ИТС 23-2025. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Добыча и обогащение руд цветных металлов

(утв. Приказом Росстандарта от 27.11.2025 № 2580)

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 27 ноября 2025 г. № 2580

ИНФОРМАЦИОННО-ТЕХНИЧЕСКИЙ СПРАВОЧНИК ПО НАИЛУЧШИМ ДОСТУПНЫМ ТЕХНОЛОГИЯМ

ДОБЫЧА И ОБОГАЩЕНИЕ РУД ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ

Extraction of precious metals

ИТС 23-2025

Дата введения 1 марта 2026 года

Введение

Наилучшая доступная технология — технология производства продукции (товаров), выполнения работ, оказания услуг, определяемая на основе современных достижений науки и техники и наилучшего сочетания критериев достижения целей охраны окружающей среды при условии наличия технической возможности ее применения.

Наилучшая доступная технология определяется в информационно-техническом справочнике и является инструментом технологического нормирования, применяемого к субъектам хозяйствования, отнесенным к I категории объектов негативного воздействия.

Настоящий информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям «Добыча и обогащение руд цветных металлов» (далее — справочник НДТ) представляет собой документ национальной системы стандартизации Российской Федерации, разработанный на основе анализа технологических, технических и управленческих решений, применяемых для обеспечения высокой эффективности использования материальных и энергетических ресурсов и экологической результативности при добыче и обогащение руд цветных металлов с учетом климатических, экономических и социальных особенностей Российской Федерации.

Справочник НДТ разработан взамен справочника НДТ ИТС 23-2017 «Добыча и обогащение руд цветных металлов» в соответствии с распоряжением Правительства Российской Федерации от 10 июня 2022 года № 1537-р «Об утверждении поэтапного графика актуализации информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям» [1].

Структура настоящего справочника НДТ соответствует ГОСТ Р 113.00.03-2019 [2], формат описания технологий - ГОСТ Р 113.00.04-2020 [3], термины приведены в соответствии с ГОСТ Р 113.00.12-2023 [4].

Краткое содержание справочника

Справочник НДТ содержит следующие разделы.

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.

В разделе 1 представлена информация о состоянии и уровне развития добычи и обогащения руд и россыпей цветных металлов в Российской Федерации, приведен краткий обзор экологических аспектов.

В разделе 2 представлено описание типовых процессов добычи и обогащения руд и россыпей цветных металлов, а также добычи ангидрита и известняка.

В разделе 3 приведена информация о регламентируемых и фактических уровнях эмиссий в окружающую среду для существующих технологических процессов. Раздел подготовлен на основе данных, представленных предприятиями Российской Федерации в рамках разработки настоящего справочника НДТ, а также различных литературных источников.

В разделе 4 описаны подходы к определению НДТ, примененные при разработке настоящего справочника НДТ.

В разделе 5 приведено краткое описание НДТ для процессов добычи и обогащения руд и россыпей, в том числе технические и технологические решения и методы минимизации негативного воздействия на окружающую среду при процессах добычи открытым способом, подземным способом, комбинированным способом, процессах рудоподготовки и обогащения. Описаны технологии обращения с отходами и побочными продуктами производства (добыча и обогащение отходов горно-металлургических производств, отходов недропользования), обеспечивающие рост ресурсосбережения и энергоэффективности, снижение уровня эмиссий загрязняющих веществ в окружающую среду.

В разделе 6 приведен перечень перспективных технологий и технологий, находящихся на стадии научно-исследовательских и опытно-конструкторских работ или опытно-промышленного внедрения, позволяющих повысить эффективность производства и сократить эмиссии в окружающую среду.

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

Приложения. В приложениях к справочнику НДТ приводится дополнительная информация.

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

Предисловие

Цели, основные принципы и порядок разработки информационно-технического справочника по наилучшим доступным технологиям установлены постановлением Правительства Российской Федерации от 23 декабря 2014 г. № 1458 [5]. Перечень областей применения наилучших доступных технологий определен распоряжением Правительства Российской Федерации от 24 декабря 2014 г. № 2674-р [6].

1 Статус документа

Настоящий справочник НДТ является документом по стандартизации, разработанный в результате анализа технологических, технических и управленческих решений, характерных для добычи и обогащения руд цветных металлов и содержащим описание применяемых в настоящее время и перспективных технологических процессов, технических способов, методов предотвращения и сокращения негативного воздействия на окружающую среду, включая соответствующие параметры экологической результативности, ресурсо- и энергоэффективности, а также экономические показатели.

2 Информация о разработчиках

Настоящий справочник НДТ разработан технической рабочей группой «Добыча и обогащение руд цветных металлов» (ТРГ 23), состав которой утвержден приказом Минпромторга России от 22 июля 2024 г. № 3304 «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

Настоящий справочник НДТ содержит описание применяемых при добыче и обогащении руд и россыпей цветных металлов технологических процессов, оборудования, технических способов, методов, в том числе позволяющих снизить негативное воздействие на окружающую среду, потребление воды и ресурсов, повысить экологическую безопасность и энергоэффективность производства.

Из описанных технологических процессов, оборудования, технических способов, методов определены те, которые на сегодняшний день являются НДТ. Для НДТ в настоящем информационно-техническом справочнике НДТ установлены соответствующие технологические показатели, где это необходимо и возможно.

4 Взаимосвязь с международными и региональными аналогами

Настоящий справочник НДТ разработан в соответствии со ст. 28.1, п. 7 Федерального закона от 10 января 2002 г. № 7-ФЗ «Об охране окружающей среды» [7] на основе результатов анализа деятельности предприятий по добыче и обогащении руд цветных металлов в Российской Федерации и с учетом материалов 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).

5 Сбор данных

Информация о технологических процессах, оборудовании, технических способах, методах, применяемых при добыче и обогащении руд цветных металлов в Российской Федерации, собрана в соответствии с Порядком сбора и обработки данных, необходимых для разработки и актуализации информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям, утвержденным приказом Министерства промышленности и торговли Российской Федерации от 18 декабря 2019 г. № 4841 [8].

6 Взаимосвязь с другими справочниками НДТ

Взаимосвязь настоящего справочника НДТ с другими справочниками НДТ, разрабатываемыми (актуализируемыми) в соответствии с распоряжением Правительства Российской Федерации от 10 июня 2022 года № 1537-р «Об утверждении поэтапного графика актуализации информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям» [1], приведена в разделе «Область применения»

7 Информация об утверждении, опубликовании и введении в действие

Справочник НДТ утвержден приказом Росстандарта от 27 ноября 2025 г. № 2580 и введен в действие с 1 марта 2026 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;
• добычу и обогащение отходов горно-металлургических производств;
• технологические процессы, применяемые при добыче и обогащении руд и россыпей цветных металлов и отходов их переработки.
• технологические процессы, применяемые при складировании хвостов.

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, флотационное 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 16-2023 «Горнодобывающая промышленность. Общие процессы и методы».

Информация, относящаяся к металлургическому производству цветных металлов, содержится в следующих справочниках НДТ:

ИТС 3 «Производство меди»;

ИТС 11 «Производство алюминия»;

ИТС 12 «Производство никеля и кобальта»;

ИТС 13 «Производство свинца, цинка и кадмия»;

ИТС 14 «Производство драгоценных металлов»;

ИТС 24 «Производство редких и редкоземельных металлов».

Дополнительные виды деятельности, осуществляемые в рамках добычи и обогащения руд цветных, драгоценных, редких и редкоземельных металлов, и соответствующие им справочники НДТ, приведены в таблице 1.

Таблица 1

Дополнительные виды деятельности

Сфера распространения настоящего справочника НДТ, приведена в таблице 2.

Таблица 2

Сфера распространения настоящего справочника ИТС НДТ

Раздел 1. Общая информация о рассматриваемой отрасли промышленности

1.1 Добыча руд

1.1.1 Медные руды

Согласно Стратегии развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, медь входит в группу полезных ископаемых, добываемых в настоящее время, запасы которых при любых сценариях развития национальной экономики удовлетворяют ее необходимые потребности до 2035 года.

Россия располагает крупной сырьевой базой меди и входит в десятку крупнейших производителей ее рудничной продукции. Основу сырьевой базы страны составляют объекты существенно медных промышленных типов: сульфидного медно-никелевого, медистых песчаников и сланцев, медно-порфирового и медноколчеданного. Основная добыча сконцентрирована на сульфидных, медноколчеданных и медно-порфировых объектах. Россия входит в пятерку ведущих стран-производителей рафинированной меди, уступая Китаю, Чили, Японии и ДР Конго, обеспечивая порядка 4,8% мирового выпуска.

Россия располагает значительной сырьевой базой меди — запасы металла по категориям A + B + C₁ + C₂ составляют 80 млн т. При этом по данным [9] по состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы меди, заключенные в недрах 168 месторождений, составили 102,5 млн т. Еще 17 месторождений содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы меди в целом по стране составляют 19,9 млн т. Кроме того, учитывается 7 техногенных месторождений (сложены отходами добычи и обогащения медных и медьсодержащих руд и металлургического передела концентратов), балансовые запасы которых составляют 0,26 млн т, забалансовые — 0,05 млн т. Крупная сырьевая база меди России характеризуется высокой степенью освоения — 95,3%. Среднее содержание меди в российских месторождениях колеблется в диапазоне от 0,4% до 7,2% в богатых рудах Норильского рудного района и в среднем по всем существенно медным месторождениям России составляет 0,81%. Руды имеют многокомпонентный состав и помимо меди могут содержать никель, кобальт, платиноиды (медно-никелевые месторождения), золото, цинк, редкие металлы и др., что определяет высокую рентабельность отработки ряда месторождений даже в условиях Крайнего Севера (Норильский рудный район (НРР)). В структуре российской сырьевой базы меди определяющую роль играют месторождения существенно медных руд, в которых сосредоточено 95,7% балансовых запасов страны.

На долю комплексных медьсодержащих месторождений, в рудах которых медь является попутным компонентом, приходится 4,3% балансовых запасов страны.

В Норильском районе Красноярского края расположены крупнейшие в России уникальные по запасам меди медно-никелевые месторождения Октябрьское и Талнахское (табл. 1.1, рис. 1.1). Их руды комплексные, подразделяются на 3 типа: богатые сплошные и «медистые», характеризующиеся содержаниями Cu 3,3 — 5,8%, а также вкрапленные с содержаниями Cu 1,1% и менее. В настоящее время добываются преимущественно сплошные и «медистые» руды, однако доля вовлекаемых в отработку вкрапленных руд постепенно растет. Кроме того, в Норильском районе находятся крупные по запасам меди сульфидные медно-никелевые месторождения вкрапленных руд — Норильск I (северная часть отрабатывается, южная подготавливается) и Масловское.

Таблица 1.1

Основные месторождения меди России [9]

Рисунок 1.1 — Распределение запасов меди между субъектами РФ (млн т) и ее основные месторождения [9]

Крупнейшее в СНГ и третье в мире Удоканское месторождение расположено на севере Забайкалья в Каларском районе. Его запасы — более 26 миллионов тонн меди. Месторождение уникально по своему строению и составу руды. Отличительной особенностью месторождения является сложная перемежаемость руд различного минералогического состава с различной степенью окисления. Геолого-технологическое каирование показало крайне неравномерное распределение минералов меди, что не позволяет разделить тела по степени окисленности. Отмечается невозможность выделить и оконтурить сульфидные, смешанные и оксидные руды, то есть вся руда будет добываться без разделения на типы.

Аналогичные месторождения выявлены на юге Красноярского края (Кингашское и Верхнекингашское), в Мурманской области (месторождения Печенгского рудного района), в Воронежской области (Елкинское и Еланское). Балансовые запасы медно-порфировых руд, учтенные на территории пяти регионов России, заключены в основном в крупных (1,8 — 8,3 млн т меди) месторождениях — Малмыжское (Хабаровский край), Песчанка (Чукотский АО), Ак-Сугское (Республика Тыва), Томинское, Михеевское (Челябинская обл.); в Амурской области расположено среднее по запасам (0,46 млн т) Иканское месторождение. В 2022 г. в Забайкальском крае на учет поставлено новое месторождение этого типа — Лугокан с балансовыми запасами 0,6 млн т меди. Руды медно-порфирового типа по содержанию Cu относятся к рядовым (0,4 — 0,6%) и бедным (менее 0,4%), однако их месторождения являются востребованными благодаря большим объемам и наличию других полезных компонентов, повышающих рентабельность отработки, в частности золота. В Забайкальском крае расположено крупное Удоканское месторождение медистых песчаников и Быстринское скарновое медно-магнетитовое месторождение. Руды Удоканского месторождения рядовые, Быстринского — бедные, но комплексные: первые содержат попутное серебро, вторые — золото и серебро. Медноколчеданные объекты широко распространены на Среднем и Южном Урале, крупнейшим из них является Гайское месторождение в Оренбургской области. Руды в основном характеризуются рядовыми содержаниями меди. Крупные месторождения этого типа также находятся в Республике Башкортостан (Юбилейное, Подольское, Ново-Учалинское) и Республике Дагестан (Кизил-Дере). Второстепенное значение имеют комплексные месторождения медьсодержащих руд, для которых выделяют 19 типов. Наиболее крупные запасы меди учтены в объектах пяти типов — полиметаллическом (0,9% запасов), магнетитовом и медно-платинометальным (по 0,8% в каждом), малосульфидном платинометалльном (0,7%). Вклад остальных 15 типов несущественен (суммарно около 1% балансовых запасов России). В отработку вовлечены месторождения полиметаллических, медно-молибденовых, магнетитовых, оловянных, вольфрамовых, медно-золоторудных, золото-колчеданных и серебряных руд. Однако в собственный концентрат медь извлекается только из руд месторождений полиметаллического (кроме Ново-Широкинского в Забайкальском крае), вольфрамового (Восток 2 в Приморском крае) и золото-колчеданного (Юлалы в Республике Башкортостан) типов. В остальных случаях медь, добываемая попутно с основными компонентами, либо в товарную продукцию не извлекается, либо извлекается частично в концентраты других металлов, но теряется при их металлургическом переделе. Основная часть балансовых запасов техногенных месторождений (90,9%) заключена в «хвостах» обогащения; еще 5,8% — в металлургических шлаках. Вклад остальных форм (пиритные огарки, отвалы, металлсодержащие донные осадки) мало значим. В 2022 г. в отработку были вовлечены «хвосты» обогащения и металлсодержащие донные осадки. В распределенном фонде недр находятся 115 месторождений, содержащие 95,3% балансовых запасов страны. Разрабатываются 50 месторождений, суммарные запасы которых составляют 60,1% российских. Еще 14 месторождений, содержащих 0,3% запасов, отрабатываются на другие компоненты. Подготавливается к освоению 31 месторождение, разведываются 20, их балансовые запасы составляют 18,3 и 16,6%, соответственно. Высокий процент (91 — 100%) переданных в недропользование запасов характерен для всех федеральных округов страны, кроме Северо-Кавказского (42,6%). В нераспределенном фонде недр на начало 2023 г. оставалось 70 месторождений, преимущественно мелких по запасам меди. Исключение составляют крупное медноколчеданное месторождение Кизил-Дере в Республике Дагестан, средние по запасам медноколчеданное Комсомольское в Оренбургской области и медно-порфировое Иканское в Амурской области, а также часть ванадий-железо-медного месторождения Волковское в Свердловской области. Перспективы лицензирования указанных объектов (в некоторых случаях повторного) осложнены неблагоприятными горно-геологическими условиями и высокими экологическими рисками разработки (Кизил-Дере), наличием в территориальной близости переданных в недропользование месторождений или их частей с более высокими экономическими показателями рентабельности (Комсомольское, нелицензированная часть Волковского месторождения), низкой эффективностью разработки запасов (Иканское).

Главными регионами добычи меди в России являются Красноярский край (Норильский рудный район), Южный и Средний Урал (Челябинская, Оренбургская и Свердловская области и Республика Башкортостан), Забайкальский край и Мурманская область (Печенгский район). Добыча медных и медьсодержащих руд также ведется на Северном Кавказе и юге Сибири (в Алтайском крае, Республиках Тыва и Хакасия) (рис. 1.2).

Рисунок 1.2 — Распределение добычи меди из недр между субъектами РФ (тыс. т) и ее основные разрабатываемые месторождения [9]

1.1.2 Никелевые руды

Никель входит в перечень основных видов стратегического минерального сырья, утвержденный распоряжением Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р. В соответствии со Стратегии развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, никель относится к полезным ископаемым первой группы, добываемых в настоящее время, запасы которых при любых сценариях развития национальной экономики удовлетворяют ее необходимые потребности до 2035 года.

Степень освоенности сырьевой базы высокая — недропользователям передано более 90% запасов, при этом в разработку вовлечено почти две трети. В стране функционируют предприятия, на которых реализовано производство полного цикла — от переработки сырья до выпуска металла. Их деятельность полностью обеспечивается за счет собственного сырья.

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы никеля, заключенные в недрах 46 месторождений, составили 28306,9 тыс. т. Еще 15 месторождений содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы никеля в целом по стране составляют 3328,3 тыс. т. Кроме того, учитываются 3 техногенных месторождения (расположены в Мурманской области и Красноярском крае), суммарные балансовые запасы которых составляют 177,6 тыс. т. По минеральному составу руд месторождения подразделяются на существенно никелевые (51 объект) и никельсодержащие (10 объектов). Собственно, никелевые месторождения, в которых сосредоточены основные запасы, представлены двумя геолого-промышленными типами (ГПТ): сульфидным медно-никелевым (29 объектов) и силикатным никелевым (22 объекта); руды обоих типов являются комплексными. К основным компонентам медно-никелевых руд относятся никель, медь, часто — металлы платиновой группы (в основном палладий и платина), к попутным — кобальт, золото, серебро, селен, теллур, сера. Руды подразделяются на 3 промышленных типа: сплошные (3 — 6% Ni), вкрапленные (0,3 — 0,7% Ni) и прожилково-вкрапленные экзоконтактовые (около 1% Ni). К последнему типу также относится «медистый» тип, выделяемый в объектах Норильского рудного района. Наибольший промышленный интерес представляют сплошные и «медистые» руды, при этом в структуре запасов преобладают вкрапленные разности. Месторождения медно-никелевых руд разведаны на территории пяти субъектов Российской Федерации, в их числе 8 объектов, запасы никеля каждого из которых превышают 1 млн т. Основу никелевой сырьевой базы страны составляют месторождения Красноярского края, в меньшей степени — Мурманской области, где расположены крупнейшие рудные районы — Норильский и Печенгский соответственно (рис. 1.3, табл. 1.2).

Рисунок 1.3 — Распределение запасов никеля между субъектами РФ (тыс. т) и его основные месторождения

Таблица 1.2

Основные месторождения никеля в России [9]

На севере Красноярского края локализованы медно-никелевые месторождения Норильского района — уникальные по масштабу запасов Октябрьское и Талнахское, крупные Норильск I, Масловское и Черногорское. В структуре запасов месторождений Октябрьское, Талнахское и Норильск I вкрапленными рудами представлено 64% (0,34 — 0,52% Ni), 29% — сплошными рудами (3% Ni), и 7% — «медистыми» разностями (0,98% Ni). Остальные месторождения района сложены вкрапленными рудами, среднее содержание Ni в них находится в диапазоне 0,2 — 0,35%. На юге Красноярского края в Кингашском рудном районе разведаны крупные по запасам Кингашское и Верхнекингашское месторождения, которые обеспечивают 8% балансовых запасов страны. Их руды представлены вкрапленными разностями, по содержанию Ni относятся к бедным (0,41 — 0,47%). В месторождениях Печенгского рудного района Мурманской области заключено 10,7% балансовых запасов страны. Наиболее крупные запасы сосредоточены в месторождении Ждановское. Руды представлены преимущественно вкрапленными разностями; среднее содержание Ni по крупным месторождениям района не превышает 0,7%, в мелких объектах оно достигает 7,3%. Запасы Амурской области (4,3% российских) в полном объеме заключены в медно-никелевых рудах месторождения Кун-Манье. Руды вкрапленные, среднее содержание Ni в них 0,71%. Медно-никелевые месторождения вкрапленных руд Воронежской области (Еланское и Елкинское) и богатых руд Камчатского края (Шануч) составляют соответственно 2,2% и 0,14% балансовых запасов России. Основным компонентом силикатных руд является никель, попутным — кобальт. Объекты этого типа выявлены на территории Оренбургской, Свердловской и Челябинской областей. По содержанию Ni (в среднем < 1%) месторождения уступают зарубежным аналогам. Наиболее крупные по запасам — Буруктальское и Серовское.

К никельсодержащим типам руд, в которых никель является попутным компонентом, относятся малосульфидные платинометалльные, бобово-конгломератовые железные, бурые железняки с асболанами, арсенидные никель-кобальтовые. Основное количество запасов попутного никеля заключено в малосульфидных платинометалльных месторождениях — они разведаны в пределах Мурманской области и Республики Карелия (1,8% российских). Содержание Ni низкое и в среднем составляет 0,13%. Товарными продуктами, которые могут быть получены при переработке малосульфидных руд, являются никель, медь, а также концентрат благородных металлов, отправляемый на аффинаж. Российская сырьевая база никеля характеризуется высокой степенью освоенности — 92% [9]. Из 29 медно-никелевых месторождений в освоение не переданы 4 месторождения с балансовыми запасами и 6 — только с забалансовыми. Из 22 месторождений силикатного никеля в нераспределенном фонде находятся 16, на семи из которых учтены только забалансовые запасы. Все месторождения нераспределенного фонда малопривлекательны для инвесторов: они мелкие и содержат руды низкого качества (< 1% Ni).

