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

2.1 Открытая добыча руд цветных металлов

2.1.1 Общие положения

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

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

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

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

Преимущества открытого способа добычи:

- уровень комплексной механизации и автоматизации горных работ обеспечивает большую производительность труда и меньшие затраты на добычу полезного ископаемого;

- более безопасные и комфортные условия труда;

- более полное извлечение полезного ископаемого;

- меньшие удельные капитальные затраты на строительство.

Недостатки открытого способа:

- необходимость выемки значительно превышающих объем руды вскрышных пород, затраты на что составляют основную часть общих затрат;

- необходимость изъятия из пользования значительных площадей земли и изменение ландшафта;

- изменение гидрологической ситуации в районе добычных работ.

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

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

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

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

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

Рисунок 2.1 - Открытая разработка месторождения

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

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

2.1.2 Снятие и складирование почвы

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

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

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

2.1.3 Вскрытие

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

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

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

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

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

Рисунок 2.2 - Вскрытие месторождения

2.1.4 Системы разработки

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Таблица 2.1 - Классификация систем разработки по Е.Ф. Шешко

Класс	Группа	Характерные признаки
I. Бестранспортные	А. Простая	Экскаваторы выполняют все операции по разработке: выемку, перевалку пустой породы во внутренние отвалы
I. Бестранспортные	Б. С кратной перевалкой
II. Транспортно-отвальные	A. С применением консольных отвалообразователей	Выемочно-погрузочные работы производятся многочерпаковыми экскаваторами; удаление пустых пород во внутренние отвалы - консольными отвалообразователями, или транспортно-отвальными мостами, или башенными экскаваторами
	Б. С применением транспортно-отвальных мостов
	B. С применением башенных экскаваторов
III. Специальные		Системы с перевалкой пустых пород кабель-кранами, башенными экскаваторами или с удалением пород средствами гидромеханизации или колесными скреперами
IV. Транспортные	A. С перевозкой породы во внутренние отвалы	Все погрузочные работы производятся экскаваторами, а транспортирование - локомотивами или средствами безрельсового транспорта во внешние или во внутренние отвалы
	Б. С перевозкой породы на внешние отвалы
	B. С перевозкой породы на внешние и во внутренние отвалы
V. Комбинированные	А. С сочетанием I и III классов	Толщу вскрышных пород делят по вертикали на две зоны. Верхнюю разрабатывают экскаваторами с погрузкой породы в думпкары или автомашины, с транспортированием на внешние отвалы. Породы нижней зоны переваливают непосредственно в отвал вскрышными экскаваторами, транспортно-отвальными мостами или консольными отвалообразователями

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

Система разработки	Основные характеристики системы разработки	Условия применения	Характерное забойное и транспортное оборудование
Бестранспортная: без переэкскавации или с переэкскавацией пород на отвалах	Вскрышные породы перемещают во внутренние отвалы непосредственно экскаваторами; возможна переэкскавация пород на отвалах	Пласты горизонтальные или пологие. Их мощность и мощность покрывающих пород ограничена. Наклонные и крутые пласты при мягких вмещающих породах и глубине карьера, позволяющей производить двойную и тройную переэкскавацию пород экскаваторами	Экскаваторы-мехлопаты и драглайны с большими рабочими параметрами; оборудование для транспортирования вскрыши отсутствует
Экскаватор-карьер	Вскрышные и добычные работы производятся одним экскаватором-драглайном попеременно. Вскрыша переваливается в выработанное пространство, полезное ископаемое грузится в передвижной бункер, устанавливаемый на поверхности. Из бункера полезное ископаемое поступает на конвейеры, в автотранспорт или в средства ж/д транспорта	Пласты горизонтальные или пологие ограниченной мощности (до 20-25 м); покрывающие породы мощностью до 25-30 м	Экскаватор-драглайн, передвижной бункер с питателем
Транспортно-отвальная	Вскрышные породы перемещают во внутренние отвалы при помощи передвижных транспортно-отвальных установок (транспортно-отвальных мостов или отвалообразователей)	Пласты горизонтальные или пологие; рыхлые, мягкие покрывающие породы	Многоковшовые цепные или роторные экскаваторы и мехлопаты. Транспортно-отвальные мосты и передвижные консольные отвалообразователи
Специальная	Вскрышные породы удаляют башенными экскаваторами, колесными скреперами, гидромеханизированным способом или кабель-кранами	Пласты горизонтальные или пологие; мягкие, рыхлые покрывающие породы. При применении кабель-кранов - крутые пласты в крепких породах	Башенные экскаваторы, колесные скреперы, транспортное оборудование отсутствует; гидромониторы и землесосные установки, кабель-краны
Транспортная	Вскрышные породы средствами колесного транспорта перемещают во внутренние или внешние отвалы	Любая форма месторождения и любая крепость пород	Экскаваторы; рельсовый или автомобильный транспорт
Комбинированная	Вскрышные породы верхних уступов средствами транспорта вывозят во внешние или внутренние отвалы; породы нижних уступов перемещают во внутренние отвалы экскаваторами или транспортно-отвальными установками; возможны другие сочетания систем	Пласты горизонтальные или пологие ограниченной мощности; покрывающие породы мягкие, рыхлые или не выше средней крепости	Экскаваторы для верхних уступов и экскаваторы с удлиненными рабочими параметрами для нижних уступов; рельсовый или автомобильный транспорт, транспортно-отвальные установки

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

Индекс группы	Группа систем	Подгруппа	Система разработки
С	Сплошные	Продольные (СД) Поперечные (СП) Веерные (СВ) Кольцевые (СК)	Однобортовая (СДО)
			Двухбортовая (СДД)
			Однобортовая (СПО)
			Двухбортовая (СПД)
			Центральная (СВЦ)
			Рассредоточенная (СВР)
			Центральная (СКЦ)
			Периферийная (СКП)
У	Углубочные	Продольные (УП) Поперечные (УП) Веерные (УВ) Кольцевые (УК)	Однобортовая (УДО)
			Двухбортовая (УДД)
			Однобортовая (УПО)
			Двухбортовая (УПД)
			Рассредоточенная (УВР)
			Центральная (УКЦ)
УС	Смешанные (углубочно-сплошные)	То же, в различных сочетаниях

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

Таблица 2.4 - Классификация систем разработки по К.Н. Трубецкому

Индекс группы	Группа систем	Индекс подгруппы	Подгруппа	Индекс системы	Система разработки
С	Сплошные (с постоянным положением рабочей зоны)	СД	Сплошные продольные	СДО	Сплошная продольная однобортовая
		СД	Сплошные продольные	СДД	Сплошная продольная двухбортовая
		СП	Сплошные поперечные	СПО	Сплошная поперечная однобортовая
		СП	Сплошные поперечные	СПД	Сплошная поперечная двухбортовая
		СВ	Сплошные веерные	СВЦ	Сплошная веерная центральная
		СВ	Сплошные веерные	СВР	Сплошная веерная рассредоточенная
		СК	Сплошные кольцевые	СКЦ	Сплошная кольцевая центральная
		СК	Сплошные кольцевые	СКП	Сплошная кольцевая периферийная
У	Углубочные (с переменным положением рабочей зоны)	УД	Углубочные продольные	УДО	Углубочная продольная однобортовая
		УД	Углубочные продольные	УДД	Углубочная продольная двухбортовая
		УП	Углубочные поперечные	УПО	Углубочная поперечная однобортовая
		УП	Углубочные поперечные	УПД	Углубочная поперечная двухбортовая
		УВ	Углубочные веерные	УВР	Углубочная веерная рассредоточенная
		УК	Углубочные кольцевые	УКЦ	Углубочная кольцевая
УС	Смешанные (углубочно-сплошные)	-	Те же в различных сочетаниях

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

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

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

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

Рисунок 2.5 - Карьерные отвалы

Не отвечающие требованиям кондиций руды укладываются в отдельные отвалы.

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

2.2 Подземная добыча руд цветных металлов

2.2.1 Общие сведения

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

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

Основные горные выработки:

- шахтные стволы, квершлаги и штольни, открывающие доступ ко всему месторождению или его части и обеспечивающие возможность проведения подготовительных выработок и очистной выемки в запланированных объемах;

- штреки, квершлаги, уклоны, бремсберги, восстающие, орты, которыми вскрытая часть месторождения разделяется на обособленные выемочные участки, предусмотренные принятым способом подготовки и системой разработки;

- подэтажные и слоевые выработки, выработки буровые, погрузочно-доставочные, подсечки, вентиляционные, отрезные восстающие, лавы и другие забойные выработки, обеспечивающие выемку полезных ископаемых.

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

2.2.2 Вскрытие

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

Рисунок 2.6 - Схема вскрытия месторождения

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

2.2.3 Системы разработки

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

Таблица 2.5 - Классификация систем разработки по академику М.И. Агошкову

Индекс	Классы систем	Группа систем
I	С открытым очистным пространством	Почвоуступные Потолкоуступные Со сплошной выемкой Камерно-столбовые С подэтажной выемкой С этажно-камерной выемкой
II	С магазинированием руды в очистном пространстве	Со шпуровой отбойкой из магазина Со шпуровой отбойкой из специальных выработок С отбойкой глубокими скважинами
III	С закладкой очистного пространства	Системы разработки горизонтальными слоями с закладкой Система разработки наклонными слоями с закладкой Потолкоуступные с закладкой Сплошные с закладкой Системы разработки полосами с закладкой
IV	С креплением очистного пространства	С усиленной распорной и станковой крепью С каменной и комбинированной крепью
V	С креплением и закладкой очистного пространства	Системы разработки горизонтальными слоями и уступами с креплением и закладкой Системы разработки вертикальными прирезками и короткими блоками со станковой крепью и закладкой Сплошные с креплением и закладкой
VI	С обрушением вмещающих пород	Слоевого обрушения Щитовые Столбовые с обрушением кровли
VII	С обрушением руды и вмещающих пород	Слоевого обрушения Щитовые Столбовые с обрушением кровли
VIII	Комбинированные	Комбинированные с выемкой камер и открытым очистным пространством Комбинированные с выемкой камер и магазинированием руды Комбинированные с выемкой камер и закладкой

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

Классы	Группы	Варианты
С изоляцией пустот	Перемычками	Деревянными, бетонными
С изоляцией пустот	Породными завалами	Отбойкой кровли и боковых пород с подачей материала извне
С обрушением пород	Принудительное обрушение	Вместе с рудой В открытую камеру
С обрушением пород	Управляемое обрушение	Вместе с рудой В открытую камеру
С закладкой	Твердеющими смесями	Слоевые системы Камерные системы
С закладкой	Сыпучими материалами	Гидравлическая Сухая
Комбинированные способы	Перепуск пород извне	Вместе с рудой В открытую камеру
	Хвостами подземного выщелачивания	Без разделения на этажи С разделением на этажи С разделением целиками из закладки
	Сочетание способов изоляции и закладки твердеющими смесями	Пустоты в искусственных массивах
	Сочетание способов с закладкой и хвостами ПВ	Без разделения по восстанию С разделением искусственными массивами

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

2.2.4 Скважинные технологии добычи руд

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

Рисунок 2.9 - Комбинирование традиционных технологий и технологий с выщелачиванием металлов

2.2.5 Отбойка и дробление руд

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Рисунок 2.10 - Установка для бурения скважин

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

Рисунок 2.11 - Бурение шпуров

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

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

Промышленные ВВ для подземных горных работ: аммиачно-селитренные гранулированные, порошкообразные и эмульсионные ВВ. В гигроскопичные ВВ для придания водоустойчивости вводят специальные добавки. ВВ на основе водоустойчивой аммиачной селитры имеют марку ЖВ: аммониты N 6 ЖВ, а также тротил и др.

