных выработок — создание сквозной вентиляционной струи за счет общешахтной депрессии и пропуска струи по выработкам. Используется нагнетательный, всасывающий или нагнетательно-всасывающий способ вентиляции. Воздух подают в шахту по одним выработкам, а отводят на поверхность по другим. Свежий воздух по выработкам распределяют с помощью автоматических вентиляционных дверей, шлюзов и перемычек.

Движение воздуха по горным выработкам обеспечивается вентиляторами главного и местного проветривания. Главные вентиляторные установки снабжаются системой дистанционного управления приводом вентилятора и контроля параметров работы с пульта главного диспетчера шахты и оборудуются системой реверсирования вентиляционной струи. При работе вентиляторов на нагнетание используется установка для подогрева воздуха в зимнее время использованием природного газа, электричества, пара или нагретой воды.

При прохождении вентиляционной струи по выработкам к рудничному воздуху примешиваются пыль, различные газы и т.п. Основная мера борьбы с примесями вредных газов — разжижение их свежим воздухом до предельно допустимых концентраций.

Для эффективного выноса пыли из забоя скорость воздуха должна быть не менее 0,3 м/с. Для борьбы с пылью применяют комплекс мер, среди которых приоритетно гидрообеспыливание.

Основные загрязнители в выбросах в атмосферу — газообразные и пылевые примеси в процессах буровзрывных работ, очистной выемки и др.

2.2.12 Обращение с пустыми породами

На земную поверхность извлекают не только полезное ископаемое, но и пустые породы и некондиционную руду. Удельный расход выработок на 1000 т руды достигает: горно-подготовительных выработок 2 — 6 м3, нарезных 8 — 14 м3. Пустые породы выдают на поверхность и складируют в отвалы (см. рисунок 2.14).

Рисунок 2.14 — Складирование пород в отвале

Часть пустой породы с проходки горных выработок может использоваться в качестве сухой или бутобетонной закладки отработанных камер при системах разработки с закладкой выработанного пространства. Также пустую породу используют для производства заполнителя при изготовлении закладочной смеси на дробильно-сортировочных установках.

Руды, не отвечающие в настоящее время кондициям, и не используемые попутные полезные ископаемые укладываются в отдельные отвалы.

Хранение пород влияет на экосистемы окружающей среды. Масштабы и значение этих воздействий зависят от объемов горнодобывающей деятельности в сочетании с топографией и климатическими условиями района, особенностями залегания месторождения, технологии добычи, сельскохозяйственной деятельности в регионе и других факторов.

Источниками загрязнения атмосферы являются газопылевые выбросы с поверхности породных отвалов и рудных складов. Исходящий воздух содержит твердые частицы, окись углерода, оксиды азота и летучие органические соединения. Минимизация выбросов твердых частиц включает: использование туманообразователей, орошение горной массы, использование аэрозолей.

2.3 Обогащение руд цветных металлов

2.3.1 Подготовительные процессы

2.3.1.1 Дробление руд

Рост объемов переработки минерального сырья, разработка бедных месторождений, необходимость комплексного использования сырья и охраны окружающей среды, экономические аспекты требуют качественно нового подхода к процессам переработки [24] - [32].

Только небольшая часть полезных ископаемых пригодна для непосредственной переработки металлургическими, химическими или другими методами. Большая же часть их в естественном виде не может быть использована для этих целей, так как не удовлетворяет требованиям последующих технологических процессов. В связи с этим для придания полезным ископаемым свойств, необходимых для технически возможной и экономически выгодной технологической переработки, они подвергаются обогащению. Основными задачами, возникающими при обогащении, являются отделение полезных минералов от пустой породы и вредных примесей и разделение полезных компонентов на ряд продуктов, наиболее пригодных для дальнейшей переработки.

Металлургическая промышленность в настоящее время предъявляет очень высокие требования к рудам в отношении содержания в них основных металлов и примесей. Вместе с тем руды, которые могли бы удовлетворять этим требованиям, встречаются редко и количество их не может обеспечить современной потребности в металлах. Поэтому возникает необходимость повысить качество добываемых руд по содержанию в них металлов и вредных примесей.

Необходимость повышения содержания основных металлов в рудах иллюстрируется данными таблицы 2.7, в которой сравнивается процентное содержание некоторых металлов в добываемых рудах и содержание металлов, требуемое для металлургического передела.

Таблица 2.7

Содержание металлов в рудах и содержание металлов, требуемое для металлургического передела

Из таблицы 2.7 следует, что содержание металлов в сырье, поступающем на металлургическую переработку, должно в десятки и сотни раз превышать содержание металлов в добываемых рудах. В ряде случаев руды могут перерабатываться при содержании металлов, более низком, чем это указано, но при этом резко снижаются технические и экономические показатели.

Технологические этапы при обогащении полезных ископаемых остаются неизменными уже в течение длительного времени, несмотря на то, что техника и технологии ушли далеко вперед с тем, чтобы из каждого класса крупности извлечь максимум ценной компоненты (см. рисунок 2.15).

Рисунок 2.15 — Технологические этапы повышения содержания основных металлов в рудах и удаления вредных примесей

Добыча — начальный этап обработки полезных ископаемых. Дробление, измельчение и классификация — подготовительные процессы (рудоподготовка), направленные на получение требуемого распределения добытой руды по крупности. Обогащение — основные процессы, обеспечивающие увеличение содержания ценных компонентов путем сепарации измельченной руды физико-механическими и физико-химическими методами на продукты, обогащенные ценными компонентами — концентраты и обедненные ими — хвосты. Доводка — вспомогательные процессы, обеспечивающие получение концентратов в виде товарных продуктов и хвостов в виде продукта, пригодного для складирования и хранения. Транспортировка материалов — технологические операции (доставка добытой руды на обогатительную фабрику, буферное накопление руд (с возможным усреднением), загрузка аппаратов исходным питанием с заданной производительностью), предназначенные для продвижения всего горного процесса вперед с минимальными нарушениями производительности и потока материалов.

Доставку добытой руды осуществляют железнодорожным или автотранспортом. Погрузка и разгрузка грузового транспорта — основной источник пылеобразования в горном цехе.

Целями буферного накопления руд (см. рисунок 2.16) является сглаживание различий в темпах производства, переходов смен, перерывов для ремонта, вариаций: подачи материалов с рудников, участков разных месторождений, обогатимости руд, содержания ценных и вредных компонентов в рудах, крупности руд.

Рисунок 2.16 — Накопление руд

Равномерное питание аппаратов исходным продуктом обеспечивает эффективность его работы (см. рисунок 2.17).

Рисунок 2.17 — Типы питателей в зависимости от крупности материала

Защита — меры по защите технологического оборудования от износа и персонала от воздействия пыли и шума.

Если износ опасен для оборудования и конструкций, то пыль и шум представляют опасность главным образом для операторов. Пыль представляет собой проблему и для оборудования, и для операторов при сухих процессах.

Шум является проблемой для операторов как в сухих, так и в мокрых процессах.

Традиционно экология рудообогатительных фабрик имеет плохую репутацию.

В настоящее время это положение меняется благодаря более жестким законам и более жестким требованиям со стороны организаторов производства.

Цены на производимый продукт редко устанавливает сам производитель, чаще это делает рынок, приобретающий этот продукт. Однако всегда имеется возможность увеличить доход от деятельности предприятия за счет резервов, заложенных в самом выполнении работы. Например, улучшая комфорт операторов, можно поднять их мотивацию и уменьшить помехи работе для увеличения производительности, улучшения качества продукции (см. рисунок 2.18).

Рисунок 2.18 — Результаты хозяйственной деятельности

Среди поставщиков и пользователей оборудования есть устойчивая тенденция говорить на языке «систем», т.е. решать проблемы на уровне различных производственных процессов, а не просто монтажа оборудования. Это эффективно поднимает качество работы (см. рисунок 2.19).

Рисунок 2.19 — Уровни систем при обогащении руд

Процессы дробления, измельчения и классификации относят к подготовительным (в которых не производят сепарации полезных ископаемых по физическим свойствам), назначение которых — разрушение плотного монолитного полезного ископаемого и превращение его в рыхлую смесь с использованием таких механических сил, как удар, сжатие, сдвиг, раскалывание и истирание [33] - [48].

Операции дробления применяются для подготовки руд к измельчению в мельницах или подготовки его непосредственно к операциям обогащения, в случае если руда с крупной вкрапленностью полезных минералов. В схемы дробления обычно включают операции предварительного и поверочного грохочения. Их принято относить к той операции дробления, в которую поступает верхний продукт грохота.

Операция дробления вместе с относящимися к ней операциями грохочения составляет стадию дробления, а совокупность стадий дробления — схему дробления. Схемы дробления включают одну, две, три и более стадии дробления, выполняемые в гирационных дробилках первой стадии дробления, щековых дробилках, молотковых дробилках, конусных дробилках для крупного, среднего и мелкого дробления, роллер-прессах.

Все операции по уменьшению крупности — дробления и измельчения — определяются характеристиками питания, которое подается в процесс. Добытая горная масса всегда состоит из кусков, значительно отличающихся по своим размерам. Наряду с крупными кусками (достигающими при открытой добыче 1,5 м и до 350 мм — при подземной), в ней содержатся частицы в несколько долей миллиметра. Основным исходным параметром является «дробимость или измельчаемость» материала, имеющая также название «индекс работы» и «профиль износа», называемый индексом абразивности.

2.3.1.2 Измельчение руд

Все дробилки, включая дробилки ударного действия, дают ограниченные значения степени дробления. В силу их конструкции имеется ограничение по времени пребывания материала в дробилке: для уменьшения крупности ниже 5 — 20 мм прибегают к процессам измельчения (см. рисунок 2.20).

Рисунок 2.20 — Методы измельчения

Целью процесса измельчения является высвобождение индивидуальных минералов, заключенных в кусках вмещающей породы (руды), и, таким образом, их раскрытие для последующего обогащения в форме сепарации. Руды подвергаются обогащению при крупности до 0,1 мм и мельче.

Уменьшение крупности путем измельчения также производится оптимально, стадиями с использованием барабанных мельниц: само- и полусамоизмельчения, стержневых, шаровых и галечных, специальных барабанных мельниц — конусных шаровых мельниц и мельниц на обрезиненных роликах. Вертикальные мельницы с перемешиванием дробящей среды типа VertiMill применяют для сверхтонкого измельчения (см. рисунок 2.21).

Рисунок 2.21 — Типовая схема измельчения: мельница полусамоизмельчения + шаровая мельница + мельница типа VertiMill

Основные затраты на измельчение составляют затраты на энергию, футеровку и дробящую среду (см. рисунок 2.22).

Мельницы самоизмельчения (AG)

Мельницы полусамоизмельчения (SAG)

Шаровые мельницы первой стадии измельчения

Шаровые мельницы второй стадии измельчения

Галечные мельницы второй стадии измельчения

Рисунок 2.22 — Стоимость измельчения — типичные затраты

2.3.1.3 Классификация материалов

Под классификацией понимают процесс разделения твердой фракции на два или более продукта на основе крупности зерен. Разделять по крупности можно и мокрый и сухой материал.

Цель классификации:

• предотвратить переизмельчение материала готовой крупности на следующей стадии измельчения SR (предварительное грохочение SC);

• предотвратить прохождение крупных фракций на следующую стадию измельчения или на следующую технологическую операцию (op) (разделение по крупности в замкнутом цикле);

• получить продукт заданной крупности (разделение продукта по крупности).

В практике обогащения полезных ископаемых существуют два доминирующих метода классификации:

• грохочение, в котором для разделения используются просеивающие поверхности с отверстиями разной геометрии;

• классификация, в которой для разделения по крупности используют движение частиц.

Действие грохота определяется тремя основными параметрами: движением, наклоном и видом просеивающей среды (см. рисунок 2.23).

Рисунок 2.23 — Движение просеивающей среды

Просеивание с сегрегацией

Если на поверхности сита создать минеральную постель, то движение сита будет снижать внутреннее трение в материале, и материал будет разделяться на слои. Это означает, что более мелкие зерна смогут проходить между крупных, обеспечивая резкое разделение классов.

Просеивание за счет свободного падения

Если наклон сита, используемый при сегрегации, увеличить вдвое (от 10 — 15 до 20 — 30°), то получим режим свободного падения зерен, что означает, что слой зерен не сможет нарастать на просеивающей поверхности. Зерна будут напрямую проходить через просеивающую среду, что дает более высокую производительность (или более компактную установку), но при этом менее резкое разделение классов. Такой режим оптимально использовать, когда необходимо быстро удалить большой объем мелочи.

При разделении по крупности частиц, меньших чем 1 мм, мы выходим из границ применимости традиционных грохотов и используем следующие методы классификации:

• мокрая классификация при помощи гидроциклонов, в которых используется разделение за счет центробежной силы и которые охватывают диапазон крупности 10 — 100 микрон (типичный);
• мокрая классификация при помощи спиральных классификаторов, в которых используется разделение за счет силы тяжести и которые охватывают диапазон крупности 100 — 1000 микрон (типичный);
• сухая классификация, в которой используется разделение за счет центробежной силы и которая охватывает диапазон 5 — 150 микрон (типичный).

2.3.2 Основные методы обогащения руд

После высвобождения ценных минералов, содержащихся во вмещающей породе или руде путем дробления и измельчения, их можно разделить индивидуально, выделив их в самостоятельные (селективные) концентраты, на основе различия их физических свойств (см. таблицу 2.8) [49] - [52]. После выделения концентратов оставшуюся часть руды, а также примеси, оказывающие вредное действие при последующей металлургической переработке концентратов, — хвосты — направляют в отвал, размещая в хвостохранилищах.

Таблица 2.8

Физические свойства минеральных частиц и сростков, используемые для сепарации при обогащении

Разница в физических свойствах минералов может быть усилена искусственным путем. Например, разница в цвете и блеске минералов усиливается после промывки их водой либо при специальном освещении. Магнитная проницаемость может быть повышена магнетизирующим обжигом. Флотируемость и электропроводность минералов изменяют обработкой специальными реагентами.

Обогатительные сепараторы «чувствуют» именно это различие частиц по физическому свойству \xi , а не различие в содержании ценного (вредного) компонента в частицах (см. рисунок 2.24).

Рисунок 2.24 — Основные методы обогащения

2.3.2.1 Разделение по крупности

При разделении исходного продукта по крупности l, например руд и россыпей цветных металлов на грохотах (см. рисунок 2.25, а), на нижний подрешетный и верхний надрешетный продукт, один из них обогащается, а другой обедняется ценным компонентом.

2.3.2.2 Гравитационные методы обогащения

В гравитационном методе обогащения, например в конусном тяжелосредном сепараторе (см. рисунок 2.25, б), минералы с большой плотностью, например галенит, попадают в нижний тяжелый продукт, а остальные — в верхний легкий продукт.

Гравитационные методы используют в схемах обогащения руд цветных металлов и золота, ими обогащают россыпи.

2.3.2.3 Магнитные методы обогащения

При магнитном методе обогащения, например доводке вольфрамитовых концентратов на барабанном сепараторе (см. рисунок 2.25, в), магнитный вольфрамит попадает в магнитную фракцию, а остальные минералы — в немагнитный продукт.

Магнитным методом обогащается подавляющая часть вольфрамитовых и титановых руд, они обязательны при доводке золотосодержащих шлихов.