За последние 10 лет добыча никеля из недр сократилась примерно на 15,7% по сравнению с показателем 2013 г. Наибольший спад (на 17%) пришелся на 2013 — 2016 гг. и был прежде всего связан с сокращением разработки силикатных никелевых месторождений Урала, а также с повышением доли сравнительно бедных вкрапленных руд в структуре добычи на сульфидных медно-никелевых месторождениях и реконструкцией действующих предприятий в Красноярском крае. В 2019 — 2020 гг. добыча никеля из недр выросла примерно на 6% по сравнению с депрессивными 2016 — 2018 гг. Превышение производства первичного никеля над его производством в концентратах, характеризующее 2012 — 2016 гг., было обусловлено производством металла не только из медно-никелевых руд (как в последующие годы), но и из силикатных руд, которые не подвергались обогащению перед металлургическим переделом. Кроме того, в структуре добычи на медно-никелевых месторождениях снизилась доля богатых руд, отправляемых на металлургический передел без обогащения. В 2022 г. добыча никеля из недр составила 278,2 тыс. т (+4,5% относительно 2021 г.), еще 7,5 тыс. т было добыто из техногенных месторождений (в 2021 г. — 5 тыс. т).

1.1.3 Свинцовые и цинковые руды

Свинец входит в перечень основных видов стратегического минерального сырья, утвержденный распоряжением Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р. Согласно Стратегии развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, свинец входит во вторую группу полезных ископаемых, достигнутые уровни добычи которых недостаточно обеспечены запасами на период до 2035 года.

Россия по объемам производства свинца в концентратах входит в десятку крупнейших стран-продуцентов. При этом в стране отсутствует его металлургический передел. Получаемый в стране металлический свинец производят из вторичного сырья: аккумуляторного лома, кеков и др.

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы свинца, заключенные в 97 месторождениях, составили 17,2 млн т. Еще 11 месторождений содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы свинца в целом по стране составили 2,14 млн т. В структуре российской сырьевой базы преобладают руды, содержащие свинец в качестве основного компонента: свинцово-цинковые (включая свинцовые) — 54,6% балансовых запасов и полиметаллические (медно-свинцово-цинковые) — 35,5%. Второстепенное значение имеют руды золото-серебряного (0,3% запасов России), серебряного (2,9%), оловянно-свинцово-цинкового (4,6%) и медноколчеданного (1,2%) типов, где свинец является попутным компонентом. Примерно половина всех запасов страны характеризуется высоким качеством руд (содержание Pb > 4%). Из свинцовых, полиметаллических, свинцово-цинковых, серебряных, золото-серебряных, оловянно-свинцово-цинковых руд свинец извлекается в свинцовый или серебросодержащий свинцовый (флотогравиоконцентрат) концентраты; из медноколчеданных и оловянных руд свинец не извлекается. Технология переработки свинецсодержащих руд зависит от их минерального состава, степени окисления, комплексности. Для их обогащения применяется коллективная флотация с последующей селекцией коллективного концентрата, коллективно-селективная схема и последовательная селективная флотация. Для повышения обогатимости руд с низкими содержаниями Pb и других компонентов (Zn, Cu) используют предварительное гравитационное обогащение, также возможно применение радиометрической сортировки и радиометрической сепарации. Наиболее крупные по запасам свинцово-цинковые месторождения расположены в Красноярском (Горевское), Забайкальском (Нойон-Тологой) краях и в Республике Бурятия (Озерное) (табл. 1.3, рис. 1.4). Большинство месторождений этого типа характеризуется рядовым качеством руд (2,2 — 3,7% Pb). Количество объектов с бедными (1 — 1,9% Pb) и богатыми (4,3 — 9% Pb) рудами сопоставимо; в первую группу входят месторождения Нойон-Тологой и Озерное (1% и 1,2% Pb, соответственно), во вторую — Горевское месторождение (6,9% Pb). Руды легкообогатимы, помимо свинца промышленное значение в них имеет цинк. Разработка месторождений этого типа обеспечивает 84% российской добычи. Месторождения полиметаллических руд по запасам свинца в основном относятся к средним и мелким. Исключение составляет Холоднинское месторождение в Республике Бурятия, в недрах которого заключено 54,6% всех запасов руд этого типа, при этом по содержанию Pb (0,6%) руды относятся к убогим.

Таблица 1.3

Основные месторождения свинца в России [9]

Рисунок 1.4 — Распределение запасов свинца между субъектами РФ (млн т) и его основные месторождения

Большая часть полиметаллических месторождений характеризуется рядовыми рудами (2 — 3,5% Pb), число объектов с бедными (1 — 1,9% Pb) и богатыми (4 — 7,4% Pb) рудами сопоставимо. Полиметаллические руды легко обогащаются, помимо свинца они в промышленных концентрациях содержат цинк, медь, золото и серебро. В структуре добычи на их долю приходится 9 — 10%. Освоенность российской сырьевой базы свинца достаточно высокая — в нераспределенном фонде недр находится 37% балансовых запасов.

В разрабатываемых месторождениях заключено 37,9% запасов, еще 0,3% — в разрабатываемых на другие компоненты. На долю подготавливаемых и разведываемых объектов приходится 24,8% запасов. Более половины запасов нераспределенного фонда недр (52,3%) заключено в Холоднинском месторождении, которое расположено в центральной экологической зоне Байкальской природоохранной территории и поэтому не может быть вовлечено в освоение. Остальные месторождения нераспределенного фонда мелкие по запасам и не представляют промышленного интереса.

В России добыча свинца осуществляется из недр и техногенных образований (рудных отвалов); в 2012 — 2018 гг. роль этих двух источников была сопоставимой [9]. За последние 10 лет добыча свинца из недр выросла на 42,6%, что обусловлено началом добычных работ на Озерном месторождении; производство свинца в концентратах увеличилось на 37%, что вызвано интенсификацией разработки Горевского месторождения.

В 2022 г. добыча свинца из недр составила 318,1 тыс. т (+13,2% относительно 2021 г.). Извлечение свинца из техногенного материала в 2019 — 2021 гг. практически прекратилось из-за приостановки разработки отвалов Горевского месторождения; в 2022 г. оно составило 9 тыс. т. Выпуск свинцовых концентратов достиг 439,0 тыс. т (+6%); количество содержащегося в них металла — 229,3 тыс. т (+8%) [9]. Металлургическая переработка свинцовых концентратов на территории России не осуществляется. Промышленная добыча свинца ведется на 22 месторождениях, из них 4 разрабатываются на другие компоненты (медь, цинк, серебро, золото). Основным центром добычи свинца является Красноярский край, где разрабатывается гигантское Горевское месторождение свинцово-цинковых руд.

Списание запасов свинца производится при разработке медноколчеданных месторождений в Республике Башкортостан (Октябрьское), Челябинской (Талганское и Чебачье) и Оренбургской (Джусинское) областях; из руд этих объектов свинец в концентрат не извлекается. Большую часть добычи свинца (63%) обеспечивает группа компаний «Новоангарский обогатительный комбинат и Горевский горно-обогатительный комбинат» (ГК «НОК, ГГОК»), ведущая открытую разработку Горевского месторождения в Красноярском крае и переработку его руд и рудных отвалов [9].

Остальной объем добычи свинца и его производства в концентратах обеспечивают ООО «Байкалруд», ведущее добычу на месторождении Нойон-Тологой в Забайкальском крае; группа Highland Gold, объединяющая АО «Ново-Широкинский рудник» (разрабатывает Ново-Широкинское месторождение в Забайкальском крае) и ООО «Озерное» (ведет добычу на одноименном месторождении в Республике Бурятия); ОАО «УГМК», разрабатывающий месторождения Алтайского края; АО «ГМК „Дальполиметалл“, работающее на месторождениях Приморского края. Практически все перечисленные объекты разрабатываются подземным способом. Кроме того, несколько серебродобывающих компаний ведут добычу попутного свинца в Магаданской области и Республике Саха (Якутия) [9]. Обеспеченность предприятий запасами (исходя из их проектных мощностей) варьирует от 6 до 26 лет.»

Весь производимый в России металлический свинец является вторичным. Его получают на мелких и средних предприятиях, перерабатывающих вторичное сырье (аккумуляторы, электрокабельная продукция, в которой свинец применяется в качестве защитной оболочки, шлаки, кек, и др.). В целом ряде случаев металл получают предприятия, выпускающие свинцово-кислотные аккумуляторы и сразу использующие его в своем производстве. Выпуск металлического свинца осуществляется на нескольких десятках предприятий. Наиболее крупными из них являются Рязанский завод по производству и обработке цветных металлов (ООО «Рязцветмет»), ООО «Экорусметалл», ООО «Фрегат», ЗАО «Агроприбор» и Филиал «Производство сплавов цветных металлов» АО «Уралэлектромедь» (входит в ОАО «УГМК»).

За последние 10 лет производство свинца выросло примерно на 15% и в 2022 г. достигло 118,3 тыс. т. При этом относительно 2021 г. оно сократилось примерно на 23%.

Цинк входит в перечень основных видов стратегического минерального сырья, утвержденный распоряжением Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р. Согласно Стратегии развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, цинк входит во вторую группу полезных ископаемых, достигнутые уровни добычи которых недостаточно обеспечены запасами на период до 2035 года. Цинк востребован в широком спектре областей, среди которых выделяется его использование для защиты от коррозии поверхностей различных стальных деталей и элементов конструкций, а также для производства цинковых сплавов (латуней, бронз, сплавов для литья под давлением) и полуфабрикатов на основе цинка, находящих применение в строительной отрасли, автомобилестроении и производстве бытовых приборов. По востребованности цветных металлов в мире цинк уступает только алюминию и меди.

Россия располагает полным производственным циклом добычи и переработки цинковых руд: отечественные горно-обогатительные предприятия производят цинковые концентраты различных марок, дальнейшая переработка которых осуществляется на Челябинском цинковом заводе, выпускающем металлический цинк и цинковые сплавы.

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы цинка, заключенные в 137 месторождениях, составили 58,76 млн т. Еще 24 месторождения содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы в целом по стране составили 6,55 млн т. Цинковые руды подразделяют на свинцово-цинковые, медноколчеданные (медно-цинковые), полиметаллические которые в качестве основного компонента помимо цинка могут содержать медь и свинец, а в качестве попутных (в зависимости от типа) — золото, серебро, индий, теллур и др. Кроме того, цинк попутно содержится в цинксодержащих рудах. Основную роль в структуре сырьевой базы цинка играют полиметаллические (48,1% балансовых запасов страны), свинцово-цинковые (29,3%) и медноколчеданные (20%) руды. По содержанию основных компонентов свинцово-цинковые руды подразделяются на богатые с суммарным содержанием Pb и Zn > 7%, среднего качества (рядовые) с суммарным содержанием Pb и Zn 4 — 7% и бедные с суммарным содержанием Pb и Zn 2 — 4%. В случае целесообразности промышленностью используются и руды с более низким содержанием Pb и Zn. Технология переработки руд свинцово-цинковых месторождений зависит от их минерального состава, степени окисления, комплексности и т.п. Обогащение руд цинка с получением цинковых концентратов осуществляется с применением методов флотации, которая осуществляется по нескольким схемам: коллективная флотация с последующей селекцией коллективного концентрата, коллективно-селективная схема и последовательная селективная флотация. Медно-цинковые руды обогащаются по схеме прямой селективной или коллективно-селективной флотации. Медно-цинковые концентраты подвергаются селективной флотации с получением медного и цинкового концентратов. Наиболее крупные по запасам полиметаллические месторождения расположены в республиках Бурятия (Холоднинское) и Тыва (Кызыл-Таштыгское), Алтайском крае (Корбалихинское) (рис. 1.5, табл. 1.4).

Таблица 1.4

Основные месторождения цинка в России [9]

Рисунок 1.5 — Распределение запасов цинка между субъектами РФ (млн т) и его основные месторождения

Руды полиметаллических месторождений в целом характеризуются средним и высоким содержанием цинка (1,8 — 4,9% и 6,4 — 11,5%), легкообогатимы, помимо цинка в промышленных концентрациях содержат свинец, медь, золото и серебро. Разработка месторождений этого типа обеспечивает до трети российской добычи и половины производства цинкового концентрата. Свинцово-цинковые руды распространены шире, однако их запасы в основном заключены в большом количестве месторождений среднего и мелкого масштаба. Наиболее крупные объекты расположены в Республике Бурятия (Озерное), Архангельской области (Павловское), Красноярском крае (Горевское). Руды преимущественно рядовые (2,6 — 3,8% Zn) и богатые (4,1 — 10,5% Zn), легко обогащаются. В структуре добычи на их долю приходится до 20,5%, в производстве концентратов — 9 - 12%. Около четверти запасов цинка заключено в медноколчеданных рудах, где основным компонентом является медь. Помимо цинка из руд также извлекаются золото, серебро. Практически все месторождения этого типа средние и мелкие по запасам цинка (< 2,5 млн т), среднее содержание Zn по всем объектам составляет 1,4% (при вариациях от 0,1 до 6,6%). Тем не менее, на этот тип приходится около 37,6% российской добычи и до 49% производства цинковых концентратов.

Комплексные месторождения цинксодержащих руд, где выделяются 7 типов, имеют второстепенное значение (на их долю приходится 2,6% запасов). Наибольшее количество запасов металла учтено в оловянно-свинцово-цинковых и оловянных, а также золото-серебряных рудах. Вклад каждого из остальных типов несущественен и варьирует от 0,001 до 0,4% запасов страны. Разработка комплексных цинксодержащих руд обеспечивает не более 3,5% российской добычи. Освоенность российской сырьевой базы цинка средняя. В рудах разрабатываемых месторождений заключено 37,4% балансовых запасов. Запасы подготавливаемых месторождений составляют 16,2% (что вдвое меньше разрабатываемой части балансовых запасов) [9]. Основная часть нераспределенных запасов (77,7%) заключена в недрах уникального Холоднинского месторождения, которое расположено в центральной экологической зоне Байкальской природоохранной территории и поэтому не может быть вовлечено в освоение. Большая часть месторождений нераспределенного фонда расположена в Алтайском крае (Захаровское, Лазурское, Майское, Среднее, Юбилейное). В перспективе возможно вовлечение в разработку Юбилейного и Захаровского месторождений компанией АО «Сибирь-Полиметаллы».

В России добыча цинка ведется как из недр, так и из техногенных месторождений, сложенных шлаками медеплавильного производства (цинк не извлекается) и отвалов. Добыча цинка из недр в последние 10 лет демонстрировала волнообразную динамику, варьируя от 353 до 505,1 тыс. т в год.

В 2022 г. добыча цинка в России, по предварительным данным, увеличилась на 3,3% — до 514,1 тыс. т, при этом добыча из недр увеличилась на 9,6% — до 505,1 тыс. т, а из техногенных образований сократилась в 4,1 раза — до 9 тыс. т. На обогатительных фабриках получено 637,7 тыс. т содержащих цинк концентратов, в которых заключено 304,25 тыс. т металла (+5,7% относительно 2021 г.). Выпуск металлического цинка сократился на 0,5% — до 194,7 тыс. т. Промышленная добыча цинка велась на 38 коренных месторождениях, еще на двух объектах добыча осуществлялась при проведении опытно-промышленных работ (ОПР). В концентраты цинк извлекался из руд только 31 объекта.

1.1.4 Руды и россыпи олова

Олово входит в перечень основных видов стратегического минерального сырья, утвержденный распоряжением Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р. Согласно Стратегии развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, олово входит в группу полезных ископаемых, добываемых в настоящее время, запасы которых при любых сценариях развития национальной экономики удовлетворяют ее необходимые потребности до 2035 года.

Степень освоенности сырьевой базы олова низкая, что обусловлено слабым внутренним спросом на металл и отсутствием заинтересованных инвесторов. Переработка концентратов в стране осуществляется единственным предприятием, находящемся на удалении от существующих и перспективных центров добычи.

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы олова, заключенные в 214 месторождениях (89 коренных и 125 россыпных) составили 2103,5 тыс. т. Еще 58 месторождений (35 коренных и 23 россыпных) содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы олова в целом по стране составили 547,7 млн т. Кроме того, учитываются балансовые запасы олова четырех техногенных россыпей и одного техногенного месторождения-хвостохранилища (суммарно 9,5 тыс. т). Еще в одном техногенном месторождении-хвостохранилище заключены только забалансовые запасы. Основная часть балансовых запасов заключена в коренных месторождениях, содержащих главным образом собственно оловянные руды касситерит-силикатного, касситерит-кварцевого, а также грейзенового типов — на их долю приходится 86,2% запасов страны; еще 3,3% запасов связано с комплексными оловосодержащими рудами, в которых олово является попутным компонентом. Касситерит-силикатное оруденение в основном заключено в жилах и минерализованных зонах и в целом характеризуется сравнительно высоким содержанием Sn: в среднем по российским объектам оно составляет 0,73% при вариациях от 0,15% до более 5%. В числе объектов этого типа Депутатское месторождение богатых (1,15% Sn) руд в Республике Саха (Якутия), входящее в десятку лучших мировых объектов, месторождения Комсомольского рудного района в Хабаровском крае (в том числе Соболиное (1,07% Sn), Перевальное (0,53% Sn), Фестивальное (0,45% Sn) и др. (табл. 1.5, рис. 1.6). Запасы, связанные с касситерит-кварцевым оруденением, преимущественно заключены в штокверках, которые достаточно однородны по содержанию Sn (от 0,12% до 0,32%). К ним относятся штокверки Пыркакайского рудного узла в Чукотском АО, Одинокое месторождение в Республике Саха (Якутия) и др. Исключением является Хинганское штокверковое месторождение, среднее содержание Sn в остаточных запасах которого составляет 0,65%. К объектам грейзенового типа относится расположенное в Хабаровском крае крупное по запасам Правоурмийское месторождение богатых (1,21% Sn) руд. Грейзеновое оруденение нередко встречается совместно с касситерит-кварцевым. Основная часть запасов оловосодержащих руд связана с редкометалльными пегматитами (около 60%; среднее содержание Sn 0,03%), и редкометалльными амазонитовыми гранитами (около трети; 0,02% Sn). Россыпи в структуре сырьевой базы олова России играют второстепенную роль — в них содержится 10,6% запасов страны, но среди них есть две уникальные — ручьев Тирехтях и Одинокий в Республике Саха (Якутия), каждая из которых по количеству заключенного в ней металла сопоставима с крупными коренными месторождениями.

Таблица 1.5

Основные месторождения олова в России [9]

Рисунок 1.6 — Распределение запасов олова между субъектами РФ (тыс. т) и его основные месторождения

Стандартные технологии переработки хорошо обогатимых оловянных руд и россыпей предусматривают гравитационное обогащение с доводкой концентрата магнитной сепарацией и флото-гравитацией. Для руд, сложенных мелко и тонкозернистым касситеритом, обычно находящемся в тесных срастаниях и даже прорастаниях с сульфидными минералами, а нередко содержащим в кристаллической решетке изоморфные примеси других элементов, в частности мышьяка, из обогатительных технологий применима только флотация. Но получение из таких руд кондиционных концентратов проблематично.

Практически все запасы олова (98%) сосредоточены в пределах Дальневосточного ФО, главным образом в Республике Саха (Якутия) (36,3%), Приморском (22,4%) и Хабаровском (14,4%) краях, Чукотском АО (16%) (рис. 1.6). Остальные запасы заключены в Иркутской области (в трех месторождениях оловосодержащих редкометалльных пегматитов) и в Республике Карелия (в единственном учитываемом в стране скарново-оловорудном Кительском месторождении, в рудах которого содержание Sn составляет 0,56%). Российская сырьевая база олова освоена слабо. Всего 7,2% запасов заключено в разрабатываемых объектах, еще 19,6% — в подготавливаемых к освоению и разведываемых. В нераспределенном фонде недр остается 73,2% запасов олова [9].

Месторождения, не переданные в освоение, по качеству руд преимущественно уступают объектам распределенного фонда. При этом среди них имеются объекты с богатыми рудами (> 1% Sn) и песками (> 800 г/м3) и крупными запасами. Освоение многих из этих объектов сдерживается их нахождением в слабо освоенных труднодоступных районах севера Дальнего Востока. Осложняющим фактором является комплексный минеральный и фазовый состав руд, что требует применения сложных технологий обогащения. Высокая доля тонкодисперсного материала определяет необходимость использования методов флотации и не позволяет получать высокосортные (Sn > 50%) концентраты, которые может перерабатывать Новосибирский оловянный комбинат. Перспективы освоения имеет Депутатское месторождение, характеризующееся значительными запасами (256 тыс. т) и высоким (1,15%) содержанием олова в рудах. Фактором, повышающим привлекательность этого объекта, являются планы по созданию в регионе горнорудного кластера при участии Минвостокразвития России, Правительства Республики Саха (Якутия), Госкорпорации «Росатом» и ПАО «Селигдар», предусматривающие развитие энергетической и транспортной инфраструктуры. Определенный интерес представляет ряд средних по количеству запасов месторождений с богатыми (> 1% Sn). Наиболее перспективные среди них — расположенные в географической близости коренные месторождения Илинтас, Бургочанское, Алыс-Хая в Республике Саха (Якутия).

С 2017 г. добыча олова из недр и производство олова в концентратах устойчиво росли; кроме того, в 2017 — 2020 гг. олово в значимых количествах извлекалось из техногенных образований. В 2022 г. российская добыча олова из недр выросла на 1,7% относительно 2021 г., составив 6 372 т. Производство олова в концентратах увеличилось на 5,7% — до 3 506 т [9]. Добыча из техногенных образований не осуществлялась.

1.1.5 Руды и россыпи вольфрама

Вольфрам входит в перечень основных видов стратегического минерального сырья, утвержденный Распоряжением Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р. Согласно Стратегии развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, вольфрам относится к полезным ископаемым третьей группы, в которую входят импортозависимые дефицитные виды полезных ископаемых, внутреннее потребление которых в существенной степени обеспечивается импортом.