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

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

2.2.6 Доставка

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

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

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

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

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

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

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

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

2.2.7 Выпуск руды

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

Рисунок 2.12 - Выпуск руды из блока

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

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

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

Рисунок 2.13 - Погрузочно-доставочная машина

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

2.2.8 Поддержание выработанного пространства

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

2.2.9 Транспорт и подъем

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

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

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

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

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

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

Подъем руды на поверхность осуществляют автомобильным транспортом при углах наклона горных выработок до 110.

2.2.10 Шахтный водоотлив

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

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

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

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

2.2.11 Рудничная вентиляция

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

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

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

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

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

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

2.2.12 Обращение с пустыми породами

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

Рисунок 2.14 - Складирование пород в отвале

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

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

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

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

2.3 Обогащение руд цветных металлов

2.3.1 Подготовительные процессы

2.3.1.1 Дробление руд

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

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

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

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

Таблица 2.7 - Содержание металлов в рудах и содержание металлов, требуемое для металлургического передела

Наименование металла	Содержание в руде, %	Требуется для металлургии, %
Свинец	2-4	50-60
Цинк	3-5	50-60
Медь	0,7-1,5	20-30
Олово	0,3-1,0	60-70
Молибден	0,1-0,5	50-60

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

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

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

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

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

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

Рисунок 2.16 - Накопление руд

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

Рисунок 2.17 - Типы питателей в зависимости от крупности материала

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

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

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

Традиционно экология рудообогатительных фабрик имеет плохую репутацию.

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

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

Рисунок 2.18 - Результаты хозяйственной деятельности

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

Рисунок 2.19 - Уровни систем при обогащении руд

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

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

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

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

2.3.1.2 Измельчение руд

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

Рисунок 2.20 - Методы измельчения

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

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

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

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

Рисунок 2.22 - Стоимость измельчения - типичные затраты

2.3.1.3 Классификация материалов

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

Цель классификации:

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

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

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

В практике обогащения полезных ископаемых существуют два доминирующих метода классификации:

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

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

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

Рисунок 2.23 - Движение просеивающей среды

Просеивание с сегрегацией

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

Просеивание за счет свободного падения

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

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

- мокрая классификация при помощи гидроциклонов, в которых используется разделение за счет центробежной силы и которые охватывают диапазон крупности 10-100 микрон (типичный);

- мокрая классификация при помощи спиральных классификаторов, в которых используется разделение за счет силы тяжести и которые охватывают диапазон крупности 100-1000 микрон (типичный);

- сухая классификация, в которой используется разделение за счет центробежной силы и которая охватывает диапазон 5-150 микрон (типичный).

2.3.2 Основные методы обогащения руд

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

Таблица 2.8 - Физические свойства минеральных частиц и сростков, используемые для сепарации при обогащении

N п/п		Физическое свойство	Обогатительные процессы, в которых свойство используется как главное
1		Крупность l, мм	Грохочение, классификация (в некоторых аппаратах влияет еще и плотность)
2		Плотность , г/см³, т/м³	Гравитационные методы - отсадка, тяжелосредная сепарация, шлюзы, струйные желоба, винтовые сепараторы (в ряде аппаратов оказывает влияние крупность)
3		Магнитная восприимчивость Х, см³/г	Магнитная сепарация
4		Флотируемость k, м/с	Флотация
5	Удельная электропроводность частиц ,		Электрическая сепарация
6	Удельный электрический заряд (наведенный) q, Кл/см³		Электрическая сепарация
7	Светимость, отражательная способность, излучательная способность и т.п. , различные единицы		Радиометрическая сепарация - фотометрические, рентгенолюминесцентные и другие сепараторы
8	Растворимость р, различные единицы		Выщелачивание

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

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

Рисунок 2.24 - Основные методы обогащения

2.3.2.1 Разделение по крупности

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

2.3.2.2 Гравитационные методы обогащения

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

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

2.3.2.3 Магнитные методы обогащения

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

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

Рисунок 2.25 - Методы обогащения (сепарации) минералов

2.3.2.4 Флотационные методы обогащения

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

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

2.3.2.5 Электрические методы обогащения

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

2.3.2.6 Специальные методы подготовки и обогащения

К специальным методам обогащения относят:

- усреднение руд;

- рудосортировку радиометрическими методами;

- избирательное дробление, измельчение, истирание и специальные методы раскрытия минералов;

- обжиг руд;

- обогащение по трению, форме и упругости, обогащение на жировых поверхностях;

- комбинированные процессы - флотогравитацию, магнитогидродинамическую, магнитогидростатическую и магнитогравиметрическую сепарацию.

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

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

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

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

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

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

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

Таблица 2.9 - Обогатимость минералов разной крупности

N п/п	Размер включений минералов	Рекомендуемый метод обогащения
1	Руды с весьма крупными включениями - (200-20) мм	Обогащение по крупности, сухая магнитная сепарация, промывка
2	Руды с крупными включениями - (20-2) мм	Отсадка, концентрация в тяжелых суспензиях, мокрая магнитная сепарация
3	Руды с мелкими включениями - (2-0,2) мм	Концентрация на столах, мокрая магнитная сепарация, электростатическое обогащение
4	Руды с тонкими включениями - (0,2-0,02) мм	Флотация, иногда гравитационные методы
5	Руды с субмикроскопическими включениями (менее 0,002 мм)	Не обогащаются

2.3.3 Химические процессы в комбинированных схемах обогащения

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

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

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

Рисунок 2.26 - Схема кучного выщелачивания

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

Рисунок 2.27 - Схема выщелачивания перемешиванием

2.3.4 Вспомогательные процессы

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

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

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

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

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

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

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

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

Пыль представляет известную опасность в санитарном и пожарном отношении.

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

Методы улавливания пыли:

- осаждение пыли под действием собственного веса в пылеосадительных камерах;

- осаждение пыли под действием центробежной силы в циклонах или мультициклонах;

- фильтрация газа через фильтрующую перегородку (например, рукавные фильтры);

- промывка газа в скрубберах и центробежных пылеуловителях-дезинтеграторах;

- электростатическое улавливание пыли в пространстве между электродами под действием коронного (ионного) разряда.

Обеспыливание применяется для отделения пыли от кускового материала.

2.3.5 Аппараты для обогащения руд цветных металлов

2.3.5.1 Аппараты гравитационного обогащения

Классификацию аппаратов гравитационного обогащения, разделяющих частицы по плотности , 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 - чем ближе она к идеальной , тем лучше аппарат. Сепарационная характеристика зависит от суммы сил , 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 , среднестатистической архимедовой , градиентной и сопротивления , например отсадочная машина с естественной постелью;

2) аппараты с искусственной разделяющей средой постоянной плотности с силами , , , например отсадочная машина с искусственной постелью;

3) аппараты с неестественными условиями движения частиц - вместо сил градиентной = 0 и сопротивления = 0 появляется сила Стокса , например разделение в жидкости (тяжелой) при малой производительности.

На рисунке 2.28, а показано изменение концентрации С(х, t) тяжелого минерала смеси в пространстве - x_m< х < + x_mи во времени 0 < t < l/u. В начальный момент t = t₀= l/u = 0 концентрация C_iявляется некоторой функцией х, т.е. C_i(х, t₀); на рисунке взято C_i(х, t₀) = C_{i исх}= const в предположении, что исходный материал идеально перемешан. Дальнейшее изменение концентрации при t > t₀ показано поверхностью C_i(х, t₀).

Рисунок 2.28 - Ход гравитационной сепарации в пространстве и во времени

В конце зоны при t = l/u расслоившаяся смесь разделяется в точке х = х_p= 0. Часть тяжелого компонента, попавшая в область 0 < х < x_m, отводится в тяжелый продукт, а часть, попавшая в область - x_m< x < 0, - в легкий. Аналогичная картина на рисунке 2.28, б: показывает изменение концентрации легкой фракции y(, x, t) .

Сепарационные характеристики аппаратов приближаются к идеальным по мере уменьшения роли "вредных" сил - градиентной , а также по мере перехода от стесненных к неестественным условиям в зоне, что связано с уменьшением производительности.

2.3.5.2 Аппараты для разделения частиц по крупности

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

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

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

2.3.5.3 Аппараты для разделения частиц по крупности и плотности

Типичной моделью, отражающей многие процессы разделения по крупности (классификации) и плотности в поле земного тяготения, является гравитационно-классифицирующий столбик (см. рисунок 2.29). Он моделирует: механические спиральные и реечные классификаторы, гидравлические классификаторы, суспензионные сепараторы, сгустители. Жидкость (среда) в столбике движется вверх. Если наряду с жидкостью подавать материал в зону в точке х = х₀, 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 х находится в середине зоны, тогда верх зоны обозначим х = -x_m, а низ - x = x_m.

В промышленных условиях главный режим сепарации - ламинарный для случая, когда исходный материал состоит из частиц разной плотности ( = var) и разной крупности (l = var). В верхний продукт уходят частицы, для которых и l удовлетворяют соотношению , а в нижний - соотношению .

Граница разделения на слив и пески описывается равенством (см. рисунок 2.30) u(, l) = 0 или .

А и В - тонущие и всплывающие частицы

Рисунок 2.30 - График, характеризующий граничные свойства частиц

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

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

Минеральные зерна, имеющие разные размеры и плотность, но обладающие одинаковой конечной скоростью падения в воде или в воздухе, называются равнопадающими. Отношение диаметра частицы легкого минерала l₁ к диаметру частицы тяжелого минерала l₂, имеющей ту же скорость падения, называется коэффициентом равнопадаемости. Коэффициент равнопадаемости показывает, во сколько раз частица легкого минерала больше частицы тяжелого минерала, имеющей ту же скорость падения: .