Рисунок 2.25 — Методы обогащения (сепарации) минералов

2.3.2.4 Флотационные методы обогащения

Флотационный метод обогащения, например пенная флотация (см. рисунок 2.25, г), основан на возможности закрепления на поверхности введенных в пульпу и всплывающих в пенный слой пузырьков гидрофобных минералов с большой флотируемостью (искусственно созданной с помощью химических реагентов) и отсутствии прилипания пузырьков к поверхности гидрофильных минералов с низкой флотируемостью (в том числе искусственно созданной с помощью химических реагентов), остающихся в камерном продукте. Например, при флотации медных руд частицы с большей флотируемостью содержат больше меди и наоборот. Поэтому в пенном продукте среднее содержание ценного компонента выше, чем в исходной руде.

Флотационный метод обогащения преобладает для руд цветных металлов, но его можно применять для самых разных руд, так как флотируемость минералов можно изменять с помощью химических реагентов.

2.3.2.5 Электрические методы обогащения

При электрическом методе обогащения, например в сепараторе с коронным разрядом (см. рисунок 2.25, д), разделяются минералы-проводники, полупроводники и диэлектрики.

2.3.2.6 Специальные методы подготовки и обогащения

К специальным методам обогащения относят:

• усреднение руд;
• рудосортировку радиометрическими методами;
• избирательное дробление, измельчение, истирание и специальные методы раскрытия минералов;
• обжиг руд;
• обогащение по трению, форме и упругости, обогащение на жировых поверхностях;
• комбинированные процессы — флотогравитацию, магнитогидродинамическую, магнитогидростатическую и магнитогравиметрическую сепарацию.

Усреднение руд при добыче и обогащении обеспечивает увеличение технологических показателей процесса. Избирательное раскрытие минералов достигается применением современного дробильно-размольного оборудования в основном зарубежного производства.

При радиометрическом (флотометрическом, рентгенолюминесцентном и др.) методе обогащения (см. рисунок 2.25, е) минеральные частицы с высокой светимостью (излучательной способностью) попадают в «светящийся» продукт, остальные — в «несветящийся».

Флотогравитация — это процесс обогащения на концентрационном столе или другом гравитационном аппарате с предварительной обработкой пульпы реагентами, обеспечивающими всплывание флотируемых минеральных зерен при контакте их с воздухом. Флотогравитация основана на различии физико-химических свойств поверхности и разнице плотностей разделяемых минералов. Преимущество флотогравитации перед пенной флотацией — возможность обогащать крупнозернистый материал (3 — 0,1 мм). Применяют для выделения сульфидных минералов из гравитационных вольфрамитовых и оловянных концентратов, при доводке касситерито-шеелитовых гравитационных концентратов.

Магнитогидродинамическая (МГД) сепарация — это процесс разделения в жидкости твердых зернистых материалов по плотности с учетом их электромагнитных свойств. Применяется, например, для извлечения олова из руд.

Магнитогидростатическая (МГС) сепарация — это процесс разделения минералов в парамагнитной жидкости в неоднородном магнитном поле по плотности с учетом их магнитной восприимчивости. В отличие от процесса МГД-сепарации, в данном случае электрическое поле в жидкости (водных растворах галогенидов) не создается.

Магнитогравиметрическая (МГМ) сепарация — разделение минералов по плотности с учетом их магнитной восприимчивости в слое ферромагнитной жидкости, утяжеленной до необходимой плотности и «висящей» между полюсами электромагнита. Т.е. МГМ-сепаратор представляет собой своеобразное «гравитационное решето», на поверхности которого остаются легкие минералы, а тяжелые (галенит, касситерит, золото и т.д.) погружаются и проходят через слой жидкости.

Применение того или иного метода обогащения определяется также размером включений минералов и характером их срастания (см. таблицу 2.9).

Таблица 2.9

Обогатимость минералов разной крупности

2.3.3 Химические процессы в комбинированных схемах обогащения

Получили развитие технологии, в которых, наряду с обогатительными методами, применяют пиро- и гидрометаллургические процессы и различные виды химической обработки. Такие схемы весьма эффективны для сложных комплексных и бедных руд, переработка которых по обычным схемам обогащения не дает удовлетворительных результатов. Большинство процессов выщелачивания требуют подготовки питания путем дробления, измельчения и, в некоторых случаях, предварительного обогащения и обжига.

Ниже приведены классические схемы выщелачивания: кучное выщелачивание для крупных фракций (только после дробления) низкосортных руд и выщелачивание с перемешиванием для мелких фракций высокоценных руд.

При кучном выщелачивании землю защищают водонепроницаемой поверхностью, собирающей на себе выщелачивающие реагенты. Когда раствор «созреет», его очищают осаждением или песчаной фильтрацией, затем извлекают металл электролизом (см. рисунок 2.26).

Рисунок 2.26 — Схема кучного выщелачивания

В схеме выщелачивания перемешиванием (см. рисунок 2.27) питание мельче (обычно 200 микрон), а пульпа движется в том же направлении, что и реагенты (прямоточная схема).

Рисунок 2.27 — Схема выщелачивания перемешиванием

2.3.4 Вспомогательные процессы

К вспомогательным процессам относят обезвоживание полезных ископаемых сгущением, фильтрацией и сушкой, а также пылеулавливание и обеспыливание.

Под обезвоживанием следует понимать дальнейшую обработку конечных продуктов, полученных на стадии обогащения. Обезвоживание касается как полезных минералов (концентрата), так и минеральных отходов (хвостов).

В первом случае обезвоживание означает улучшение качества продукта путем приведения концентрата в состояние, пригодное для транспортирования, или в полностью сухую форму. Обезвоживание хвостов означает надлежащую обработку материала отходов (промывочной воды, технологических стоков и т.п.) с целью защиты окружающей среды, для восстановления технологической воды и для превращения определенной части отходов в полезный материал.

Сгущение основано на естественном осаждении в жидкости мелких и тонких частиц твердого под действием силы тяжести.

Фильтрация является процессом отделения твердых частиц от жидкости через пористую перегородку, проницаемую для жидкости, но непроницаемую для твердых частиц.

Сушка применяется в тех случаях, когда обработка материала тем или иным методом во влажном состоянии невозможна, затруднительна или экономически менее выгодна.

При дроблении руд до крупности 10 мм в воздухе содержится 100 — 150 г/м3 пыли.

Пылью называются дисперсные системы, образованные твердыми частицами, взвешенными в газовой среде. В большинстве случаев пыль состоит из частиц размером от 50 мкм и ниже.

Пыль представляет известную опасность в санитарном и пожарном отношении.

Распространение пыли в атмосфере вредно сказывается на здоровье рабочих, в особенности если пыль содержит кварц. Предельно допустимое содержание пыли (бескварцевой) в воздухе не должно превышать 10 мг/м3, а при содержании в пыли кварца свыше 10% — не более 2 мг/м3.

Методы улавливания пыли:

• осаждение пыли под действием собственного веса в пылеосадительных камерах;
• осаждение пыли под действием центробежной силы в циклонах или мультициклонах;
• фильтрация газа через фильтрующую перегородку (например, рукавные фильтры);
• промывка газа в скрубберах и центробежных пылеуловителях-дезинтеграторах;
• электростатическое улавливание пыли в пространстве между электродами под действием коронного (ионного) разряда.

Обеспыливание применяется для отделения пыли от кускового материала.

2.3.5 Аппараты для обогащения руд цветных металлов

2.3.5.1 Аппараты гравитационного обогащения

Классификацию аппаратов гравитационного обогащения, разделяющих частицы по плотности \rho , можно произвести на основе различных признаков: по принципу действия (отсадочная машина, тяжелосредный сепаратор и др.), производительности, крупности питания и т.д. Но приоритет должен быть за сепарационной характеристикой \epsilon(\rho) — чем ближе она к идеальной \epsilon_{\text{ид}}(\rho) = (\rho - \rho_{\text{р}}) , тем лучше аппарат. Сепарационная характеристика \epsilon(\rho) зависит от суммы сил \sum F_{i} , действующих на частицы в зоне сепарации. Наибольший физический смысл имеет классификация по виду доминирующих сил в зоне сепарации:

1. аппараты с естественной разделяющей средой переменной плотности с силами гравитации \vec{F}_{\text{грав}} , среднестатистической архимедовой \vec{F}_{r - a} = - g\overline{\rho}(x,t) , градиентной \vec{F}_{\text{град}} и сопротивления \vec{F}_{\text{сопр}} , например отсадочная машина с естественной постелью;

2. аппараты с искусственной разделяющей средой постоянной плотности с силами \vec{F}_{\text{грав}} , \vec{F}_{r - a} = - g\overline{\rho}(x,t) , \vec{F}_{\text{сопр}} , например отсадочная машина с искусственной постелью;

3. аппараты с нестесненными условиями движения частиц — вместо сил градиентной \vec{F}_{\text{град}} = 0 и сопротивления \vec{F}_{\text{сопр}} = 0 появляется сила Стокса \vec{F}_{\text{стокс}} , например разделение в жидкости (тяжелой) при малой производительности.

На рисунке 2.28, а показано изменение концентрации C(x, t) тяжелого минерала смеси в пространстве -xm < x < +xm и во времени 0 < t < I/u. В начальный момент t = t0 = I/u = 0 концентрация Ci является некоторой функцией x, т.е. Ci(x, t0); на рисунке взято Ci(x, t0) = Ci исх = const в предположении, что исходный материал идеально перемешан. Дальнейшее изменение концентрации при t > t0 показано поверхностью Ci(x, t0).

Рисунок 2.28 — Ход гравитационной сепарации в пространстве и во времени

В конце зоны при t = I/u и расслоившаяся смесь разделяется в точке x = xp = 0. Часть тяжелого компонента, попавшая в область 0 < x < xm, отводится в тяжелый продукт, а часть, попавшая в область -xm < x < 0, — в легкий. Аналогичная картина на рисунке 2.28, б: показывает изменение концентрации легкой фракции \gamma(\rho_{i},x,t)d\rho .

Сепарационные характеристики аппаратов приближаются к идеальным по мере уменьшения роли «вредных» сил — градиентной \vec{F}_{\text{град}} , а также по мере перехода от стесненных к нестесненным условиям в зоне, что связано с уменьшением производительности.

2.3.5.2 Аппараты для разделения частиц по крупности

Для периодического грохочения обозначим: \gamma(l,t) — гранулометрическая характеристика материала над ситом; m(t) — масса материала над 1 м2 сита; h = const — средняя толщина слоя материала над ситом. Поток элементарного мелкого класса [l, l + dl] через сито будем считать равным w(l) = - u_{c}h^{- 1}m\gamma , тогда уравнение сепарации получается из закона сохранения на границе зоны (на сетке) в виде

\frac{\frac{\delta}{m\gamma}}{\delta t} = - u_{c}h^{- 1}m\gamma,

т.е. скорость убыли массы элементарного класса [l, l + dl] из надрешетного материала пропорциональна его массе m\gamma и скорости просеивания uc и обратно пропорциональна толщине слоя h. Решение уравнения относительно m\gamma имеет вид

m(t)\gamma(l,t) = m_{\text{исх}}\gamma_{\text{исх}}(l)exp[ - u_{c}(l)h^{- 1}l] .

Оно показывает изменение массы любого класса [l, l + dl] над ситом с течением времени грохочения.

2.3.5.3 Аппараты для разделения частиц по крупности и плотности

Типичной моделью, отражающей многие процессы разделения по крупности (классификации) и плотности в поле земного тяготения, является гравитационно-классифицирующий столбик (см. рисунок 2.29). Он моделирует: механические спиральные и реечные классификаторы, гидравлические классификаторы, суспензионные сепараторы, сгустители. Жидкость (среда) в столбике движется вверх. Если наряду с жидкостью подавать материал в зону в точке x = x0, то легкие и мелкие частицы всплывают вверх, крупные и тяжелые тонут, а средние имеют тенденцию оставаться в столбике, образуя сортирующий слой.

Рисунок 2.29 — Гравитационно-классифицирующий столбик

На рисунке 2.29 начало координат оси x находится в середине зоны, тогда верх зоны обозначим x = -xm, а низ — x = xm.

В промышленных условиях главный режим сепарации — ламинарный для случая, когда исходный материал состоит из частиц разной плотности (\rho = var) и разной крупности (l = var). В верхний продукт уходят частицы, для которых \rho и l удовлетворяют соотношению u_{\text{ср}} + [g(\rho - \rho_{\text{ср}})l^{2}/\alpha_{c}]<0 , а в нижний — соотношению u_{\text{ср}} + [g(\rho - \rho_{\text{ср}})l^{2}/\alpha_{c}]>0 .

Граница разделения на слив и пески описывается равенством (см. рисунок 2.30) u(\rho,l) = 0 или \rho_{\text{р}} = \rho_{\text{ср}} - u_{\text{ср}}\alpha_{c}/gl_{\text{р}}^{2} .

A и B — тонущие и всплывающие частицы

Рисунок 2.30 — График, характеризующий граничные свойства частиц

Конечная скорость стесненного падения частиц uст значительно ниже скорости свободного падения u: uст = k u (где k — коэффициент снижения скорости). Значение коэффициента k зависит главным образом от степени разрыхления \theta движущейся массы частиц, т.е. от отношения объема жидкости между частицами к общему объему взвеси: \theta = \frac{(V_{1} - V_{2})}{V_{1}} , где V1 — объем взвеси; V2 — объем, занятый твердыми частицами.

При стесненном падении скорость составляет от 0,15 до 0,6 скорости свободного падения зерен той же крупности и плотности.

Минеральные зерна, имеющие разные размеры и плотность, но обладающие одинаковой конечной скоростью падения в воде или в воздухе, называются равнопадающими. Отношение диаметра частицы легкого минерала l1 к диаметру частицы тяжелого минерала l2, имеющей ту же скорость падения, называется коэффициентом равнопадаемости. Коэффициент равнопадаемости показывает, во сколько раз частица легкого минерала больше частицы тяжелого минерала, имеющей ту же скорость падения: \frac{l_{1}}{l_{2}} = \frac{(\rho_{2} - 1)^{0,5}}{(\rho_{1} - 1)^{0,5}} .

2.3.5.4 Аппараты магнитной сепарации

Производят сепараторы с постоянными магнитами и электромагнитами: барабанные для сухой сепарации, барабанные для мокрой сепарации, барабанные с центробежным режимом, валковые для мокрой и сухой сепарации с нижним питанием, валковые с верхним питанием, полиградиентные и др. Сепараторы сухого обогащения применяют для непылящих крупнозернистых материалов, сепараторы мокрого обогащения — при наличии тонких классов. В последнем случае используют: прямоточный режим при малом содержании тонких и магнитных фракций; противоточный — при большом их содержании; полупротивоточный — при наличии илистых сильномагнитных фракций.

Сепараторы со слабым полем применяются для сепарации сильномагнитных руд, содержащих ферромагнитные минералы. Сепараторы с сильным полем применяют для сепарации парамагнитных минералов, магнитная восприимчивость которых \chi на 3 — 4 порядка меньше, чем у ферромагнетиков.

Разомкнутые магнитные системы с чередующейся полярностью дают более чистые концентраты благодаря эффекту электромагнитного перемешивания. Электромагнитное перемешивание бегущим или вращающимся полем может дополнительно вводиться в сепаратор.

Замкнутые магнитные системы применяются для труднообогатимых руд: руда транспортируется между полюсными наконечниками с помощью валков, дисков, роликов (индукционные магниты).

Магнитные сепараторы разделяют частицы по магнитной восприимчивости \chi , а также по плотности \rho .

Для роликового или барабанного сепаратора (см. рисунок 2.31) при нестесненных условиях движения частиц в рабочей зоне главными силами в уравнении баланса сил \sum F_{i} являются магнитная F_{\text{м}} = \chi HgradH и центробежная F_{\text{цб}} = u_{\text{окр}}^{2}R^{- 1}\rho .

Рисунок 2.31 — Роликовый магнитный сепаратор с замкнутой магнитной системой

Баланс сил

\chi HgradH - u_{\text{окр}}^{2}R^{- 1} = 0 .