Российская сырьевая база вольфрама является одной из крупнейших в мире. При этом треть его запасов заключена в рудах, в которых вольфрам присутствует в качестве попутного компонента. Перспективы освоения месторождений таких руд определяются их привлекательностью по основному компоненту, а возможность рентабельного получения вольфрамовой продукции — содержанием вольфрама и наличием эффективных технологий.

Запасы существенно вольфрамовых руд, вовлеченные в отработку, незначительны, что во многом обусловлено их исчерпанием вследствие длительной разработки. Ввод в эксплуатацию месторождений, подготавливаемых в настоящее время к освоению, может увеличить этот показатель в 11 раз и обеспечить прирост добычи из недр в 4,5 — 5 раз. Резервные объекты существенно вольфрамовых руд, освоение которых в долгосрочной перспективе обеспечит компенсацию выбывающих добычных мощностей, в стране практически отсутствуют.

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы вольфрама, заключенные в 79 месторождения (42 коренных и 37 россыпных), составили 1318,6 тыс. т WO3. Еще 16 месторождений (11 коренных и 5 россыпных) содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы в целом по стране составили 651,5 тыс. т WO3. Кроме того, учитывается одно техногенное месторождение — Барун-Нарынское в Республике Бурятия с балансовыми запасами 10,2 тыс. т WO3, среднее содержание WO3 — 0,23%. В структуре балансовых запасов вольфрама доминируют коренные месторождения, руды которых подразделяются на существенно вольфрамовые (891 тыс. т WO3, 67,6% запасов страны) и комплексные с попутным вольфрамом (416,8 тыс. т WO3, 31,6%). Россыпные месторождения в российской сырьевой базе вольфрама заметного значения не имеют — в них заключено менее 1% запасов. Существенно вольфрамовые месторождения относятся к трем типам: скарновому (470,3 тыс. т WO3, 35,7% запасов страны), штокверковому (342,2 тыс. т WO3, 26%) и жильному (89,7 тыс. т WO3, 7%). Скарновые объекты сложены шеелитовыми рудами неоднородного качества, в подавляющем большинстве отличающимися рядовым содержанием WO3 — от 0,028 до 1,4% и более (в среднем 0,35%) и имеющими комплексный состав (возможные попутные компоненты — Mo, Cu, Bi, Au, Ag и др.). В их числе эксплуатируемые, но практически отработанные Восток 2 и Лермонтовское в Приморском крае и самое крупное в России и одно из крупнейших в мире Тырныаузское в Кабардино-Балкарской Республике (табл. 1.6, рис. 1.7).

Таблица 1.6

Основные месторождения вольфрама в России [9]

Рисунок 1.7 — Распределение запасов вольфрама между субъектами РФ (тыс. т WO3) и его основные месторождения

Штокверковые месторождения содержат руды как с вольфрамитовой (крупное Инкурское в Республике Бурятия и среднее Спокойнинское в Забайкальском крае), так и с шеелитовой (крупное Кти-Тебердинское в Карачаево-Черкесской Республике) минерализацией. В целом их руды характеризуются невысоким качеством: содержание WO3 варьирует от 0,11 до 0,67% (в среднем 0,2%). Жильные объекты сложены вольфрамитовыми рудами; они более богаты по содержанию WO3, которое варьирует в пределах 0,42 — 2,7%, но практически все месторождения по запасам относятся к мелким. Из 14 жильных объектов, учитываемых ГБЗ РФ, только запасы Холтосонского месторождения в Республике Бурятия превышают 30 тыс. т WO3, запасы всех остальных в разы меньше. Особенностью вещественного состава вольфрамовых руд является разнообразие минералов вольфрама (шеелит, вольфрамит, гюбнерит, тунгстит, молибдошеелит и др.), а также жильных и породообразующих минералов, обладающих близкими по плотности или по флотационной активности свойствами с минералами вольфрама. Совместное присутствие в рудах вольфрама в нескольких минеральных формах приводит к усложнению схем обогащения и влияет на его извлечение.

Практика обогащения руд вольфрама показывает, что вольфрамит, гюбнерит и ферберит могут извлекаться из руд на 75 — 85% гравитационными методами, при этом флотация применяется только для их доизвлечения из шламов в низкосортные продукты. Гравитационное обогащение тонковкрапленных вольфрамитовых руд сопровождается большими потерями со шламами, поэтому более перспективно использовать флотацию. Однако надежного метода селективной флотации вольфраматов железа и марганца не разработано. Шеелит из-за склонности к быстрому переизмельчению извлекается из руды гравитационными методами на 55 — 70%, тогда как флотация обеспечивает извлечение на уровне 85 — 90%. Применение флотационного обогащения позволило перерабатывать тонковкрапленные шеелитовые руды с содержанием WO3 0,05 — 0,1%, которые при всех других методах не обогащались, что вынуждало относить такие руды к забалансовым. С введением флотации стала возможна переработка комплексных руд с получением двух-трех видов концентратов. Поэтому шеелитсодержащие руды перерабатываются по комбинированным гравитационно-флотационным или чисто флотационным схемам. Также существует комбинированная флотационно-гидрометаллургическая технология переработки шеелитовых руд, включающая получение флотацией чернового шеелитового концентрата (3 — 20% WO3) и содовое выщелачивание шеелита из него в автоклавах. Комбинированная технология позволяет существенно повысить показатели извлечения оксида вольфрама по сравнению с флотационной. Среди месторождений комплексных руд с попутным вольфрамом в количественном отношении преобладают оловорудные (самые крупные из них — средние по запасам вольфрама Тигриное в Приморском крае и Илинтас в Республике Саха (Якутия)), тогда как большее количество запасов заключено в вольфрам-молибденовых (крупные по запасам вольфрама Коклановское в Курганской области и Мало-Ойногорское в Республике Бурятия). Основная часть запасов попутного вольфрама (358,8 тыс. т WO3, 27,2% запасов страны) связана со штокверковым оруденением. Вольфрамсодержащие россыпи оценены на Дальнем Востоке страны (Чукотский АО, республики Саха (Якутия) и Бурятия, Забайкальский край). В большинстве случаев вольфрам выступает в качестве попутного компонента (основной — олово). По количеству запасов практически все месторождения мелкие (запасы не более 1 тыс. т WO3), исключение составляют россыпи руч. Тирехтях и Одинокий в Республике Саха (Якутия) и руч. Инкур в Республике Бурятия (1, 2,8 и 3 тыс. т WO3 соответственно). Содержание WO3 в россыпях в целом по стране невысокое (в среднем 65 г/куб. м), в единичных случаях составляет 0,8 — 2,6 кг/куб. м. Распределение запасов вольфрама по территории России неравномерно (рис. 1.7), при этом роль отдельных регионов в значительной степени зависит от типов месторождений, получивших там распространение. Основными центрами концентрации запасов являются Республика Бурятия, Приморский край и Кабардино-Балкарская Республика, где располагаются крупнейшие штокверковые (в том числе содержащие руды с попутным вольфрамом) и скарновые месторождения. В единственных на регион штокверковых объектах заключены все запасы Курганской области (Коклановское месторождение вольфрам-молибденовых руд) и Карачаево-Черкесской Республики (Кти-Тебердинское месторождение вольфрамовых руд). Значительные масштабы сырьевой базы Республики Саха (Якутия), где в количественном отношении доминируют оловорудные месторождения с попутным вольфрамом, обеспечены крупными запасами скарнового Агылкинского месторождения. Освоенность российской сырьевой базы вольфрама невысокая: на долю месторождений, имеющих статус «разрабатываемые», приходится 4% запасов, еще 0,6% — на месторождения, разрабатываемые на другие компоненты. В подготавливаемых к освоению и разведываемых месторождениях заключено 64,4% запасов, в нераспределенном фонде по состоянию на 01.01.2023 оставалось 31% запасов [9]. После того, как в октябре 2023 г. состоялся аукцион на разработку Агылкинского месторождения в Республике Саха (Якутия), доля нераспределенного фонда в запасах страны сократилась до 23,9%, а подготавливаемых к освоению и разведываемых месторождений выросла до 71,3%. По состоянию на 01.01.2023 более половины запасов, не переданных в освоение, было заключено в рудах, содержащих вольфрам в качестве попутного компонента; перспективы их лицензирования определяются ситуацией на рынке доминирующего компонента в рудах. Наиболее крупными по запасам вольфрама месторождениями этой категории являются вольфрам-молибденовое Мало-Ойногорское в Республике Бурятия и вольфрам-оловянное Тигриное в Приморском крае. Среди месторождений существенно вольфрамовых руд преобладают объекты с остаточными запасами, не превышающими 30 тыс. т WO3. Исключение составляло только крупное скарновое Агылкинское месторождение богатых шеелитовых руд в Республике Саха (Якутия), лицензированное в октябре 2023 г.

На протяжении последнего десятилетия в целом добыча вольфрама из недр снижалась, исключение составили только 2019 — 2020 гг. В то же время наблюдался рост извлечения вольфрама из техногенных образований, что способствовало поддержанию показателя общей добычи [9]. Тем не менее, производство вольфрама в концентратах за 10 лет сократилось почти на 40%, что обусловлено ухудшением технологического качества перерабатываемого сырья и снижением извлечения металла в концентраты. В 2022 г. добыча вольфрама из недр России составила 2788 т WO3 (-8% относительно 2021 г.), еще 1957 т WO3 (-14%) было извлечено из техногенных образований, включая отвалы. Производство вольфрама в концентратах снизилось до 2328 т WO3 (-14%). Добыча вольфрама из недр ведется в Приморском и Хабаровском краях, в Республике Саха (Якутия), из техногенных образований — в Республике Бурятия и Забайкальском крае.

В промышленных объемах вольфрам из недр извлекается на четырех месторождениях: трех коренных (на существенно вольфрамовом Восток 2 в Приморском крае, двух оловорудных с попутным вольфрамом — Правоурмийском и Фестивальном в Хабаровском крае) и оловянной россыпи с попутным вольфрамом (руч. Тирехтях в Республике Саха (Якутия)), из техногенных месторождений — на существенно вольфрамовом Барун-Нарынском в Республике Бурятия. Кроме того, на Спокойнинском месторождении в Забайкальском крае осуществляется разработка отвалов. В небольших объемах вольфрам добывается на месторождении Забытое в Приморском крае в рамках опытно-промышленной разработки (ОПР).

1.1.6 Руды молибдена

Молибден входит в перечень основных видов стратегического минерального сырья, утвержденный распоряжением Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р. В соответствии со Стратегией развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, молибден относится к полезным ископаемым третьей группы, в которую входят импортозависимые дефицитные виды полезных ископаемых, внутреннее потребление которых в существенной степени обеспечивается импортом.

Основу сырьевой базы молибдена России составляют месторождения собственно молибденовых руд, что ставит возможность освоения таких объектов в полную зависимость от ситуации на рынке металла.

С учетом глобальных тенденций перспективы развития производства молибденовых концентратов в России могут быть связаны с организацией их получения на комплексных объектах — медно-порфировых, а также вольфрамовых с попутным молибденом. В настоящее время выпускаемый в стране молибденовый концентрат в полном объеме перерабатывается в ферромолибден на единственном действующем производственном комплексе, объединяющем обогатительное и ферросплавное производство — Сорском ферросплавном заводе в Республике Хакасия.

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы молибдена, заключенные в рудах 30 коренных месторождений, составили 2203,3 тыс. т; еще на пяти месторождениях учтены только забалансовые запасы. Забалансовые запасы в целом по стране составили 881,3 тыс. т. Более половины российских запасов молибдена (56,2%) сосредоточено в пределах двух регионов — Республики Бурятия и Забайкальского края (рис. 1.8). Практически все запасы заключены в рядовых рудах (среднее содержание по объектам 0,05 — 0,105% Mo) трех крупных (> 150 тыс. т молибдена) и двух средних (25 — 150 тыс. т) месторождений штокверкового типа: Бугдаинском и Жирекенском в Забайкальском крае, Жарчихинском, Орекитканском и Мало-Ойногорском в Республике Бурятия (последнее — с попутным вольфрамом) (табл. 1.7).

Таблица 1.7

Основные месторождения молибдена в России [9]

Рисунок 1.8 — Распределение запасов молибдена между субъектами РФ (тыс. т) и его основные месторождения

Кроме того, на территории Забайкальского края в урановых месторождениях Стрельцовского рудного поля учитывается попутный молибден (0,03 — 0,3% Mo), однако из руд он не извлекается. Сырьевая база Республики Хакасия (11% российских запасов) также представлена собственно молибденовыми штокверковыми месторождениями — крупным по запасам Агаскырским и средним Сорским; содержание металла в рудах рядовое. Аналогичные единичные штокверковые объекты формируют сырьевую базу Свердловской области и Республики Карелия (собственно молибденовые руды), Курганской области (вольфрам-молибденовые руды); суммарно на долю этих регионов приходится 15,8% запасов страны. Среднее содержание Mo в рудах рядовое (0,05 — 0,08%), в промышленных концентрациях в них также содержатся W, Re, Cu, Pb, Ag и Au. Кроме того, в Республике Карелия в рудах комплексного месторождения Средняя Падма учтены запасы попутного молибдена; основной компонент — ванадий. Сырьевую базу молибдена Чукотского АО, Республики Тыва, Челябинской и Амурской областей формируют 4 медно-порфировых месторождения — Песчанка, Ак-Сугское, Михеевском и Иканском — 0,002 — 0,006%. В Кабардино-Балкарской Республике учтено 2,8% российских запасов на двух средних по запасам молибдена молибден-вольфрамовых месторождениях скарнового типа — Тырныаузском и Гитче-Тырныаузском. Среднее содержание Mo в рудах рядовое — 0,077 и 0,065% соответственно; основным компонентом считается вольфрам, попутными (помимо молибдена) — Cu, Bi, Se, Te, Au и Ag. В Республике Саха (Якутия) учтено еще 1,9% российских запасов молибдена, который присутствует в урановых рудах месторождения Дружное. Наиболее высокими содержаниями Mo характеризуются собственно молибденовые руды жильных месторождений (0,18 — 0,35%), однако эти запасы отнесены к забалансовым. Все молибденовые типы руд легко обогащаются флотационными способами (собственно молибденовые руды — по простым схемам, комплексные — по сложным, что связано с получением из них нескольких концентратов). Флотационная способность молибденита столь велика, что даже при весьма низком содержании молибдена в исходной руде его извлечение в товарный концентрат обычно составляет не менее 80%, достигая 90 — 91%. В то же время наличие в рудах графита и талька, которые флотируются совместно с молибденитом, снижает качество молибденового концентрата. Мировой практикой установлено, что промышленное содержание металла в рудах для медно-порфировых месторождений начинается с 0,005%, для штокверковых собственно-молибденовых — от 0,06 — 0,07%, для жильных — от 1,5%. Формально степень освоенности российской сырьевой базы молибдена достаточно высока [9]: в распределенном фонде недр находится 68,8% балансовых запасов страны: 7,4% — в месторождениях, имеющих статус «разрабатываемые», 61,4% — в подготавливаемых к освоению и разведываемых объектах. Однако, если учитывать только запасы, фактически вовлеченные в эксплуатацию, то доля разрабатываемых месторождений сократится до 4,3% (Жирекенское месторождение сохраняет статус разрабатываемого, хотя добыча на нем не ведется с 2014 г.), а если оставить только те объекты, где молибден извлекается в товарную продукцию — то 4% (только запасы Сорского месторождения). В нераспределенном фонде недр остается 31,2% запасов молибдена, подавляющая часть которых сосредоточена в трех штокверковых месторождениях: Орекитканском (Республика Бурятия) и Лобаш (Республика Карелия) собственно молибденовых руд, Мало-Ойногорском (Республика Бурятия) вольфрам-молибденовых руд. По качеству руд они не уступают объектам распределенного фонда недр, однако вероятность их вовлечения в освоение невелика в связи с давностью экономической оценки рентабельности их разработки и стабильно низкой рыночной ценой молибдена.

Последние 10 лет выпуск молибденового сырья в России на фоне в целом неблагоприятной конъюнктуры мирового рынка устойчиво снижается. В статусе «разрабатываемые» находятся 11 месторождений, из которых только 2 — Сорское в Республике Хакасия и Жирекенское в Забайкальском крае, содержат собственно молибденовые руды. Фактически добыча молибдена ведется на двух месторождениях: Сорском (ООО «Сорский ГОК», входит в En+ Group) и Михеевском (АО «Михеевский ГОК») [9]. Оба месторождения разрабатываются открытым способом. При этом только руда, добываемая ООО «Сорский ГОК», перерабатывается с получением молибденовой продукции.

1.1.7 Руды и россыпи титана

Титан входит в перечень основных видов стратегического минерального сырья, утвержденный распоряжением Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р. Согласно Стратегии развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, титан относится к полезным ископаемым третьей группы, в которую входят импортозависимые дефицитные виды полезных ископаемых, внутреннее потребление которых в существенной степени обеспечивается импортом.

Россия располагает крупной сырьевой базой титана, достаточной для обеспечения внутренних потребностей страны в титановом сырье. Однако освоение коренных месторождений титана, связанных с габброидными породами, сдерживается отсутствием в стране промышленной технологии переработки высокотитанистых титаномагнетитовых (железорудных) концентратов, получаемых из руд этих месторождений вместе с ильменитовыми (титановыми) концентратами. Освоение россыпных месторождений затрудняется качеством руд и/или условиями залегания, осложняющими их добычу и переработку, что отрицательно сказывается на рентабельности проектов. Россия входит в тройку основных мировых продуцентов губчатого титана. Развитие проекта освоения Туганского россыпного месторождения в Томской области, добыча на котором началась в декабре 2021 г., повысит сырьевую безопасность отечественной промышленности.

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы титана, заключенные в 15 коренных (почти 97% запасов) и 15 россыпных месторождениях, составили 580,3 млн т TiO2. Еще 4 коренных и 2 россыпных месторождения содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы в целом по стране составили 121,5 млн т TiO2. Кроме того, в 2022 г. впервые учтен один техногенный объект с балансовыми запасами 0,2 млн т TiO2. Балансовые запасы титана заключены в месторождениях пяти геолого-промышленных типов (ГПТ): магматогенные в габброидных породах (6 месторождений с суммарными запасами 210 млн т TiO2, 36,2% балансовых запасов страны; еще 2 месторождения содержат только забалансовые запасы), магматогенные в щелочных породах (6 месторождений, 54,9 млн т TiO2, 9,5%; еще 2 месторождения содержат только забалансовые запасы), литифицированные погребенные россыпи (3 месторождения, 297,2 млн т TiO2, 51,2%), прибрежно-морские погребенные россыпи (14 месторождений, 17,8 млн т TiO2, 3%), континентальные россыпи (1 месторождение, 0,4 млн т TiO2, 0,1%).

Магматогенные месторождения в габброидных породах имеют ильменит-титаномагнетитовый, апатит-ильменит-титаномагнетитовый и титаномагнетитовый с небольшим содержанием ильменита минеральный состав. Несмотря на возможность получения из руд этих месторождений ильменитового концентрата сульфатного сорта для использования в производстве пигментного диоксида титана, они не вовлекаются в эксплуатацию из-за высокой титанистости (> 4% TiO2) железорудного титаномагнетитового концентрата — второго основного извлекаемого продукта. Технология переработки последнего на российских предприятиях не внедрена. Магматогенные месторождения в щелочных породах разрабатываются или будут разрабатываться главным образом на фосфор (5 месторождений Хибинской группы апатит-нефелиновых руд в Мурманской области) и лишь Ловозерское месторождение в Мурманской области является источником титансодержащего лопаритового концентрата, используемого для производства губчатого титана. В апатит-нефелиновых рудах титан является попутным и заключен в сфене (37,7 — 38,6% TiO2) и титаномагнетите (17,8 — 18,1% TiO2). При их переработке получают апатитовый и нефелиновый концентраты; сфен и титаномагнетит из-за отсутствия эффективной промышленной технологии их переработки в собственные концентраты не извлекаются и с отходами складируются в хвостохранилища. Литифицированные погребенные россыпи представлены лейкоксен-кварцевыми нефтеносными и циркон-лейкоксен-ильменитовыми кварцевыми песчаниками, в основном трудно обогатимыми. Для извлечения из них титана разработана лабораторная многоступенчатая технология. Многочисленные погребенные прибрежно-морские циркон-рутил-ильменитовые россыпи в России, как и во всем мире, наиболее привлекательны для освоения, так как они достаточно легкообогатимы. Начата эксплуатация всего одного месторождения этого типа — Туганского в Томской области. Освоение остальных затрудняется качеством рудных песков и/или условиями их залегания, осложняющими добычу и переработку. К континентальным россыпям относится Ариадненское месторождение ильменита (Приморский край), подготавливаемое к разработке, однако его удаленность от действующих производств по получению пигментного диоксида титана и губчатого титана не способствует скорому вводу его в эксплуатацию. Новым источником титана могут стать перовскит-титаномагнетитовые руды, связанные с щелочно-ультраосновными породами, проявления которых выявлены в Мурманской и Иркутской областях, и в Красноярском крае. Наиболее крупным и изученным из них является не учитываемое ГБЗ РФ Африкандовское месторождение перовскит-титаномагнетитовых руд в Мурманской области с ресурсами категории P1. Титан содержится в перовските (54 — 55% TiO2) и титаномагнетите (7 — 20% TiO2), попутными компонентами являются ниобий и редкоземельные металлы. Перовскитовый концентрат предполагается перерабатывать гидрометаллургическим способом. Крупнейшие в стране запасы титана (50,2%) сосредоточены в Республике Коми, где они заключены в двух месторождениях: Ярегском нефтетитановом, руды которого (лейкоксен-кварцевые нефтеносные песчаники) богаты по содержанию TiO2 (10,44%), но весьма труднообогатимы, и Пижемском с менее богатыми (4,27% TiO2) циркон-ильменит-лейкоксеновыми рудами (табл. 1.8, рис. 1.9). Оба являются литифицированными россыпями.