2.3.5.4 Аппараты магнитной сепарации

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

Сепараторы со слабым полем применяются для сепарации сильномагнитных руд, содержащих ферромагнитные минералы. Сепараторы с сильным полем применяют для сепарации парамагнитных минералов, магнитная восприимчивость которых Х 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 Х, а также по плотности .

Для роликового или барабанного сепаратора (см. рисунок 2.31) при нестесненных условиях движения частиц в рабочей зоне главными силами в уравнении баланса сил являются магнитная F_м= Х H grad H и центробежная .

Рисунок 2.31 - Роликовый магнитный сепаратор с замкнутой магнитной системой

Баланс сил

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 х_г, 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 а и центробежные а_ц. В горизонтальном направлении разделительного переноса действуют только две силы - магнитная и центробежная: аХ и (где а_ц = const).

В модели с монослоем частицы, для которых (aХ - ) > 0, прижимаются к барабану и уходят в магнитный продукт, а частицы, для которых (aХ - ) < 0, - в немагнитный продукт. Соотношение (aХ - ) = 0 характеризует "демаркационную" граничную линию. Она разрезает функцию y_исх(, Х) аналогично тому, как в классифицирующем столбике граничная линия разрезает функцию y_исх(l, ).

2.3.5.5 Аппараты электрической сепарации

Схемы распространенных электрических сепараторов показаны на рисунке 2.33. В коронных сепараторах (см. рисунок 2.33, а) частицы заряжаются ионизацией и далее разделяются под действием сил Кулона и зеркального отражения; в проводящую фракцию выделяются сульфиды, арсениды и другие минералы, а также золото, серебро с удельной проводимостью > 1 См/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 < 0,1 См/м отделяются от минералов-проводников. В комбинированных коронно-электростатических сепараторах в проводниковую фракцию выделяются минералы с > 10⁶ См/м.

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

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

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

При разделении смесей в электрическом поле может быть использована сила Кулона, действующая на электрически заряженные частицы (), и сила, действующая на поляризованный диэлектрик ( ). В стесненных условиях обогащения добавляются силы сопротивления и градиентная .

Помимо физических свойств q и Х_е, на процесс электрической сепарации влияет плотность частиц , так как во многих конструкциях сепараторов действуют силы гравитации и центробежные.

Затрудняющее обстоятельство связано с тем, что физические свойства q и Х_е (особенно заряд q) частицы приобретают в рабочем пространстве аппарата. Они не так тесно связаны с веществом частиц, как, например, плотность . При контакте частиц с заземленным барабаном на заряд частиц дополнительно влияет их электропроводность. Это не позволяет так легко охарактеризовать фракционный состав смеси функцией вида y(q), как функцией y() при отсадке, но примеры измерения y(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 Х_е). Второй процесс - это движение частицы с приобретенными признаками Х_е, q и в силовом поле Е и g. Электрическое поле Е создается с помощью источника U_o 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 Х_е, 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 Х_е, q и движется под действием силовых полей Е, E(dE/dх), g, а_ц: qE - электрическая кулоновская сила; - электрическая пондеромоторная сила; g - сила гравитации; - центробежная сила инерции.

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

2.3.5.6 Аппараты флотационной сепарации

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

Подобно гравитационным аппаратам, разделяющим частицы сырья по плотности на концентрат > и хвосты <, флотационные машины разделяют частицы сырья по их флотируемости k на концентрат k > k_p и хвосты k < k_p. Во всех типах флотационных машин (механических, пневмомеханических, пневматических, колонных и др.) сепарация происходит прежде всего на границе раздела пузырьки - пульпа.

Рисунок 2.35 - Флотационные ячейки чанового и колонного типа

Флотируемость частицы можно оценить изменением поверхностной энергии (Е₁- Е₂) до и после прилипания к пузырьку, отнесенным к единице образованной поверхности газ-твердое S_г-т:

где cos - косинус краевого угла смачивания;

- 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

где = const - флотируемость узкой i-й флотационной фракции, с^-1.

Мера 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 на два сомножителя k и S позволяет учесть влияние S на скорость флотации и исключить зависимость прежней флотируемости частиц от степени аэрации. Флотируемость k_i (или ) узкой фракции [k_i, k_i+ dk] может быть найдена по кривой кинетики флотации ее (без смеси с другими фракциями).

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

2.3.5.7 Аппараты для обезвоживания

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

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

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.

Рисунок 2.36 - Принципиальная схема фильтровальной камеры пресс-фильтра

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

Таблица 2.10 - Показатели фильтрования флотационных концентратов

Наименование обезвоживаемого концентрата	Влажность кека, %	Скорость фильтрации, по сухому продукту
Медный	5-8	140-900
Кобальтовый	7-8	200-600
Никелевый	5-7	250-800
Цинковый	4,7-8	200-1150
Свинцовый	6,5-9	300-900
Оловянный	4,5-8	450-650
Магнетитовый	7,5-10,5	200-400
Апатитовый	6-10	400-550
Кальцитовый	5,5-9	200-450
Тальковый	7,9-14	250-400

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.

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.

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

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.

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.

Рисунок 2.38 - Принципиальная схема пастового сгущения хвостов

2.4 Технология обогащения руд цветных металлов

2.4.1 Процессы рудоподготовки

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

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

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

2.4.2 Медные сульфидные руды

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

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

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

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

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

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

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

- последовательная селективная флотация минералов меди и пирита;

- коллективная медно-пиритная флотация с последующей флотацией меди из коллективного концентрата;

- полуколлективная флотация при подавлении части пирита в коллективном цикле, части пирита - при разделении медно-пиритного концентрата (при флотации меди).

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

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

2.4.3 Медные окисленные руды

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

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

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

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

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

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

2.4.4 Медно-цинково-пиритные руды

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

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

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

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

Неактивированный сфалерит характеризуется пониженной флотоактивностью.

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

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

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

2Fe²⁺ + SO₂ + O₂ = 2Fe³⁺ + SO₄^2-,

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 Сu: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], [59], [66]-[71].

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

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

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

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

При селективной флотации возможно подавление пентландита и пирротина 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 ценообразования (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; серно-сульфидная 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 - метелизобутилкарбинол. Кобальт в небольшом количестве может присутствовать в свинцовых рудах (содержание около 0,008 %); рекомендуется извлекать из хвостов свинцового цикла при pH 10,5-11, используя амины (первичные, вторичные) и аполярные масла (извлечение кобальта 50 % - 65 %).

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

Активатор минералов кобальта - медный купорос и серная кислота.

2.4.7 Медно-свинцово-цинково-пиритные руды

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

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

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

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

При наличии в полиметаллических рудах окисленных минералов свинца их флотируют ксантогенатами после предварительной сульфидизации сернистым натрием.

По технологической сложности медно-свинцово-цинковые руды как объект флотационного обогащения условно классифицируют на три типа:

- сульфидные руды, содержащие халькопирит, галенит и сфалерит;

- сульфидные руды, содержащие различные медные минералы, галенит и сфалерит;

- руды, подвергнувшиеся изменению и окислению с поверхности.

Селективное обогащение руд усложняется, если в них присутствуют пирит, марказит и марматит или отмечается тонкое взаимопрорастание минералов. При флотации полиметаллических руд широко применяют спиртовые аэрофлоты (преимущественно в цинковом цикле флотации) - этиловый, бутиловый, 208 и 238. Средний расход спиртовых аэрофлотов 15-60 г/т. Из фенольных аэрофлотов относительно распространены аэрофлоты 242 и 31 (средний расход 20-60 г/т).

В промышленности применяют три разновидности технологических схем переработки медно-свинцово-цинково-пиритных руд.

1) Последовательная селективная флотация минералов меди, свинца, цинка и железа из полиметаллической руды (схема не получила широкого распространения в практике флотации).

При переработке по схеме прямой селективной флотации тонковкрапленных руд с высоким (до 20 %) содержанием пирита вначале проводят при pH 6,5 медную флотацию после добавления SO₂ или сернистой кислоты (основная дозировка в измельчение) для активации халькопирита (рекомендуется также введение в пульпу метабисульфита натрия), затем флотируют галенит с добавлением цианида (250 г/т) и извести (150 г/т) для поддержания сфалерита и пирита в депрессированном состоянии. В качестве собирателя в медном цикле применяют Аэро-404 или этиловый ксантогенат и содовый аэрофлот, в свинцовом цикле - этиловый или вторичный бутиловый ксантогенат при малых расходах. Хвосты свинцового цикла сгущают и обрабатывают медным купоросом (800 г/т) при подогреве, затем этиловым ксантогенатом в сочетании с амиловым (в цинковом цикле добавляют также содовый аэрофлот или вторичный бутиловый ксантогенат) последовательно флотируют сфалерит и пирит, используя в цинковом цикле в качестве реагентов-регуляторов известь (450 г/т), соду (200 г/т) и КМЦ (последнюю рекомендуется дозировать также в медный и свинцовый циклы флотации).

При недостаточно эффективном отделении флотацией галенита от пирита и сфалерита рекомендуются подогрев пульпы до 85 °C (например, с помощью пара) и обратная флотация свинцового концентрата без добавления реагентов с выделением хвостов основной флотации в виде свинцового концентрата. Пенный продукт основной флотации дважды перечищается с применением КМЦ, SO₂ и метабисульфита натрия. Медьсодержащий концентрат перечисток рекомендуется направлять в медный цикл, свинецсодержащие хвосты - на контрольную свинцовую флотацию.

2) Коллективная флотация всех сульфидов с последующим разделением коллективного концентрата. При наличии в руде сфалерита с различной флотоактивностью возможна дофлотация из хвостов коллективного цикла цинковых минералов и пирита.

Коллективный медно-свинцово-цинково-пиритный концентрат разделяют различными способами:

а) из коллективного концентрата (после операции десорбции сернистым натрием и отмывки) с использованием цианида (80 г/т) и цинкового купороса (400 г/т) как подавителей сфалерита и пирита проводят медно-свинцовую флотацию, из хвостов последней извлекают вначале минералы цинка, затем - железа; медно-свинцовый концентрат также разделяют. Для сокращения расхода сернистого натрия в операции десорбции рекомендуется подогрев пульпы до 40 °C - 50 °C;

б) коллективный концентрат разделяют с помощью цианида и цинкового купороса на медно-свинцовый и цинково-пиритный концентраты, которые далее разделяют;

в) из коллективного концентрата последовательно флотируют минералы меди и цинка (хвосты цикла разделения - свинцовый концентрат); медный концентрат обессвинцовывают. В качестве подавителя сульфидов в медном цикле применяют только известь (12,5 кг/т концентрата), собиратель-изопропиловый ксантогенат (50 г/т концентрата); в цинковом цикле галенит депрессируют бихроматом натрия (900 г/т концентрата) и реагентом 610 (35 г/т концентрата); собиратель - изопропиловый ксантогенат (45 г/т концентрата);

г) из коллективного концентрата, сфлотированного в сернокислой среде при pH 5,5, последовательно извлекают: при pH 6,3 - халькопирит и теннантит (галенит подавляют декстрином, сфалерит - цинковым купоросом и сернистым газом), при pH 8,5-9 - галенит (сфалерит подавляют цианидом и цинковым купоросом), при pH 11-11,5 - сфалерит; последним флотируют при pH 2-3 пирит.