Модели ленточных барабанных сепараторов на рисунке 2.32, а и б различаются тем, что в первой разделение ведется в толстом слое, а во второй — в монослое.

а

б

Рисунок 2.32 — Модели с толстым слоем (а) и монослоем (б) для ленточного барабанного сепаратора

В первом случае требуются предварительные магниты А и вибрация смеси, во втором — достаточно магнитов Б. В зоне отделения продуктов в действие вступает третье поле — центробежные силы, которые постоянные по величине и направлены перпендикулярно к слою. В конце зоны отделения внутри слоя есть граница xг, где центробежные силы и силы гравитации, отрывающие частицы от днища, уравновешиваются магнитными силами.

Модель на рисунке 2.32, а иллюстрирует отсутствие архимедовых сил, сил трения и градиентных сил. Имеют влияние только силы поля тяготения g, магнитного поля a и центробежные aц. В горизонтальном направлении разделительного переноса действуют только две силы — магнитная и центробежная: a\chi и \text{а}_{\text{ц}}\rho (где aц = const).

В модели с монослоем частицы, для которых (a\chi - \text{а}_{\text{ц}}\rho)>0 , прижимаются к барабану и уходят в магнитный продукт, а частицы, для которых (a\chi - \text{а}_{\text{ц}}\rho)<0 , — в немагнитный продукт. Соотношение (a\chi - \text{а}_{\text{ц}}\rho) = 0 характеризует «демаркационную» граничную линию. Она разрезает функцию \gamma_{\text{исх}}(\rho,\chi) аналогично тому, как в классифицирующем столбике граничная линия разрезает функцию \gamma_{\text{исх}}(l,\rho) .

2.3.5.5 Аппараты электрической сепарации

Схемы распространенных электрических сепараторов показаны на рисунке 2.33. В коронных сепараторах (см. рисунок 2.33, а) частицы заряжаются ионизацией и далее разделяются под действием сил Кулона и зеркального отражения; в проводящую фракцию выделяются сульфиды, арсениды и другие минералы, а также золото, серебро с удельной проводимостью \lambda>1\text{См}/\text{м} . В электростатических сепараторах (см. рисунок 2.33, б) частицы заряжаются разными способами и разделяются под действием силы зеркального отражения; при этом минералы-диэлектрики с \lambda<0,1\text{См}/\text{м} отделяются от минералов-проводников. В комбинированных коронно-электростатических сепараторах в проводниковую фракцию выделяются минералы с \lambda>10^{6}\text{См}/\text{м} .

В трибоадгезионных сепараторах (см. рисунок 2.33, в) нагретая смесь подается на холодный ролик-электрод, на котором кварц поляризуется и удерживается.

Рисунок 2.33 — Обзор электрических сепараторов: а — коронный барабанный; б — коронный электростатический; в — трибоадгезионный; г — трибоэлектростатический камерный с сегментными электродами

В трибоэлектростатических сепараторах (рисунок 2.33, г) используется различная способность минералов к электризации трением. Этим путем получают дистеновые концентраты, чистый кварц и т.д. Обработка поверхностей минералов реагентами значительно расширяет область применения электрической сепарации.

При разделении смесей в электрическом поле может быть использована сила Кулона, действующая на электрически заряженные частицы (\vec{F}_{\text{кул}} = q\vec{E}) , и сила, действующая на поляризованный диэлектрик (\vec{F}_{\text{эл}} = \epsilon_{0}\chi_{\text{в}}EgradE = \epsilon_{0}\chi_{\text{в}}E(dE/dx) . В стесненных условиях обогащения добавляются силы сопротивления \vec{F}_{\text{сопр}} и градиентная \vec{F}_{\text{град}} .

Помимо физических свойств q и \chi_{e} , на процесс электрической сепарации влияет плотность частиц \rho , так как во многих конструкциях сепараторов действуют силы гравитации и центробежные.

Затрудняющее обстоятельство связано с тем, что физические свойства q и \chi_{e} (особенно заряд q) частицы приобретают в рабочем пространстве аппарата. Они не так тесно связаны с веществом частиц, как, например, плотность \rho . При контакте частиц с заземленным барабаном на заряд частиц дополнительно влияет их электропроводность. Это не позволяет так легко охарактеризовать фракционный состав смеси функцией вида \gamma(q) , как функцией \gamma(\rho) при отсадке, но примеры измерения \gamma(q) известны.

В рабочей зоне барабанного сепаратора с коронным разрядом (см. рисунок 2.34) происходят сразу два главных процесса. Первый процесс — подготовительный.

Рисунок 2.34 — Барабанный электрический сепаратор

Он включает зарядку частицы, т.е. приобретение признака q, поляризацию и электростатическую индукцию (дипольных моментов \chi_{e} ). Второй процесс — это движение частицы с приобретенными признаками \chi_{e} , q и \rho в силовом поле E и g. Электрическое поле E создается с помощью источника Uo между электродом-барабаном 1 и коронирующим электродом 2, представляющим собой тонкий проводник, параллельный оси барабана. Имеется еще «отклоняющий» электрод 3, назначение которого — увеличить неоднородность поля dE/dl и отклонить к себе частицы с большими дипольными моментами. При попадании исходной частицы в зону она почти мгновенно приобретает признак \chi_{e} , с некоторым запаздыванием во времени признак q. Элементарные заряды, возникающие из-за ионизации около коронирующего электрода, при движении встречаются с частицами материала и осаждаются на них.

На этом первый подготовительный этап заканчивается, и далее частица со свойствами \chi_{e} , q и \rho движется под действием силовых полей E, E(dE/dx), g, aц: qE — электрическая кулоновская сила; \epsilon_{0}\chi_{\text{в}}E(dE/dx) = a_{\text{в}}\chi_{\text{в}} — электрическая пондеромоторная сила; g\rho — сила гравитации; a_{\text{ц}}\rho = (u_{\text{окр}}^{2}R)\rho — центробежная сила инерции.

Первые две силы — электрические, остальные — механические. Последняя сила — центробежная. Основной процесс разделения происходит под отклоняющим электродом. Частицы, на которые преобладающее воздействие оказывает кулоновская сила +qE (диэлектрики), имеют тенденцию притягиваться к электроду-барабану 1, частицы с преобладающей электрической силой (проводники) — к отклоняющему электроду 3.

2.3.5.6 Аппараты флотационной сепарации

Частицы материала, обладающие поверхностными гидрофобными свойствами, прилипают к пузырькам (минерализация пузырьков) и, всплывая, сепарируются в пенный концентратный продукт, а частицы, обладающие гидрофильными свойствами, остаются в «камерном» продукте и попадают в хвосты. Такова картина, включающая два главных субпроцесса флотации: минерализацию пузырьков и гравитационную сепарацию (см. рисунок 2.35).

Рисунок 2.35 — Флотационные ячейки чанового и колонного типа

Подобно гравитационным аппаратам, разделяющим частицы сырья по плотности \rho на концентрат \rho>\rho_{\text{р}} и хвосты \rho<\rho_{\text{р}} , флотационные машины разделяют частицы сырья по их флотируемости k на концентрат k > kр и хвосты k < kр. Во всех типах флотационных машин (механических, пневмомеханических, пневматических, колонных и др.) сепарация происходит прежде всего на границе раздела пузырьки — пульпа.

Флотируемость частицы можно оценить изменением поверхностной энергии (E1 — E2) до и после прилипания к пузырьку, отнесенным к единице образованной поверхности газ-твердое Sг-т:

k_{\text{р}} = \frac{(E_{1} - E_{2})}{S_{\text{г} - \text{т}}} = \sigma_{\text{г} - \text{ж}}(1 - cos\theta) ,

где cos\theta = (\sigma_{\text{г} - \text{т}} - \sigma_{\text{ж} - \text{т}})/\sigma_{\text{г} - \text{ж}} — косинус краевого угла смачивания;

\sigma — поверхностное натяжение на соответствующих границах раздела фаз.

Эта термодинамическая мера — чем больше энергии освобождается при закреплении частицы на пузырьке, тем выше ее флотируемость — хороша при анализе элементарного акта закрепления одиночной частицы на пузырьке, но вследствие практической неизмеримости малопригодна для процесса промышленной флотации бесчисленного множества частиц.

Более практичной, благодаря измеримости, является мера флотируемости, связанная со скоростью кинетики извлечения в пенный продукт узкой флотационной энергии по уравнению Белоглазова

\epsilon_{i}(t) = 1 - exp( - \phi_{i}t) ,

где \phi_{i} = const — флотируемость узкой i-й флотационной фракции, с-1.

Мера \phi не учитывает важнейшего «машинного» фактора — степени аэрации, поэтому предложена несколько измененная мера флотируемости k (м/с), фигурирующая в уравнении Белоглазова в виде \epsilon_{i}(t) = 1 - exp( - k_{i}St) , где S — площадь поверхности пузырьков в единице объема пульпы (или удельная поверхность раздела жидкой и газообразной фазы), м2/м3. Такое разбиение \phi на два сомножителя k и S позволяет учесть влияние S на скорость флотации и исключить зависимость прежней флотируемости частиц \phi от степени аэрации. Флотируемость ki (или \phi_{i} ) узкой фракции [ki, ki + dk] может быть найдена по кривой кинетики флотации ее (без смеси с другими фракциями).

Флотируемость k для данной элементарной флотационной фракции [ki, ki + dk] равна усредненной скорости механического движения частиц фракции из жидкой фазы к границе с газовой фазой, т.е. из пульпы на пузырьки (в усреднение скоростей входят и случаи соударений без закрепления и случаи обратного перехода с пузырьков в пульпу, т.е. k суммирует все промежуточные стадии процесса минерализации пузырьков).

2.3.5.7 Аппараты для обезвоживания

В настоящее время имеются принципиально новые возможности для обезвоживания продуктов обогащения.

Жесткую конкуренцию с вакуумными фильтрационными системами выдержали фильтр-прессы. Фильтр-пресс состоит из металлической рамы и установленных на ней фильтровальных камер, которые образуются прижатыми друг к другу обтянутыми фильтротканью (салфетками) плитами, где под действием высокой разности давлений последовательно реализуются процессы фильтрации пульпы, промывки и сушки образующегося кека (см. рисунок 2.36).

Рисунок 2.36 — Принципиальная схема фильтровальной камеры пресс-фильтра

Главными достоинствами пресс-фильтров являются высокая эффективность обезвоживания пульпы, небольшая остаточная влажность кека, низкие энергозатраты, возможность полной автоматизации. Прочные полиэстеровые и полиакриловые фильтровальные ткани надежно задерживают частицы размером до 5 — 10 мкм, сводя к минимуму содержание твердой фазы в фильтрате.

На производственных площадках Норильского, Учалинского, Гайского, Среднеуральского горно-металлургических комбинатов, на комбинате Печенганикель установлены пресс-фильтры типа ФПАКМ, известные также под марками LaroxPF, FPM и др. (см. таблицу 2.10).

Таблица 2.10

Показатели фильтрования флотационных концентратов

Высокий экономический эффект обеспечивается исключением из технологической схемы сушки в барабанных сушилках, снимающей необходимость в использовании топлива и, следовательно, выбросе в атмосферу газов и пыли, а соответственно, и тяжелых металлов.

Процесс сгущения хвостов обогащения до состояния пасты осуществляется сгустителями особой конструкции, позволяющей материалу дольше находиться в сгустителе и уплотняться до нужной консистенции.

Преимущества пастового сгущения хвостов (см. рисунок 2.37):

• исключение возможности возникновения гидродинамических аварий;
• радикальное сокращение капитальных затрат на строительство и поддержание ограждающих конструкций, которые могут и отсутствовать;
• увеличение полезного объема хвостохранилища;
• оптимизация оборотного водоснабжения фабрики;
• снижение энергозатрат на перекачку хвостов;
• отсутствие свободной воды на поверхности хвостохранилища;
• минимальное просачивание;
• снижение пылеобразования;
• быстрая рекультивация;
• минимальные затраты на ликвидацию.

Рисунок 2.37 — Принципиальные схемы применения сгустителей с большим временем задержки обезвоживаемой пульпы

В качестве альтернативы дорогостоящей фильтрации паста является оптимальным основным компонентом закладочной смеси для обратного заполнения горных выработок (шахт). Если требуется паста повышенной прочности, ее перемешивают со связующим веществом (например, портландцементом). Смесь паста — связующее вещество перекачивается к шахтной скважине и под действием силы тяжести транспортируется к месту закладки. Обратное заполнение горных выработок пастой — экономичный метод удаления (захоронения) хвостов.

Нашли широкое применение варианты реализации двухстадиальных схем пастового сгущения в случаях удаленного расположения хвостохранилища (см. рисунок 2.38). На сгустителях первой стадии, устанавливаемых на фабрике, для минимизации затрат на перекачку глубокосгущенного продукта производят предварительное сгущение пульпы, что позволяет сократить ее поток и, соответственно, энергозатраты на ее перекачку в 4 — 6 раз. Далее сгущенная пульпа транспортируется на вторую стадию пастового сгущения, оборудование которой расположено на борту хвостохранилища.

Рисунок 2.38 — Принципиальная схема пастового сгущения хвостов

Пасту можно складировать в уже имеющиеся пруды: она уляжется на дно и будет сохранять плотность, не поддаваясь влиянию воды в верхней части пруда, даже при ее активном отборе.

2.4 Технология обогащения руд цветных металлов

2.4.1 Процессы рудоподготовки

При подготовке полезных ископаемых к обогащению в процессе их дробления и измельчения изменяются физические и химические свойства минеральных комплексов: увеличивается число дефектов кристаллической решетки, изменяются структура минералов и форма частиц, увеличивается поверхность, раскрываются сростки ценных и породообразующих компонентов, образуются микропоры и микротрещины. Существенно возрастает реакционная способность твердых тел, увеличивается каталитическая активность поверхности, скорость протекания химических реакций на межфазных границах. Приобретенная активность во времени изменяется, продолжительность максимума активности 10-5 — 10-7 с [49] - [57].

Реагенты интенсифицируют измельчение — повышаются производительность мельниц и тонина измельчения и обогатительный (флотационный) процесс. Реагенты могут влиять на измельчение, снижая твердость и прочность измельчаемого материала, предотвращая коагуляцию вновь образованных тонких частиц, закрывая микротрещины на поверхностях и внутри частиц материала, изменяя вязкость пульпы.

Эффективность применения реагентов зависит от их типа и расхода. Положительные результаты при рудоподготовке дают органические и неорганические реагенты. Из органических реагентов рекомендуются низкомолекулярные соединения из класса спиртов, кетонов, аминоалкоголей, полигалоидных производных алканов и карбоновых кислот, из неорганических — соли металлов.

2.4.2 Медные сульфидные руды

При флотации сульфиды легко отделяются от пустой породы. Для подавления силикатных минералов (особенно группы пироксенов) рекомендуется в перечистных операциях использовать смесь этилендиаминтетрауксусной кислоты и реагента ФЛВИДЕКС [53], [57], [58].

Сульфиды меди лучше флотируются в известковой среде (pH 8 — 12); одновременно известь подавляет пирит. При наличии в руде свободного золота вместо извести рекомендуется применять соду или «мягкое» подавление пирита аэрацией пульпы и дозировкой цианида при небольших расходах (эффективна подача в перечистные операции). Для увеличения извлечения золота используют медный купорос как активатор халькопирита и пирита или флотируют при низком pH (подача серной кислоты). Иногда пирит в медном цикле подавляется при больших расходах извести или цианида (или их сочетанием, в ряде случаев — с цинковым купоросом).