Таблица 1.8

Основные месторождения титана в России [9]

Рисунок 1.9 — Распределение запасов титана между субъектами РФ (млн т TiO2) и его основные месторождения

Запасы Мурманской области (18% запасов страны) заключены в магматогенных объектах. В рудах месторождений, связанных со щелочными породами (Хибинская группа и Ловозерское), титан присутствует как попутный компонент, в ильменит-титаномагнетитовых рудах месторождения Юго-Восточная Гремяха, связанного с габброидами, является основным. Крупные запасы (17,8% российских) заключены в магматогенных (в габброидах) месторождениях Забайкальского края: титаномагнетитовом Чинейском и апатит-ильменит-титаномагнетитовом Кручининском. Аналогичные объекты формируют сырьевую базу Челябинской (5,2% запасов России, Медведевское месторождение труднообогатимых ильменит-титаномагнетитовых руд) и Амурской (3,9%, месторождение Большой Сэйим сравнительно легкообогатимых ильменит-титаномагнетитовых руд) областей, а также Красноярского края (0,8%, титаномагнетитовые месторождения Подлысанской группы).

Все запасы Иркутской области (1% запасов страны) сосредоточены в слабо сцементированных ильменитсодержащих песчаниках Тулунского месторождения. Во всех остальных титаноносных регионах России запасы титана связаны с россыпными месторождениями. Самыми крупными из них являются циркон-рутил-ильменитовые прибрежно-морские россыпи Центрального месторождения в Тамбовской области (1,1% запасов страны) и Туганского месторождения в Томской области (0,4%). Наиболее богатое по содержанию титана (34,18 кг/м3 TiO2) россыпное Самсоновское месторождение циркон-рутил-ильменитового состава расположено в Омской области (0,3%). Единственное россыпное месторождение континентального генезиса — ильменитовое Ариадненское в Приморском крае — содержит всего 0,1% запасов страны.

Кроме того, в Челябинской области в хвостохранилище отработанного Кусинского титаномагнетитового месторождения разведано Магнитское техногенное месторождение титансодержащих песков с содержанием 7,26% TiO2. Освоенность российской сырьевой базы титана низкая — в 2022 г. в разработку было вовлечено 3% запасов, причем с извлечением титана в концентрат — всего 0,2%. Подготавливалось к освоению и разведывалось 26,4%. В нераспределенном фонде оставалось 70,6% запасов [9]. Среди месторождений нераспределенного фонда недр наиболее перспективными для освоения являются погребенные прибрежно-морские россыпи Ставропольского края: Бешпагирское месторождение, Константиновский и Камбулатский участки. Их совокупные запасы, качественные показатели потенциальной продукции и инфраструктурная освоенность региона позволяют создать на их базе крупное горно-обогатительное производство. Наиболее изучено Бешпагирское месторождение, в рудных песках которого содержится в среднем 24,73 кг/м3 TiO2. Получаемый из них ильменитовый концентрат (62,2% TiO2) подходит для производства губчатого титана и пигментного диоксида титана хлоридным способом (в России не применяется), но не пригоден для действующего в стране производства диоксида титана по сульфатной технологии. Цирконовый концентрат (64,5% TiO2) удовлетворяет требованиям существующего производства циркония, в том числе ядерной чистоты. Лицензирование крупнейшего в стране россыпного месторождения Центральное сдерживается низким качеством песков, сложностью отработки, проблемами реализации всей продукции, получаемой при обогащении его песков, без чего (по имеющимся оценкам) производство не будет рентабельным. Среди коренных месторождений титана нераспределенного фонда наибольший интерес представляет ильменит-титаномагнетитовое месторождение Юго-Восточная Гремяха в Мурманской области. Его руды хорошо обогащаются с получением ильменитового (46,9% TiO2), и титаномагнетитового (35,5% Fe и 9% TiO2) концентратов. Однако из-за высокого содержания титана переработка железорудного титаномагнетитового концентрата традиционными методами невозможна. Невозможность реализации всех потенциально получаемых концентратов также препятствует освоению крупного апатит-ильменит-титаномагнетитового Кручининского месторождения в Забайкальском крае.

За последние 10 лет в России добыча титана из недр выросла в 2,3 раза и достигла почти 500 тыс. т TiO2, однако его товарная добыча (с последующим извлечением в концентрат) с 2017 г. не превышает 4 тыс. т TiO2. В 2022 г. было добыто 497 тыс. т TiO2 (+9,5% относительно 2021 г.). При этом в концентрат извлечено всего 3,9 тыс. т TiO2, содержащихся в 7,5 тыс. т лопаритового, 1,7 тыс. т ильменитового и 0,1 тыс. т рутилового концентратов (остальное количество титана потеряно). Произведено 35 тыс. т (-27%) титанового пигмента, 36 тыс. т (+33%) губчатого титана [9]. В 2022 г. добыча титана велась на семи коренных месторождениях, приуроченных к щелочным интрузивным массивам. Все месторождения комплексные и находятся в Мурманской области. В их числе 6 месторождений апатит-нефелиновых руд Хибинской группы, разрабатываемых АО «Апатит» на фосфор (входит в состав АО «ФосАгро») и обеспечивших 99% российского показателя, и Ловозерское месторождение лопаритовых руд, на базе которого действует ООО «Ловозерский ГОК» — на него пришлось 0,6% добытого в стране титана. В концентрат титан извлекается только из руд Ловозерского месторождения.

1.1.8 Алюминиевое сырье

Согласно Распоряжению Правительства Российской Федерации от 30.08.2022 № 2473-р бокситы входят в перечень стратегических видов минерального сырья. В соответствии со Стратегией развития минерально-сырьевой базы Российской Федерации до 2050 года, утвержденной распоряжением Правительства РФ от 11 июля 2024 г. № 1838-р, бокситы относятся к полезным ископаемым третьей группы, в которую входят импортозависимые дефицитные виды полезных ископаемых, внутреннее потребление которых в существенной степени обеспечивается импортом.

Россия располагает крупной сырьевой базой бокситов, тем не менее, испытывает дефицит качественных бокситов металлургического сорта для производства глинозема — промежуточного продукта, используемого в производстве алюминия. В связи с этим в разработку в качестве алюминиевого сырья вовлекаются нефелиновые руды, нигде в мире в этом качестве не используемые.

Россия находится на девятом месте в мире по величине запасов бокситов и на седьмом месте — по их производству [9]. По выпуску глинозема (в том числе получаемого из нефелиновых руд) она находится на пятом месте (2% мирового производства), по производству первичного алюминия — на втором месте (6%).

По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы бокситов, заключенные в недрах 36 месторождений, составили 1358,8 млн т. Еще 20 месторождений содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы в целом по стране составили 517,2 млн т. В состав российской сырьевой базы бокситов входят месторождения бокситов четырех геолого-промышленных типов: латеритные (заключены в трех месторождениях с суммарными запасами 292,7 млн т), полигенные (3 месторождения, 137,1 млн т), осадочные в карбонатных толщах (14 месторождений, 418,2 млн т) и осадочные в терригенных толщах (16 месторождений, 511 млн т). Бокситы российских месторождений по минеральному составу в основном бемитовые и диаспор-бемитовые (в зарубежных разрабатываемых месторождениях преобладают гиббситовые). Поэтому даже бокситы с достаточно высоким кремниевым модулем не могут перерабатываться в глинозем наиболее дешевым низкотемпературным (100 °C) способом Байера, так как диаспор-бемитовые бокситы выщелачиваются только при температуре 240 °C. Кроме того, вследствие совместного нахождения в пределах месторождений высококачественных и низкокачественных бокситов наиболее рациональна их переработка комбинированным способом с использованием высокотемпературного способа Байера и способа спекания. В России высококачественными металлургическими бокситами являются осадочные бокситы в карбонатных толщах, приуроченные к субровскому горизонту эйфельского яруса среднего девона и погребенные на глубине около 1 км в крупных месторождениях Новокальинское и Черемуховское и средних по запасам месторождениях Кальинское и Красная Шапочка в Свердловской области. Средним качеством характеризуются бокситы латеритного и полигенного типов, заключенные в месторождениях Республики Коми и Белгородской области, а также осадочные бокситы в терригенных толщах Центрального месторождения в Красноярском крае. Бокситы высокого и среднего качества могут перерабатываться в металлургический глинозем комбинированным способом Байер-спекание. Низкокачественные бокситы остальных месторождений могут быть переработаны в глинозем дорогостоящим способом спекания или использоваться как неметаллургическое сырье: в производстве цемента, флюсов, огнеупоров, абразивов и в других сферах. Крупнейшими запасами бокситов (43,6% балансовых) обладает Северо-Западный ФО. На бокситы металлургического сорта, разведанные в Средне-Тиманском бокситорудном районе Республики Коми, приходится 14,1% запасов. Бокситы полигенного и латеритного типов содержатся в трех средних по количеству запасов месторождениях: разрабатываемом Вежаю-Ворыквинском и подготавливаемых к освоению Верхне-Щугорском и Восточном (табл. 1.9, рис. 1.10). Бокситы этих месторождений по минеральному составу гематит-бемитовые и гематит-шамозит-бемитовые среднего качества ( \mu Si 6,4 — 7,4). В качестве попутных компонентов содержат галлий и ванадий, при переработке бокситов неизвлекаемые в самостоятельную продукцию.

Таблица 1.9

Основные месторождения бокситов в России [9]

Рисунок 1.10 — Распределение запасов бокситов между субъектами РФ (млн т) и их основные месторождения

Осадочные бокситы, залегающие в терригенных породах Южно-Тиманского бокситорудного района в Республике Коми (10,6% балансовых запасов), по минеральному составу каолинит-бемитовые, каолинит-гиббситовые, каолинит-бемит-гиббситовые низкокачественные ( \mu Si 2,4 — 2,5). Они разведаны в двух месторождениях: крупном Тимшерском и среднем Пузлинском; оба находятся в нераспределенном фонде недр. Заключенные в них бокситы большей частью маложелезистые и могут использоваться для производства огнеупоров и высокоглиноземистых цементов. В Архангельской области в крупном разрабатываемом Иксинском месторождении учтено 18,4% российских запасов бокситов. Осадочные бокситы заключены в терригенных породах и представлены каолинит-бемит-гиббситовыми разностями низкого качества ( \mu Si 3,1). Они используются для производства огнеупоров и цемента, а также в качестве флюсов в сталелитейном производстве. Почти треть запасов (30,4%) локализована в Уральском ФО, в Свердловской области. Основная их часть (28,2% российских) заключена в трех разрабатываемых месторождениях Североуральского бокситорудного района: крупных Черемуховском и Ново-Кальинском, средних Кальинском и Красная Шапочка. Североуральские бокситы осадочные, залегающие в карбонатных породах, по минеральному составу диаспоровые с подчиненным количеством диаспор-бемитовых и пирит-диаспор-бемитовых разностей. Бокситы высокого качества ( \mu Si 11,8 — 20,8). Остальные запасы заключены в девяти мелких месторождениях, входящих в состав Североуральского, Ивдельского, Алапаевского, Карпинского бокситоносных районов (все находятся в нераспределенном фонде недр). В Центральном ФО, в Белгородской области, разведано 17,2% запасов бокситов. Они заключены в крупном Висловском и среднем Мелихово-Шебекинском месторождениях латеритных бокситов. Руды месторождений бемитового и бемит-гиббситового состава среднего качества ( \mu Si 5,3 — 6). Они могут перерабатываться в металлургический глинозем, но находятся на большой > 600 м) глубине в сложных горно-геологических и гидрогеологических условиях. Сибирский ФО располагает 8,6% запасов, которые разведаны в Красноярском и Алтайском краях и Кемеровской области. В Красноярском крае интерес представляют месторождения осадочных бокситов Чадобецкой группы: среднее Центральное (в терригенных породах) и мелкие Ибджибдекское и Пуня (оба в карбонатных породах). По минеральному составу бокситы гиббситовые и каолинит-гиббситовые от низкого до среднего качества ( \mu Si 3,8 — 6,2). Расположение месторождений в районе со слабо развитой инфраструктурой делает их малопривлекательными для освоения. Остальные объекты округа мелкие, с осадочными бокситами, залегающими в терригенных толщах; руды в них низкого качества и для производства металлургического глинозема не пригодны. В распределенном фонде находятся только мелкие месторождения Барзасской группы в Кемеровской области, подготавливаемые к эксплуатации с целью добычи россыпного золота, а также бокситов (для использования в сталелитейном производстве в качестве флюса) и огнеупорных глин. По состоянию на 01.01.2023 балансовые запасы нефелиновых руд, заключенные в 12 месторождениях, составили 3845,1 млн т. Еще 4 месторождения содержат только забалансовые запасы. Забалансовые запасы в целом по стране составили 4674,9 млн т. Месторождения нефелина разведаны в Северо-Западном и Сибирском ФО (табл. 1.10; рис. 1.11). Подавляющая часть балансовых запасов (82,3%) сосредоточена в Мурманской области в месторождениях апатит-нефелиновых руд Хибинской группы, главным компонентом которых является фосфор. По содержанию Al2O3 руды бедные (в среднем 12,75%). При их обогащении нефелин частично извлекается из хвостов флотации апатита в собственный концентрат, содержащий до 28,5% Al2O3 и используемый для производства глинозема неметаллургических сортов и цемента. В Сибирском ФО разведаны 3 месторождения собственно нефелиновых руд: уртитов в Республике Тыва (9% российских запасов) и Кемеровской области (1%), тералито-сиенитов в Красноярском крае (7,7%). По содержанию Al2O3 наиболее богаты уртитовые разности нефелиновых руд.

Таблица 1.10

Основные месторождения нефелиновых руд в России [9]

Рисунок 1.11 — Распределение запасов нефелиновых руд между субъектами РФ (млн т) и их основные месторождения

Руды среднего по запасам разрабатываемого Кия-Шалтырского месторождения уртитов в Кемеровской области содержат 27,68% Al2O3 и перерабатываются в глинозем без предварительного обогащения на Ачинском глиноземном комбинате. В рудах крупного Баянкольского месторождения уртитов в Республике Тыва содержится 26,52% Al2O3, но из-за нахождения в труднодоступном горном районе оно не привлекает инвесторов. Тералито-сиениты подготавливаемого к разработке крупного Горячегорского месторождения в Красноярском крае содержат 22,45% Al2O3 и для переработки в глинозем нуждаются в предварительном обогащении. С 2021 г. в России учитываются запасы нового вида алюминиевого сырья — сынныритов — ультракалиевых алюмосиликатных пород, в основном состоящих из калиевого полевого шпата (60 — 65%) и алюминий содержащего минерала кальсилита (30 — 35%), содержащего 22,49% Al2O3 и 18,08% K2O.

Разработанная технология переработки сынныритов обеспечивает извлечение 83,3% Al2O3 и 86,0% K2O с получением товарных глинозема и сульфата калия. Запасы сынныритовых руд в количестве 2035 млн т (содержание Al2O3 22,49%, K2O 18,08%) заключены в разведываемом месторождении Калюмное в Республике Бурятия. Освоенность сырьевой базы бокситов средняя: в 2022 г. в разработку было вовлечено 33% балансовых запасов, из них 89,1% использовалось для производства металлургического глинозема; подготавливалось к эксплуатации 13,6% запасов, из которых 95,1% металлургических сортов. В нераспределенном фонде оставалось 53,4% запасов, большая часть которых (57,5%) неметаллургические [9]. Среди месторождений нераспределенного фонда наиболее качественные руды (49,47% Al2O3 и 8,3% SiO2; \mu Si 6) заключены в крупном Висловском месторождении бемит-гиббситовых латеритных бокситов (Белгородская обл.).

Необходимость подземной разработки и нахождение объекта вблизи г. Белгород, водоснабжение которого может быть нарушено при проведении горных работ, не позволяют рассчитывать на его вовлечение в эксплуатацию. Руды Центрального месторождения осадочных гиббситовых бокситов в терригенных толщах в Красноярском крае содержат 36,5% Al2O3 и 5,9% SiO2 ( \mu Si 6). Они могут использоваться для производства металлургического глинозема по комбинированной байер-спекательной технологии (последовательный вариант). Присутствие в рудах попутных ванадия и галлия, а также высокие концентрации титана (8,41% TiO2) предполагают их комплексное использование. Освоению месторождения может способствовать завершение строительства железной дороги Карабула-Ярки и других объектов инфраструктуры. Возможно вовлечение в разработку мелкого Светлинского месторождения полигенных бокситов (55,7% Al2O3 и 6,7% SiO2; \mu Si 8) в Средне-Тиманском бокситоносном районе в Республике Коми и ряда мелких месторождений осадочных бокситов в карбонатных толщах Ивдельского бокситоносного района (52% Al2O3 и 7% SiO2; \mu Si 8,3) в Свердловской области, пригодных для открытой отработки. Освоенность сырьевой базы нефелиновых руд высокая: в 2022 г. в разработку было вовлечено 43,3% запасов, но из них только 2,2% приходилось на руды металлургического сорта (Кия-Шалтырское месторождение). Подготавливаются к освоению 31,1% запасов, из них 24,8% для использования в производстве металлургического глинозема (Горячегорское месторождение). В нераспределенном фонде недр находится 25,6% запасов нефелиновых руд, из них 35,1% металлургических сортов (Баянкольское месторождение). Среди месторождений нераспределенного фонда только руды крупного Баянкольского месторождения уртитов по качеству пригодны для получения металлургического глинозема.

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 1.2.1).

Таблица 1.2.1

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.

Основную часть добычи меди в России обеспечивают предприятия трех вертикально-интегрированных холдингов: ПАО «ГМК „Норильский никель“ („Норникель“), ОАО „Уральская горно-металлургическая компания“ (ОАО „УГМК“) и АО „Русская медная компания“ (АО „РМК“). Добываемые руды перерабатываются на собственных обогатительных фабриках (ОФ) компаний, а получаемые концентраты в основном направляются на принадлежащие им же металлургические предприятия. Добычу меди в стране также ведут еще 11 компаний, две из которых — ООО „Башзолото“ (Вишневское) и ООО „Удоканская медь“ (Удоканское). Из них только 7 производят медные и медьсодержащие концентраты.»

Рудное тело Удоканского месторождения отличается от обычных месторождений, в которых окисленный компонент находится в верхней части, затем следует переходная зона, а внизу залегают сульфиды. В данном рудном теле окисленная руда залегает вплоть до 350 м в глубину, поэтому в течение практически всего периода эксплуатации месторождения будет добываться различная по окисленности руда.

По преобладанию минеральных форм меди на Удоканском месторождении выделены три основных природных разновидности руд:

• халькозин-борнитовая;
• брошантит-малахитовая;
• халькопирит-пиритовая.

Руды характеризуются преимущественно средней степенью окисления, причем среди окисленных минералов меди преобладают трудноизвлекаемые гидроксил-сульфаты, что является уникальной особенностью Удоканского месторождения. К таким минералам в частности относится брошантит.

Компания ПАО «ГМК „Норильский никель“ разрабатывает сульфидные медно-никелевые месторождения Норильского рудного района в Красноярском крае и Печенгского района в Мурманской области. На принадлежащих компании ОФ производят высококачественные медный (до 28% Cu) и коллективный концентраты, дальнейший передел которых осуществляется на металлургических предприятиях „Норникеля“.»

Предполагается развитие рудника «Заполярный» месторождения Норильск I и строительство новой обогатительной фабрики. В результате существенно увеличится добыча руды. Кроме того, «Норникель» является мажоритарным владельцем Быстринского ГОКа, действующего на базе одноименного скарнового медно-магнетитового месторождения в Забайкальском крае. Срок эксплуатации месторождения, по оценке «Норникеля», составляет 30 лет. Товарной продукцией ГОКа являются концентраты: магнетитовый, медный золотосодержащий и гравитационный золотосодержащий.

Горнодобывающие предприятия ОАО «УГМК» разрабатывают медноколчеданные и полиметаллические месторождения Южного и Среднего Урала, Алтая и Северного Кавказа. Основную добычу обеспечивают уральские медноколчеданные объекты. Основными сырьевыми активами ОАО «УГМК» являются Гайское (Оренбургская обл.), Юбилейное, Ново-Учалинское (Республика Башкортостан) и Сафьяновское (Свердловская обл.) месторождения. Также ОАО «УГМК» разрабатывает медноколчеданные месторождения Южного и Среднего Урала (Осеннее в Оренбургской, Узельгинское, Молодежное, Талганское в Челябинской, Сафьяновское, Ново-Шемурское в Свердловской областях, Западно-Озерное, Озерное, и Октябрьское в Республике Башкортостан). В Свердловской области АО «Святогор» (структурное подразделение ОАО «УГМК») разрабатывает открытым способом ванадиево-железо-медное месторождение Волковское. Для переработки дополнительной руды в 2026 г. планируется ввести в эксплуатацию Волковскую ОФ. Продукцией фабрики будет медный концентрат марки КМ-5, содержащий попутные золото и серебро. В Карачаево-Черкесской Республике ОАО «УГМК разрабатывает медноколчеданное Урупское месторождение. В Алтайском крае ОАО „УГМК“ разрабатывает полиметаллические месторождения. Основной вклад в добычу обеспечивает Корбалихинское месторождение. Остальной объем добычи холдинга обеспечивает магнетитовое месторождение Песчанское (Свердловская обл.), из руд которого помимо магнетитового концентрата получают попутный медный. В структуру холдинга входят 11 обогатительных фабрик, на которых производятся медные концентраты. Их металлургическая переработка ведется на предприятиях ОАО „УГМК“. Холдинговая компания АО „Русская медная компания“ (АО „РМК“) ведет разработку месторождений Урала: медно-порфировых Томинского и Михеевского в Челябинской области, медноколчеданных Весенне-Аралчинского, Джусинского, Чебачьего в Челябинской и Оренбургской областях. Помимо традиционных технологий добычи и переработки медных руд АО „РМК“, единственная в России, применяет метод подземного выщелачивания окисленных руд с последующим электролизом растворов и получением катодной меди на Гумешевском месторождении в Свердловской области. Металлургический передел всех концентратов, получаемых предприятиями АО „РМК“, ведется внутри страны на собственных заводах.»