3) Коллективная флотация минералов меди и свинца из исходной руды при подавлении сфалерита и пирита с последующим разделением медно-свинцового концентрата; из хвостов медно-свинцового цикла извлекают сфалерит, иногда пирит. По такой схеме работает большинство полиметаллических фабрик.

Коллективную медно-свинцовую флотацию проводят при pH 7,5-9,5 с применением в качестве собирателей различных ксантогенатов, аэрофлотов 31 и 242, Аэро-404 (меркаптобензотиазол), тиокарбанилида, тионокарбаматов и дитиофосфинатов; часто используют сочетания собирателей. Пенообразователи медно-свинцового цикла - крезол, синтетические реагенты (циклогексанол, Аэрофрос), Т-80 и др.

Из регуляторов среды наиболее часто применяют соду (100-300 г/т). При наличии сфалерита и пирита с низкой флотоактивностью рекомендуется ввести в процесс немного извести и флотировать медные и свинцовые минералы при низком расходе слабых собирателей. Перечистка коллективного медно-свинцового концентрата в открытом цикле повышает извлечение меди и свинца в концентрат.

Подавители минералов цинка и пирита - цианид (2-100 г/т) и цинковый купорос (100-1300 г/т). Присутствие в пульпе тиосульфатных ионов усиливает депрессирующее действие цианидов на сфалерит и сульфиды железа, в 15-20 раз сокращает расход цианидов (до 2-10 г/т). Ксантогенатную медно-свинцовую флотацию в этом случае рекомендуется проводить при pH 7,2-10 с дозировкой тиосульфата натрия 100-1000 г/т, сульфата цинка 100-300 г/т и максимально 15 г/т цианидов.

Для некоторых руд (содержание меди 0,3 %, свинца 3,2 %, цинка 4,5 %, крупность измельчения 57 % - 44 мкм) эффективна бесцианидная технология подавления цинковых минералов с применением SO₂ и крахмала; медно-свинцовую флотацию проводят при pH 7,2 с применением дитиофосфинатов.

Улучшение флотационных свойств минералов меди и свинца с одновременным подавлением цинковых минералов достигается использованием в коллективной медно-свинцовой флотации тиомочевины в сочетании с сернистым газом или сульфитом. Рекомендуется последовательная обработка пульпы: вначале SO₂ или сульфитом, затем тиомочевиной при малых расходах.

При переработке труднообогатимых полиметаллических руд для облегчения разделения медно-свинцовых концентратов целесообразна селективная флотация из исходной руды вторичных сульфидов меди (халькозин, борнит) в содовой среде при pH 9,5-10 без собирателя в присутствии тиомочевины. Выделяемый затем коллективный концентрат представлен преимущественно халькопиритом и галенитом.

Выбор метода разделения медно-свинцового концентрата зависит в первую очередь от вещественного состава концентрата.

Цианид натрия - эффективный подавитель халькопирита и теннантита - для подавления халькозина и ковеллина неприменим. Сульфит натрия в сочетании с железным купоросом используется для подавления галенита, если медь представлена халькопиритом; присутствие вторичных минералов меди (борнит и халькозин) нарушает разделение. Сернистая кислота в комбинации с бихроматом или крахмалом подавляет флотацию галенита в основном при наличии в руде халькопирита, в меньшей степени - халькозина.

Сернистый газ практически не влияет на флотацию сульфидов меди (халькопирит, халькозин, борнит) и существенно влияет на флотацию галенита, сфалерита и пирита. Сфалерит, активированный ионами меди, депрессируется SO₂ в присутствии ионов цинка или кальция. Пирит и затронутый окислением галенит подавляются одним SO₂. Селективность флотации при использовании SO₂ регулируется температурой пульпы; при разделении коллективного концентрата, содержащего галенит и халькопирит, галенит селективно депрессируется кондиционированием пульпы при 70 °C.

Цинковые минералы, содержащиеся в медно-свинцовом концентрате, при цианистом разделении переходят в медный концентрат, при сернистокислом или сульфитном - в свинцовый. В случае повышенного содержания цинка в медно-свинцовом концентрате может возникнуть необходимость в применении операции обесцинкования соответствующего концентрата (влияет на выбор способа разделения медно-свинцового концентрата). Рекомендуемый режим обесцинкования черновых свинцовых концентратов (хвостов медного цикла): обработка пульпы при подогреве до 20 °C - 25 °C медным купоросом (0,7 кг/т концентрата) и флотация цинка с одной перечисткой; реагенты; в основную флотацию - бутиловый ксантогенат (90 г/т концентрата) и бутиловый аэрофлот, в перечистку - известь (до pH 11-12). Свинцово-цинковый промпродукт рекомендуется обрабатывать сернистым натрием и активированным углем и возвращать в сгуститель коллективного медно-свинцово-цинково-пиритного концентрата (отмывка реагентов).

Практически при выборе метода разделения руководствуются соотношением содержаний меди и свинца в руде (и концентрате). Рекомендуется флотировать минерал, находящийся в меньшем количестве в руде (для медно-свинцово-цинковых руд - обычно медные минералы).

Галенит обычно депрессируют при соотношении свинца и меди в концентрате более 1. Галенит также подавляют в случае присутствия в руде халькозина и ковеллина в промышленных количествах (вторичные сульфиды меди не подавляются цианидом) и при его окислении. Подавители галенита - бихромат натрия, диоксид серы и крахмал в различных комбинациях, также сочетание 1:1 бихромата натрия и силиката натрия. Для усиления подавления галенита в промышленных условиях используют углекислый газ. Перспективно подавление галенита цинковым купоросом, сернистым натрием и углекислым газом (последовательная обработка пульпы каждым реагентом). Удовлетворительные результаты обеспечивает сульфатный метод разделения галенита и халькопирита: обработка коллективного концентрата в течение 5 мин серной кислотой при подогреве пульпы до 30 ° (сульфатизация галенита) и флотация халькопирита ксантогенатом; возможно применение сочетания сульфата железа (1,8 кг/т), тиосульфата натрия (1,8 кг/т), сульфата цинка (1,5 кг/т).

При близком исходном содержании меди и свинца более эффективна реализация схемы с флотацией галенита из коллективного концентрата с подавлением медных минералов цианистыми солями (цианидом или цинк-цианидным комплексом). При использовании в качестве подавителей цианида или цианплава возрастают потери золота (до 15 % - 20 %) за счет его растворения. Расход цианида натрия можно снизить тепловым кондиционированием пульпы перед разделением медно-свинцового концентрата (нагрев до 85 °C - 90 °C и последующее охлаждение до 25 °C - 30 °C); одновременно сокращается расход сернистого натрия и активированного угля.

Потери золота уменьшаются, если в качестве подавителя используют комплекс цианида цинка. Оптимальный режим пульпоподготовки перед разделением: перемешивание коллективного концентрата в течение 3 мин с сернистым натрием, активированным углем, цинковым купоросом и цианидом (цинковый купорос дозируют до подачи цианида).

При повышенном (более 5 %) содержании свинца, извлекающегося в медный концентрат в процессе медной флотации, рекомендуется обессвинцевание медных концентратов (наличие свинца в медном концентрате осложняет металлургический передел и приводит к повышенным потерям меди с отвальными шлаками). При обессвинцевании медных концентратов может быть использована естественная флотируемость свинцовых минералов. Реагенты операции обессвинцевания: сернистый натрий и Т-66. Для разделения обогащенного свинцом медного концентрата возможно использование железосинеродистой соли (подавление сульфидов меди) с получением свинцово-медного продукта марки ПСМ (содержание свинца - около 20 %, меди - около 20 %).

При больших потерях меди и свинца в разноименных концентратах (тонковкрапленные руды, содержащие теннантит, халькопирит, ковеллин и др. сульфиды меди) коллективный концентрат рекомендуется направлять на медную флотацию с добавлением SO₂, извести и активированного угля; хвосты медной флотации после доизмельчения - на черновую свинцовую флотацию с добавлением соды, цианида и активированного угля; черновой свинцовый концентрат следует обезмеживать (флотация ковеллина) при 65 °C - 70 °C в присутствии углекислого газа (5 кг/т), активированного угля, бихромата натрия и аэрофлота 208 с получением готового свинцового концентрата в виде камерного продукта (пенный продукт присоединяется к готовому медному концентрату).

При флотационном разделении медно-свинцовых концентратов может проявляться отрицательное влияние неселективной флокуляции частицы - 30 мкм. Рекомендуется применение диспергатора Диспекс 40 (побочного действия на селективность флотации сульфидов не оказывает). Режим разделения медно-свинцового концентрата: расход диспергатора 20 г/т, время перемешивания 3 мин, подавление медных минералов цинковым купоросом (875 г/т) и цианидом натрия (750 г/т), флотация галенита без подачи собирателя в присутствии пенообразователя метилизобутилкарбинола (2 г/т).

Сфалерит и пирит извлекают из хвостов коллективной медно-свинцовой флотации по двум схемам: коллективная флотация цинковых минералов и пирита с дальнейшим разделением полученного концентрата и прямая селективная флотация сфалерита и пирита. Выбор схемы определяется сравнительной флотоактивностью цинковых минералов и пирита и их содержанием в руде.

Коллективную цинково-пиритную флотацию из хвостов медно-свинцовой проводят с применением ксантогенатов, аэрофлотов, медного купороса (50-500 г/т), также соды и иногда извести (до 2 кг/т). Из цинково-пиритного концентрата всегда флотируют сфалерит, добавляя известь (0,5-3 кг/т) и медный купорос.

Отделение сфалерита флотацией от пирита и пустой породы хвостов медно-свинцового цикла проводят с добавлением извести и медного купороса (иногда также цианида). Последующее извлечение пирита из хвостов цинковой флотации возможно при условии ликвидации влияния извести. Это достигается сгущением пульпы со сбросом слива и разбавлением песков водой перед флотацией или понижением pH пульпы с помощью кислоты; иногда для активации пирита используют соду (15-400 г/т).