Эффективные собиратели всех сульфидов меди — ксантогенаты (этиловый, изопропиловый, бутиловый, амиловый) и аэрофлоты. Халькопирит лучше флотирует дибутилдитиофосфат натрия (аэрофлот 238), вторичные сульфиды (борнит, халькозин, ковеллин и др.) — этиловый (содовый) аэрофлот и смесь 1:1 диэтил- и дибутилдитиофосфата натрия (аэрофлот 208). При использовании аэрофлотов селективно разделяются минералы меди и пирита. Расходы собирателей редко превышают 50 г/т. Эффективный собиратель-пенообразователь сульфидов меди — цианоэтилдиэтилдитиокарбомат (способствует снижению расхода извести и других реагентов, малоактивен к арсенопириту).

В промышленной практике флотации руд, в которых медь представлена преимущественно халькопиритом, наиболее часто применяют собиратели: изопропиловый, бутиловый и амиловый ксантогенаты, спиртовые аэрофлоты, реагент Z-200 (изопропилэтилтионокарбамат). В качестве дополнительных собирателей используют минереки и Аэро-404 (меркаптобензотиазол). Пенообразователи — сосновое масло и Доуфрос.

Руды, содержащие преимущественно вторичные минералы меди, лучше флотируются сочетанием различных собирателей при относительно больших расходах. Наиболее распространены сочетания низших ксантогенатов или аэрофлотов с более сильными реагентами либо с аполярными маслами. Обычно флотируют при подаче сильных пенообразователей — ОПСБ, Доуфрос, ТЭБ, сосновое масло, аэрофлот 25 и др.

Руды, в которых медь представлена как первичными, так и вторичными минералами, чаще флотируют с применением комбинации собирателей: сочетания этилового и амилового ксантогенатов, этилового ксантогената и Z-200, изопропилового ксантогената и Z-200 и др. Основные пенообразователи — сосновое масло, гексанол, метилизобутилкарбинол, аэрофлот.

Технологические схемы флотационного обогащения медных сульфидных руд с малым содержанием пирита наиболее просты. При наличии в руде пирита возможны три технологических варианта:

• последовательная селективная флотация минералов меди и пирита;
• коллективная медно-пиритная флотация с последующей флотацией меди из коллективного концентрата;
• полуколлективная флотация при подавлении части пирита в коллективном цикле, части пирита — при разделении медно-пиритного концентрата (при флотации меди).

Подавление известью пирита в цикле разделения коллективного медно-пиритного концентрата усиливается аэрацией пульпы продолжительностью 25 — 30 мин (например, в пневмомеханических флотомашинах).

Медно-пиритные руды с высоким содержанием глин, окисленных форм пирита и медных минералов — труднофлотируемые. Отрицательное действие глин усиливается в ряду: серицитовые, каолинитовые, монтмориллонитовые глины. Образуемые ими шламы адсорбируют реагенты, взаимодействуют с поверхностью сульфидов, увеличивают вязкость пульпы. Для пептизации глинистых шламов (образуют гидрофильные хлопья; содержат до 70% воды) и уменьшения вязкости пульпы используются силикаты и сульфиды натрия, флокулянты полиакриламидного типа, а также грубозернистая фракция хвостов флотации. Пирит рекомендуется флотировать из коллективного концентрата с использованием сернистого газа для снижения pH при подогреве пульпы. При наличии окисленных форм медных минералов рекомендуется длительное кондиционирование пульпы с сернистым натрием перед флотацией руды ксантогенатами. Возможно использование собирателей других типов (жирнокислотных, катионных, хелатов). Эффективность флотации повышают предварительный обжиг руды с серой в восстановительной среде, двухстадиальное измельчение и классификация. Для руд, отличающихся избирательностью распределения минералов по классам крупности при измельчении (пирит — в классе +44 мкм, халькопирит — в классе -44 мкм), эффективна раздельная флотация песков и шламов.

2.4.3 Медные окисленные руды

Из окисленных медных минералов наиболее распространены малахит, азурит, куприт, тенорит, хризоколла, атакамит, диоптаз, халькантит, брошантит.

По флотационным свойствам медные окисленные руды условно делят на относительно легкофлотируемые — «неупорные» и труднофлотируемые — «упорные» руды [53], [59] - [61].

Условный критерий «упорности» — количество меди, переходящее в 4%-ный раствор цианистого калия при выщелачивании тонкоизмельченной навески руды в течение 2 ч при Т:Ж = 1:100.

К «неупорным» отнесены руды, из которых в цианистый раствор переходит более 75% всей содержащейся в них меди. «Неупорные» медные окисленные руды приурочены к центральной части окисленной зоны месторождений. Они слагаются сильно окварцованными сиенитами и гранитпорфирами, часто переходящими в сплошные кварциты. Медь в «неупорных» рудах представлена малахитом, азуритом, атакамитом и незначительной долей куприта и хризоколлы.

Малахит и азурит достаточно хорошо флотируются после сульфидизации с применением сульфгидрильных собирателей. В случае кварцевой породы эти минералы можно флотировать карбоновыми кислотами или их мылами при pH 8,5 — 9. Иногда полезно добавление соды и жидкого стекла для пептизации шламов, сернистого натрия в качестве сульфидизатора и пептизатора и аполярных масел как дополнительных собирателей; подача пенообразователя не требуется. Флотация малахита и азурита без сульфидизации возможна при применении собирателей типа меркаптобензотиазола (дробная подача). Эффективно применение сочетания собирателей: гидроксамовая кислота — ксантогенат. Обычно осуществляют раздельную флотацию сульфидных и окисленных минералов.

Флотация руд, содержащих силикаты меди (хризоколла), в промышленном масштабе не производится. Предложен ряд способов флотации руд, содержащих хризоколлу: флотация хризоколлы без сульфидизации аммонийной карбоновой кислотой; флотация хризоколлы ксантогенатом или карбоновой кислотой после ее обработки раствором комплексных аммонийных солей и сульфидизации; обработка пульпы до поступления ее на флотацию сернистым натрием, меркаптобензотиазолом и медным купоросом; флотация хризоколлы после ее сульфидизации в нейтральной или слабощелочной среде с помощью аэрофлота 31, меркаптобензотиазола и его производных; флотация хризоколлы меркаптаном. Перспективна флотация с применением комбинации собирателей — гидроксамовой кислоты C7 — C9 и бутилового ксантогената.

2.4.4 Медно-цинково-пиритные руды

Основной промышленный минерал цинка — сфалерит (цинковая обманка). Постоянные минеральные спутники — халькопирит и пирит, часто — халькозин, борнит и пирротин. В результате обогащения можно получать три концентрата — медный, цинковый, пиритный [53], [59] - [69].

При флотационном разделении сульфидов меди, цинка и железа наиболее затруднено отделение медных минералов от цинковых. Сфалерит от железных минералов отделяется относительно легко с помощью извести, подавляющей пирит и пирротин (сфалерит флотируется в широком диапазоне pH, в том числе в известковой среде).

Селективное разделение минералов меди и сфалерита зависит от вида присутствующих медных минералов. Наиболее легко разделить флотацией халькопирит и сфалерит, сложнее — сфалерит и вторичные минералы меди, которые обладают повышенной растворимостью.

При наличии в пульпе ионов меди естественное различие во флотируемости сфалерита и медных минералов исчезает (обменная адсорбция ионов меди и цинка в поверхностном слое сфалерита и образование на нем пленки ковеллина). Флотируют сульфиды меди обычно в известковой среде (pH 8 — 12).

Неактивированный сфалерит характеризуется пониженной флотоактивностью.

Активаторы сфалерита (помимо солей меди) — соли свинца, серебра, ртути. В практике флотации применяют только медный купорос, его расход необходимо строго контролировать (при недостаточном расходе снижается извлечение сфалерита, при избыточном — активно флотируется пирит, увеличивается непроизводительный расход ксантогената и извести). При избытке ионов меди расход ксантогената можно сократить, введя сернистый натрий (перевод ионов в осадок). Для связывания активирующих ионов меди поддерживают высокий pH, применяют цианид при больших расходах.

Для повышения селективности флотации сфалерита в присутствии пирита и пирротина рекомендуются обработка пульпы SO2 (0,5 — 2 кг/т) или сульфитом натрия в известковой среде (pH 8 — 9), интенсивное перемешивание пульпы барботированием воздуха в присутствии медного купороса (0,5 кг/т) и последующая цинковая флотация с применением этилового ксантогената (до 100 г/т) и пенообразователя.

После добавления SO2 или сульфита натрия в пульпе создается сильно восстановительная среда, сфалерит и сульфиды железа подавляются; при интенсивном перемешивании пульпы сжатым воздухом поверхность пирита быстро окисляется по реакции

2Fe2+ + SO2 + O2 = 2Fe3+ + SO42-,

пирит плохо флотируется анионным собирателем, селективность флотации сфалерита повышается.

Перспективна активация сфалерита устойчивыми в щелочной среде комплексными ионами [Cu(NH3)4]2+ (дозировка медного купороса в щелочную пульпу совместно с аммиачной водой при соотношении Cu:NH3 = 1:4).

Подавители сфалерита:

• цианид натрия (перевод катионов меди с поверхности минерала в раствор) подавляет также сфалерит, обработанный собирателем или активированный ионами меди;
• цинковый купорос (при отсутствии в пульпе растворимых солей);
• комбинация цианида натрия и цинкового купороса (подавление связано с образованием коллоидного осадка цианида цинка). Для связывания цианида натрия в цианид цинка расход цинкового купороса должен приблизительно в три раза превышать расход цианида натрия (при условии, что количество растворимых солей в руде мало и цианистые ионы не связываются солями из пульпы);
• желтая кровяная соль, сульфит натрия (или SO2), сернокислое железо в сочетании с декстрином, сернокислое закисное железо (железный купорос) в сочетании с сульфитом натрия, сернистый натрий в сочетании с цинковым купоросом или сульфитом натрия, бисульфит цинка и др.

По текстурным признакам выделяют две разновидности медно-цинково-пиритных руд: сплошные (массивные) сульфидные с суммарным содержанием сульфидов более 70% и вкрапленные с содержанием сульфидов до 50%. Массивные руды наиболее труднообогатимы (наличие растворимых солей тяжелых металлов, вторичных минералов меди, тонкое взаимное прорастание сульфидов).

Минералогический состав медно-цинково-пиритных руд оказывает прямое влияние на технологическую схему и реагентный режим флотации.

Если медь в руде представлена преимущественно халькопиритом, рекомендуется схема последовательной селективной флотации халькопирита и сфалерита. Для повышения технологических показателей обогащения тонковкрапленных массивных руд с благоприятным соотношением меди и цинка (особенно при незначительном содержании вторичных сульфидов меди) рекомендуется прямая селективная флотация с доводкой цинкового концентрата методом обратной флотации: концентрат 3 цинковой перечистки сгущается до 60% твердого, кондиционируется в течение 20 мин с бисульфитом натрия (300 г/т) при нагревании паром до 85 °C — 90 °C (подавление сфалерита), разбавляется холодной водой до содержания твердого 40% и температуры 50 °C и подвергается обратной флотации с добавлением ксантогената (флотируются пирит, халькопирит и сростки сфалерита с пиритом, содержащие повышенное количество серебра). Пенный продукт доизмельчается и возвращается в цикл медной флотации; хвосты обратной флотации — цинковый концентрат.

Если медь в руде представлена разными минералами (особенно если сульфиды характеризуются тонким взаимным прорастанием и могут быть отделены от породы при относительно грубом измельчении), рекомендуется схема коллективной флотации всех сульфидов (или большей их части) с последующим разделением.

Недостаток коллективно-селективной флотации: в коллективный концентрат переходят легкофлотируемые минералы меди и труднофлотируемый сфалерит, естественное различие в их флотируемости стирается, разделение коллективного концентрата усложняется. Для улучшения условий подавления сфалерита в цикле разделения и уменьшения потерь цинка с медным и пиритным концентратами рекомендуется, по возможности, проводить коллективную флотацию сульфидов без предварительной активации сфалерита медным купоросом с последующей дофлотацией минералов меди и цинка из хвостов в высокощелочной среде с дозировкой медного купороса (30 — 60 г/т).

Если крупность измельчения перед флотацией по коллективной или селективной схеме приблизительно одинакова, наиболее целесообразны вначале селективный съем «головки» легкофлотируемых медных минералов, затем выделение коллективного медно-цинкового концентрата (промпродукта) и далее, по возможности, выделение цинкового маломедистого концентрата.

Медно-цинково-пиритные руды — одни из наиболее сложных с точки зрения режима флотации по той или иной схеме.

Для облегчения проведения селективной флотации рекомендуется применение слабых реагентов-собирателей (преимущественно малоактивных к пириту) при минимально возможном расходе: этилового ксантогената (средний расход 160 г/т), сочетание этилового аэрофлота и Аэро 404 (80 г/т), аммиачного крезилового аэрофлота 242, спиртового аэрофлота 208 (смесь 1:1 диэтил- и дибутилдитиофосфата натрия); возможно применение тионокарбамата, изопропилового, бутилового и амилового ксантогената, тиокарбанилида, минерека (30 — 60 г/т). Аэрофлот 208 целесообразнее использовать в цинковой флотации. В цикле медной флотации рекомендуется применение сочетания какого-либо аэрофлота и амилового ксантогената, эффективна тройная комбинация собирателей — аэрофлот 238 (10 — 15 г/т), амиловый ксантогенат (60 г/т) и Z-200 (25 г/т). При подавлении сфалерита SO2 в медном цикле эффективно сочетание ксантогената и дитиокарбамата, в цинковом — применение ксантогената.

При коллективной флотации медно-цинковых руд для улучшения качества коллективного концентрата и повышения извлечения в него меди рекомендуется в сочетании 1:1 с ксантогенатом использовать реагент ДЭФК (диметиловый эфир диэтилдитиокарбамоилметилфосфоновой кислоты); реагент ДЭФК может быть также эффективен для селективной флотации (замена 25% — 30% ксантогената).

Из реагентов пенообразователей рекомендуется применение сочетания креозота и метилизобутилкарбинола (80 г/т), соснового масла (25 г/т), метилизобутилкарбинола, Доуфроса, ТЭБ, Т-66, флотомасла, ИМ-68.

На реагентный режим разделения минералов меди и цинка влияет присутствие в рудах золота и серебра.

При низком содержании в руде благородных металлов основными подавителями сфалерита могут быть цианид кальция при относительно высоких расходах (МО г/т) и цианид натрия (15 г/т), который дозируется в операцию перемешивания перед медным циклом. Цинковый купорос применяют редко (дозируют в сочетании с цианидом в операцию перемешивания перед перечистками медного концентрата). При тенденции сфалерита к флотации известь и соду в цикле медной флотации не используют. При флотации меди pH 7 — 7,3. Известь применяют только в цинковом цикле. Существенно влияет на результаты флотации выбор оптимальной точки подачи извести. Для некоторых руд лучшие результаты получены при перемешивании пульпы перед цинковым циклом с медным купоросом и собирателем при относительно низких pH (6,7 — 7) до подачи извести.

При высоком содержании в медно-цинково-пиритных рудах золота и серебра цианид натрия в качестве подавителя сфалерита в селективной флотации рекомендуется применять при небольших расходах (5 — 20 г/т) в сочетании с другими подавителями. Главным подавителем сфалерита в медном цикле может быть сульфит натрия (250 — 450 г/т). Эффективно отделение флотацией минералов меди от сфалерита, пирита и пирротина с применением сульфита натрия и малых дозировок цианида (около 10 г/т) в содовой среде при введении операции дополнительной аэрации пульпы.