Качество медных концентратов, производимых российскими обогатительными фабриками, в целом среднее, содержание в них Cu варьирует в пределах 17 — 24%. Исключение составляют концентраты Талнахской ОФ (28,17%), АО «Михеевский ГОК» (24,66%) и АО «Томинский ГОК» (24,37%). Медные концентраты, выпускаемые на российских ОФ, а также часть богатых руд (без обогащения) поступают на медеплавильные заводы для получения черновой меди, которая, в свою очередь направляется на рафинировочные предприятия, производящие медные катоды различных марок, в том числе класса «А». В 2022 г. на металлургических предприятиях российских холдингов («Норникель», ОАО «УГМК» и АО «РМК») произведено 985 тыс. т рафинированной меди. «Норникель» в целях снижения негативного воздействия на окружающую среду планирует к 2025 г. выпуск меди на Мончегорской промышленной площадке полностью перевести на технологию «обжиг — выщелачивание — электроэкстракция». Также ведется модернизация технологической цепочки на Медном заводе и строительство третьего плавильного агрегата на Надеждинском металлургическом заводе (НМЗ), расположенных в Норильском промышленном районе. ОАО «УГМК» и АО «РМК» интенсивно развивают свои металлургические мощности.

1.2.2 Медно-цинковые руды

Среди цинковых минералов промышленное значение имеет практически один сфалерит (см. таблицу 1.2.2).

Таблица 1.2.2

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.

Добываемые руды перерабатываются внутри страны, преимущественно — на собственных обогатительных фабриках добывающих компаний.

Обогатительные фабрики компаний, входящих в структуру ОАО «УГМК», используют коллективно-селективную флотационную и селективную флотационную схемы переработки руд, которые обеспечивают получение продуктов с содержанием Zn 46 — 52%.

В России преимущественно выпускаются цинковые концентраты марок КЦ-3 (содержание Zn > 50%) и КЦ-4 (Zn > 45%). Концентраты марки КЦ-5 и КЦ-6 (Zn > 40%) получают 2 предприятия: АО «Александринская горно-рудная компания» и АО «ГМК „Дальполиметалл“ на Центральной фабрике. Извлечение цинка в концентраты обычно составляет 50 — 74%, а на обогатительных фабриках Республики Тыва и Приморского края оно превышает 82%.»

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 1.2.3).

Таблица 1.2.3

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 1.2.4).

Таблица 1.2.4

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-Таштигское). 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.

Добытый свинец извлекается в свинцовый и медно-свинцовый концентраты из руд 14 месторождений. На четырех месторождениях (в основном разрабатываемых на медь и цинк) свинец является попутным компонентом и теряется при обогащении. Еще на четырех месторождениях (серебряные и золото-серебряные) он извлекается в коллективный (флотогравио-) концентрат. С извлечением свинца в концентрат также разрабатываются свинцово-цинковые и полиметаллические руды месторождений Нойон-Тологой и Ново-Широкинское в Забайкальском крае, Кызыл-Таштыгское в Республике Тыва, Степное и Корбалихинское в Алтайском крае и группа оловянно-свинцово-цинковых месторождений в Приморском крае [9]. Попутная добыча с частичным извлечением свинца в флотационно-гравитационные концентраты ведется на четырех месторождениях: серебряном Перевальном и золото-серебряном Дукатском в Магаданской области; серебряных Вертикальном и Верхне-Менкече в Республике Саха (Якутия); также разрабатываются отвалы Дукатского и Перевального месторождений. Большую часть добычи свинца (63%) и производства свинцового концентрата (70%) обеспечивает группа компаний «Новоангарский обогатительный комбинат и Горевский горно-обогатительный комбинат» (ГК «НОК, ГГОК»), ведущая открытую разработку Горевского месторождения в Красноярском крае и переработку его руд и рудных отвалов. В 2022 г. на предприятии добыто 2,8 млн т руды, содержащей 200,3 тыс. т металла. Переработка руд осуществляется на ОФ ООО «НОК» по флотационной схеме раздельной переработки свинцовых и свинцово-цинковых руд. Товарной продукцией являются свинцовый (КС-5 с содержанием Pb 59,6 — 60,8%) и цинковый (КЦ-3) концентраты. Остальной объем добычи свинца и его производства в концентратах обеспечивают ООО «Байкалруд», группа Highland Gold, ОАО «УГМК», АО «ГМК „Дальполиметалл“. Первичная переработка добываемых в России руд ведется с использованием методов флотации. Основной товарной продукцией являются свинцовые концентраты различных марок с содержанием Pb от 20 до 60% и более. Наиболее качественные из них (КС-3 — КС-5 с содержанием Pb > 50%) производятся Новоангарским обогатительным комбинатом и обогатительными фабриками ООО „Байкалруд“ и АО „ГМК „Дальполиметалл“ (на их долю приходится порядка 89% общего производства). При переработке руд Восточно-Зареченского участка (Алтайский край) свинец извлекается в медно-свинцовый концентрат. При переработке руды Корбалихинского месторождения свинец извлекается в свинцовый концентрат.»

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.

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.

В 2022 г. на обогатительных фабриках (ОФ) произведено 225,9 тыс. т никеля в концентратах (+11,8%). Выпуск первичного никеля составил 164,3 тыс. т (+12,7%).

На обогатительных фабриках, принадлежащих «Норникелю», из добытой вкрапленной руды получают высококачественные никелевый, медный и коллективный концентраты, металлургический передел которых ведется на предприятиях холдинга.

Добываемые руды норильских месторождений обогащаются на двух ОФ: Талнахской (ТОФ — богатые, медистые и вкрапленные руды с получением никель-пирротинового, медного концентратов и металлосодержащего продукта) и Норильской (НОФ — медистые и вкрапленные с получением никелевого и медного концентратов).

Концентрат ОФ АО «Кольская ГМК» большую часть концентрата поставляет на экспорт.

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 олово-литиевые 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.

Разработку оловянных месторождений с получением концентратов в 2022 г. осуществляли 3 компании: в Хабаровском крае — ООО «Правоурмийское» и АО «Оловянная рудная компания», контролируемые ПАО «Русолово» (оловянный дивизион ПАО «Селигдар»), в Республике Саха (Якутия) — АО «Янолово». Сырьевыми активами АО «Оловянная рудная компания» (АО «ОРК») являются месторождения Фестивальное, Перевальное и Октябрьское Комсомольского оловорудного района. Переработка руд Фестивального месторождения ведется на обогатительной фабрике (ОФ) Солнечная с получением оловянного концентрата марки КО-2 (Sn >= 45%).

ООО «Правоурмийское» разрабатывает подземным способом одноименное месторождение, руды которого перерабатываются на Правоурмийской ОФ с получением высокосортного оловянного и попутного вольфрамового концентратов.

Внутри страны переработку оловянных концентратов осуществляет ООО «Новосибирский оловянный комбинат», продукцией которого являются олово различной степени чистоты, припои и баббиты. В числе получателей продукции ОАО «Магнитогорский металлургический комбинат», ООО «Оренбургский радиатор», ПАО «ЭЛСИБ» (г. Новосибирск).

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 процессе обогащения титансодержащих руд также получают рутил-лейкоксеновый, апатитовый, нефелиновый и, титансодержащий сфеновый концентраты.

Первичную переработку лопаритовой руды осуществляют по гравитационной схеме с дальнейшей доводкой чернового концентрата электрической и магнитной сепарацией. Товарным продуктом является лопаритовый концентрат, отвечающий требованиям ТУ 1763-001-56964796-2015. Полученный концентрат направляется на дальнейшую химико-металлургическую переработку по хлоридной технологии.

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.

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.

Обогатительные фабрики (ОФ), производящие вольфрамовые концентраты, как правило, организационно входят в структуру компаний недропользователей. Исключением являются АО «ГРК „АИР“, перерабатывающее руду, поставляемую АО „Приморский ГОК“, и (в перспективе) АО „Твердосплав“, планирующее переработку руд Инкурского месторождения на фабрике АО „Закаменск“. Из руд месторождений Приморского края производятся преимущественно шеелитовые концентраты, из руд месторождений других регионов — вольфрамитовые. Содержание WO3 в концентратах, произведенных в 2022 г. ЗАО „Новоорловский ГОК“ (выпускают концентрат марки КВГ(Т) по ГОСТ 213-83), АО „Закаменск“ (КВГФ 1 сорт), ООО „Лермонтовский ГОК“ (КШ-4) и АО „ГРК „АИР“ (КШ-4), варьировало от 51,8 до 57,9% в продукции ООО „Правоурмийское“ (КШ-4) и ООО „Приморвольфрам“ (ведутся ОПР) — 42,2 — 43,8%. При этом уровень извлечения WO3 в товарную продукцию варьировал от 29 до 85%.»

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.

Нефелиновые руды добываются на восьми магматогенных месторождениях, из которых только одно — Кия-Шалтырское уртитовое в Кемеровской области — содержит богатые руды, пригодные для производства металлургического глинозема. В 2022 г. на нем добыто 3,11 млн т руды (-1,2%). На семи апатит-нефелиновых месторождениях Хибинской группы в Мурманской области извлечено 36,5 млн т руды (+2,1%); основным товарным продуктом ее обогащения является апатитовый концентрат; нефелиновый концентрат — попутный продукт, используемый в производстве неметаллургического глинозема и цемента. Добыча минерального сырья для производства алюминия (бокситов и уртитовых руд) ведется дочерними подразделениями ОК «РУСАЛ».

АО «Апатит» в Мурманской области разрабатывает 6 апатит-нефелиновых месторождений Хибинской группы. Из добытой руды извлекается апатитовый концентрат, а из хвостов флотации — нефелиновый концентрат. АО «Северо-Западная Фосфорная Компания» разрабатывает еще одно апатит-нефелиновое месторождение Хибинской группы — Олений Ручей, выпуская апатитовый концентрат и направляя нефелин в отвалы.

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.

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.

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 (хвосты обогащения), в которых среднее содержание меди составляет 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%). Кроме того, при обогащении полиметаллических (свинцово-цинковых) руд, зачастую высокую ценность представляют хвосты флотации, содержащие значительное количество золота и серебра (Забайкальский край). Вместе с тем, 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 либо используются для закладки выработанного пространства, 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.

Вместе с тем, в настоящее время все больше внимания уделяется альтернативным источникам извлечения цветных металлов, к примеру, золошлаковым отходам. Немагнитная фракция золошлаковых отходов, как правило, содержит такие цветные металлы, как свинец, медь, цинк, а также благородные металлы (золото, серебро). Кроме того, из золошлаковых отходов, полученных при сжигании энергетических бурых углей, возможно извлечь (от общего объема) до 40 — 67% титана, 70 — 87% меди, 50 — 81% марганца, 74 — 84% мышьяка, 48 — 60% ванадия и 62 — 83% галлия. В этой связи, золошлаковые отходы можно рассматривать как вторичные ресурсы сырьевого значения, то есть техногенные месторождения полезных ископаемых.

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.

В зависимости от порядка и сроков использования вскрышных и вмещающих пород в производственном процессе они могут рассматриваться как отходы недропользования и как отходы производства и потребления. Статус вскрышных и вмещающих пород подробно рассмотрен в ИТС-16 «Горнодобывающая промышленность. Общие процессы и методы».

1.4 Основные экологические проблемы, связанные с воздействием на окружающую среду в процессе добычи и обогащения цветных металлов

Воздействие горнодобывающей деятельности на окружающую среду зависит от геологических особенностей, размера, формы месторождения и концентрации ценных компонентов, 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; формирования сейсмических явлений; 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.

В процессе добычи руды из естественного водопритока образуются шахтные и карьерные воды. Шахтные и карьерные воды — подземные или поверхностные воды, сброс которых осуществляется в результате их отвода (удаления) из действующих шахт (рудников) и карьеров с целью защиты и обеспечения безопасности горных работ. Химический состав шахтных и карьерных вод весьма сложен и разнообразен, обусловлен как влиянием природных процессов, происходящих в массиве горных пород (в том числе при интенсификации таких процессов при нарушении стабильности геохимического состояния пород при начале добычи в результате их обнажения для доступа воды и воздуха), так и привнесением техногенных загрязняющих веществ (преимущественно нефтепродуктов) и взвешенных веществ. Значительная часть шахтных и карьерных вод вовлекается в систему производственного водооборота, используется для приготовления закладочных смесей и на другие технологические нужды, при благоприятных гидрогеологических условиях закачивается в глубоко залегающие водоносные горизонты. Для очистки шахтных и карьерных вод от привнесенных веществ перед сбросом в водный объект на территории организуют очистные сооружения.

Подбор технологии очистки выполняют с учетом таких факторов как целевые показатели качества сброса, стоимость внедрения и эксплуатации, снижение косвенного воздействия на окружающую среду.

При эксплуатации обогатительного комплекса вода неиспользуемая в системе оборотного водоснабжения направляется на очистные сооружения с последующим сбросом в водный объект.

Помимо шахтных/карьерных и технологических сточных вод, 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 и следующие химические соединения: оксид углерода, сероводород, диоксид серы, тяжелые углеводороды; оксиды азота, оксид углерода, диоксид серы, бенз(a)пирен, зола, мазутная зола, сажа, углеводороды (бензин, керосин, формальдегид) — при сжигании топлива в котельных и иных топливосжигающих установках; пыль, оксиды азота, оксид углерода — при ведении буровзрывных работ; выхлопные газы (оксиды азота, оксид углерода, диоксид серы, углеводороды, сажа) и пыль — 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.

Противоречия в процессах производственной деятельности и отходообразования» могут быть решены путем утилизации техногенного и некондиционного минерального сырья в процессе (цикле) комплексного освоения месторождений цветных металлов и применения ряда специальных мер (см. рисунок 1.2.1): 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 1.2.1 — Модель утилизации техногенного и некондиционного минерального сырья

Модель (см. рисунок 1.2.1) 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.

Существенное негативное воздействие, указанное в разделе 1.4 возможно только в случае невыполнения природопользователем природоохранных мероприятий.

Раздел 2 Технологические, технические решения и системы менеджмента, используемые в настоящее время в рассматриваемой отрасли промышленности

2.1 Открытая добыча руд цветных металлов

2.1.1 Общие сведения

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 [16 - 28]. По отдельным видам руд используются скважинные технологии.

Открытая разработка применяется [10 - 18], если рудное месторождение залегает неглубоко. Подземный способ применяется [16 - 28] в случае залегания руд на значительной глубине. Скважинные технологии используются для руд, способных переходить в жидкое или газообразное состояние в результате специального воздействия.

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.

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 зачастую снимают плодородный слой почвы и используют 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.

В отдельных случаях, 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 конвертами.

2.1.8 Обращение с породами

Породные отвалы — пустых, скальных пород, отвалы вскрышных и вмещающих пород, это объекты размещения отходов и формируется согласно проектной документации. 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.

Вскрышные и вмещающие породы могут быть использованы для отсыпки дамб, бортов отвалов, подъездных дорог.

2.1.9 Добыча известняка открытым способом

Известняк — осадочная доломитизированная, мергелистая, карбонатная порода, мелкокристаллической или пелитоморфной структуры с примесями доломита, мергеля и карбонатной глины. Объемный вес в целике — 2,7 т/м3. Трещиноват. При грохочении, транспортировке и погрузо-разгрузочных работах разрушается с образованием большого количества мелких фракций.

ООО «Норильский обеспечивающий комплекс» осуществляет добычу известняка на карьере «Мокулаевский».

Известняк используется на предприятиях ПАО «ГМК „Норильский никель“ в металлургическом процессе, при производстве цемента, извести и для удовлетворения технологических потребностей в карбонатном сырье.»

Проектными решениями разработка месторождения известняка Мокулаевское предусматривается открытым способом двумя карьерами — Мокулаевским и Северо-Мокулаевским.

В технических границах, отстроенных с учетом проведенной опытно-промышленной разработки и с учетом экономической целесообразности отработки, по состоянию на 01.01.2022 г. объем балансовых запасов составляет 135 618 тыс. т, в том числе:

• в контуре Мокулаевского карьера 43 676 тыс. т;
• контуре Северо-Мокулаевского карьера 91 942 тыс. т.

Объем забалансовых запасов в контуре проектных карьеров:

• Мокулаевского карьера 370,0 тыс. т;
• Северо-Мокулаевского карьера 129,2 тыс. т.

С учетом потерь при отработке запасов Мокулаевского месторождения добыча известняка составит 132 061,4 тыс. т, в том числе:

• в контуре Мокулаевского карьера 42 627,5 тыс. т;
• контуре Северо-Мокулаевского карьера 89 433,9 тыс. т.

Все балансовые и забалансовые запасы, добытые в границах проектируемых карьеров Северо-Мокулаевского и Мокулаевского участков, направляются в переработку, как полезное ископаемое.

Весь добываемый известняк доставляется автосамосвалами до приемного бункера ДСК.

В качестве реализуемой продукции принимается:

• дробленый известняк фр. 0 — 60 мм, фр. 60 — 120 мм, фр. 120 — 300 мм;
• цемент;
• известь техническая.

К продуктивной толще отнесены известняки луговской свиты каларгонской серии верхнего девона. В составе толщи выделяется 6 пачек известняков, из которых отложения нечетных пачек (I, III, V) относят к внутренней вскрыше, как вмещающие породы, а пачки (II, IV и VI) утверждены в качестве продуктивных.

Средняя мощность II пачки известняков — 10,4 м, IV пачки — 2,7 — 8,9 м, VI пачки — 2,0 — 9,8 м. Мощность вскрышных пород над залежью кондиционных известняков II пачки изменяется от 8,8 м до 125,6 м.

Между залежами кондиционных известняков II и IV пачек переслаивающиеся доломиты и известняки III пачки мощностью 5,7 м — 18,3 м. Залежи пачек IV и VI разделены породами V пачки, которая сложена переслаиванием ангидритов, мергелей и доломитов с известняками, мощностью 20 м.

Способ вскрытия и система разработки месторождения определяются геологическими условиями полезного ископаемого, горнотехническими условиями эксплуатации и производственной мощностью карьера.

Принятый способ вскрытия карьеров должен обеспечивать минимальные затраты на транспортирование вскрыши и полезного ископаемого, минимальный объем горно-капитальных работ и рациональное распределение объемов вскрышных пород за весь срок отработки карьеров.

Выбор системы разработки. При выборе системы разработки учитываются следующие основные влияющие факторы:

• горно-геологические условия залегания полезного ископаемого и особенности рельефа;
• горнотехнические условия эксплуатации;
• перспектива дальнейшей разработки месторождения.

К основным горно-геологическим условиям залегания полезного ископаемого и особенностям рельефа относятся:

• залегание пластов известняка в границах участков наклонное и пологое (3 — 7°) с дизъюнктивной нарушенностью;
• рельеф местности: поверхность месторождения уступами опускается в западном направлении. Повсеместно распространены заболоченные участки с травяным покровом и глубиной до верхней поверхности мерзлоты от 20 — 30 см до нескольких метров. Минимальная абсолютная высотная отметка рельефа 50 м, максимальная — 95 м.

К основным горнотехническим условиям эксплуатации, влияющим на выбор системы разработки, относятся:

• тип вмещающих пород: коренные породы;
• залегание горных пород: падение слоев вмещающих пород в массив и в выработку, под углом до 7°;
• крепость пород по шкале профессора М.М. Протодьяконова: рыхлые отложения от 2 до 6; коренные породы от 5,6 до 12, известняк от 7,5 до 10.

Для отработки карьеров Мокулаевского месторождения принята продольная углубочная однобортовая система разработки (согласно классификации, В.В. Ржевского), по классификации Е.Ф. Шешко — транспортная система разработки (транспортирование вскрышных пород автосамосвалами во внешние и внутренние отвалы, полезное ископаемое транспортируется автосамосвалами на площадку дробления).

Перед началом производства горно-капитальных работ выполняется комплекс горно-подготовительных работ. Основными работами являются расчистка площади будущего карьера с учетом разноса бортов от лесорастительности, снятии почвенно-растительного слоя и складирование его в места, исключающие его потери. После выполнения горноподготовительных работ, выполняются горно-капитальные работы, осуществляется нарезка рабочих площадок и создание транспортных связей с дробильным комплексом и отвалами.

Вскрытие поля карьера. Разработка месторождения начата с участка Мокулаевский, во вторую очередь разрабатывается участок Северо-Мокулаевский.

Вскрытие карьеров Мокулаевского месторождения предусматривается осуществить в районе наименьшей мощности покрывающих пород траншеями внутреннего заложения. Данное решение позволит осуществить ввод карьеров в эксплуатацию при минимальном объеме горно-капитальных работ.

Вскрытие каждого горизонта обеспечивается одной вскрывающей выработкой. К каждому из вскрываемых последовательно горизонтов формируются временные транспортные съезды, расположенные в пределах проектного контура карьера.

Мокулаевский карьер. Выбор направления и место формирования вскрывающих выработок основывался на наименьшей мощности вскрышных пород.

Наименьшая мощность вскрышных пород на Мокулаевском участке прослеживается в его юго-западной части. Именно отсюда предусматривается осуществить вскрытие карьера.

Вскрытие полезной толщи осуществляется отдельными наклонными траншеями внутреннего заложения, пройденными в северном направлении до горизонта +40,0 м.

При ведении горно-подготовительных работ, подвигание фронта осуществляется преимущественно в восточном направлении.

По мере развития горных работ, предусматривается формирование системы стационарных съездов с уклоном 70‰ , и в дальнейшем, транспортную связь карьера с поверхностью осуществлять по ней.