Возможно получение пиритного концентрата в виде камерного продукта.

2.4.8 Свинцово-цинковые руды

Наиболее распространена технология последовательной селективной флотации минералов свинца и цинка. Существенную часть свинцово-цинковых руд перед флотацией обогащают гравитационными методами. Это способствует снижению расходов флотореагентов. Коллективную флотацию с последующим разделением концентрата применяют редко (преимущественно при переработке руд с кварцево-карбонатной и полевошпатовой породой). Руду измельчают до 70 % - 0,074 мм, режим коллективной флотации pH 7-7,5 (серная кислота), 8,5-9 (сода) или 11 (известь), изопропиловый (165 г/т) или бутиловый (100 г/т) ксантогенаты, этиловый ксантогенат (25 г/т) и минерек 201 (30 г/т), метилизобутилкарбинол (30 г/т), медный купорос, сернистый натрий, жидкое стекло. Коллективный концентрат доизмельчают до 95 % - 0,074 мм и флотируют галенит при pH 9-12 4 с подавлением сфалерита цианидом натрия и сульфатом цинка (отдельно 70-150 г/т и совместно 100-300 г/т); при необходимости из хвостов флотируют сфалерит [53], [57], [59], [62]-[66].

Свинцово-цинковые руды флотируют бутиловым ксантогенатом, аэрофлотами (31, 211, 242 и этиловый), низшими ксантогенатами (этиловый и изопропиловый). Средний расход аэрофлотов 35 г/т, ксантогенатов 30-60 г/т. Аэрофлоты применяют как в свинцовом, так и цинковом циклах. Сочетания собирателей в одном и том же цикле селективной флотации используют редко (эффективен этиловый ксантогенат в основной коллективной флотации, изоамиловый ксантогенат - в контрольной), чаще практикуется применение разноименных собирателей в свинцовом и цинковом циклах (например, аэрофлот и ксантогенат). Для серебросодержащих руд перспективно применение реагента МИГ-4Э.

Из пенообразователей наиболее распространены Аэрофрос 77, метилизобутилкарбинол, Доуфрос, гексиловый спирт, диметилфталат (Д-3), сосновое масло, терпинеол, крезиловая кислота, крезол. К синтетическим пенообразователям для улучшения качества пены добавляется древесный (15-20 г/т) или каменноугольный креозот. Обладает способностью образовывать вязкие пены, в результате несколько повышается извлечение свинцовых минералов (особенно для руд, затронутых окислением). При использовании в качестве собирателей аэрофлотов добавка самостоятельного пенообразователя часто не требуется.

Регулятор среды при свинцовой флотации - сода (50-1400 г/т) или известь (100-1000 г/т). Расход извести должен строго контролироваться во избежание подавления галенита (также золота). Добавление активированного угля в перечистную свинцовую флотацию способствует эффективной десорбции избытка собирателя и пенообразователя, улучшает качество концентрата.

В промышленной практике сфалерит и пирит в свинцовом цикле подавляют следующими реагентами и их сочетаниями: цианид натрия; Экоф Р-82 и цианид натрия; цианид натрия и цинковый купорос; сульфит натрия и цинковый купорос; цинковый купорос. Наиболее широко используют цианид натрия (до 150 г/т) и сульфат цинка (до 200 г/т) отдельно и совместно. Перспективно применение перманганата калия (взамен цианида натрия), FeSO₄ в сочетании с NaCN при их соотношении 2:1 (взамен цинкового купороса и цианида натрия).

Для повышения извлечения благородных металлов (в ассоциациях и сростках с рудными минералами) при селективной флотации свинцово-цинковых руд рекомендуется совместная подача бутилового аэрофлота и перекиси водорода в основную флотацию.

В цинковом цикле для активации сфалерита применяют медный купорос (50-1000 г/т); пульпу перемешивают с медным купоросом перед флотацией от нескольких минут до 1 ч. Подавитель пирита - известь (pH 8-10). Оптимальную точку подачи медного купороса устанавливают опытным путем (до подачи извести, после подачи извести, совместно с известью). Сфалерит флотируют при pH 10-12. Собиратели в цинковом цикле - изопропиловый, этиловый, изобутиловый и амиловый ксантогенаты, иногда в сочетании с дитиофосфатами.

По обогатимости методом селективной флотации в порядке возрастания трудности разделения все свинцово-цинковые руды условно делят на четыре класса:

- сульфидные руды;

- окисленные руды в кислой породе;

- окисленные руды в основной породе;

- руды, содержащие примеси вторичных минералов меди.

Для сульфидных свинцово-цинковых руд характер вмещающей породы не имеет большого значения.

Наиболее просты для обогащения сульфидные свинцово-цинковые руды, не содержащие сульфидов железа. В этих рудах сфалерит неактивирован; селективная флотация может проводиться без подавителей или при низком расходе цианида натрия (несколько г/т). В качестве собирателя обычно используют этиловый ксантогенат (15-50 г/т), реже аэрофлот. Пенообразователи - метилизобутилкарбинол и крезиловая кислота (свинцовый цикл), сосновое масло и крезол (цинковый цикл). Расход медного купороса 300-500 г/т. Добавка щелочи обычно не требуется (ни в свинцовом, ни в цинковом цикле).

Сульфидные свинцово-цинковые руды, содержащие пирит или другие сульфиды железа, встречаются наиболее часто.

Содержание железа в рудах может колебаться в широких пределах (обычно 2 % - 7 %, в отдельных случаях 15 % - 20 %). В результате возрастания содержания сульфидов железа увеличивается расход подавителей и несколько уменьшается селективность разделения минералов свинца и цинка. Из регуляторов среды на обогатительных фабриках применяют известь и едкий натр (дозируют в измельчение), также соду. В цикле свинцовой флотации pH составляет 8-11. Расход цианида натрия в практике редко превышает 120 г/т (обычно 30-80 г/т); иногда цианид натрия применяют в сочетании с цинковым купоросом. Хорошими подавителями для руд с высоким содержанием сульфидов железа могут быть сульфит и бисульфит натрия. Расход медного купороса для активации сфалерита - 200-350 г/т (до 550 г/т). Из собирателей наиболее распространены ксантогенаты (этиловый и изопропиловый), аэрофлоты 25 и 242, диэтилдитиокарбамат натрия. Аэрофлоты часто применяют в свинцовом цикле.

При флотации сульфидных свинцово-цинковых руд галенит в свинцовом цикле извлекают достаточно полно (получающийся цинковый концентрат содержит мало свинца). Возможно обесцинкование свинцового концентрата. Расход реагентов при обесцинковании, г/т; бихромат натрия 30; медный купорос 130; известь 175; изопропиловый ксантогенат 5.

При повышенном содержании в руде мышьяка (более 0,5 %) рекомендуется для подавления арсенопирита при ксантогенатной флотации пирита использовать известь (pH > 8,5) и перманганат калия (300 г/т).

При флотации окисленных свинцово-цинковых руд в кислой породе для нейтрализации кислотности и подавления сульфидов железа дозируют в измельчение кальцинированную соду или известь. Преимущество кальцинированной соды - предотвращение активации сфалерита солями свинца.

В случае слабокислых руд хорошие результаты дает аэрофлот 31 (дозируют в измельчение); ксантогенат не применяют или используют при небольших расходах. Хорошие подавители для слабокислых руд - сульфиты и бисульфиты (в отличие от цианида натрия сохраняют депрессирующее действие на пирит в кислой среде). Цианид часто более эффективен в перечистных операциях, а не в основной флотации. Для отделения галенита от сфалерита и пирита в ряде случаев эффективно сочетание цианида натрия с солью Экоф Р-82.

В сильнокислых рудах (высокая кислотность характерна для старых отвалов) сульфид свинца частично превращается в сульфат и флотируется с трудом. Содержание растворимых солей в руде может достигать нескольких килограммов на 1 т (pH 4-5). При наличии в пульпе кислоты и FeSO₄ сульфидизация невозможна. Если содержание растворимых солей в сильнокислой руде не слишком высоко, руду перед селективной флотацией следует промыть или обесшламить. Если промывка затруднена, рекомендуется схема коллективной флотации в кислой среде в присутствии всех растворимых солей; в качестве собирателя можно использовать аэрофлот или минерек. Пирит частично можно депрессировать сульфитами. Разделение концентрата затруднено.

Окисленные свинцово-цинковые руды в основной (обычно кальцит-барит-доломитовой) породе характеризуются трудностью разделения минералов свинца и цинка. Руды содержат галенит, сфалерит и церуссит, иногда смитсонит и каламин. При обогащении руд этого типа применяют схему, по которой галенит флотируют совместно с церусситом, затем - сфалерит (иногда смитсонит и каламин).

Возможно применение технологической схемы последовательной флотации в порядке галенит - сфалерит - церуссит. Выбор схемы флотации может зависеть от соотношения минералов: при малой доле церуссита целесообразно флотировать его совместно с галенитом, в противном случае предпочтительнее вначале флотировать сульфиды. При флотации сфалерита перед флотацией оксидов свинца предотвращается вторичное подавление сфалерита, сокращается расход реагентов, облегчается контроль реагентного режима.

В качестве сульфидизатора окисленных минералов свинца применяют сернистый натрий (0,2-1,7 кг/т). Сульфидизацию рекомендуется проводить в присутствии жидкого стекла. Хорошие результаты дает дробная подача сульфида натрия и ксантогената. Эффективный собиратель сульфидизированных свинцовых минералов - циклогексааминный аэрофлот. В качестве подавителя сфалерита используют один цианид либо цианид совместно с цинковым купоросом или реагентом Р-82. В свинцовом цикле pH 7-9,5, в сульфидном цинковом pH 8-9,5. Расход медного купороса для активации сфалерита - до 1 кг/т. Для извлечения окисленных минералов цинка без предварительного обесшламливания рекомендуется дозировка гексаметафосфата натрия (предотвращение вредного влияния шламов и растворимых солей), силиката натрия (диспергирование шламов и подавление силикатных минералов пустой породы), эмульсии Октадекаамина и сульфида натрия в соотношении 1:50 (повышение собирательной способности и селективности амина по отношению к оксидам цинка).

Перспективен комбинированный метод переработки бедных сульфидно-окисленных свинцово-цинковых руд: предварительная термохимическая обработка при 350 °C - 500 °C в атмосфере сернистых паров, образующихся при диссоциации элементарной серы или пирита, и ксантогенатная флотация (по аналогии с природными сульфидными минералами).