Для улучшения условий разделения коллективных концентратов целесообразно перемешивать пульпу с активированным углем (поглощение из жидкой части пульпы избытка реагентов) и сернистым натрием (десорбция), а затем сгущать пульпу (отмывка). Для повышения эффективности операции десорбции рекомендуется предварительно смешивать сернистый натрий с активированным углем (сокращаются потери цинка с медным концентратом при разделении коллективного концентрата).

При разделении коллективных медно-цинково-пиритных концентратов возможны три варианта технологий:

• прямая селективная флотация минералов меди и сфалерита; обратная флотация — вначале сфалерита, затем минералов меди (подавление борнита ферроцианидом либо безреагентное подавление сульфидов меди и железа: выдерживание сгущенного и отфильтрованного коллективного концентрата на воздухе в течение 3 — 4 дн, с последующей репульпацией теплой водой до содержания 35% — 40% твердого и флотацией сфалерита при pH 7,2 — 7,4 с помощью аэрофлота 243 и соснового масла);
• совместная флотация сульфидов меди и железа (pH 8 — 8,5, собиратель — изопропиловый ксантогенат) с получением цинкового концентрата в виде камерного продукта контрольной медно-пиритной флотации (подавление сфалерита сернистым натрием и цинковым купоросом с их совместной дозировкой в операцию доизмельчения сгущенного коллективного концентрата перед его разделением).

Два последних варианта технологий наиболее эффективны при флотации сплошных руд с заметным содержанием вторичных сульфидов меди и неблагоприятным соотношением содержания меди и цинка. Для повышения извлечения цинка из таких труднообогатимых руд и одновременного снижения содержания цинка в готовом медном концентрате на 1% — 2% рекомендуется обесцинкование черновых медных концентратов — доизмельчение (обдирка) в присутствии сернистого натрия и цинкового купороса и перефлотация (две перечистки) с направлением хвостов на контрольную медно-пиритную флотацию. Для более простых руд эффективна технология обесцинкования, предусматривающая доизмельчение чернового медного концентрата и его перефлотацию (перечистку) при pH 4,5 — 5 (снижают добавлением SO2).

2.4.5 Медно-никелевые руды

Наиболее распространенный никелевый минерал — пентландит (железоникелевый колчедан), который обычно находится в ассоциации с пирротином и халькопиритом. По флотируемости пентландит занимает промежуточное положение между пирротином и халькопиритом. При флотационном разделении халькопирита и пентландита последний подавляют известью, иногда с добавлением цианида или декстрина.

Относительно распространены миллерит и никеленосный пирротин. В состав пирротина никель входит в виде изоморфной примеси. Из них хуже флотируется никеленосный пирротин. Различные образцы пирротина, отличающиеся по составу соотношением серы и железа в минерале (атомное отношение серы к железу в пирротине изменяется от 1,00 до 1,25), обладают неодинаковой флотируемостью. Чем выше содержание в пирротине трехвалентного железа, тем лучше флотируется минерал ксантогенатами.

Все щелочи, как правило, депрессируют никеленосный пирротин. Миллерит (и пентландит) из всех щелочей подавляет только известь. Хороший активатор пирротина — медный купорос.

На обогатительных фабриках применяют три разновидности промышленных схем переработки медно-никелевых руд [53], [59], [66] - [71].

1. Коллективная флотация минералов меди и никеля из исходной руды без последующего разделения коллективного концентрата; продукты флотации в ходе процесса иногда подвергают магнитной сепарации. Из коллективного концентрата выделяют металлы при металлургическом переделе.

2. Коллективная флотация минералов меди и никеля из исходной руды с последующим разделением коллективного концентрата на медный и никелевый. Коллективный концентрат всегда разделяют при подавлении пирротина и пентландита (флотация минералов меди).

Промышленные способы разделения медно-никелевых концентратов (флотация минералов меди при подавлении пентландита и никеленосного пирротина) — реагенты-подавители: известь, известь и реагент 633, известь и цианид, известь и декстрин.

Никель, попавший в медный концентрат, теряется при металлургическом переделе; медь, перешедшая в никелевый концентрат, извлекается затем практически полностью.

При селективной флотации возможно подавление пентландита и пирротина лигносульфатом в высокощелочной среде.

3. Магнитная сепарация исходной руды с последующей флотацией никеленосного пирротина из магнитной фракции (никелевый концентрат) и коллективная медно-никелевая флотация немагнитной фракции; коллективный концентрат разделяют.

Магнитное обогащение применимо для никелевых руд, содержащих пирротин. Магнитная восприимчивость пирротина колеблется в широких пределах. Пирротин сульфидных медно-никелевых руд обычно представлен смесью сильномагнитных моноклинных пирротинов и слабомагнитных гексагональных.

Крупность измельчения руд перед коллективной флотацией — 50% — 80% — 74 мкм. В коллективном цикле pH 7,8 — 9,5; возможна флотация в естественной или кислой среде. Регулятор среды — кальцинированная сода и 25%-ный раствор аммиака (0,8 — 1 кг/т, дозировка в измельчение). При использовании аммиака снижается загрязнение оборотной воды.

В качестве собирателей эффективны амиловый (средний расход 85 г/т), бутиловый (100 — 150 г/т), изопропиловый (80 г/т) ксантогенаты, сочетание тритиокарбоната щелочного металла и натрийбутилмеркаптида (от 10:1 до 1:1). Для активации пентландита и никеленосного пирротина используется медный купорос.

Из пенообразователей в промышленных условиях эффективны реагенты типа соснового масла (сосновое масло, флотол), ксиленол, бутиловый аэрофлот, Доуфрос, Т-66, метилизобутилкарбинол, ТЭБ. В качестве регулятора пенообразования (и одновременно как дополнительные собиратели) эффективны длинноцепочечные дитиофосфаты и меркаптобензотиазол.

Для подавления флотоактивной силикатной породы применяются карбоксиметилцеллюлоза, карбосульфит и карботиосульфат, тринатрийфосфат, декстрин, крахмал, жидкое стекло, комбинации пирофосфат — гуартек. При обогащении вкрапленных медно-никелевых руд с высоким содержанием флотоактивной пустой породы рекомендуется ее предварительная флотация с дозировкой одного пенообразователя, с последующим доизвлечением ценных минералов из пенного продукта при депрессии минералов породы органическими подавителями.

Для повышения показателей коллективной флотации целесообразно введение операции интенсивного кондиционирования пульпы с реагентами (10 — 15 мин).

Оптимальный режим разделения коллективного медно-никелевого концентрата включает аэрацию пульпы воздухом в известковой среде с добавлением во флотацию цианида для усиления подавления пентландита и никеленосного пирротина. Высокосортный никелевый концентрат получается в виде хвостов основной медной флотации, низкосортный — в виде хвостов перечисток (в перечистки для уменьшения флотируемости пирротина и пентландита дозируется цианид). При добавлении цианида несколько снижается флотоактивность халькопирита; после дозировки цианида рекомендуется аэрация пульпы для восстановления флотационных свойств халькопирита.

Для повышения селективности флотации рекомендуется подогревать пульпу до 38 °C. Для снижения остаточной концентрации ксантогената вместо аэрации пульпы возможно применение реагентов-окислителей (перекись водорода, гипохлорит натрия); эффективно добавление в пульпу древесного угля.

Ферроникелевые пирротиновые концентраты рекомендуется перерабатывать с применением комбинированного процесса (гидрометаллургия — флотация): окислительное автоклавное выщелачивание концентрата с использованием в качестве окислителя кислорода; осаждение тяжелых цветных металлов в виде сульфидов; серносульфидная флотация пульпы с применением (дробная подача) дибутилдитиофосфата и керосина, также пенообразователя при pH 4 и содержании твердого в пульпе 30%; селективная дезинтеграция серносульфидного концентрата путем нагрева до температуры выше точки плавления серы. Конечный сульфидный концентрат содержит до 12% никеля (при извлечении около 90%). Из серного концентрата (содержит 70% — 75% серы) плавкой получают товарную серу.

2.4.6 Медно-кобальтовые руды

Основные сульфидные минералы кобальта — кобальтин (кобальтовый блеск), глаукодот, кобальтпирит, линнеит, шмальтин). Кобальтпирит и глаукодот представляют собой соответственно пирит и арсенопирит с изоморфной примесью кобальта. Из окисленных минералов наиболее распространены гетерогенит, эритрин, асболан.

При флотации по коллективной схеме в качестве собирателей используют ксантогенаты для сульфидных разностей минералов и карбоновые кислоты (талловое и пальмовое масло) и алкилгидроксаматы для окисленных; в качестве дополнительного собирателя в коллективном цикле рекомендуется использовать аполярные масла. Пенообразователь — сосновое масло. При флотации окисленных богатых медно-кобальтовых руд (содержание меди 4,5%, кобальта 1,5%) с применением лаурогидроксамата (200 г/т) достигается извлечение меди в концентрат 88%, кобальта — 70%.

При селективной схеме (последовательная флотация минералов меди и кобальтпирита) в цикле медной флотации используют спиртовые аэрофлоты, относительно слабо флотирующие пирит, в пиритном цикле — ксантогенат. Хороший собиратель и одновременно пенообразователь кобальтсодержащих минералов (линнеит, кобальтпирит) — крезиловый аэрофлот 25. Пенообразователь при селективной флотации — метилизобутилкарбинол. Кобальт в небольшом количестве может присутствовать в свинцовых рудах (содержание около 0,008%); рекомендуется извлекать из хвостов свинцового цикла при pH 10,5 — 11, используя амины (первичные, вторичные) и аполярные масла (извлечение кобальта 50% — 65%).

Эффективные подавители сульфидных кобальтовых минералов цианиды и известь, также сернистый натрий (при больших расходах). Флотация минералов кобальта может быть предотвращена длительной аэрацией пульпы.

Активатор минералов кобальта — медный купорос и серная кислота.

2.4.7 Медно-свинцово-цинково-пиритные руды

В полиметаллических рудах медь может быть представлена разнообразными минералами, цинк — чаще всего сфалеритом, свинец — галенитом. Как правило, галенит встречается в парагенезисе со сфалеритом; основное количество свинца в мировом производстве получают из медно-свинцово-цинковых и свинцово-цинковых руд. В зоне окисления сульфидных полиметаллических месторождений свинец наиболее часто представлен церусситом, реже — англезитом [53], [57], [59], [62] - [66].

Галенит — один из наиболее легкофлотируемых сульфидных минералов. Хорошие собиратели галенита — ксантогенаты и аэрофлоты. Ксантогенаты низших спиртов более эффективны в слабощелочной среде; ксантогенаты высших спиртов (C4 и более) достаточно эффективны при pH > 10. Селективный собиратель галенита — тиокарбанилид (дифенилтиомочевина) при pH 7,6 — 7,8.

Специфический подавитель галенита — двухромовокислые соли. Кроме того, его подавляют крахмал, таннин, фосфатные соли, перекись водорода, сульфит натрия в сочетании с сульфатом цинка, также цианиды (при очень больших расходах, не характерных для минералов меди, цинка и железа). Аналогично другим сульфидам флотация галенита может быть временно подавлена сернистым натрием (при его концентрации, превышающей критическую для данного собирателя), а также SO2 (при больших расходах) или сульфитом, используемыми в сочетании с тиомочевиной (флотируемость восстанавливают аэрацией пульпы).

Некоторое подавляющее действие на галенит, особенно затронутый окислением, оказывает известь. Чем больше расход извести в свинцовом цикле при ее дозировке в измельчение, тем сильнее должен быть собиратель. Получаются примерно одинаковые результаты, если при малом расходе извести применяется аэрофлот, большем расходе — амиловый ксантогенат. Для предотвращения подавления галенита известью собиратель дозируют в измельчение.

При наличии в полиметаллических рудах окисленных минералов свинца их флотируют ксантогенатами после предварительной сульфидизации сернистым натрием.

По технологической сложности медно-свинцово-цинковые руды как объект флотационного обогащения условно классифицируют на три типа:

• сульфидные руды, содержащие халькопирит, галенит и сфалерит;
• сульфидные руды, содержащие различные медные минералы, галенит и сфалерит;
• руды, подвергнувшиеся изменению и окислению с поверхности.

Селективное обогащение руд усложняется, если в них присутствуют пирит, марказит и марматит или отмечается тонкое взаимопрорастание минералов. При флотации полиметаллических руд широко применяют спиртовые аэрофлоты (преимущественно в цинковом цикле флотации) — этиловый, бутиловый, 208 и 238. Средний расход спиртовых аэрофлотов 15 — 60 г/т. Из фенольных аэрофлотов относительно распространены аэрофлоты 242 и 31 (средний расход 20 — 60 г/т).

В промышленности применяют три разновидности технологических схем переработки медно-свинцово-цинково-пиритных руд.

1. Последовательная селективная флотация минералов меди, свинца, цинка и железа из полиметаллической руды (схема не получила широкого распространения в практике флотации).

При переработке по схеме прямой селективной флотации тонковкрапленных руд с высоким (до 20%) содержанием пирита вначале проводят при pH 6,5 медную флотацию после добавления SO2 или сернистой кислоты (основная дозировка в измельчение) для активации халькопирита (рекомендуется также введение в пульпу метабисульфита натрия), затем флотируют галенит с добавлением цианида (250 г/т) и извести (150 г/т) для поддержания сфалерита и пирита в депрессированном состоянии. В качестве собирателя в медном цикле применяют Аэро-404 или этиловый ксантогенат и содовый аэрофлот, в свинцовом цикле — этиловый или вторичный бутиловый ксантогенат при малых расходах. Хвосты свинцового цикла сгущают и обрабатывают медным купоросом (800 г/т) при подогреве, затем этиловым ксантогенатом в сочетании с амиловым (в цинковом цикле добавляют также содовый аэрофлот или вторичный бутиловый ксантогенат) последовательно флотируют сфалерит и пирит, используя в цинковом цикле в качестве реагентов-регуляторов известь (450 г/т), соду (200 г/т) и КМЦ (последнюю рекомендуется дозировать также в медный и свинцовый циклы флотации).

При недостаточно эффективном отделении флотацией галенита от пирита и сфалерита рекомендуются подогрев пульпы до 85 °C (например, с помощью пара) и обратная флотация свинцового концентрата без добавления реагентов с выделением хвостов основной флотации в виде свинцового концентрата. Пенный продукт основной флотации дважды перечищается с применением КМЦ, SO2 и метабисульфита натрия. Медьсодержащий концентрат перечисток рекомендуется направлять в медный цикл, свинецсодержащие хвосты — на контрольную свинцовую флотацию.

2. Коллективная флотация всех сульфидов с последующим разделением коллективного концентрата. При наличии в руде сфалерита с различной флотоактивностью возможна дофлотация из хвостов коллективного цикла цинковых минералов и пирита.

Коллективный медно-свинцово-цинково-пиритный концентрат разделяют различными способами:

а) из коллективного концентрата (после операции десорбции сернистым натрием и отмывки) с использованием цианида (80 г/т) и цинкового купороса (400 г/т) как подавителей сфалерита и пирита проводят медно-свинцовую флотацию, из хвостов последней извлекают вначале минералы цинка, затем — железа; медно-свинцовый концентрат также разделяют. Для сокращения расхода сернистого натрия в операции десорбции рекомендуется подогрев пульпы до 40 °C — 50 °C;

б) коллективный концентрат разделяют с помощью цианида и цинкового купороса на медно-свинцовый и цинково-пиритный концентраты, которые далее разделяют;

в) из коллективного концентрата последовательно флотируют минералы меди и цинка (хвосты цикла разделения — свинцовый концентрат); медный концентрат обессвинцовывают. В качестве подавителя сульфидов в медном цикле применяют только известь (12,5 кг/т концентрата), собиратель — изопропиловый ксантогенат (50 г/т концентрата); в цинковом цикле галенит депрессируют бихроматом натрия (900 г/т концентрата) и реагентом 610 (35 г/т концентрата); собиратель — изопропиловый ксантогенат (45 г/т концентрата);

г) из коллективного концентрата, сфлотированного в сернокислой среде при pH 5,5, последовательно извлекают: при pH 6,3 — халькопирит и теннантит (галенит подавляют декстрином, сфалерит — цинковым купоросом и сернистым газом), при pH 8,5 — 9 - галенит (сфалерит подавляют цианидом и цинковым купоросом), при pH 11 — 11,5 — сфалерит; последним флотируют при pH 2 — 3 пирит.