Северо-Мокулаевский карьер. Вскрытие Северо-Мокулаевского карьера осуществляется с южной части, что позволит организовать внутренний отвал в Мокулаевском карьере.

С целью уменьшения расстояния транспортирования вскрышных пород, вскрытие вскрышных горизонтов осуществляется отдельными наклонными траншеями внутреннего заложения. Таким образом, по мере развития работ, на восточном (рабочем) борту карьера формируется система скользящих съездов, обеспечивающих кратчайшее расстояние транспортирования горной массы от вскрышных забоев до отвалов.

Вскрытие полезной толщи первоначально осуществляется наклонными траншеями внутреннего заложения, пройденными в северном направлении вдоль западного борта карьера. Впоследствии данная группа траншей становится стационарным съездом в карьер. Продвигание фронта работ осуществляется в восточном направлении.

Буровзрывные работы. На Мокулаевском месторождении предварительному рыхлению буровзрывным способом подлежат рыхлые (находящиеся в мерзлом состоянии) и скальные породы месторождения. Возможна также выемка пород без взрывной подготовки к выемке. Породы, подготавливаемые к выемке взрывным способом представлены: глинистыми песчаниками, алевролитами, известняками, доломитами, мергелями, ангидритами; реже базальтами, порфиритами и габбро-долеритами.

Взрывные работы рекомендуется проводить в светлое время суток.

Необходимо обозначить, что выполнение взрывных работ будет организовано с привлечением специализированной подрядной организацией, имеющей разрешение на проведение взрывных работ, а также лицензии на применение и хранение взрывчатых материалов промышленного назначения. Подрядчик, осуществляющий ведение взрывных работ на месторождении, самостоятельно решает вопросы, связанные с обеспечением взрывчатыми материалами и средствами инициирования. Хранение взрывчатых веществ и средств инициирования осуществляется на Талнахском базисно-расходном складе ВМ, расположенном в Красноярском крае, Таймырском Долгано-Ненецком районе, городе Дудинка.

Для дробления полезного ископаемого предусматривается ДСК с шириной приемного отверстия порядка 2 м. Таким образом, допустимый размер куска полезного ископаемого по размерам приемного отверстия дробилки составляет 1,5 м. Проектом принимается размер куска 1,2 м.

Перед обуриванием блок предварительно подготавливается бульдозером (очистка от снега, навалов породы).

На обуривание каждого блока, предназначенного для взрывания, составляются паспорта бурения, в которых указываются: глубина скважин, сетка бурения, количество скважин, объем бурения. По окончании бурения производится контрольный замер скважин, маркшейдерская съемка и заполнение проекта на массовый взрыв. Для выбора наиболее оптимальных параметров БВР проводится ряд опытных взрывов и только после детального анализа качества взрывания принимаются окончательные параметры БВР.

Выбор применяемого ВВ и средств взрывания. Исходя из условий работ на Мокулаевском месторождении и расчетных показателей взрывания горной массы, к применению на взрывных работах рекомендуются ВВ типов НПГМ марок 50, 70 и 100, Гранулит РП, Нитронит Э, Гранулотол А.

Гранулит и НПГМ марки «50» рекомендуется применять в сухих скважинах. Для взрывания обводненных скважин с непроточной водой может применяться НПГМ марки «70» и Нитронит Э-50. Для взрывания полностью обводненных скважин независимо от скорости притока и коэффициента проточности воды в скважине рекомендуется применение НПГМ марки «70», Нитронита Э-70 и Э-100. Допускается комбинация ВВ в скважинах, частично заполненных водой, при этом обводненная часть скважин заряжается НПГМ марки «70» или Нитронитом Э-50, Э-70, Э-10.

При расчетах в календарном плане учтено, что до вскрытия померзлотных водоносных горизонтов, объемы обводненных пород составляют 25% от годового объема (теплый период года). После вскрытия подмерзлотных вод, объемы обводненных пород будут составлять до 50 — 60% от годового объема. Из рассматриваемых типов ВВ с учетом определяющих критериев целесообразно использование промышленного ВВ типа Гранулит ПС-1.

Допускается использование других ВМ, допущенных к применению в установленном порядке.

Применяемое буровое оборудование и диаметр скважин. Рациональный диаметр скважин определяется с учетом его влияния на степень дробления пород различной взрываемости, что в конечной степени определяет производительную работу карьера в целом.

Выбор основного бурового оборудования, исходя из принятого диаметра бурения скважин выполнен по техническим характеристикам буровых станков отечественного и зарубежного производства. В условиях разработки Мокулаевского месторождения приняты станки марок СБШ-250Д для бурения взрывных скважин диаметром 200 — 270 мм и Sunward SWDE165A (Epiroc FlexiRoc D60-10LF, Sandvik D50KS) для бурения взрывных скважин (маломощные пласты полезного ископаемого) диаметром до 229 мм.

Оборудование, машины и механизмы для вскрышных и добычных работ. На вскрышных работах предусматривается схема комплексной механизации «экскаватор — автосамосвал — бульдозер (отвал)», вскрышные породы складируются в отвалы (внешние и внутренние).

При добыче полезного ископаемого предусматривается схема комплексной механизации «экскаватор — автосамосвал — бульдозер (склад известняка)». Разгрузка автосамосвалов производится непосредственно в разгрузочный бункер корпуса крупного дробления (при этом предусмотрена возможность складирования на склад недробленого известняка, погрузка с которого в бункер осуществляется с использованием колесного погрузчика). В качестве основного горнотранспортного оборудования предполагается использовать до 2025 г имеющееся оборудование подрядной организации, а с 2026 года предпочтение отдается оборудованию отечественному и из дружественных стран.

Для выемки полезного ископаемого и вскрышных пород используются экскаваторы ЭКГ-15 (типа прямая лопата) с ковшом вместимостью 15 м3, а также в связи с дефицитом электрических мощностей Sany SY2000H (типа обратная лопата с дизельным приводом) с ковшом вместимостью 12,5 м3, Komatsu PC-1250-8 до 2025 г (Sany SY870H с 2026 г) (типа обратная лопата) с ковшом вместимостью 5 м3 (или аналоги).

Транспортирование полезного ископаемого и вскрышных пород осуществляется при помощи автосамосвалов Komatsu HD785-7 грузоподъемностью 91 т, БелАЗ 75581 грузоподъемностью 91 т. и БелАЗ 75131 грузоподъемностью 130 т. (или аналогичных видов транспорта).

Отработка полезного ископаемого, как и вскрышных пород, производится уступами высотой 10 м (при маломощных пластах известняка высотой до 7 м), выемка ведется селективно. Экскаватор устанавливается на уступе, осуществляя погрузку автотранспортных средств на уровне стояния.

Работа экскаваторов предусматривается на полную высоту рабочего уступа (10 м), при необходимости с разделением на подуступы 5 м. Погрузка в автотранспорт производится на уровне стояния экскаватора.

При отработке верхней части вскрышной толщи допускается использование схем с перемещением вскрышных пород в бурты с помощью бульдозерной техники. При таких схемах работы допустимый угол наклона рабочей площадки бульдозера должен быть не более допустимого уклона рабочей площадки по техническим характеристикам бульдозера (18°). Полезное ископаемое, вынимаемое в забое по результатам опробования, транспортируется на ДСК в разгрузочный бункер корпуса крупного дробления.

Допускается применение аналогичного оборудования с рабочими параметрами, не ухудшающими безопасность и режим ведения горных работ.

Комплекс оборудования для экскавации и транспортировки горной массы. Экскавация и транспортирование горной массы предусматривается с использованием экскаваторно-автомобильных комплексов. Для выемки, погрузки и транспортировки полезного ископаемого и вскрышных пород используется следующее основное оборудование:

• экскаватор ЭКГ-15 (типа прямая лопата) с ковшом вместимостью 15 м3;
• экскаватор Sany SY2000H (типа обратная лопата) с ковшом вместимостью 12,5 м3;
• экскаватор Komatsu PC1250-8 (Sany SY870H) (типа обратная лопата) с ковшом вместимостью 5 м3;
• автосамосвал Komatsu HD785-7 грузоподъемностью 91 т;
• автосамосвал БелАЗ 75581 грузоподъемностью 90 т;
• автосамосвал БелАЗ 75131 грузоподъемностью 130 т.

Допускается применение аналогичного оборудования с рабочими параметрами, не ухудшающими безопасность и режим ведения горных работ.

Добытое сырье транспортируется потребителям железнодорожным транспортом ПТЖТ в вагонах — думпкарах.

Основными потребителями известняка являются следующие подразделения:

• ООО «НОК» Цементный завод — для производства цемента, извести;
• Надеждинский металлургический завод — для металлургических процессов.

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, 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 склонные 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 руды

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.

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

Закладка выработанного пространства является основным способом управления горным давлением при значительных глубинах отработки, высокой ценности отрабатываемых руд и необходимости сохранения для последующей выемки менее ценных вышезалегающих рудных залежей.

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.

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.

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.

2.2.13 Добыча известняка подземным способом

Известняк используется на предприятиях ПАО «ГМК „Норильский никель“ в металлургическом процессе, при производстве цемента, извести и для удовлетворения технологических потребностей в карбонатном сырье. Добыча цементного известняка осуществляется подземным способом на Каларгонском месторождении с 1947 года — шахта „Известняков“ Рудника „Кайерканского“ (ООО „Норильский обеспечивающий комплекс“).»

Каларгонское месторождение расположено в 16 км к западу от г. Норильск и 65 км к востоку от г. Дудинка. На западе месторождение примыкает к району Кайеркан, построенному частично в пределах контура подсчетов запасов, на севере — к отработанной в настоящее время площади Кайерканского угольного разреза № 1, на юго-востоке — к железнодорожной станции Каларгон.

Продуктивные II и IV пачки известняков представляют собой пластообразные тела, полого падающие с востока на запад под углом 6 — 8°. Средняя мощность пачек порядка 7,0 м. Глубина залегания 20 — 200 м. Площадь месторождения лежит в области сплошного распространения многолетней мерзлоты, мощностью 45 — 160 м.

Месторождение вскрыто тремя наклонными штольнями: транспортной, конвейерной, вентиляционной и воздуховыдающим наклонным стволом. В настоящее время в качестве основной принята камерно-столбовая система разработки с изолированными целиками прямоугольного сечения. Залежь разделена на столбы, вытянутые по ее простиранию. Нумерация столбов производится с востока на запад. Столбы разделяются на блоки. Нумерация блоков производится с юга на север. За выемочную единицу принята панель между осями оконтуривающих вентиляционных сбоек. Проектная мощность — 875 тыс. т/год.

Способ ведения горных работ — буровзрывной. Взрывные работы при проходке горных выработок ведутся по паспортам и проектам БВР и производятся в строгом соответствии с требованиями федеральных норм и правил в области промышленной безопасности. Для бурения шпуров применяются самоходные буровые установки типа Boomer M2D, AxeraDD421-60.

На шахте принят нагнетательный способ подачи свежего воздуха и фланговая схема проветривания. Основными воздухоподающими выработками, через которые подается свежий воздух в шахту, являются: вентиляционный канал, наклонные воздухоподающая и транспортная штольни. Далее через вентиляционные, транспортные, промежуточные штреки и вентиляционные сбойки воздух поступает в подготовительные, нарезные и очистные забои. После вентиляции забоев исходящая струя выдается в атмосферу через вентиляционный шурф № 1, северный транспортный и вентиляционно-транспортный уклоны. Вентиляция при проходке горных выработок осуществляется вентиляторами местного проветривания. Шахта отнесена к опасной по газу (сероводород), неопасна по пыли.

Механизация вспомогательных технологических операций (осмотр, оборка, крепление выработок, заряжание шпуров и скважин, доставка оборудования и материалов, перевозка людей и др.) обеспечивается применением самоходных машин с дизельным приводом.

Крепление горных выработок осуществляется механизированным анкероустановщиком типа Boltec MC. На шахте осуществлен переход с ручного на полное механизированное крепление горных выработок с набором несущей способности крепи в течение 30 минут после установки. Так, в 2021 году 100% объемов крепления сталеполимерными анкерами выполнялось механизированными анкероустановщиками.

В качестве мер защиты рудника от затопления предусмотрена откачка шахтных вод по схеме, состоящей из действующего комплекса водоотлива, расположенного в блоке 11-1 и главной водоотливной установки, построенной в блоке 16-2.

Отгрузка горной массы производится с помощью погрузочно-доставочных машин различной грузоподъемности типа CaterpillarR-1700G, ST-7. Транспортировка осуществляется подземными автосамосвалами МТ-42 по северному вентиляционно-транспортному уклону на поверхность до склада известняка на площадке СВТУ и далее после погрузки в самосвалы БелАЗ-7541 грузоподъемностью 45 т на узел загрузки конвейера у устья конвейерной штольни. Формирование склада известняка производится с помощью бульдозера Cat D10T. Погрузочные работы полезного ископаемого в автосамосвалы производятся с помощью погрузчика Volvo-L330E грузоподъемностью 11 т.

На узле загрузки у устья конвейерной штольни известняк с помощью бульдозера типа Т-170 подается в приемный бункер. Далее посредством питателя он подается на главный ленточный конвейер типа 2ЛУ-120У, установленный в наклонной конвейерной штольне, которым транспортируется до узла грохочения. На узле грохочения с помощью грохота ГИТ-52 и трех конвейеров известняк разделяется на три фракции (мелкая 0 — 60 мм, средняя 60 — 120 мм и крупная 120 — 300 мм), выдается через выпускные течки и размещается на складах для последующей отгрузки в думпкары с помощью экскаватора ЭКГ-4,6(Б) (5А). Склад формируется из конуса «мелкого» известняка под течкой транспортера по мере накопления при помощи бульдозера и размещается на промплощадке склада.

Подготовленный к отгрузке известняк хранится на прирельсовых складах вдоль железнодорожного тупика № 6 ж/д станции «Каларгон» в условиях, исключающих его засорение посторонними примесями и смешивание по фракционному составу. Погрузку ангидрита производят экскаваторами в чистые и исправные вагоны.

Добытое сырье транспортируется потребителям железнодорожным транспортом в вагонах — думпкарах.

Основными потребителями известняка являются следующие подразделения:

Цементный завод — для производства цемента, извести; Надеждинский металлургический завод — для металлургических процессов.

Данная технология может использоваться с учетом описания на аналогичных объектах других предприятий.

2.2.14 Добыча ангидрита подземным способом

Современные методы закладки выработанного пространства, в частности, применяемые на предприятиях группы «Норильский никель», предполагают использование ангидрита. Ангидрит является одним из компонентов закладочной смеси, используемой на шахтах горнопромышленных предприятий.

Планируемые объемы добычи ангидрита должны соответствовать потребностям рудников для приготовления закладочной смеси. Прогнозная потребность в ангидрите в период с 2021 по 2040 год возрастает с 1816500 тонн, достигая максимума 2586800 тонн в 2028 году.

Дальнейшее развитие шахты «Ангидрит» связано с вовлечением в отработку новых участков, а также увеличением производительности добычи ангидрита более чем на 40%. Для достижения поставленной цели требуется рассмотрение возможностей действующей шахты «Ангидрит» по наращиванию мощностей процессов непосредственной добычи, а также всего комплекса обеспечивающих процессов и ресурсов.

Основными направлениями развития предприятия являются:

• поиск более производительной системы разработки, позволяющей осуществлять эффективную добычу со снижением материально-технических ресурсов и повышением относительной производительности;
• определение оптимального количества и номенклатуры горношахтного оборудования;
• оценка роста производительности имеющегося конвейера;
• оценка эффективности и оптимизация схемы проветривания при увеличении объема выработанного пространства и росте производительности добычи;
• поиск оптимальных решений по очистке шахтных вод и организации водоотлива;
• оптимизация затрат энергоресурсов (электроэнергия, сжатый воздух, тепло и водоснабжение);
• оценка необходимости изменения объектов поверхностной инфраструктуры, организации ремонтов, складов и отвалов.

В соответствии с постановлением Правительства РФ от 23.12.2014 № 1458 «О порядке определения технологии в качестве наилучшей доступной технологии, а также разработки, актуализации и опубликования информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям» при определении технологических процессов, оборудования, технических способов и методов в качестве наилучшей доступной технологии необходимо соответствие следующим критериям:

а) наименьший уровень негативного воздействия на окружающую среду в расчете на единицу времени или объем производимой продукции (товара), выполняемой работы, оказываемой услуги, либо уровень, соответствующий другим показателям воздействия на окружающую среду, предусмотренным международными договорами Российской Федерации;

б) экономическая эффективность внедрения и эксплуатации;

в) применение ресурсо- и энергосберегающих методов;

г) период внедрения;

д) промышленное внедрение технологических процессов, оборудования, технических способов и методов на 2 и более объектах в Российской Федерации, оказывающих негативное воздействие на окружающую среду.

С целью выбора наиболее оптимальной технологии добычи ангидрита произведено сравнение вариантов систем разработки по критериям технической и технологической реализуемости, безопасности, производительности, экономической эффективности:

• Камерно-столбовая система разработки с ленточными целиками;
• Камерно-столбовая система разработки с целиками-столбами (временные целики — последующее обрушение);
• Камерно-столбовая с последующей отработкой целиков под обрушенными породами;
• Сплошная длинными забоями с обрушением вмещающих пород.

По результатам оценки определено, что действующая на шахте «Ангидрит» камерно-столбовая система разработки с ленточными целиками — является наиболее оптимальной по всем приоритетам: технологичность и простота исполнения, качество товарной руды, водопритоки, воздействие на окружающую среду, вентиляция и др.

Стандартные для рудника показатели производительности и выемки сочетаются с простыми и безопасными условиями ведения работ.

Буровзрывные работы проводятся с помощью эмульсионных взрывчатых веществ, которые обладают следующими преимуществами: безопасны в обращении; устойчивы к механическим и тепловым воздействиям; высокая чувствительность к детонационному импульсу; повышенная водостойкость, низкая стоимость.

Для отработки принят основной вариант вскрытия шахтного поля, который не предусматривает проходку дополнительных горных выработок на земную поверхность в связи с отсутствием такой необходимости по факторам проветривания и безопасности.

Воздействие на окружающую среду при реализации данного проекта:

1. Не происходит смены функционального назначения территории, отсутствует потребность отвода дополнительного земельного участка из других категорий земель и изменения статуса земельного отвода. Таким образом, воздействие в случае реализации проекта на территориальные и земельные ресурсы можно считать минимальным.

2. Земли сельскохозяйственного, природоохранного, рекреационного, историко-культурного назначения на территории размещения объектов отсутствуют. В соответствии с требованиями ГОСТ, учитывая природные условия и местоположение нарушенных участков, на которых располагается производственный объект, а также хозяйственные и социально-экономические условия района расположения предприятия, могут быть приняты следующие направления рекультивации нарушенных земель:

• санитарно-гигиеническое направление рекультивации нарушенных земель и земельных участков: биологическая или техническая консервация нарушенных земель, оказывающих отрицательное воздействие на окружающую среду, рекультивация которых для использования в народном хозяйстве экономически неэффективна;
• строительное направление рекультивации нарушенных земель и земельных участков: приведение нарушенных земель и земельных участков в состояние, пригодное для промышленного, гражданского и прочего строительства.

Рекультивация земель, осуществляется в соответствии с утвержденным проектом рекультивации земель. Проект рекультиваций земель подготавливается в составе проектной документации в соответствии с Техническими условиями на рекультивацию.

3. Воздействие на атмосферный воздух на территории шахты «Ангидрит» происходит в результате выполнения подземных горных работ, движения автомобильного и железнодорожного транспорта, объектов инфраструктуры, функционирования склада ангидрита. Сверхнормативное воздействие на атмосферный воздух не прогнозируется. Превышение критерия качества атмосферного воздуха на границе СЗЗ и жилой зоне отсутствует.

4. Изменения уровня акустического воздействия, относительно существующего не прогнозируется. Шум от работы горнотранспортного и технологического оборудования, расположенного в подземном пространстве, не учитывается, так как важным фактором, снижающим шумовое воздействие от проводимых работ, является расположение применяемой техники и оборудования в подземных выработках, таким образом, вклад шума от источников подземного шахты в расчетных точках будет незначительным.

5. Очистка шахтных вод производится с помощью подземных отстойников осветлителей. Рассматриваются разные варианты очистных сооружений шахтных вод с учетом технологической реализуемости и экономической целесообразности.

На основании изложенного, применяемая на руднике «Кайерканский» технология добычи ангидрита может рассматриваться в качестве наилучшей доступной технологии.

Сходная технология применяется на месторождении «Новомосковское».

2.3 Обогащение руд цветных металлов

2.3.1 Подготовительные процессы

Дробление руд

Рост объемов переработки минерального сырья, разработка бедных месторождений, необходимость комплексного использования сырья и охраны окружающей среды, а также экономические аспекты производства требуют качественно нового подхода к процессам переработки [9, 21 - 52].

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, поступающим 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 технологические и экономические показатели.

Несмотря на интенсивное развитие техники и технологии, технологические этапы при обогащении полезных ископаемых остаются неизменными уже в течение длительного времени, и направлены на достижение максимальных показателей по извлечению ценных компонентов из минерального сырья (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 приведение крупности кусков руды к требуемой, а также для раскрытия сростков рудных и нерудных минералов. Обогащение — основные процессы, обеспечивающие увеличение содержания ценных компонентов, основаны на использовании различий в физических и физико-химических свойствах разделяемых при обогащении компонентов (минералов и/или их сростков) руды. В результате обогащения получают богатые концентраты и отходы — отвальные 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, а также системой конвейеров. 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 минерального сырья.

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.

Износ опасен для технологического оборудования и конструкций. Образующаяся при использовании сухих методов обогащения и вспомогательных процессов пыль, негативно воздействует на оборудование и представляет угрозу для здоровья человека. Шум, источником которого является применяемое при обогащении руд цветных металлов оборудование, также несет угрозу здоровью человека.