При флотации свинцово-цинковых руд, содержащих примеси вторичных минералов меди (малахит, азурит, халькозин, ковеллин), возникают трудности вследствие возможной активации сфалерита солями меди. Для удовлетворительного подавления сфалерита в пульпе необходим избыток свободных ионов цианида; рекомендуется также подача сульфида натрия (или сульфита натрия). Иногда лучшие результаты дает дробная подача цианида.

2.4.9 Свинцовые руды

Чисто свинцовые руды, не содержащие других тяжелых цветных металлов, встречаются относительно редко. Основные минералы свинца в руде - галенит, церуссит, англезит [53, 57, 59, 62-66].

Эффективные собиратели галенита (одновременно и пенообразователи) - аэрофлоты 25 и 31 (30-60 г/т), различные ксантогенаты. Для флотации галенита с измененной поверхностью рекомендуется применение меркаптобензотиазола (Аэро 404). Пенообразователи - крезиловая кислота, сосновое масло и др.

Окисленные минералы свинца флотируют ксантогенатами после предварительной сульфидизации или собирателями типа меркаптобензотиазола без предварительной сульфидизации; меркаптобензотиазолы наиболее эффективны в сочетании с фосфатами.

При относительно высоком содержании в руде окисленного свинца обычно вначале флотируют сульфиды.

При флотации окисленных свинцовых руд улучшению показателей процесса способствует осаждение из фабричных вод солей - кальция, железа и цинка (с помощью соды); добавление медного купороса после сульфидизации с целью активации сульфидизированных свинцовых минералов и связывания избытка сернистого натрия; применение сочетания собирателей - аэрофлотов, ксантогенатов, меркаптобензотиазолов.

2.4.10 Титановые руды

Основные титановые минералы - ильменит и рутил. Наибольшее промышленное значение в мировой добыче титана имеют россыпные месторождения, из последних - прибрежно-морские россыпи (главный источник добычи рутила); помимо ильменита и рутила содержат циркон, монацит, магнетит, гранат и др. [53], [57], [59], [62-66].

Из коренных месторождений в промышленном отношении наиболее важны титаномагнетитовые (помимо титана и железа содержат ванадий). Содержание диоксида титана в рудах - 5 % - 15 %.

Обогащают россыпи в два приема - вначале преимущественно гравитационными методами (винтовые сепараторы, струйные и конусные концентраторы и др.) выделяют все тяжелые минералы в черновой коллективный концентрат, затем производят его доводку, применяя магнитную или электростатическую сепарацию, гидравлическую или пневматическую концентрацию на столах; для разделения тонкозернистых коллективных концентратов используют флотацию.

Флотационное разделение мелкозернистых коллективных концентратов, полученных из россыпей, осуществляют по трем схемам.

Флотация циркона с подавлением рутила и ильменита:

а) жидким стеклом или крахмалом в щелочной среде; собиратель циркона - мылонафт. Из хвостов цирконового цикла с добавлением серной кислоты до pH 7 флотируют рутил (ильменит);

б) газообразным азотом; собиратель циркона - мылонафт при pH 8-9;

в) серной кислотой при pH 1,5-2 после обработки коллективного концентрата 0,5 %-ным раствором мыл насыщенных карбоновых кислот при pH 9 и промывки водой.

Флотация минералов титана - рутила и ильменита - талловым маслом с керосином с подавлением циркона и минералов породы кремнефтористым натрием в сернокислой среде.

Флотация циркона и рутила катионным собирателем ИМ-11 с подавлением ильменита щавелевой кислотой; перемешивание коллективного концентрата с реагентами осуществляют без доступа воздуха. Рутило-цирконовый концентрат разделяют с подавлением рутила серной кислотой при интенсивной аэрации пульпы (циркон флотируют при pH 2).

Применение флотации возможно при первичном обогащении песков. Целесообразна схема коллективной флотации всех ценных минералов из россыпей после их дешламации. Коллективную флотацию проводят олеиновой кислотой и керосином при pH 5,9-6,4; подавитель породы - кремнефтористый натрий (150-500 г/т).

Из коллективных флотационных концентратов без добавления собирателя флотируют минералы титана при pH 3,8-4,8, подавляя циркон кремнефтористым натрием при больших расходах (1,5-2 кг/т).

Титаномагнетитовые руды обогащают комбинированными методами - электромагнитной сепарацией (отделение магнетита от ильменита и пустой породы, также ильменита от пустой породы), концентрацией на столах (выделение мелковкрапленного ильменита), флотацией (извлечение тонковкрапленного ильменита карбоновыми кислотами в слабокислой среде при подавлении породы фтористым или кремнефтористым натрием с добавлением серной кислоты). Рекомендуется обесшламливание пульпы перед флотацией. Полезна предварительная обработка ильменита и рутила серной кислотой. Регуляторы среды - едкий натр, сода (pH 6-8); при pH 10,5 и выше флотация ильменита и рутила прекращается. Подавитель рутила - соляная кислота. Для повышения селективности флотации рутила рекомендуется использовать сочетание карбоновых кислот с аминами. При флотации рутила из железистых руд перспективно применение при pH 1-2,5 в качестве собирателя раствора N-бензил-N-фенилгидроксиламина в этиловом спирте.

Титановые концентраты содержат 40 % - 45 % ТiO₂ при извлечении 60 % - 70 %.

В случае тонкого взаимного прорастания ильменита и магнетита (тонкодисперсные эмульсионные включения ильменита или оксида титана в магнетите) выделение железного и титанового концентратов методами обогащения невозможно. Такие руды обогащают по простым магнитно-гравитационным схемам с последующим пирометаллургическим разделением.

2.4.11 Вольфрамовые руды

Основные минералы вольфрама - шеелит и вольфрамит, меньшее промышленное значение имеют ферберит и побнерит. Главные спутники - минералы молибдена, олова, меди, висмута, кварц, кальцит, флюорит, топаз, апатит и др. Содержание триоксида вольфрама в рудах - от 0,08 % до 10 % (преимущественно 0,2 % - 1,0 %) [53], [57], [59], [62]-[66].

Основной метод обогащения побнеритовых и ферберитовых руд - гравитация. Шеелитовые и вольфрамитовые руды обогащают гравитацией и флотацией (тонковкрапленные шеелитовые руды - преимущественно флотацией). Комплексные шеелитсодержащие руды обогащают комбинированными гравитационно-флотационными методами с применением в доводочных операциях флотогравитации, магнитной и электростатической сепарации.

Рекомендуемые собиратели шеелита - олеиновая кислота, олеат натрия и их заменители (нафтеновые кислоты, мылонафт, окисленный петролатум, окисленный рисайкл, хлопковое мыло, соапсток, дистиллированная жирная кислота кориандрового масла, недистиллированная и дистиллированная жирные кислоты кашалотового жира, реагент ОРСО, эластол, R-708, R-710, R-765, S-2043, талловое масло и фракция его разгонки, содержащая 3 % канифольных кислот), катионные собиратели (например, додециламин), алкилсульфонаты, собиратель LRM (состоит из двух различных анионоосновных окисленных собирателей на основе ненасыщенной жирной кислоты и минерального масла, смешанных до слабощелочной реакции). Эффективно сочетание собирателей - смесь олеиновой, линолевой кислот и таллового масла. Жирнокислотные собиратели рекомендуется дозировать во флотацию в виде эмульсий, стабилизированных аэрозолями ОТ или 18.

Эффективные пенообразователи при флотации шеелитовых руд - сосновое масло, крезол, терпинеол, высшие спирты.

Для подавления силикатных и кальциевых минералов при флотации шеелита рекомендуются карбонаты щелочных металлов (до 7 кг/т руды), жидкое стекло (до 5 кг/т), таннин, палкотан и палконат (экстракты из калифорнийского эвкалипта).

Шеелит рекомендуется флотировать при pH 9-10,8 (предпочтительно при pH 9,5-10).

Эффективные собиратели вольфрамита - карбоновые кислоты и их мыла, R-710, R-765, R-825, купферон, хелатообразующие реагенты (а-нитрозо-|3-нафтол# и этот же реагент в сочетании с аполярными маслами, алкилгидроксамовые кислоты, оксим в сочетании с аполярными маслами), толуоларсоновая и бензоэтиленфосфиновая кислоты, медиалан (дополнительный собиратель), амины в сочетании со щавелевой кислотой (с добавками в пульпу Н₂О₂).

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 WО₃ 522.

Рекомендуемые режимы наиболее эффективны при невысоком (порядка 0,1 %) абсолютном содержании в руде WO₃.

Получение богатых (более 70 % WO₃) шеелитовых концентратов возможно с применением реагентных режимов, включающих последовательную обработку пульпы (20 % - 40 % твердого) карбонатами щелочных металлов (2,2-6,8 кг/т руды) при pH 10-11 для подавления силикатных минералов; цианидами щелочных металлов и едким натром при pH 10-11 для депрессии сульфидов; жидким стеклом (1,4-4,5 кг/т) для подавления кальциевых минералов пустой породы; собирателем жирнокислотного типа (предпочтительно смесью олеиновой, линолевой кислот и таллового масла, 0,02-0,12 кг/т). После интенсивного перемешивания (разрушение флокул шеелита) и добавления пенообразователя шеелит флотируют при pH 10,5-10,8.

При флотации вольфрамитовых руд и продуктов их обогащения (шламы, хвосты гравитации и др.) перед вольфрамовой флотацией целесообразно удалить сульфиды. Эффективна ксантогенатная флотация сульфидов с применением в качестве подавителя жидкого стекла, кремнефтористого натрия и соды; в случае окисленных руд рекомендуется добавка сульфата меди в качестве активатора (при подкислении пульпы). Наиболее затруднено отделение вольфрамита от флюорита, оксидов железа, топаза и слюд.

При флотации относительно простых вольфрамитовых руд в качестве собирателя возможно использование карбоновых кислот, например олеиновой, и их солей. Основная вольфрамовая флотация проводится при pH 7-10. В черновой концентрат наряду с вольфрамитом извлекаются флюорит, апатит, частично слюды, топаз, кальцит, оксиды железа и остатки сульфидов. Перечистные операции рекомендуется проводить в нейтральной или слабощелочной среде с добавками нового собирателя - толуоларсоновой или бензоэтиленфосфиновой кислоты, либо в слабокислой среде (реагенты-регуляторы - серная, щавелевая или плавиковая кислота). В процессе перечисток из чернового концентрата можно удалить кварц, полевой шпат, частично слюды и хлорит. Для эффективного удаления из концентрата основной флотации кварца, полевого шпата и флюорита перед перечистками рекомендуется его пропарка с кремнефтористым натрием при 80 °C - 85 °C.