3. Коллективная флотация минералов меди и свинца из исходной руды при подавлении сфалерита и пирита с последующим разделением медно-свинцового концентрата; из хвостов медно-свинцового цикла извлекают сфалерит, иногда пирит. По такой схеме работает большинство полиметаллических фабрик.

Коллективную медно-свинцовую флотацию проводят при pH 7,5 — 9,5 с применением в качестве собирателей различных ксантогенатов, аэрофлотов 31 и 242, Аэро-404 (меркаптобензотиазол), тиокарбанилида, тионокарбаматов и дитиофосфинатов; часто используют сочетания собирателей. Пенообразователи медно-свинцового цикла — крезол, синтетические реагенты (циклогексанол, Аэрофрос), Т-80 и др.

Из регуляторов среды наиболее часто применяют соду (100 — 300 г/т). При наличии сфалерита и пирита с низкой флотоактивностью рекомендуется ввести в процесс немного извести и флотировать медные и свинцовые минералы при низком расходе слабых собирателей. Перечистка коллективного медно-свинцового концентрата в открытом цикле повышает извлечение меди и свинца в концентрат.

Подавители минералов цинка и пирита — цианид (2 — 100 г/т) и цинковый купорос (100 — 1300 г/т). Присутствие в пульпе тиосульфатных ионов усиливает депрессирующее действие цианидов на сфалерит и сульфиды железа, в 15 — 20 раз сокращает расход цианидов (до 2 — 10 г/т). Ксантогенатную медно-свинцовую флотацию в этом случае рекомендуется проводить при pH 7,2 — 10 с дозировкой тиосульфата натрия 100 — 1000 г/т, сульфата цинка 100 — 300 г/т и максимально 15 г/т цианидов.

Для некоторых руд (содержание меди 0,3%, свинца 3,2%, цинка 4,5%, крупность измельчения 57% — 44 мкм) эффективна бесцианидная технология подавления цинковых минералов с применением SO2 и крахмала; медно-свинцовую флотацию проводят при pH 7,2 с применением дитиофосфинатов.

Улучшение флотационных свойств минералов меди и свинца с одновременным подавлением цинковых минералов достигается использованием в коллективной медно-свинцовой флотации тиомочевины в сочетании с сернистым газом или сульфитом. Рекомендуется последовательная обработка пульпы: вначале SO2 или сульфитом, затем тиомочевиной при малых расходах.

При переработке труднообогатимых полиметаллических руд для облегчения разделения медно-свинцовых концентратов целесообразна селективная флотация из исходной руды вторичных сульфидов меди (халькозин, борнит) в содовой среде при pH 9,5 — 10 без собирателя в присутствии тиомочевины. Выделяемый затем коллективный концентрат представлен преимущественно халькопиритом и галенитом.

Выбор метода разделения медно-свинцового концентрата зависит в первую очередь от вещественного состава концентрата.

Цианид натрия — эффективный подавитель халькопирита и теннантита — для подавления халькозина и ковеллина неприменим. Сульфит натрия в сочетании с железным купоросом используется для подавления галенита, если медь представлена халькопиритом; присутствие вторичных минералов меди (борнит и халькозин) нарушает разделение. Сернистая кислота в комбинации с бихроматом или крахмалом подавляет флотацию галенита в основном при наличии в руде халькопирита, в меньшей степени — халькозина.

Сернистый газ практически не влияет на флотацию сульфидов меди (халькопирит, халькозин, борнит) и существенно влияет на флотацию галенита, сфалерита и пирита. Сфалерит, активированный ионами меди, депрессируется SO2 в присутствии ионов цинка или кальция. Пирит и затронутый окислением галенит подавляются одним SO2. Селективность флотации при использовании SO2 регулируется температурой пульпы; при разделении коллективного концентрата, содержащего галенит и халькопирит, галенит селективно депрессируется кондиционированием пульпы при 70 °C.

Цинковые минералы, содержащиеся в медно-свинцовом концентрате, при цианистом разделении переходят в медный концентрат, при сернистокислом или сульфитном — в свинцовый. В случае повышенного содержания цинка в медно-свинцовом концентрате может возникнуть необходимость в применении операции обесцинкования соответствующего концентрата (влияет на выбор способа разделения медно-свинцового концентрата). Рекомендуемый режим обесцинкования черновых свинцовых концентратов (хвостов медного цикла): обработка пульпы при подогреве до 20 °C — 25 °C медным купоросом (0,7 кг/т концентрата) и флотация цинка с одной перечисткой; реагенты; в основную флотацию — бутиловый ксантогенат (90 г/т концентрата) и бутиловый аэрофлот, в перечистку — известь (до pH 11 — 12). Свинцово-цинковый промпродукт рекомендуется обрабатывать сернистым натрием и активированным углем и возвращать в сгуститель коллективного медно-свинцово-цинково-пиритного концентрата (отмывка реагентов).

Практически при выборе метода разделения руководствуются соотношением содержаний меди и свинца в руде (и концентрате). Рекомендуется флотировать минерал, находящийся в меньшем количестве в руде (для медно-свинцово-цинковых руд — обычно медные минералы).

Галенит обычно депрессируют при соотношении свинца и меди в концентрате более 1. Галенит также подавляют в случае присутствия в руде халькозина и ковеллина в промышленных количествах (вторичные сульфиды меди не подавляются цианидом) и при его окислении. Подавители галенита — бихромат натрия, диоксид серы и крахмал в различных комбинациях, также сочетание 1:1 бихромата натрия и силиката натрия. Для усиления подавления галенита в промышленных условиях используют углекислый газ. Перспективно подавление галенита цинковым купоросом, сернистым натрием и углекислым газом (последовательная обработка пульпы каждым реагентом). Удовлетворительные результаты обеспечивает сульфатный метод разделения галенита и халькопирита: обработка коллективного концентрата в течение 5 мин серной кислотой при подогреве пульпы до 30 °C (сульфатизация галенита) и флотация халькопирита ксантогенатом; возможно применение сочетания сульфата железа (1,8 кг/т), тиосульфата натрия (1,8 кг/т), сульфата цинка (1,5 кг/т).

При близком исходном содержании меди и свинца более эффективна реализация схемы с флотацией галенита из коллективного концентрата с подавлением медных минералов цианистыми солями (цианидом или цинк-цианидным комплексом). При использовании в качестве подавителей цианида или цианплава возрастают потери золота (до 15% — 20%) за счет его растворения. Расход цианида натрия можно снизить тепловым кондиционированием пульпы перед разделением медно-свинцового концентрата (нагрев до 85 °C — 90 °C и последующее охлаждение до 25 °C — 30 °C); одновременно сокращается расход сернистого натрия и активированного угля.

Потери золота уменьшаются, если в качестве подавителя используют комплекс цианида цинка. Оптимальный режим пульпоподготовки перед разделением: перемешивание коллективного концентрата в течение 3 мин с сернистым натрием, активированным углем, цинковым купоросом и цианидом (цинковый купорос дозируют до подачи цианида).

При повышенном (более 5%) содержании свинца, извлекающегося в медный концентрат в процессе медной флотации, рекомендуется обессвинцевание медных концентратов (наличие свинца в медном концентрате осложняет металлургический передел и приводит к повышенным потерям меди с отвальными шлаками). При обессвинцевании медных концентратов может быть использована естественная флотируемость свинцовых минералов. Реагенты операции обессвинцевания: сернистый натрий и Т-66. Для разделения обогащенного свинцом медного концентрата возможно использование железосинеродистой соли (подавление сульфидов меди) с получением свинцово-медного продукта марки ПСМ (содержание свинца — около 20%, меди — около 20%).

При больших потерях меди и свинца в разноименных концентратах (тонковкрапленные руды, содержащие теннантит, халькопирит, ковеллин и др. сульфиды меди) коллективный концентрат рекомендуется направлять на медную флотацию с добавлением SO2, извести и активированного угля; хвосты медной флотации после доизмельчения — на черновую свинцовую флотацию с добавлением соды, цианида и активированного угля; черновой свинцовый концентрат следует обезмеживать (флотация ковеллина) при 65 °C — 70 °C в присутствии углекислого газа (5 кг/т), активированного угля, бихромата натрия и аэрофлота 208 с получением готового свинцового концентрата в виде камерного продукта (пенный продукт присоединяется к готовому медному концентрату).

При флотационном разделении медно-свинцовых концентратов может проявляться отрицательное влияние неселективной флокуляции частицы — 30 мкм. Рекомендуется применение диспергатора Диспекс 40 (побочного действия на селективность флотации сульфидов не оказывает). Режим разделения медно-свинцового концентрата: расход диспергатора 20 г/т, время перемешивания 3 мин, подавление медных минералов цинковым купоросом (875 г/т) и цианидом натрия (750 г/т), флотация галенита без подачи собирателя в присутствии пенообразователя метилизобутилкарбинола (2 г/т).

Сфалерит и пирит извлекают из хвостов коллективной медно-свинцовой флотации по двум схемам: коллективная флотация цинковых минералов и пирита с дальнейшим разделением полученного концентрата и прямая селективная флотация сфалерита и пирита. Выбор схемы определяется сравнительной флотоактивностью цинковых минералов и пирита и их содержанием в руде.

Коллективную цинково-пиритную флотацию из хвостов медно-свинцовой проводят с применением ксантогенатов, аэрофлотов, медного купороса (50 — 500 г/т), также соды и иногда извести (до 2 кг/т). Из цинково-пиритного концентрата всегда флотируют сфалерит, добавляя известь (0,5 — 3 кг/т) и медный купорос.

Отделение сфалерита флотацией от пирита и пустой породы хвостов медно-свинцового цикла проводят с добавлением извести и медного купороса (иногда также цианида). Последующее извлечение пирита из хвостов цинковой флотации возможно при условии ликвидации влияния извести. Это достигается сгущением пульпы со сбросом слива и разбавлением песков водой перед флотацией или понижением pH пульпы с помощью кислоты; иногда для активации пирита используют соду (15 — 400 г/т).

Возможно получение пиритного концентрата в виде камерного продукта.

2.4.8 Свинцово-цинковые руды

Наиболее распространена технология последовательной селективной флотации минералов свинца и цинка. Существенную часть свинцово-цинковых руд перед флотацией обогащают гравитационными методами. Это способствует снижению расходов флотореагентов. Коллективную флотацию с последующим разделением концентрата применяют редко (преимущественно при переработке руд с кварцево-карбонатной и полевошпатовой породой). Руду измельчают до 70% — 0,074 мм, режим коллективной флотации pH 7 — 7,5 (серная кислота), 8,5 — 9 (сода) или 11 (известь), изопропиловый (165 г/т) или бутиловый (100 г/т) ксантогенаты, этиловый ксантогенат (25 г/т) и минерек 201 (30 г/т), метилизобутилкарбинол (30 г/т), медный купорос, сернистый натрий, жидкое стекло. Коллективный концентрат доизмельчают до 95% — 0,074 мм и флотируют галенит при pH 9 — 12 4 с подавлением сфалерита цианидом натрия и сульфатом цинка (отдельно 70 — 150 г/т и совместно 100 — 300 г/т); при необходимости из хвостов флотируют сфалерит [53], [57], [59], [62] - [66].

Свинцово-цинковые руды флотируют бутиловым ксантогенатом, аэрофлотами (31, 211, 242 и этиловый), низшими ксантогенатами (этиловый и изопропиловый). Средний расход аэрофлотов 35 г/т, ксантогенатов 30 — 60 г/т. Аэрофлоты применяют как в свинцовом, так и цинковом циклах. Сочетания собирателей в одном и том же цикле селективной флотации используют редко (эффективен этиловый ксантогенат в основной коллективной флотации, изоамиловый ксантогенат — в контрольной), чаще практикуется применение разноименных собирателей в свинцовом и цинковом циклах (например, аэрофлот и ксантогенат). Для серебросодержащих руд перспективно применение реагента МИГ-4Э.

Из пенообразователей наиболее распространены Аэрофрос 77, метилизобутилкарбинол, Доуфрос, гексиловый спирт, диметилфталат (Д-3), сосновое масло, терпинеол, крезиловая кислота, крезол. К синтетическим пенообразователям для улучшения качества пены добавляется древесный (15 — 20 г/т) или каменноугольный креозот. Обладает способностью образовывать вязкие пены, в результате несколько повышается извлечение свинцовых минералов (особенно для руд, затронутых окислением). При использовании в качестве собирателей аэрофлотов добавка самостоятельного пенообразователя часто не требуется.

Регулятор среды при свинцовой флотации — сода (50 — 1400 г/т) или известь (100 — 1000 г/т). Расход извести должен строго контролироваться во избежание подавления галенита (также золота). Добавление активированного угля в перечистную свинцовую флотацию способствует эффективной десорбции избытка собирателя и пенообразователя, улучшает качество концентрата.

В промышленной практике сфалерит и пирит в свинцовом цикле подавляют следующими реагентами и их сочетаниями: цианид натрия; Экоф Р-82 и цианид натрия; цианид натрия и цинковый купорос; сульфит натрия и цинковый купорос; цинковый купорос. Наиболее широко используют цианид натрия (до 150 г/т) и сульфат цинка (до 200 г/т) отдельно и совместно. Перспективно применение перманганата калия (взамен цианида натрия), FeSO4 в сочетании с NaCN при их соотношении 2:1 (взамен цинкового купороса и цианида натрия).

Для повышения извлечения благородных металлов (в ассоциациях и сростках с рудными минералами) при селективной флотации свинцово-цинковых руд рекомендуется совместная подача бутилового аэрофлота и перекиси водорода в основную флотацию.

В цинковом цикле для активации сфалерита применяют медный купорос (50 — 1000 г/т); пульпу перемешивают с медным купоросом перед флотацией от нескольких минут до 1 ч. Подавитель пирита — известь (pH 8 — 10). Оптимальную точку подачи медного купороса устанавливают опытным путем (до подачи извести, после подачи извести, совместно с известью). Сфалерит флотируют при pH 10 — 12. Собиратели в цинковом цикле — изопропиловый, этиловый, изобутиловый и амиловый ксантогенаты, иногда в сочетании с дитиофосфатами.

По обогатимости методом селективной флотации в порядке возрастания трудности разделения все свинцово-цинковые руды условно делят на четыре класса:

• сульфидные руды;
• окисленные руды в кислой породе;
• окисленные руды в основной породе;
• руды, содержащие примеси вторичных минералов меди.

Для сульфидных свинцово-цинковых руд характер вмещающей породы не имеет большого значения.

Наиболее просты для обогащения сульфидные свинцово-цинковые руды, не содержащие сульфидов железа. В этих рудах сфалерит неактивирован; селективная флотация может проводиться без подавителей или при низком расходе цианида натрия (несколько г/т). В качестве собирателя обычно используют этиловый ксантогенат (15 — 50 г/т), реже аэрофлот. Пенообразователи — метилизобутилкарбинол и крезиловая кислота (свинцовый цикл), сосновое масло и крезол (цинковый цикл). Расход медного купороса 300 — 500 г/т. Добавка щелочи обычно не требуется (ни в свинцовом, ни в цинковом цикле).