В целом, обогатительные фабрики представляют собой источник значительного негативного воздействия на окружающую среду. Применяемые в настоящее время технологии и оборудование, а также организационно-управленческие решения, в большей степени, направлены на снижение данного воздействия. Снижение техногенного воздействия также обусловлено внедрением современных способов переработки рудного сырья, безопасным размещением отходов горно-обогатительного производства, совершенствованием нормативно-правовой базы и возрастающей экологической ответственностью недропользователей.

Цены на производимый продукт редко устанавливает сам производитель, чаще это делает рынок, приобретающий его. При этом существует возможность увеличения дохода предприятия за счет резервов, в том числе, заложенных в обеспечении комфортных условий труда работников. Например, (см. рисунок 2.18):

• Увеличивая производительность можно увеличить объем выпускаемой продукции;
• Улучшая качество можно увеличить цену продукции;
• Оптимизируя затраты, можно снизить издержки производства.

Рисунок 2.18 — Результаты хозяйственной деятельности

Среди поставщиков и потребителей оборудования принято говорить на языке «систем», т.е. решать проблемы не на уровне применения того или иного оборудования, а на уровне производственных процессов (систем при обогащении руд). Такой подход в значительной степени влияет на эффективность и качество работы предприятия (см. рисунок 2.19).

Рисунок 2.19 — Уровни систем при обогащении руд

Процессы дробления, измельчения и классификации — подготовительные процессы, предназначенные для разрушения полезного ископаемого с использованием таких механических сил, как удар, сжатие, сдвиг, раскалывание и истирание [30, 32 - 48].

Операции дробления применяются для подготовки руд к измельчению в мельницах или их подготовки непосредственно к операциям обогащения. 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 чистой работы» и «профиль износа», называемый индексом абразивности, а также коэффициент крепости, показатель плотности, и предел прочности на сжатие.

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

Измельчение руды производится в аппаратах, называемых мельницами, применяется для уменьшения крупности руды или продуктов обогащения. В зависимости от требуемой конечной крупности измельчение может производиться в одну или несколько стадий. Мельницы бывают цилиндрическими и коническими, а в зависимости от вида измельчающей среды они подразделяются на мельницы само- и полусамоизмельчения, шаровые, стержневые и рудногалечные. Помимо этого, мельницы бывают с горизонтальной и вертикальной осью барабана. 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

Руда в мельницах измельчается не только под действием удара и раздавливания падающими дробящими телами (крупных кусков руды, шаров, стержней, гали), но и при истирании ее между дробящими телами и внутренней поверхностью мельницы.

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

Рисунок 2.22 — Стоимость измельчения — типичные затраты

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).

• повысить удельную производительность оборудования, при экономии электроэнергии и МТР (соблюдение принципа «не дробить ничего лишнего»).

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 мелкой фракции.

При разделении по крупности частиц менее 1 мм, невозможно применять традиционные грохоты, в этом случае используются следующие методы классификации:

• мокрая классификация при помощи гидроциклонов, в которых используется разделение за счет центробежной силы и которые способны обогащать минеральное сырье с диапазоном крупности минеральных частиц в пределах 10 — 100 микрон;
• мокрая классификация на спиральных классификаторах, в которых используется разделение за счет силы тяжести и которые способны обогащать минеральное сырье с диапазоном крупности минеральных частиц в пределах 100 — 1000 микрон;
• сухая классификация, в которой используется разделение за счет центробежной силы, диапазон разделяемых частиц — 5 - 150 микрон.

2.3.2 Основные методы обогащения руд

После высвобождения (раскрытия) 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) [37, 42 - 76]. 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

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

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.

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, а также россыпей.

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

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.

Электрические методы обогащения

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

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 — совокупность технологических операций смешивания, направленных на снижение колебаний химического, гранулометрического состава и других качественных показателей сыпучего материала в объеме. Усреднение руд при добыче и обогащении обеспечивает увеличение технологических показателей процесса.

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

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 почву 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.

Фильтрование 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

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, 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<l\upsilon . В начальный момент t = t_{0} = l\upsilon = 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 = l\upsilon и расслоившаяся смесь разделяется в точке x = xр = 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.

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) = - \upsilon_{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} = - \upsilon_{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 \upsilon_{c} и обратно пропорциональна толщине слоя h. Решение уравнения относительно m\gamma имеет вид

.

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

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).

Граница разделения на слив и пески описывается равенством (см. рисунок 2.30) \upsilon(\rho,l) = 0 .

A и B — тонущие и всплывающие частицы

Рисунок 2.30 — График, характеризующий граничные свойства частиц

Конечная скорость стесненного падения частиц \upsilon_{\text{ст}} значительно ниже скорости свободного падения \upsilon : \upsilon_{\text{ст}} = k\upsilon (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.

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}} .

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 и центробежная.

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.

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 a_{\text{ц}}\rho (где aц = const).

В модели с монослоем частицы, для которых (a\chi - a_{\text{ц}}\rho)>0 , прижимаются к барабану и уходят в магнитный продукт, а частицы, для которых (a\chi - a_{\text{ц}}\rho)<0 , — в немагнитный продукт. Соотношение (a\chi - a_{\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) .

Аппараты электрической сепарации

Схемы наиболее 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} .

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

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

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(dEdx) . 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 U0 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(dEdx) = a_{\text{в}}\chi_{\text{в}} — электрическая пондеромоторная сила; g\rho — сила гравитации; aц — 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.

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_{p} и хвосты \rho<\rho_{p} , 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_{p} = \frac{(E_{1} - E_{2})}{S_{\text{г} - \text{т}}} = \sigma_{\text{г} - \text{ж}}(1 - cos\theta)

где cos\theta — косинус краевого угла смачивания;

\sigma_{\text{г} - \text{ж}} — 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

e_{i}(t) = 1 - exp( - \varphi_{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, 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 кинетике 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).

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 ГМК, Гайского ГОКа, 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 ластового 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 [33, 37, 21 - 76].

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 [53, 56, 60, 61].

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 [56, 62 - 64].

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.

В медных сульфидных окисленных рудах с различной степенью окисленности в рудном теле преобладают три основных природных разновидности руд: халькозин-борнитовая, брошантит-малахитовая, халькопирит-пиритовая.

Руды Удоканского месторождения характеризуются преимущественно средней степенью окисления, причем среди окисленных минералов меди преобладают трудноизвлекаемые гидроксил-сульфаты, что является уникальной особенностью. К таким минералам в частности относится брошантит.

Для сульфидных окисленных руд рекомендована комбинированная флотационно-гидрометаллургическая схема переработки: коллективная флотация с последующей гидрометаллургической переработкой коллективного концентрата и флотацией сульфидов.

Схема включает в себя следующие переделы:

• дробление руды;
• стадиальное измельчение руды;
• двухстадиальную коллективную флотацию на промежуточной и конечной крупности измельчения;
• сгущение и фильтрацию коллективного концентрата;
• сгущение хвостов коллективной флотации;
• атмосферное сернокислотное выщелачивание сгущенного концентрата коллективной флотации;
• фильтрацию раствора выщелачивания и экстракцию меди;
• реэкстракцию меди из органической фазы;
• электролиз меди из реэкстракта;
• нейтрализацию кека атмосферного выщелачивания;
• доизмельчение кека атмосферного выщелачивания;
• флотационное обогащение доизмельченного кека атмосферного выщелачивания (основная сульфидная флотация и две перечистки);
• сгущение и фильтрацию концентрата сульфидной флотации;
• сгущение хвостов сульфидной флотации. меди из кека выщелачивания.

Первая коллективная флотация характеризуется извлечением основной части сульфидных минералов меди с высоким качеством и малым выходом (< 5%). Вторая коллективная флотация обеспечивает извлечение труднофлотируемых минералов меди и бедных сростков. Прогнозируемый выход концентрата для обеспечения стабильно высокого извлечения > 15%.

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, 55 - 57, 59, 61 - 74].

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 тонковрапленных 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 диэтилдитиокарбомаилметилфосфоновой 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 - 65, 69 - 74].

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 линосульфратом 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, 56, 62, 65 - 74].

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 рекомендуется 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 [60 - 68, 71 - 75].

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 [56, 60, 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. [56, 60, 62 - 74].

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%) [56, 60, 62 - 74].

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 кореандрового 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 - \text{нитрозо} - \beta - \text{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 [56, 60, 62 - 74].

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), тонко вкрапленные 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 Al2O3:SiO2 = 4:5,6, а предназначенные для производства электрокорунда — не менее 49% — 52% Al2O3 при отношении Al2O3:SiO2 = (6 — 15):1 [56, 60, 62 - 76].

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.

Раздел 3. Текущие уровни потребления ресурсов и эмиссии в окружающую среду

3.1 Текущие уровни потребления топливно-энергетических и материальных ресурсов

Существенное увеличение энергопотребления горнодобывающей промышленностью обусловлено рядом факторов, к которым следует отнести усложнение горно-геологических условий добычи, модернизацию технологий и ужесточение природоохранных требований.

Горнодобывающие предприятия, включая цветную металлургию, используют в своей деятельности электроэнергию, тепловую энергию и энергию от сжигания топливных ресурсов (жидкое топливо, газ).

Общее потребление энергетических ресурсов горнопромышленными и металлургическими предприятиями складывается из энергопотребления технологического оборудования (бурильных установок и станков, погрузочных и погрузочно-транспортных машин, рудничного транспорта, вспомогательного оборудования и др.) и вспомогательного оборудования (насосные, вентиляторные и компрессорные установки, электросиловое оборудования и др.). При этом возможное повышение энергоэффективности данного оборудования достигается путем синхронного совершенствования организации работ и режимов работы энергетического хозяйства, а также за счет совершенствования конструкции горных машин.

К основным технологическим процессам, связанным с использованием электрической энергии принято относить процессы вскрыши и добычи (бурение, отбойка, выемка, транспортировка, разгрузка и складирование полезного ископаемого и пород), обогащения руд цветных металлов (дробление, измельчение, сепарация, сушка и концентрирование), а также вспомогательные процессы (строительство и поддержание инфраструктуры, энергоснабжение, вентиляция, водоотлив и др.).

В соответствии с перечнем поручений Президента от 16.09.2020 г. (Пр-1489, п. 1б-1) [77] при актуализации справочников должны быть установлены целевые показатели ресурсосбережения и энергетической эффективности в целях сокращения потребления природных ресурсов и повышения уровня вовлечения отходов производства и потребления в хозяйственный оборот в качестве дополнительных источников сырья.

Технологические процессы добычи цветных металлов характеризуются значительными уровнями потребления различных видов топливно-энергетических ресурсов (электрическая энергия, различные виды ископаемого топлива) и материальных ресурсов (руда, взрывчатые вещества, различные реагенты, кислород, сжатый воздух, вода и т.д.).

Методические подходы к определению и установлению показателей наилучших доступных технологий» при составлении исходного перечня ресурсов для технологического процесса первичной переработки минерального сырья анализ информации ограничивается подпроцессом «рудоподготовка», т.к. данный подпроцесс является начальным (головным) для всех предприятий добывающим цветные металлы из рудных месторождений, а их доля в общем объеме потребления топливно-энергетических и материальных ресурсов является основной.

Посредством проведения экспертной оценки из исходного перечня топливно-энергетических и материальных ресурсов определяются ключевые топливно-энергетические и материальные ресурсы, характеризующие конкретный технологический процесс.

Таблица 3.1

Перечень технологических процессов и подпроцессов

Показателем энергетической/ресурсной эффективности является количественное значение потребляемого объема ключевого топливно-энергетического/материального ресурса на единицу выпускаемой продукции ОНВОС в целом или технологическим процессом (объектом технологического нормирования).

В качестве ресурса, для которого приводится информация по показателям, определена электрическая энергия.

Данные по удельному потреблению электрической энергии при добыче и обогащении цветных металлов, полученные в результате проведения анкетирования предприятий отрасли, представлены в таблице 3.2.

Таблица 3.2

Удельные показатели энергопотребления при добыче цветных металлов по данным анкет

При подземной добыче руд цветных металлов затраты всех видов ресурсов значительно возрастают с глубиной разработки, что обуславливает существенное увеличение себестоимости горных работ. В этой связи, наиболее затратными статьями в структуре себестоимости добычи руд становятся расходы на процессы управления состоянием массива (закладку выработанного пространства), а также процессы доставки и подъема горной массы на поверхность, на проветривание, водоотлив и освещение. Снижение себестоимости этих процессов возможно за счет применения энерго- и ресурсосберегающих технических и технологических решений; оптимизации режимов работы двигателей основного и вспомогательного оборудования с регулируемой скоростью в условиях значительных изменений нагрузки; комбинирования или сочетания методов сушки, сепарации и концентрирования.

При обогащении руд цветных металлов основным потребителем электроэнергии является процесс рудоподготовки, в частности, дробление и измельчение. При этом затраты на дробление намного меньше, чем на измельчение. Поэтому в практике энергию, затрачиваемую на уменьшение крупности, стремятся перенести на дробление. На одной и той же руде в одинаковых условиях при полу- или самоизмельчении требуется на 10 — 35% энергии больше, чем при измельчении стальными шарами. Вместе с тем, избыточное потребление электроэнергии при самоизмельчении компенсируется экономией расхода стали. Дополнительный расход электроэнергии также вызван поступлением части минерального сырья в цикл измельчения после классификации.

Корректный подбор флотационных реагентов позволяет сэкономить значительное количество электроэнергии, так как при уменьшении времени пребывания пульпы в камерах уменьшается их общий потребляемый объем, а, следовательно, и установочная мощность. Использование флотационных камер большого объема обуславливает уменьшение числа механизмов потребления энергии.

На электропотребление в процессах добычи и обогащения руд цветных металлов также оказывают влияние следующие мероприятия: повышение безопасности и комфортности труда, увеличение глубины и усложнение условий добычи руды, вовлечение в производство ресурсов с низким содержанием ценных компонентов, освоение месторождений в некомфортных для работ условиях, применение инновационных электроемких технологий добычи и обогащения. При этом, уменьшению удельного расхода электроэнергии способствует внедрение эффективных мероприятий по экономии электроэнергии.

Энергоэффективность при добыче и обогащении руд цветных металлов обеспечивается применением технологий ресурсосбережения и энергосбережения, рассмотренных в подразделе 5.5 «НДТ в области энергосбережения и ресурсосбережения» раздела 5 «Наилучшие доступные технологии». К НДТ, обеспечивающим энергоэффективность при добыче и обогащении руд цветных металлов, относятся:

• НДТ 28 Управление системой потребления энергетических ресурсов;
• НДТ 29 Сокращение энергопотребления при добыче;
• НДТ 30 Минимизация потерь полезных ископаемых в недрах;
• НДТ 31 Пересмотр кондиций;
• НДТ 32 Утилизация;
• НДТ 33 Сокращение потерь руд при транспортировке;
• НДТ 34 Сокращение забора воды из природных источников;
• НДТ 35 Производственный контроль.

Затраты на электроэнергию и энергетические ресурсы составляют большую долю расходов горнодобывающих предприятий, особенно при отработке месторождений подземным способом с неоптимальным режимом работы энергосистем.

Основной вклад в повышение энергоэффективности вносит внедрение систем энергетического менеджмента, внедрение перспективных технологий, обеспечивающих оптимизацию соотношения произведенных цветных металлов и энергетических затрат.

3.2 Воздействие на окружающую среду при добыче руд цветных металлов

3.2.1 Воздействие на окружающую среду при добыче цветных металлов из рудных месторождений, а также месторождений известняка и ангидрита

Воздействие на окружающую среду при разработке рудных месторождений открытым способом

Уровень воздействия на окружающую среду при разработке месторождений открытым способом существенно зависит от применяемой техники и технологии ведения горных работ. Ухудшение состояния окружающей среды при ведении открытых горных работ связано с неуклонным увеличением глубины карьеров. Добыча руд в глубоких карьерах создает исключительно сложную экологическую техногенную нагрузку на окружающую среду [79] - [105].

Работа любого горно-металлургического предприятия, ведущего добычу полезных ископаемых открытым способом, сопровождается:

• нарушением почвенного покрова;
• изменением/уничтожением естественных ландшафтов, уничтожением лесной растительности и мест обитания представителей местной фауны;
• поступлением в атмосферный воздух загрязняющих веществ при производстве массовых взрывов в карьере, выполнении погрузочно-разгрузочных и транспортных работ, измельчении добытого минерального сырья при сжигании топлива в промышленных котельных и/или в ДВС электрогенераторов;
• негативным влиянием на гидросферу в связи с изъятием воды из водных объектов для водоснабжения производства и/или при осуществлении водоотлива из горных выработок, сбросом сточных вод, смывом/фильтрацией загрязняющих веществ с площадок размещения отходов добычи и обогащения;
• физическими воздействиями — шумом и вибрацией при эксплуатации техники и ведении буровзрывных работ.

В таблице 3.3 представлены основные этапы и виды работ и эмиссии при открытой разработке коренных (рудных) месторождений.

Таблица 3.3

Основные этапы и виды работ и эмиссии при открытой разработке коренных (рудных) месторождений

Выбросы в атмосферный воздух.

Ориентация технологии открытых горных работ на применение высокопроизводительных буровых, погрузочных, транспортных средств, а также использование при массовых взрывах больших количеств взрывчатых веществ (ВВ) приводят к увеличению выбросов в атмосферный воздух вредных веществ.

Загрязнение атмосферного воздуха газообразными и твердыми (пыль) загрязняющими веществами происходит при буровзрывных, погрузочно-разгрузочных работах; при дроблении руды; а также при пылении породных отвалов, складов готовой, промежуточной продукции и т.д. Хотя масса выбрасываемой в атмосферный воздух пыли существенно отличается по сравнению с массой образующихся вскрышных пород, пылевые выбросы от отдельных процессов на горнодобывающих предприятиях являются достаточно значимыми. Наиболее масштабными по количеству выбрасываемой пыли являются буровзрывные работы.

В таблице 3.4 представлены основные источники и виды загрязнения атмосферного воздуха при производстве открытых горных работ. В районах разработки карьеров при проведении комплекса горных работы атмосферный воздух загрязняется твердыми и газообразными загрязняющими веществами.

Таблица 3.4

Основные источники и виды загрязнения атмосферного воздуха при производстве открытых горных работ

Снижение пылегазовыделений при производстве взрывных работ достигается путем осуществления технологических и инженерно-технических мероприятий. К технологическим мероприятиям относят способы управления действием взрыва:

• взрывание в зажатой среде с шириной буферного слоя в 20 — 30 м, что резко сокращает объем пылегазового облака;
• рассредоточение заряда, что увеличивает полезную часть энергии до 19% — 24%, и способствует уменьшению объема переизмельчения пород за счет сокращения радиуса зоны пластических деформаций.

В целях сокращения выбросов загрязняющих веществ при производстве взрывных работ предусматриваются следующие мероприятия:

• применение взрывчатых веществ с кислородным балансом, близким к нулю;
• орошение подготовленных к взрыву участков и прилегающей к ним зоны и зоны выпадения пыли;
• орошение взорванной горной массы после взрывов;
• применение гидрозабойки — размещения по рядам над устьем скважин полиэтиленовых рукавов диаметром > 900 мм, а также непосредственно внутрь скважины;
• применение устройств подачи рукава в скважину.

С целью снижения выбросов загрязняющих веществ в атмосферу при разработке и эксплуатации карьеров предусматриваются следующие мероприятия:

• предварительное увлажнение горной массы в массиве;
• увлажнение разрыхленной горной массы в развале и на складах — осуществляется в основном с использованием передвижных установок. Увлажнение горной массы с одновременной интенсификацией ее дегазации после взрыва происходит с использованием передвижных вентиляционно-оросительных установок, при этом наряду со снижением пылеобразования эта схема позволяет в 3 — 4 раза сократить время простоя оборудования после проведения массового взрыва. Увлажнение горной массы при перегрузке ее и при погрузке на складах осуществляется с использованием стационарных оросительных установок;
• пылеулавливание на экскаваторах в местах перегрузки горной массы использованием аспирационных систем, состоящих из укрытий и пылеулавливающих установок. Для пылеподавления при работе роторных экскаваторов применяется система пылеотсоса и осаждения пыли с помощью орошения или в специальных пылеосадителях. Пылеподавление при работе экскаваторов, бульдозеров, скреперов, одноковшовых погрузчиков осуществляется орошением горной массы с помощью самоходных гидромониторных установок на базе автомашин с заполненными водой цистернами, обеспечивающих орошение забоев как с верхней, так и с нижней площадок уступов;
• полив автодорог;
• установка на выхлопных трубах работающей техники каталитических нейтрализаторов, обеспечивающих снижение выбросов CO на 86%, углеводородов на 30%, NOx на 50%;
• ежемесячная регулировка двигателей внутреннего сгорания машин и механизмов.

Для полива и орошения чаще всего применяют карьерную (шахтную) воду и пену, а также для пылеподавления применяют неионогенные водные дисперсии акрилового сополимера, образующего на поверхности полимерную пленку. Средство обработки покрытия дорог выбирают в зависимости от времени года и климатических условий.

Карьерные воды

Карьерные воды формируются в основном из подземного водопритока, дренажа поверхностных вод и атмосферных осадков. Карьерные воды загрязнены взвешенными веществами и растворенными химическими веществами, перешедшими в раствор в процессе контактирования воды с рудными минералами, вмещающей породой. Их откачивают на поверхность, и, как правило, размещают в прудах-отстойниках для первичного осветления.

При наличии системы осушения отрабатываемого месторождения с использованием внешних контуров водопонижающих скважин откачиваемые воды обычно не содержат значительных количеств загрязняющих веществ, поэтому с ними обращаются как с условно-чистыми.

Химический состав карьерных вод зависит от природного состава подземных вод и от реакционной способности минералов и вмещающих пород разрабатываемых месторождений. Объем откачиваемых карьерных вод определяется гидрогеологическими и метеорологическими условиями района горных работ.