При переработке труднообогатимых вольфрамитовых руд (например, содержащих фосфаты) в качестве основного собирателя рекомендуется использовать толуоларсоновую или бензоэтиленфосфиновую кислоту, в качестве дополнительного собирателя - медилан. Из реагентов-регуляторов эффективными являются кремнефтористый натрий и серная кислота (pH 2-4). Возможна последовательная анионная и катионная флотация с использованием в качестве регулятора крахмала.

При флотации вольфрамитовых продуктов рекомендуется использовать собиратель ИМ-50. В случае силикатной породы основная и перечистная флотации проводятся при pH 8-9, при наличии флюорита и эпидота - при pH 6-6,5. Для доводки полученные концентраты целесообразно перефлотировать в сильнокислой среде (pH < 1,5) с добавками ИМ-50. Из продуктов, содержащих 0,1 % - 0,4 % WO₃, возможно получение концентрата с содержанием 30 % - 50 % WO₃ (при извлечении 65 % - 75 %).

2.4.12 Оловянные руды

Наиболее важный в промышленном отношении оловосодержащий минерал - касситерит, меньшее значение имеет станнин. Касситерит различных месторождений характеризуется неодинаковой флотоактивностью [53], [57], [59], [62]-[66].

При флотационном получении оловянных концентратов рекомендуются тщательное обесшламливание питания флотации, предварительное удаление сульфидов, промывка глинистых руд. Собиратели касситерита - реагенты жирнокислотного типа - олеиновая кислота, талловое масло, жирнокислотная фракция таллового масла, окисленный рисайкл и др.; более селективны арсоновые и фосфоновые кислоты, сульфосукцинаматы. Технологический недостаток - чувствительны к поливалентным катионам, плохо флотируют касситерит крупностью +50 мкм.

Эффективный собиратель - алкандикарбоновые кислоты (оптимальный pH 4-4,5), флотируют касситерит крупностью 100 мкм. Технологический недостаток - малоселективны в присутствии топаза; селективность повышается при использовании как подавителя топаза аминонафтолсульфоновых кислот (например, 1-амино-8-нафтол-3,6-дисульфоновой кислоты).

Селективный собиратель касситерита в присутствии флюорита - ацилированные аминокислоты (собиратель ААК). Он наиболее эффективен в перечистных операциях.

Дополнительные собиратели - аполярные масла. Селективные флокулянты тонких частиц касситерита - алифатические жирные изоспирты фракции C₂-C₆, катионный флокулянт ППС, реагент ИМ-50 в сочетании с аспаралом-Ф (возможна их комбинация с изоспиртами).

Повышению показателей флотации касситерита из шламов способствует интенсивное кондиционирование пульпы с реагентами (продолжительность до 50 мин).

Подавители касситерита - ализариновые красители, мука сорго; касситерит некоторых месторождений подавляется жидким стеклом.

Наиболее затруднена селективная флотация касситерита из турмалинсодержащих руд и продуктов. Эффективные подавители турмалина при флотации касситерита - жидкое стекло (особенно в сочетании с сернокислым алюминием), гексаметафосфат натрия, кремнефтористый натрий (один и в сочетании с пирогаллолом), сернокислая среда (pH 2,8-4,8).

Подавитель железосодержащих минералов при флотации касситерита - щавелевая кислота; подавитель кальцита - карбонилметилцеллюлоза натрия.

Богатые оловосодержащие руды (1,3 % - 1,9 % Sn) обогащаются по двухстадиальной схеме флотаций (после обесшламливания по классу 3 мкм):

1) флотация пустой породы при pH 6 с дозировкой 150 г/т собирателя Катафлот КРЛ (натриевая соль алкиламинопропионовой кислоты) и пенообразователя метилизобутилкарбинола;

2) флотация касситерита при pH 2,4 с дозировкой 900 г/т собирателя сульфосукцинаматного типа (Катафлот КСТ), 100 г/т кремнефтористого натрия, 200 г/т силиката натрия и метилизобутилкарбинола. Конечные концентраты содержат 11 % - 18 % Sn при извлечении 77 % - 85 %.

Руды со средним содержанием олова (0,5 % - 0,6 % Sn) обогащаются по одностадиальной схеме флотации (после обесшламливания хвостов сульфидной флотации) с доводкой оловянного концентрата:

1) флотация касситерита при pH 7 олеиновой кислотой (200 г/т) с добавлением жидкого стекла (450 г/т);

2) термическая обработка перечищенного концентрата при 300 °C - 325 °C в течение 30 мин (десорбция собирателя) и обратная флотация силикатных минералов при pH 11 катионным собирателем (например, додециламмонийхлоридом, 50 г/т) в известковой среде; подавитель касситерита - мука сорго (5-50 г/т). Конечные концентраты содержат 40 % - 60 % Sn при извлечении 60 % - 75 %.

Относительно бедные (0,2 % - 0,3 % Sn), тонко вкрапленные руды (преобладающая крупность зерен SnО_2- 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 (), диаспора и бемита (разновидности ) 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 % Al₂О₃ при отношении Al₂О₃:SiО₂= 4:5,6, а предназначенные для производства электрокорунда - не менее 49 % - 52 % Al₂O₃ при отношении Al₂O₃:SiO₂= (6-15):1 [53], [57], [59], [62]-[66], [72].

Наиболее эффективным собирателем гидратированных оксидов алюминия является олеиновая кислота (0,4-0,6 кг/т). На практике часто пользуются ее смесью с талловым и машинным маслом (или керосином). Обязательные условия при флотации - снижение содержания растворимых солей (кальция, магния, железа, алюминия) и диспергирование пульпы. Для этой цели используют соду, едкий натр, сернистый натрий, фосфатные соединения (метафосфат, гексаметафосфат, пирофосфат натрия), жидкое стекло и крахмал, оказывающие одновременно и депрессирующее действие на минералы породы.

Предварительное введение в пульпу реагента ОП-7 способствует резкому уменьшению расхода собирателя и усиливает депрессию глинистых шламов. Оптимальное значение pH 7,5-9,5. Более высокие значения pH пульпы создаются при высоком содержании в руде каолинита.

При кондиционировании бокситов из них удаляют пиритную среду сульфгидрильными собирателями, органические примеси - аполярным собирателем, карбонаты железа - жирными кислотами. При обогащении бокситов возможно попутное получение ряда продуктов: каолинитового, железорудного, титанового, пиритного с промышленным содержанием в них металлов или элементов, т.е. комплексное использование сырья.

2.5 Сточные воды обогатительных фабрик, их очистка и использование при обогащении руд

2.5.1 Сточные воды обогатительных фабрик

2.5.1.1 Общие сведения

Сточные воды обогатительных фабрик содержат твердые частицы различной крупности, а также растворенные и диспергированные в воде вещества. Основными источниками загрязнения сточных вод являются органические и неорганические флотационные реагенты, а также продукты их взаимодействия с компонентами руды [73-76].

Радикальное решение проблемы охраны водоемов от загрязнения сточными водами обогатительных фабрик - организация оборотного водоснабжения, при котором сточные воды, полученные при обогащении руды, не сбрасываются на рельеф местности, а возвращаются для повторного использования естественной ее убыли (испарение в хвостохранилище, убыль влаги с продуктами обогащения), а также при ограниченном расходе для проведения некоторых перечистных операций.

Загрязнение сточных вод заметно снижается при замене в процессах обогащения особо токсичных (цианиды) и трудноудаляемых (крезол, фенол, пиридин) веществ. Важное значение имеет создание условий, предотвращающих попадание в сточные воды масел, применяемых для смазки мельниц и другого оборудования.

2.5.1.2 Условия сброса сточных вод в водные водоемы

Сточные воды запрещается сбрасывать в водные объекты при следующих условиях:

1) если при рациональной технологии эти воды могут быть использованы в системах оборотного водоснабжения;

2) если сточная вода содержит ценные отходы, которые могут быть утилизированы на данном или других предприятиях;

3) если в сточной воде содержатся вредные вещества, для которых не установлены предельно допустимые концентрации (ПДК).

Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов в пунктах хозяйственно-питьевого и культурно-бытового водопользования и к составу и свойствам воды водных объектов, используемых для рыбохозяйственных целей, приведены в таблицах 2.11 и 2.12.

Таблица 2.11 - Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов у пунктов хозяйственно-питьевого и культурно-бытового водопользования

Наименование показателя	Категория водопользования
	для централизованного или нецентрализованного хозяйственно-питьевого водоснабжения, а также для водоснабжения пищевых предприятий	для купания, спорта и отдыха населения, а также для водоемов в черте населенных пунктов
Взвешенные вещества	Содержание взвешенных веществ не должно увеличиваться больше чем на:
	0,25 мг/л	0,75 мг/л
	Для водоемов, содержащих в межень более 30 мг/л природных минеральных веществ, допускается увеличение содержания взвешенных веществ в воде в пределах 5 %. Взвеси со скоростью выпадения более 0,4 мм/с для проточных водоемов и более 0,2 мм/с для водохранилищ к спуску запрещаются
Плавающие примеси (вещества)	На поверхности водоема не должны обнаруживаться плавающие, пленки, пятна минеральных масел и скопление других примесей
Запахи, привкусы	Вода не должна приобретать запахи и привкусы интенсивностью более двух баллов, обнаруживаемые:
	непосредственно или при последующем хлорировании	непосредственно
	Вода не должна сообщать посторонних запахов или привкусов мясу рыб
Окраска	Не должна обнаруживаться в столбике:
	20 см	10 см
Температура	Летняя температура воды в результате спуска сточных вод не должна превышать более чем на 3 °C по сравнению со среднемесячной температурой воды самого жаркого месяца года за последние 10 лет
Реакция	Не должна выходить за пределы 6,5-8,5 pH
Минеральный состав	Не должен превышать по сухому остатку 1000 мг/л, в том числе хлоридов 350 мг/л и сульфатов 500 мг/л	Нормируется по приведенному выше показателю "привкусы"
Растворенный кислород	Не должен быть менее 4 мг/л в любой период года в пробе, отобранной до 12 ч дня
Биохимическая потребность в кислороде (БПК)	Полная потребность воды в кислороде при 20 °C не должна превышать:
	3 мг/л	16 мг/л
Возбудители заболеваний	Вода не должна содержать возбудителей заболеваний. Сточные воды, содержащие возбудители заболеваний, должны подвергаться обеззараживанию после предварительной очистки
Ядовитые вещества	Не должны содержаться в концентрациях, могущих оказать прямо или косвенно вредное действие на организм и здоровье населения

Таблица 2.12 - Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов, используемых для рыбохозяйственных целей