Сульфидные свинцово-цинковые руды, содержащие пирит или другие сульфиды железа, встречаются наиболее часто.

Содержание железа в рудах может колебаться в широких пределах (обычно 2% — 7%, в отдельных случаях 15% — 20%). В результате возрастания содержания сульфидов железа увеличивается расход подавителей и несколько уменьшается селективность разделения минералов свинца и цинка. Из регуляторов среды на обогатительных фабриках применяют известь и едкий натр (дозируют в измельчение), также соду. В цикле свинцовой флотации pH составляет 8 — 11. Расход цианида натрия в практике редко превышает 120 г/т (обычно 30 — 80 г/т); иногда цианид натрия применяют в сочетании с цинковым купоросом. Хорошими подавителями для руд с высоким содержанием сульфидов железа могут быть сульфит и бисульфит натрия. Расход медного купороса для активации сфалерита — 200 — 350 г/т (до 550 г/т). Из собирателей наиболее распространены ксантогенаты (этиловый и изопропиловый), аэрофлоты 25 и 242, диэтилдитиокарбамат натрия. Аэрофлоты часто применяют в свинцовом цикле.

При флотации сульфидных свинцово-цинковых руд галенит в свинцовом цикле извлекают достаточно полно (получающийся цинковый концентрат содержит мало свинца). Возможно обесцинкование свинцового концентрата. Расход реагентов при обесцинковании, г/т; бихромат натрия 30; медный купорос 130; известь 175; изопропиловый ксантогенат 5.

При повышенном содержании в руде мышьяка (более 0,5%) рекомендуется для подавления арсенопирита при ксантогенатной флотации пирита использовать известь (pH > 8,5) и перманганат калия (300 г/т).

При флотации окисленных свинцово-цинковых руд в кислой породе для нейтрализации кислотности и подавления сульфидов железа дозируют в измельчение кальцинированную соду или известь. Преимущество кальцинированной соды — предотвращение активации сфалерита солями свинца.

В случае слабокислых руд хорошие результаты дает аэрофлот 31 (дозируют в измельчение); ксантогенат не применяют или используют при небольших расходах. Хорошие подавители для слабокислых руд — сульфиты и бисульфиты (в отличие от цианида натрия сохраняют депрессирующее действие на пирит в кислой среде). Цианид часто более эффективен в перечистных операциях, а не в основной флотации. Для отделения галенита от сфалерита и пирита в ряде случаев эффективно сочетание цианида натрия с солью Экоф Р-82.

В сильнокислых рудах (высокая кислотность характерна для старых отвалов) сульфид свинца частично превращается в сульфат и флотируется с трудом. Содержание растворимых солей в руде может достигать нескольких килограммов на 1 т (pH 4 — 5). При наличии в пульпе кислоты и FeSO4 сульфидизация невозможна. Если содержание растворимых солей в сильнокислой руде не слишком высоко, руду перед селективной флотацией следует промыть или обесшламить. Если промывка затруднена, рекомендуется схема коллективной флотации в кислой среде в присутствии всех растворимых солей; в качестве собирателя можно использовать аэрофлот или минерек. Пирит частично можно депрессировать сульфитами. Разделение концентрата затруднено.

Окисленные свинцово-цинковые руды в основной (обычно кальцит-барит-доломитовой) породе характеризуются трудностью разделения минералов свинца и цинка. Руды содержат галенит, сфалерит и церуссит, иногда смитсонит и каламин. При обогащении руд этого типа применяют схему, по которой галенит флотируют совместно с церусситом, затем — сфалерит (иногда смитсонит и каламин).

Возможно применение технологической схемы последовательной флотации в порядке галенит — сфалерит — церуссит. Выбор схемы флотации может зависеть от соотношения минералов: при малой доле церуссита целесообразно флотировать его совместно с галенитом, в противном случае предпочтительнее вначале флотировать сульфиды. При флотации сфалерита перед флотацией оксидов свинца предотвращается вторичное подавление сфалерита, сокращается расход реагентов, облегчается контроль реагентного режима.

В качестве сульфидизатора окисленных минералов свинца применяют сернистый натрий (0,2 — 1,7 кг/т). Сульфидизацию рекомендуется проводить в присутствии жидкого стекла. Хорошие результаты дает дробная подача сульфида натрия и ксантогената. Эффективный собиратель сульфидизированных свинцовых минералов — циклогексааминный аэрофлот. В качестве подавителя сфалерита используют один цианид либо цианид совместно с цинковым купоросом или реагентом Р-82. В свинцовом цикле pH 7 — 9,5, в сульфидном цинковом pH 8 — 9,5. Расход медного купороса для активации сфалерита — до 1 кг/т. Для извлечения окисленных минералов цинка без предварительного обесшламливания рекомендуется дозировка гексаметафосфата натрия (предотвращение вредного влияния шламов и растворимых солей), силиката натрия (диспергирование шламов и подавление силикатных минералов пустой породы), эмульсии Октадекаамина и сульфида натрия в соотношении 1:50 (повышение собирательной способности и селективности амина по отношению к оксидам цинка).

Перспективен комбинированный метод переработки бедных сульфидно-окисленных свинцово-цинковых руд: предварительная термохимическая обработка при 350 °C — 500 °C в атмосфере сернистых паров, образующихся при диссоциации элементарной серы или пирита, и ксантогенатная флотация (по аналогии с природными сульфидными минералами).

При флотации свинцово-цинковых руд, содержащих примеси вторичных минералов меди (малахит, азурит, халькозин, ковеллин), возникают трудности вследствие возможной активации сфалерита солями меди. Для удовлетворительного подавления сфалерита в пульпе необходим избыток свободных ионов цианида; рекомендуется также подача сульфида натрия (или сульфита натрия). Иногда лучшие результаты дает дробная подача цианида.

2.4.9 Свинцовые руды

Чисто свинцовые руды, не содержащие других тяжелых цветных металлов, встречаются относительно редко. Основные минералы свинца в руде — галенит, церуссит, англезит [53, 57, 59, 62 - 66].

Эффективные собиратели галенита (одновременно и пенообразователи) — аэрофлоты 25 и 31 (30 — 60 г/т), различные ксантогенаты. Для флотации галенита с измененной поверхностью рекомендуется применение меркаптобензотиазола (Аэро 404). Пенообразователи — крезиловая кислота, сосновое масло и др.

Окисленные минералы свинца флотируют ксантогенатами после предварительной сульфидизации или собирателями типа меркаптобензотиазола без предварительной сульфидизации; меркаптобензотиазолы наиболее эффективны в сочетании с фосфатами.

При относительно высоком содержании в руде окисленного свинца обычно вначале флотируют сульфиды.

При флотации окисленных свинцовых руд улучшению показателей процесса способствует осаждение из фабричных вод солей — кальция, железа и цинка (с помощью соды); добавление медного купороса после сульфидизации с целью активации сульфидизированных свинцовых минералов и связывания избытка сернистого натрия; применение сочетания собирателей — аэрофлотов, ксантогенатов, меркаптобензотиазолов.

2.4.10 Титановые руды

Основные титановые минералы — ильменит и рутил. Наибольшее промышленное значение в мировой добыче титана имеют россыпные месторождения, из последних — прибрежно-морские россыпи (главный источник добычи рутила); помимо ильменита и рутила содержат циркон, монацит, магнетит, гранат и др. [53], [57], [59], [62 - 66].

Из коренных месторождений в промышленном отношении наиболее важны титаномагнетитовые (помимо титана и железа содержат ванадий). Содержание диоксида титана в рудах — 5% — 15%.

Обогащают россыпи в два приема — вначале преимущественно гравитационными методами (винтовые сепараторы, струйные и конусные концентраторы и др.) выделяют все тяжелые минералы в черновой коллективный концентрат, затем производят его доводку, применяя магнитную или электростатическую сепарацию, гидравлическую или пневматическую концентрацию на столах; для разделения тонкозернистых коллективных концентратов используют флотацию.

Флотационное разделение мелкозернистых коллективных концентратов, полученных из россыпей, осуществляют по трем схемам.

Флотация циркона с подавлением рутила и ильменита:

а) жидким стеклом или крахмалом в щелочной среде; собиратель циркона — мылонафт. Из хвостов цирконового цикла с добавлением серной кислоты до pH 7 флотируют рутил (ильменит);

б) газообразным азотом; собиратель циркона — мылонафт при pH 8 — 9;

в) серной кислотой при pH 1,5 — 2 после обработки коллективного концентрата 0,5%-ным раствором мыл насыщенных карбоновых кислот при pH 9 и промывки водой.

Флотация минералов титана — рутила и ильменита — талловым маслом с керосином с подавлением циркона и минералов породы кремнефтористым натрием в сернокислой среде.

Флотация циркона и рутила катионным собирателем ИМ-11 с подавлением ильменита щавелевой кислотой; перемешивание коллективного концентрата с реагентами осуществляют без доступа воздуха. Рутило-цирконовый концентрат разделяют с подавлением рутила серной кислотой при интенсивной аэрации пульпы (циркон флотируют при pH 2).

Применение флотации возможно при первичном обогащении песков. Целесообразна схема коллективной флотации всех ценных минералов из россыпей после их дешламации. Коллективную флотацию проводят олеиновой кислотой и керосином при pH 5,9 — 6,4; подавитель породы — кремнефтористый натрий (150 — 500 г/т).

Из коллективных флотационных концентратов без добавления собирателя флотируют минералы титана при pH 3,8 — 4,8, подавляя циркон кремнефтористым натрием при больших расходах (1,5 — 2 кг/т).

Титаномагнетитовые руды обогащают комбинированными методами — электромагнитной сепарацией (отделение магнетита от ильменита и пустой породы, также ильменита от пустой породы), концентрацией на столах (выделение мелковкрапленного ильменита), флотацией (извлечение тонковкрапленного ильменита карбоновыми кислотами в слабокислой среде при подавлении породы фтористым или кремнефтористым натрием с добавлением серной кислоты). Рекомендуется обесшламливание пульпы перед флотацией. Полезна предварительная обработка ильменита и рутила серной кислотой. Регуляторы среды — едкий натр, сода (pH 6 — 8); при pH 10,5 и выше флотация ильменита и рутила прекращается. Подавитель рутила — соляная кислота. Для повышения селективности флотации рутила рекомендуется использовать сочетание карбоновых кислот с аминами. При флотации рутила из железистых руд перспективно применение при pH 1 — 2,5 в качестве собирателя раствора N-бензил-N-фенилгидроксиламина в этиловом спирте.

Титановые концентраты содержат 40% — 45% TiO2 при извлечении 60% — 70%.

В случае тонкого взаимного прорастания ильменита и магнетита (тонкодисперсные эмульсионные включения ильменита или оксида титана в магнетите) выделение железного и титанового концентратов методами обогащения невозможно. Такие руды обогащают по простым магнитно-гравитационным схемам с последующим пирометаллургическим разделением.

2.4.11 Вольфрамовые руды

Основные минералы вольфрама — шеелит и вольфрамит, меньшее промышленное значение имеют ферберит и побнерит. Главные спутники — минералы молибдена, олова, меди, висмута, кварц, кальцит, флюорит, топаз, апатит и др. Содержание триоксида вольфрама в рудах — от 0,08% до 10% (преимущественно 0,2% — 1,0%) [53], [57], [59], [62] - [66].

Основной метод обогащения побнеритовых и ферберитовых руд — гравитация. Шеелитовые и вольфрамитовые руды обогащают гравитацией и флотацией (тонковкрапленные шеелитовые руды — преимущественно флотацией). Комплексные шеелитсодержащие руды обогащают комбинированными гравитационно-флотационными методами с применением в доводочных операциях флотогравитации, магнитной и электростатической сепарации.

Рекомендуемые собиратели шеелита — олеиновая кислота, олеат натрия и их заменители (нафтеновые кислоты, мылонафт, окисленный петролатум, окисленный рисайкл, хлопковое мыло, соапсток, дистиллированная жирная кислота кориандрового масла, недистиллированная и дистиллированная жирные кислоты кашалотового жира, реагент ОРСО, эластол, R-708, R-710, R-765, S-2043, талловое масло и фракция его разгонки, содержащая 3% канифольных кислот), катионные собиратели (например, додециламин), алкилсульфонаты, собиратель LRM (состоит из двух различных анионоосновных окисленных собирателей на основе ненасыщенной жирной кислоты и минерального масла, смешанных до слабощелочной реакции). Эффективно сочетание собирателей — смесь олеиновой, линолевой кислот и таллового масла. Жирнокислотные собиратели рекомендуется дозировать во флотацию в виде эмульсий, стабилизированных аэрозолями ОТ или 18.

Эффективные пенообразователи при флотации шеелитовых руд — сосновое масло, крезол, терпинеол, высшие спирты.

Для подавления силикатных и кальциевых минералов при флотации шеелита рекомендуются карбонаты щелочных металлов (до 7 кг/т руды), жидкое стекло (до 5 кг/т), таннин, палкотан и палконат (экстракты из калифорнийского эвкалипта).

Шеелит рекомендуется флотировать при pH 9 — 10,8 (предпочтительно при pH 9,5 — 10).

Эффективные собиратели вольфрамита — карбоновые кислоты и их мыла, R-710, R-765, R-825, купферон, хелатообразующие реагенты (a-нитрозо-|3-нафтол и этот же реагент в сочетании с аполярными маслами, алкилгидроксамовые кислоты, оксим в сочетании с аполярными маслами), толуоларсоновая и бензоэтиленфосфиновая кислоты, медиалан (дополнительный собиратель), амины в сочетании со щавелевой кислотой (с добавками в пульпу H2O2).

Пенообразователи вольфрамита — высшие алифатические спирты, крезол, ОПСБ.

Для подавления пустой породы при флотации вольфрамита используют жидкое стекло (при малых расходах), кремнефтористый натрий, соду, бихромат, декстрин и др.

Вольфрамит рекомендуется флотировать при pH 10 карбоновыми кислотами и мылами и при pH 6,5 — 8,5 хелатообразующими собирателями.

При флотации шеелитовых руд перед вольфрамовой флотацией целесообразно удалить сульфиды (ксантогенатная флотация). При разделении сульфидного концентрата в случае оборотного водоснабжения рекомендуется безызвестковая технология медной флотации (предотвращение образования в пульпе токсичных арсенатов кальция за счет растворения минералов мышьяка). Рекомендуемый режим: обработка коллективного сульфидного концентрата активированным углем и натриевой двузамещенной солью фосфорной кислоты (подавление пирротина). Концентрат основной вольфрамовой флотации рекомендуется подвергать одной — трем перечисткам без реагентов или с добавкой жидкого стекла. Для удаления из шеелитовых концентратов фосфора возможна обработка концентрата азотной или соляной кислотой.

Черновой вольфрамовый концентрат для подавления кальциевых минералов (кальцит, флюорит и др.) рекомендуется подвергать доводке — пропарке в течение 30 — 60 мин в растворе жидкого стекла (3% — 4%) при температуре 80 °C — 85 °C с последующей флотацией (процесс Петрова). Пропарку следует проводить в двух-трех последовательно установленных чанах. После пропарки пульпу разбавляют холодной водой до 25 °C — 30 °C и проводят вольфрамовую флотацию (основную, контрольную и одну-две перечистки). Концентрат контрольной флотации цикла доводки рекомендуется направлять на сгущение и пропарку совместно с черновым концентратом основного цикла. При высоком содержании в руде флюорита полученный концентрат целесообразно подвергать вторичной пропарке с жидким стеклом с дальнейшей доводкой в отдельном цикле, а хвосты этого цикла подавать на гидрометаллургический передел. Для удаления барита из шеелитового концентрата проводится флотация алкилсульфатом в кислой среде (после пропарки в растворе жидкого стекла, перечистки и выщелачивания в растворе соляной кислоты).