Сброс карьерных вод без предварительной очистки может приводить к недопустимому загрязнению водных объектов. С целью минимизации объемов сбросов карьерных вод целесообразна организация их максимального использования для компенсации потерь водного баланса предприятия, пылеподавления, орошения автодорог и других пылящих поверхностей.

Карьерные воды перед сбросом в водные объекты, подлежат обязательной очистке в основном от взвешенных веществ и нефтепродуктов, на очистных сооружениях.

Вскрышные породы

Вскрышные породы размещают в отвалы вскрышных пород. Отвалы оказывают негативное воздействие на окружающую среду, заключающееся в изъятии земель для их размещения, выделении пыли при ветровом сносе с поверхностей отвалов, образовании дренажных вод при выпадении атмосферных осадков на отвал.

Воздействие на окружающую среду при разработке месторождений подземным и комбинированным способом

При разработке месторождений подземным способом негативное воздействие на окружающую среду заключается в следующем:

• проходка вскрывающих и подготовительных выработок по пустым породам связана с проблемой транспортирования большого объема породы от забоя на поверхность и складирования ее на поверхности;
• проходка выработок осуществляется, как правило, буровзрывным способом шпуровыми зарядами, что связано с большим выбросом загрязняющих веществ и пыли, которые при проветривании проходческих забоев поступают в атмосферный воздух;
• осушение подземных выработок сопровождается понижением уровня подземных вод с формированием депрессионной воронки, изменением водного баланса территории, влияющего на поверхностные водотоки и водоемы, грунтовые воды и водноболотные угодья, расположенные на водосборной площади. Снижение уровня подземных вод может вызвать также высыхание колодцев и водозаборных скважин;
• добыча минерального сырья (очистные работы) оказывает значительное воздействие на недра за счет изъятия горной массы из недр и нарушения состояния геологической среды, которое проявляется в формировании подземных полостей, в изменении полей напряжений в горном массиве, и как следствие, его структурных характеристик и свойств, в нарушении циркулирующих в недрах водоносных, газовых и других потоков. Происходят провалы, проседания, обвалы, оползни и смещение блоков горных пород, изменения порождают, горные удары и внезапные выбросы, разрушают инженерные сооружения;
• отбойка руды при очистных работах производится взрыванием вееров скважин и сопровождается еще большими, чем при проходческих работах, выбросами загрязняющих веществ и пыли. При применении самоходного оборудования с дизельными двигателями на транспортных и погрузочных работах выделяются выхлопные газы (оксиды азота, углерода, диоксиды серы).

Пыль выделяется также с поверхности породных отвалов и складов минерального сырья. Все это негативно действует на окружающую среду, включая атмосферный воздух, поверхностные и подземные воды, почвенный покров, растительный и животный мир.

В таблице 3.5 представлены основные эмиссии при подземной разработке месторождений. Интенсивное пыле- и газообразование происходит во время следующих процессов: бурение шпуров и скважин; взрывание и погрузка взорванной горной массы; транспортировка, погрузка и перегрузка сырой руды и породы; грохочение, дробление; работа проходческих, добычных и прочих машин и механизмов. Однако, подвергаясь процессу пылеподавления и гидрообеспыливания, и проходя по горным выработкам запыленный воздух почти полностью самоочищается.

Таблица 3.5

Основные эмиссии при подземной разработке месторождений

При разработке рудных месторождений комбинированным способом, как правило, работа ведется последовательно, т.е. сначала применяется открытый способ (карьер), а уже после подземный способ (подземный рудник). Таким образом, для комбинированного способа характерно сочетание воздействия на окружающую среду оказываемое при применении открытого и подземного способов.

Основной фактор влияния на водные объекты — сброс шахтных вод, загрязненных взвешенными частицами и растворенными химическими веществами, а также поверхностный сток с породных и рудных отвалов. Кроме того, в подземных условиях загрязняются дренируемые грунтовые воды, а при откачке шахтной воды образуются депрессионные воронки, радиус которых может достигать значительных размеров.

Устройство оборотных систем водоснабжения, использование шахтных вод для целей пылеподавления и орошения пылящих поверхностей, ликвидация отвалов, сокращение поступления примесей в сточные воды путем совершенствования технологических процессов являются первоочередными задачами комплекса мероприятий, предотвращающими загрязнение водных объектов сточными водами. Все предприятия с подземным способом разработки месторождений обязаны осуществлять очистку сбрасываемых в водные объекты сточных и шахтных вод до уровня, возможного с учетом возможностей имеющихся технологий очистки.

Следует отметить, что разработка рудных месторождений подземным способом требует существенно меньшего отчуждения земель и не вызывает столь значительных нарушений и изменений инфраструктуры и ландшафтов, как открытые горные работы.

Воздействие на окружающую среду при обогащении минерального сырья

Добытое в процессе проведения горных работ минеральное сырье подвергается последующему обогащению с целью извлечения содержащихся в нем цветных металлов.

Обогащение минерального сырья обычно осуществляется на специально построенных фабричных комплексах с применением наиболее пригодных для этого технологий переработки (см. раздел 2).

Работа комплекса, ведущего обогащение минерального сырья, сопровождается техногенным воздействием на элементы окружающей среды:

• загрязнением атмосферного воздуха пылью и газами, выделяющимися на фабриках в процессах обогащения и гидрометаллургической переработки минерального сырья, выделением пыли с рудных складов, хвостохранилищ, других пылящих поверхностей;
• выделением выхлопных газов при работе автомобильного транспорта, выполнении погрузочных и транспортных работ, сжигании топлива в промышленных котельных и/или в ДВС электрогенераторов;
• техногенным влиянием на гидросферу в связи с забором воды из природных водоемов, сбросом в них сточных вод, выпадением загрязненных осадков и пыли из атмосферного воздуха;
• воздействием на земли, почвы, недра и т.п., в том числе из-за образования и размещения твердой фазы хвостов в хвостохранилищах и на полигонах;
• физическими воздействиями — шумом и вибрацией при эксплуатации техники и оборудования, сокращениям площадей местообитаний представителей местной фауны.

В таблице 3.6 представлены основные эмиссии при обогащении минерального сырья на фабричных комплексах по наиболее распространенным технологиям.

Таблица 3.6

Основные эмиссии при первичной переработке минерального сырья на фабричных комплексах

Выбросы в атмосферный воздух

При первичной переработке минерального сырья на фабриках в атмосферный воздух выделяются пыль и химические вещества, переходящие в газовую фазу из технологических растворов. Пыль выделяется на первых стадиях обогащения при транспортировании минерального сырья на операции дробления/грохочения и самих этих операциях при работе с рудой низкой (забойной) влажности.

Для понижения пылевыделения на операциях транспортирования минерального сырья, дробления и грохочения применяется орошение пылящих поверхностей, которое обычно снижает количество выделяемой пыли с высокой эффективностью. Кроме этого, для снижения выделения пыли в местах разгрузки дробленого минерального сырья организуются специальные укрытия. После дробления до заданной крупности руда подается на операцию измельчения, которая происходит в водной среде и выделение пыли прекращается.

Сточные воды

В настоящее время на фабричных комплексах при первичной переработке минерального сырья повсеместно используются системы повторного применения водной фазы в системах полного оборотного водоснабжения без сброса технологических сточных вод в водные объекты. Длительный опыт эксплуатации систем бессточного водоснабжения показал на возможность непрерывной работы предприятий без сброса технологических сточных вод при стабильных показателях извлечения полезных компонентов. Для оптимизации водного баланса предприятия и исключения накапливания излишков технологических растворов применяются организационные и технические мероприятия по минимизации потребления свежей воды, использованию с максимальной полнотой оборотных вод там, где это возможно.

Хвосты обогащения руд цветных металлов

В процессе первичной переработки минерального сырья по фабричным технологиям образуются хвосты обогащения в виде хвостовых пульп. В зависимости от принятых технологических решений хвостовые пульпы либо складируются в наливные и намывные хвостохранилища напрямую, либо подвергаются фильтрации и складируются в виде кеков фильтрации. Вариантом складирования, применяющимся достаточно редко, является размещение в хвостохранилище загущенной пульпы после «пастового» сгущения. При нахождении хвостов в хвостохранилищах возможна эмиссия загрязняющих веществ в подземные воды с дренажами жидкой фазы через ложе гидротехнического сооружения. С учетом технологического процесса и климатических условий может быть предусмотрен сброс сточных вод с хвостохранилищ. При опасности значительного техногенного воздействия на подземные воды, превышающего установленные нормативы, осуществляют строительство системы перехвата дренажей или экранирование ложа с использованием местных водоупорных материалов, и — синтетических геомембран.

Возможны сбросы сточных вод из хвостохранилищ, связанные с климатическими и гидрологическими условиями территории расположения объекта (модуль стока и т.д.). При большой водности, связанной с большим количеством осадков в хвостохранилищах возможно образование избытка дождевых и талых вод, которые необходимо отводить с целью безопасной эксплуатации.

Кроме того, хвостохранилища оказывают техногенное воздействие на окружающую среду, заключающееся в изъятии земель для их размещения, выделении пыли при ветровом сносе с сухих поверхностей.

3.3 Определение маркерных веществ для добычи руд цветных металлов

3.3.1 Определение перечня маркерных веществ, содержащихся в выбросах в атмосферный воздух

Алгоритм определения маркерных веществ для выбросов состоит из нескольких этапов:

1. Составление исходного перечня загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах ОНВОС в установленных границах технологических процессов. Исходный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах ОНВОС в границах технологических процессов, составляется на основе данных из документации в области ООС (инвентаризация, отчет о производственном экологическом контроле и т.д.).

В таблице 3.7 представлен исходный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах. При составлении исходного перечня загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах ОНВОС учитывается, что вещества, образующиеся в процессе сжигания топлива в двигателях внутреннего сгорания различных видов техники (азота оксиды, углерода оксид и серы диоксид) не подлежат технологическому нормированию и не включаются в перечень, т.к. ограничение выбросов таких веществ относится к сфере технического регулирования.

2. Расчет вклада каждого загрязняющего вещества в суммарную приведенную массу общего выброса. Расчет вклада каждого загрязняющего вещества в суммарную приведенную массу общего выброса проводится на основе полученных исходных данных указанных в п. 1 в следующем порядке:

Рассчитываются приведенные массы выброса каждого загрязняющего вещества с учетом его токсичности M_{\text{пр}_{i}} , тонн условного загрязняющего вещества в год (т у.з.в./год), вычисляют по формуле:

M_{\text{пр}_{i}} = \sum M_{i} \cdot \frac{\text{ПДК}_{\text{узв}}}{\text{ПДК}_{\text{зв}_{i}}}

где: \sum M_{i} — сумма масс i-го загрязняющего вещества, выбрасываемая в течение года, всеми источниками рассматриваемого технологического процесса, т/год;

ПДКузв — предельная допустимая концентрация условного загрязняющего вещества, принятая равной 1,0 мг/м3 для выбрасываемых веществ;

\text{ПДК}_{\text{зв}_{i}} — среднесуточная предельно допустимая концентрация i-го выбрасываемого загрязняющего вещества, мг/м3 (ПДКсс) [6].

При отсутствии установленной для конкретного выбрасываемого загрязняющего вещества среднесуточной предельно допустимой концентрации (ПДКсс) для осуществления расчетов допускается применять величину ОБУВ. При отсутствии величины ОБУВ в целях определения вклада выбрасываемого загрязняющего вещества в приведенную массу допускается определять величину ПДКсс по формуле:

ПДКсс = 0,1 x ПДКмр, (2)

где: ПДКмр — максимальная разовая предельно допустимая концентрация выбрасываемого загрязняющего вещества, мг/м3. Рассчитывается вклад конкретного загрязняющего вещества в суммарную приведенную массу выброса рассматриваемого технологического объекта \omega_{i} , %, по формуле:

\omega_{i} = \frac{M_{\text{пр}_{i}}}{\sum_{i}^{n} {}_{= 1}M_{\text{пр}_{i}}} \cdot 100

где: M_{\text{пр}_{i}} — приведенная масса i-го загрязняющего вещества, т у.з.в./год;

n — количество загрязняющих веществ, входящих в общий выброс.

3. Составление промежуточного перечня загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах ОНВОС в установленных границах технологических процессов.

На основании полученных результатов расчетов, проведенных на втором этапе, составляется промежуточный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах.

В промежуточный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах, включаются вещества, накопленная сумма приведенных масс которых образует более 85% от суммарной приведенной массы общего выброса и вклад конкретного вещества составляет не менее 10% от суммарной приведенной массы общего выброса объекта ОНВОС.

4. Анализ промежуточного перечня загрязняющих веществ.

Наименования загрязняющих веществ из полученного на третьем этапе промежуточного перечня сравниваются с наименованиями загрязняющих веществ, указанными в перечне загрязняющих веществ, в отношении которых применяются меры государственного регулирования в области охраны окружающей среды и корректируются в случае выявления различий в наименованиях.

В случае отсутствия загрязняющего вещества в перечне загрязняющих веществ, в отношении которых применяются меры государственного регулирования в области охраны окружающей среды [89] такое загрязняющее вещество исключается из промежуточного перечня загрязняющих веществ, полученного на третьем этапе.

По итогам проведенного анализа составляется скорректированный промежуточный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах ОНВОС.

5. Экспертная оценка промежуточного перечня загрязняющих веществ. Посредством проведения экспертной оценки из полученного на четвертом этапе скорректированного промежуточного перечня загрязняющих веществ, содержащихся в выбросах ОНВОС определяются маркерные вещества, характеризующие конкретный технологический процесс и отвечающие следующим критериям:

• Загрязняющее вещество характерно для рассматриваемого процесса. Характерность вещества определяется его присутствием в сырье, либо образованием при осуществлении основных стадий технологического процесса. Перечень характерных веществ устанавливают с учетом данных технологического регламента производства, проекта нормативов предельно допустимых выбросов, соответствующего информационно-технического справочника по наилучшим доступным технологиям и другой проектной документации строительства и эксплуатации.
• Загрязняющее вещество присутствует в выбросах постоянно. Постоянство присутствия загрязняющих веществ в выбросах устанавливается на основе данных технологического регламента производства, проекта нормативов предельно допустимых выбросов и другой проектной документации строительства и эксплуатации.
• Загрязняющее вещество присутствует в выбросах в значимых количествах.
• Доступность и воспроизводимость метода определения данного загрязняющего вещества до уровня технологического показателя, ПДК водных объектов. Метод (методы) определения концентраций данного вещества должен соответствовать требованиям обеспечения единства измерений.

6. Составление итогового перечня маркерных веществ, содержащихся в выбросах.

На основании проведенных расчетов и экспертной оценки (1 — 5 этапы) формируется необходимый и достаточный итоговый перечень маркерных веществ, содержащихся в выбросах, характеризующих применяемые технологии, особенности технологического процесса и влияние на окружающую среду ОНВОС.

В итоговый перечень маркерных веществ, содержащихся в выбросах в атмосферный воздух для которых устанавливаются технологические показатели выбросов, не включаются высокотоксичные вещества, вещества, обладающие канцерогенными, мутагенными свойствами (веществ I, II класса опасности) при наличии таких веществ в выбросах (таблица 3.7)

Таблица 3.7

Итоговый перечень маркерных веществ, содержащихся в выбросах в атмосферный воздух для которых устанавливаются технологические показатели выбросов

Известняк и ангидрид, добываемые ПАО «ГМК „Норильский никель“, широко используются на предприятиях компании при добыче руд цветных металлов (известняк — в металлургических процессах, при производстве цемента, извести, для удовлетворения технологических потребностей в карбонатном сырье; ангидрид — в качестве компонента закладочной смеси). В этой связи, в данном Справочнике предложены величины для установления показателей выбросов для технологических процессов добычи известняка и ангидрита.»

3.3.2 Определение перечня маркерных веществ, содержащихся в сбросах в водные объекты

Алгоритм определения маркерных веществ для сбросов состоит из нескольких этапов:

1. Составление исходного перечня загрязняющих веществ, содержащихся в сбросах ОНВОС в установленных границах технологических процессов.

Исходный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в сбросах ОНВОС в границах технологических процессов, составляется на основе данных из документации в области ООС (нормативы допустимых сбросов, отчет о производственном экологическом контроле и т.д.).

2. Составление промежуточного перечня загрязняющих веществ, содержащихся в сбросах ОНВОС в установленных границах технологических процессов.

В промежуточный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в сбросах, включаются привнесенные предприятиями загрязняющие вещества в результате осуществления деятельности по добыче: «взвешенные вещества» и «нефтепродукты (нефть, углеводороды нефти)».

Нефтепродукты (нефть, углеводороды нефти) и взвешенные вещества являются привнесенными веществами вследствие использования традиционных методов добычи (применение высокопроизводительной горнотранспортной техники и оборудования в рудниках и в карьерах).

Водородный показатель (pH) является характеристикой кислотно-основных свойств воды. По значению водородного показателя, шахтные, карьерные и дренажные воды делят на нейтральные (pH = 7), кислые (pH < 7) и щелочные (pH > 7).

В промежуточный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в сбросах, не включаются загрязняющие вещества, отвечающие следующим критериям:

• вещество не привносится в окружающую среду предприятием в процессе своей производственной деятельности;
• содержание вещества сточных водах обусловлено горно-геологическими условиями месторождения полезного ископаемого;
• концентрация вещества в сточных водах находится на уровнях, соответствующих фоновым показателям или ПДК для поверхностных водных объектов района расположения месторождения полезного ископаемого.

3. Анализ промежуточного перечня загрязняющих веществ.

Наименования загрязняющих веществ из полученного на втором этапе промежуточного перечня сравниваются с наименованиями загрязняющих веществ, указанными в перечне загрязняющих веществ, в отношении которых применяются меры государственного регулирования в области охраны окружающей среды [78] и корректируются в случае выявления различий в наименованиях.

В случае отсутствия загрязняющего вещества в перечне загрязняющих веществ, в отношении которых применяются меры государственного регулирования в области охраны окружающей среды [78] такое загрязняющее вещество исключается из промежуточного перечня загрязняющих веществ, полученного на втором этапе.

По итогам проведенного анализа составляется скорректированный промежуточный перечень загрязняющих веществ, содержащихся в сбросах ОНВОС.

4. Экспертная оценка промежуточного перечня загрязняющих веществ.

Посредством проведения экспертной оценки из полученного на третьем этапе скорректированного промежуточного перечня загрязняющих веществ, содержащихся в сбросах ОНВОС определяются маркерные вещества, характеризующие конкретный технологический процесс и отвечающие следующим критериям:

• загрязняющее вещество характерно для рассматриваемого процесса. Характерность вещества определяется его присутствием в сырье, либо образованием при осуществлении основных стадий технологического процесса.
• доступность и воспроизводимость метода определения данного загрязняющего вещества. Метод (методы) определения концентраций данного вещества должен соответствовать требованиям обеспечения единства измерений.

5. Составление итогового перечня маркерных веществ, содержащихся в сбросах.

На основании проведенных расчетов и экспертной оценки (1 — 4 этапы) формируется необходимый и достаточный итоговый перечень маркерных веществ, содержащихся в сбросах, характеризующих применяемые технологии, особенности технологического процесса и влияние на окружающую среду ОНВОС.

В итоговый перечень маркерных веществ, содержащихся в сбросах, для которых устанавливаются технологические показатели сбросов, не включаются высокотоксичные вещества, вещества, обладающие канцерогенными, мутагенными свойствами (веществ I, II класса опасности) при наличии таких веществ в сбросах.

В таблицах 3.8 и 3.9 представлены итоговые перечни маркерных веществ, содержащихся в сбросах сточных вод при разработке месторождений и обогащении руд цветных металлов, для которых устанавливаются технологические показатели сбросов.

Таблица 3.8

Итоговый перечень маркерных веществ, содержащихся в сбросах сточных вод при разработке месторождений для которых устанавливаются технологические показатели сбросов

Таблица 3.9

Итоговый перечень маркерных веществ, содержащихся в сбросах сточных вод при обогащении руд цветных металлов, для которых устанавливаются технологические показатели сбросов

Необходимо отметить, что на основании анализа данных, полученных в результате сбора информации, установлены технологические показатели для сбросов загрязняющих веществ горнопромышленными предприятиями, осуществляющими добычу и обогащение руд цветных металлов определенных геолого-промышленных типов руд. Вместе с тем, если предприятием осуществляется добыча и/или обогащение руд цветных металлов иных геолого-промышленных типов (не указанных в ИТС НДТ), необходимо при получении комплексного экологического разрешения ориентироваться на технологические показатели, характерные для геолого-промышленных типов руд, схожих или наиболее близких по составу.

3.3.3 Пылегазовыделение при разработке месторождений открытым способом

Уровень воздействия на окружающую среду при разработке месторождений открытым способом существенно зависит от применяемой техники и технологии ведения горных работ. Ухудшение состояния окружающей среды при ведении открытых горных работ связано с неуклонным увеличением глубины карьеров. Добыча руд в глубоких карьерах создает исключительно сложную экологическую техногенную нагрузку на окружающую среду [79] - [105].

Ориентация технологии открытых горных работ на применение высокопроизводительных буровых, погрузочных, транспортных средств, а также использование при массовых взрывах больших количеств взрывчатых веществ (ВВ) приводят к увеличению выбросов в атмосферный воздух вредных веществ.

В рудных карьерах источники выделения вредностей носят неорганизованный и нестационарный характер. Ими являются: массовые взрывы, производящиеся в пределах размещения технологического оборудования — буровых станков, экскаваторов, дробилок; локальные источники — хвостохранилища, склады, отвалы; пылевыделения с поверхности дорог, железнодорожных вагонов и т.п. Значительным пылевыделением сопровождается транспортировка горной массы в карьерах, особенно велико оно при использовании автомобилей (см. таблицу 3.9.1).

Таблица 3.9.1

Параметры запыленности воздуха при проведении горных работ