Селективность флотации шеелита зависит от соотношения содержаний кальцита и шеелита в руде (практически это соотношение изменяется от 0,4 до 145). При соотношении кальцит:шеелит = 1 ч-5 руда легкообогатима, и получение кондиционных вольфрамовых концентратов (не менее 55% WO3) сложностей не представляет. При соотношении кальцит:шеелит > 15 получение вольфрамовых концентратов с содержанием WO3 более 35% затруднено.

Для повышения селективности флотации шеелита при высоком соотношении содержаний в руде кальцита и шеелита рекомендуется:

1. применение селективного собирателя шеелита — реагента LRM (60 — 80 г/т), который вводят в пульпу после ее обработки содой и жидким стеклом; при наличии в руде барита в качестве подавителей целесообразно использовать крахмал и сульфатные щелоки;

2. применение селективного подавителя кальцита — реагента состава, % по массе: натриевое жидкое стекло 87,4; FeSO4 6,3; CaSO4 6,3; подавитель (2,3 кг/т) дозируется перед подачей собирателя и в комбинации с собирателем LRM обеспечивает извлечение вольфрама на 93,5% при степени концентрации WO3 522.

Рекомендуемые режимы наиболее эффективны при невысоком (порядка 0,1%) абсолютном содержании в руде WO3.

Получение богатых (более 70% WO3) шеелитовых концентратов возможно с применением реагентных режимов, включающих последовательную обработку пульпы (20% — 40% твердого) карбонатами щелочных металлов (2,2 — 6,8 кг/т руды) при pH 10 — 11 для подавления силикатных минералов; цианидами щелочных металлов и едким натром при pH 10 — 11 для депрессии сульфидов; жидким стеклом (1,4 — 4,5 кг/т) для подавления кальциевых минералов пустой породы; собирателем жирнокислотного типа (предпочтительно смесью олеиновой, линолевой кислот и таллового масла, 0,02 — 0,12 кг/т). После интенсивного перемешивания (разрушение флокул шеелита) и добавления пенообразователя шеелит флотируют при pH 10,5 — 10,8.

При флотации вольфрамитовых руд и продуктов их обогащения (шламы, хвосты гравитации и др.) перед вольфрамовой флотацией целесообразно удалить сульфиды. Эффективна ксантогенатная флотация сульфидов с применением в качестве подавителя жидкого стекла, кремнефтористого натрия и соды; в случае окисленных руд рекомендуется добавка сульфата меди в качестве активатора (при подкислении пульпы). Наиболее затруднено отделение вольфрамита от флюорита, оксидов железа, топаза и слюд.

При флотации относительно простых вольфрамитовых руд в качестве собирателя возможно использование карбоновых кислот, например олеиновой, и их солей. Основная вольфрамовая флотация проводится при pH 7 — 10. В черновой концентрат наряду с вольфрамитом извлекаются флюорит, апатит, частично слюды, топаз, кальцит, оксиды железа и остатки сульфидов. Перечистные операции рекомендуется проводить в нейтральной или слабощелочной среде с добавками нового собирателя — толуоларсоновой или бензоэтиленфосфиновой кислоты, либо в слабокислой среде (реагенты-регуляторы — серная, щавелевая или плавиковая кислота). В процессе перечисток из чернового концентрата можно удалить кварц, полевой шпат, частично слюды и хлорит. Для эффективного удаления из концентрата основной флотации кварца, полевого шпата и флюорита перед перечистками рекомендуется его пропарка с кремнефтористым натрием при 80 °C — 85 °C.

При переработке труднообогатимых вольфрамитовых руд (например, содержащих фосфаты) в качестве основного собирателя рекомендуется использовать толуоларсоновую или бензоэтиленфосфиновую кислоту, в качестве дополнительного собирателя — медилан. Из реагентов-регуляторов эффективными являются кремнефтористый натрий и серная кислота (pH 2 — 4). Возможна последовательная анионная и катионная флотация с использованием в качестве регулятора крахмала.

При флотации вольфрамитовых продуктов рекомендуется использовать собиратель ИМ-50. В случае силикатной породы основная и перечистная флотации проводятся при pH 8 — 9, при наличии флюорита и эпидота — при pH 6 — 6,5. Для доводки полученные концентраты целесообразно перефлотировать в сильнокислой среде (pH < 1,5) с добавками ИМ-50. Из продуктов, содержащих 0,1% — 0,4% WO3, возможно получение концентрата с содержанием 30% — 50% WO3 (при извлечении 65% — 75%).

2.4.12 Оловянные руды

Наиболее важный в промышленном отношении оловосодержащий минерал — касситерит, меньшее значение имеет станнин. Касситерит различных месторождений характеризуется неодинаковой флотоактивностью [53], [57], [59], [62] - [66].

При флотационном получении оловянных концентратов рекомендуются тщательное обесшламливание питания флотации, предварительное удаление сульфидов, промывка глинистых руд. Собиратели касситерита — реагенты жирнокислотного типа — олеиновая кислота, талловое масло, жирнокислотная фракция таллового масла, окисленный рисайкл и др.; более селективны арсоновые и фосфоновые кислоты, сульфосукцинаматы. Технологический недостаток — чувствительны к поливалентным катионам, плохо флотируют касситерит крупностью +50 мкм.

Эффективный собиратель — алкандикарбоновые кислоты (оптимальный pH 4 — 4,5), флотируют касситерит крупностью 100 мкм. Технологический недостаток — малоселективны в присутствии топаза; селективность повышается при использовании как подавителя топаза аминонафтолсульфоновых кислот (например, 1-амино-8-нафтол-3,6-дисульфоновой кислоты).

Селективный собиратель касситерита в присутствии флюорита — ацилированные аминокислоты (собиратель ААК). Он наиболее эффективен в перечистных операциях.

Дополнительные собиратели — аполярные масла. Селективные флокулянты тонких частиц касситерита — алифатические жирные изоспирты фракции C2 — C6, катионный флокулянт ППС, реагент ИМ-50 в сочетании с аспаралом-Ф (возможна их комбинация с изоспиртами).

Повышению показателей флотации касситерита из шламов способствует интенсивное кондиционирование пульпы с реагентами (продолжительность до 50 мин).

Подавители касситерита — ализариновые красители, мука сорго; касситерит некоторых месторождений подавляется жидким стеклом.

Наиболее затруднена селективная флотация касситерита из турмалинсодержащих руд и продуктов. Эффективные подавители турмалина при флотации касситерита — жидкое стекло (особенно в сочетании с сернокислым алюминием), гексаметафосфат натрия, кремнефтористый натрий (один и в сочетании с пирогаллолом), сернокислая среда (pH 2,8 — 4,8).

Подавитель железосодержащих минералов при флотации касситерита — щавелевая кислота; подавитель кальцита — карбонилметилцеллюлоза натрия.

Богатые оловосодержащие руды (1,3% — 1,9% Sn) обогащаются по двухстадиальной схеме флотаций (после обесшламливания по классу 3 мкм):

1. флотация пустой породы при pH 6 с дозировкой 150 г/т собирателя Катафлот КРЛ (натриевая соль алкиламинопропионовой кислоты) и пенообразователя метилизобутилкарбинола;

2. флотация касситерита при pH 2,4 с дозировкой 900 г/т собирателя сульфосукцинаматного типа (Катафлот КСТ), 100 г/т кремнефтористого натрия, 200 г/т силиката натрия и метилизобутилкарбинола. Конечные концентраты содержат 11% — 18% Sn при извлечении 77% — 85%.

Руды со средним содержанием олова (0,5% — 0,6% Sn) обогащаются по одностадиальной схеме флотации (после обесшламливания хвостов сульфидной флотации) с доводкой оловянного концентрата:

1. флотация касситерита при pH 7 олеиновой кислотой (200 г/т) с добавлением жидкого стекла (450 г/т);

2. термическая обработка перечищенного концентрата при 300 °C — 325 °C в течение 30 мин (десорбция собирателя) и обратная флотация силикатных минералов при pH 11 катионным собирателем (например, додециламмонийхлоридом, 50 г/т) в известковой среде; подавитель касситерита — мука сорго (5 — 50 г/т). Конечные концентраты содержат 40% — 60% Sn при извлечении 60% — 75%.

Относительно бедные (0,2% — 0,3% Sn), тонковкрапленные руды (преобладающая крупность зерен SnO2 — 0,1 мм) с кварцево-полевошпатово-слюдистой породой, особенно при повышенном (более 10%) содержании топаза, при наличии глинистых и железистых (гематит, лимонит) и других минералов, обогащаются по комбинированной схеме: гравитационная сепарация крупного (-0,6 мм) касситерита (обогащение надрешетного продукта грохочения руды после измельчения в стержневой мельнице) и флотация остального касситеритсодержащего материала. Эффективна раздельная флотация песковой и шламовой фракции касситерита (оба цикла при необходимости включают стадию сульфидной флотации в голове процесса). Схема пескового и шламового цикла — основная флотация, контрольная и три перечистки. Собиратель касситерита — стиренфосфоновая кислота (до 200 г/т), пенообразователь — октандиол (150 г/т), модификатор — кремнефтористый натрий (300 г/т). Возможно получение флотационных концентратов с содержанием 8% Sn (пригодны для фьюминг-процесса) при извлечении 50%. Гравитационный концентрат содержит 40% Sn при извлечении до 20%.

Из бедных руд (0,1% — 0,15% Sn) с кварцево-хлорито-серицитовой породой флотируют касситерит при pH 7 — 7,4 собирателем жирнокислотного типа (до 0,5 кг/т) в присутствии ксиленола (40 — 75 г/т) и жидкого стекла (75 — 150 г/т). Конечный концентрат содержит 8% — 10% Sn при извлечении 60% — 65%.

При флотации касситерита (0,6% — 0,7% Sn) из хвостов гравитационного обогащения рекомендуется предварительное кондиционирование пульпы с толиларсоновой кислотой (собиратель касситерита) и карбонилметилцеллюлозой натрия (подавитель кальцита). Конечный концентрат содержит 25% — 30% Sn при извлечении 90%.

Шламы гравитационного обогащения (сливы механических и гидравлических классификаторов) обезвоживают и проводят последовательную флотацию сульфидов (бутиловый ксантогенат, Т-66) и касситерита [pH 5,2 — 5,6, реагенты: серная кислота, Аспарал-Ф (10 — 15 г/т), Т-66 (20 — 40 г/т)]. Конечный концентрат содержит до 30% Sn при извлечении 83%.

При переработке оловянных концентратов (на доводочных фабриках рекомендуется раздельное обогащение песковой (магнитная сепарация и флотогравитация) и шламовой (ксантогенатная флотация) фракций с получением богатого (50% — 68% Sn) концентрата флотогравитации и бедного (10% — 15% Sn) флотационного концентрата в виде камерного продукта. Промпродукты флотогравитации рекомендуется направлять в шламовый цикл (в операцию сгущения шламов перед флотацией). Реагенты — ксантогенат, аполярное масло, ОПСБ, серная кислота. Суммарное извлечение олова — до 98%. Кроме того, возможна флотация касситерита из хвостов шламовых концентрационных столов. Реагентный режим — серная кислота в основной флотации (pH 3,9 — 4,3), собиратель — ОР-ЮО (5 — 8 кг/т), пенообразователь — сосновое масло (100 — 120 г/т). Концентрат содержит 8% — 15% Sn.

2.4.13 Бокситы

Бокситы представляют собой смесь гидраргиллита (Al2O3·3H2O), диаспора и бемита (разновидности Al2O3·H2O) с каолинитом, кварцем, минералами железа (лимонитом, гематитом, сидеритом, пиритом), титана (ильменитом, рутилом). Обогащение их позволяет улучшить показатели химического и металлургического переделов и за счет вовлечения в эксплуатацию некондиционных бокситов расширить сырьевую базу алюминиевой промышленности (Кузнецов В.П. и др.). Бокситовые концентраты, поступающие на производство глинозема и глиноземного цемента, должны содержать не менее 28% — 30% Al2O3 при отношении AlO3:SiO2 = 4:5,6, а предназначенные для производства электрокорунда — не менее 49% — 52% Al2O3 при отношении Al2O3:SiO2 = (6-15):1 [53], [57], [59], [62] - [66], [72].

Наиболее эффективным собирателем гидратированных оксидов алюминия является олеиновая кислота (0,4 — 0,6 кг/т). На практике часто пользуются ее смесью с талловым и машинным маслом (или керосином). Обязательные условия при флотации — снижение содержания растворимых солей (кальция, магния, железа, алюминия) и диспергирование пульпы. Для этой цели используют соду, едкий натр, сернистый натрий, фосфатные соединения (метафосфат, гексаметафосфат, пирофосфат натрия), жидкое стекло и крахмал, оказывающие одновременно и депрессирующее действие на минералы породы.

Предварительное введение в пульпу реагента ОП-7 способствует резкому уменьшению расхода собирателя и усиливает депрессию глинистых шламов. Оптимальное значение pH 7,5 — 9,5. Более высокие значения pH пульпы создаются при высоком содержании в руде каолинита.

При кондиционировании бокситов из них удаляют пиритную среду сульфгидрильными собирателями, органические примеси — аполярным собирателем, карбонаты железа — жирными кислотами. При обогащении бокситов возможно попутное получение ряда продуктов: каолинитового, железорудного, титанового, пиритного с промышленным содержанием в них металлов или элементов, т.е. комплексное использование сырья.

2.5 Сточные воды обогатительных фабрик, их очистка и использование при обогащении руд

2.5.1 Сточные воды обогатительных фабрик

2.5.1.1 Общие сведения

Сточные воды обогатительных фабрик содержат твердые частицы различной крупности, а также растворенные и диспергированные в воде вещества. Основными источниками загрязнения сточных вод являются органические и неорганические флотационные реагенты, а также продукты их взаимодействия с компонентами руды [73 - 76].

Радикальное решение проблемы охраны водоемов от загрязнения сточными водами обогатительных фабрик — организация оборотного водоснабжения, при котором сточные воды, полученные при обогащении руды, не сбрасываются на рельеф местности, а возвращаются для повторного использования естественной ее убыли (испарение в хвостохранилище, убыль влаги с продуктами обогащения), а также при ограниченном расходе для проведения некоторых перечистных операций.

Загрязнение сточных вод заметно снижается при замене в процессах обогащения особо токсичных (цианиды) и трудноудаляемых (крезол, фенол, пиридин) веществ. Важное значение имеет создание условий, предотвращающих попадание в сточные воды масел, применяемых для смазки мельниц и другого оборудования.

2.5.1.2 Условия сброса сточных вод в водные водоемы

Сточные воды запрещается сбрасывать в водные объекты при следующих условиях:

1. если при рациональной технологии эти воды могут быть использованы в системах оборотного водоснабжения;

2. если сточная вода содержит ценные отходы, которые могут быть утилизированы на данном или других предприятиях;

3. если в сточной воде содержатся вредные вещества, для которых не установлены предельно допустимые концентрации (ПДК).

Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов в пунктах хозяйственно-питьевого и культурно-бытового водопользования и к составу и свойствам воды водных объектов, используемых для рыбохозяйственных целей, приведены в таблицах 2.11 и 2.12.

Таблица 2.11

Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов у пунктов хозяйственно-питьевого и культурно-бытового водопользования

Таблица 2.12

Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов, используемых для рыбохозяйственных целей

В таблицах 2.13 и 2.14 указаны предельно допустимые концентрации в воде водных объектов некоторых вредных веществ (применительно к сточным водам обогатительных фабрик).

Таблица 2.13

Предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ в воде водных объектов хозяйственно-питьевого и культурно-бытового водопользования