Наименование показателя	Категория водопользования
	Водные объекты, используемые для сохранения и воспроизводства видов рыб, обладающих высокой чувствительностью к кислороду	Водные объекты, используемые для всех других рыбохозяйственных целей
Взвешенные вещества	Содержание взвешенных веществ, по сравнению с природными, не должно увеличиваться более чем на:
	0,25 мг/л	0,75 мг/л
	Для водоемов, содержащих в межень более 30 мг/л природных минеральных веществ, допускается увеличение содержания их в воде в пределах 5 %. Взвеси со скоростью выпадения более 0,4 мм/с для проточных водоемов и более 0,2 мм/с для водохранилищ к спуску запрещаются
Плавающие примеси (вещества)	На поверхности водоема не должны обнаруживаться пленки нефтепродуктов, масел, жиров и других примесей
Окраска, запахи и привкусы	Вода не должна приобретать посторонних запахов, привкусов и окраски и сообщать их мясу рыб
Температура	Температура воды не должна повышаться по сравнению с естественной температурой водоема более чем на 5 °C с общим повышением температуры не более чем до 20 °C летом и 5 °C - зимой для водоемов, в которых обитают холодноводные рыбы (лососевые и сиговые) и более чем до 28 °C летом и 8 °C зимой - для остальных водоемов. На местах нерестилищ налима запрещается повышать температуру воды зимой более чем до 2 °C
Реакция	Не должна выходить за пределы 6,5-8,5 pH
Растворенный кислород	В зимний (подледный) период не должен быть ниже:
	6 мг/л	4 мг/л
Ядовитые вещества	Не должны содержаться в концентрациях, могущих оказать прямое или косвенное вредное воздействие на рыб и водные организмы, служащие кормовой базой для рыб

В таблицах 2.13 и 2.14 указаны предельно допустимые концентрации в воде водных объектов некоторых вредных веществ (применительно к сточным водам обогатительных фабрик).

Таблица 2.13 - Предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ в воде водных объектов хозяйственно-питьевого и культурно-бытового водопользования

Компонент	Лимитирующий показатель вредности	Предельно допустимая концентрация, мг/л
Бензол	Санитарно-токсикологический	0,5
Бериллий	То же	0,0002
Ванадий	"	0,1
Висмут	"	0,1
Вольфрам	"	0,05
Гептиловый спирт	"	0,005
Кадмий	"	0,001
Кобальт	"	0,1
Крезол	"	0,004
Метанол	"	3,0
Молибден	"	0,25
Мышьяк	"	0,01
3-нафтол	"	0,4
Никель	"	0,02
Нитраты (по азоту)	"	45,0
Ниобий	"	0,01
Нониловый спирт	"	0,01
Пиридин	"	0,2
Роданиды	"	0,1
Ртуть	"	0,0005
Свинец	"	0,01
Селен	"	0,01
Стронций	"	7,0
Сурьма	"	0,05
Теллур	"	0,01
Ферроцианиды	"	1,25
Фтор	"	1,5
Цианиды	"	0,1
Циклогексанол	"	0,5
Циклогексанон	"	0,2
Аммиак (по азоту)	Общесанитарный	2,0
Изобутиловый спирт	То же	1,0
Синтетические жирные кислоты (C₅ - C₂₀)	"	В пределах, допустимых расчетом на содержание органических веществ в воде водоемов, и по показателям БПК и растворенного кислорода
Сульфиды	"	Отсутствие
Титан	"	0,1
Хлор активный	"	Отсутствие
Цинк	"	1,0
Аллиловый спирт	Органолептический
Амины жирного ряда	То же
C₇ - C₉	"	0,1
C₁₀ - C₁₆	"	0,1
C₁₆ - C₂₀	Органолептический	0,04
Барий	То же	4,0
Бутиловый спирт	"	1,0
Дитиофосфат крезиловый	"	0,001
Изопропиловый спирт	"	0,25
Керосин	"	0,1
Ксантогенат бутиловый	"	0,001
Ксилол	"	0,05
Медь	"	1,0
Нафтеновые кислоты	"	0,3
-нафтол	"	0,1
Нефть многосернистая	"	0,1
Нефть простая	"	0,3
Пропиловый спирт	"	0,25
Сапонин	"	0,2
Сероуглерод	"	1,0
Толуол	"	0,5
Фенол	"	0,001
Хром	"	0,1
Поверхностно-активные вещества (ПАВ):
Алкилбензосульфонаты (АБС)	"	0,5
Алкилсульфонаты	"	0,5
Алкилсульфаты	"	0,5
Динатриевая соль моноалкилсульфоянтарной кислоты (ДНС)	"	0,5
Флотационные реагенты:
АНП-2	"	0,4
АПН	"	0,05
ОП-7	"	0,4
ОП-10	"	1,5
ОПС-Б	Общесанитарный	2,0
ОПС-М	Санитарно-токсикологический	0,5
Т-66	То же	0,2
Гидролизованный бутиловый аэрофлот	Органолептический	0,001
Флокулянты:
ВА-2 (полистирольный)	Санитарно-токсикологический	0,5
ВА-2-Т (поливинилтолуольный)	То же	0,5
ВА-102	"	2,0
ВА-212	"	2,0
Полиакриламид	"	2,0
* Требование не относится к остаточному хлору, содержащемуся в очищенных сточных водах.

Таблица 2.14 - Предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ в воде водных объектов, используемых для рыбохозяйственных целей

Компонент	Лимитирующий показатель вредности	Предельно допустимая концентрация, мг/л
Аммиак	Токсикологический	0,05
Бензол	"	0,5
Бутиловый спирт	"	0,03
Кадмий	"	0,005
Кобальт	"	0,01
Ксантогенат бутиловый	"	0,03
О-крезол	"	0,003
Магний	"	40,0
Медь	"	0,001
Никель	"	0,01
ОП-7	"	0,3
ОП-10	"	0,5
Пиридин	"	0,01
Свинец	"	0,006
Хлор свободный	"
Цинк	"	0,01
Цианиды	"	0,05
Толуол	"	0,5
Нефть, нефтепродукты	Рыбохозяйственный	0,05
Фенолы	"	0,001

2.5.1.3 Характеристика сточных вод обогатительных фабрик

Образующиеся на обогатительных фабриках производственные сточные воды могут быть разделены на две основные неравные группы: хвосты в виде пульпы и различные сливы, в том числе сливы сгустителей концентратов.

Хвосты составляют подавляющую часть (60 % - 90 %) общего объема всех сточных вод фабрики. В них концентрируются нерудные компоненты в виде твердых частиц различной крупности. Содержание твердого в хвостах составляет 20 % - 40 %.

Сливы сгустителей представляют собой разжиженные пульпы и содержат растворенные и диспергированные вещества.

В таблице 2.15 приведены средние данные по содержанию основных металлов и анионов в сточных водах обогатительных фабрик цветной металлургии.

Таблица 2.15 - Химический состав сточных вод обогатительных фабрик (средние данные)

Сточная вода	pH	Содержание, мг/л
Сточная вода	pH	Na⁺	Ca²⁺	Mg²⁺	Cu²⁺	Zn²⁺	Pb²⁺	Fe	Cl^1-	SO₄^2-	CO₃^2-	CN^1-
Полиметаллические (медно-свинцово-цинковые) руды
Слив сгустителя концентрата:
- медного	9,6	435	220	30	18	1,5	1,1	0,17	330	120	213	160
- свинцового	9,3	280	92	11	8	1,4	3,2	0,30	145	210	121	110
- цинкового	10,4	156	140	7	2	2,7	1,1	0,30	38	215	140	38
Хвосты	9,9	100	104	8	4	2,0	0,6	0,70	80	400	150	110
Слив хвостохранилища	8,5	150	100	15	0,5	0,8	0,1	0,30	75	410	160	5
Полиметаллические баритсодержащие руды
Слив сгустителя концентрата:
- медного	10,2	-	32	15	47	3,4	0,1	-	277	-	100	200
- свинцового	8,8	14	74	21	9	8,0	1,2	0,34	21	127	58	64
- цинкового	12,2	-	173	196	1	9,5	3,3	0,8	57	293	50	4
- баритового	8,7	31	82	55	0,5	1,2	0,4	0,25	34	330	51	1,5
Хвосты	9,7	24	84	75	5,6	6,1	1,5	0,7	38	339	3	10
Слив хвостохранилища	9,0	30	80	70	0,7	0,5	0,3	0,2	40	400	7	5

Важной характеристикой сточных вод является величина pH, которая колеблется в пределах от 8 до 12. Содержание ионов кальция и магния обусловливает жесткость сточных вод. Концентрация ионов тяжелых металлов (часто в виде цианистых комплексов) сравнительно невелика. Однако она значительно превосходит ПДК. Суммарное содержание сульфатов и хлоридов составляет около 1 г/л.

При правильном ведении процесса обогащения такие флотационные реагенты, как ксантогенаты, дитиофосфаты, вспениватель Т-66 и т.п., содержатся в сточных водах в количестве около 1 мг/л.

Хвостовая пульпа, отдельно или в смеси с другими сливами, поступает в хвостохранилище.

Хвостохранилище представляет собой гидротехническое сооружение в виде большой открытой чаши. Здесь под действием силы тяжести твердые частицы оседают - происходит укладка хвостов. Жидкая фаза хвостовой пульпы - слив непрерывно вытекает из хвостохранилища и используется в качестве оборотной (повторно используемой) воды, а когда это невозможно, частично сбрасывается на рельеф с соблюдением санитарно-гигиенических требований.

В хвостохранилище под воздействием биологических и атмосферных факторов протекают сложные химические процессы, влияющие на состав жидкой фазы сточных вод: существенно снижается pH (с 11-12 до 7-8, а иногда и ниже), уменьшается содержание тяжелых металлов, сульфидов, цианидов, ксантогенатов, дитиофосфатов, снижается окисляемость. Соединения тяжелых металлов переходят в осадок. Сульфиды окисляются до сульфатов или до промежуточных соединений. Концентрация цианидов снижается благодаря аэрации воздухом, а также биохимическому окислению с последующим гидролизом. Ксантогенаты и дитиофосфаты окисляются растворенным в воде кислородом [47].

В таблице 2.16 приведен состав сточных вод до и после хвостохранилища на нескольких обогатительных фабриках, перерабатывающих полиметаллические руды.

Таблица 2.16 - Изменение состава сточных вод в хвостохранилищах обогатительных фабрик

Сточная вода	pH	Содержание, мг/л
Сточная вода	pH	Окисляемость, мг О/л	Cu²⁺	Zn²⁺	Pb²⁺	CN-	ксантогенатов
Свинцово-цинковые руды
Общая, поступающая в хвостохранилище	11,0	38	-	0,42	0,08	2,8	1,3
Слив хвостохранилища	8,7	7	-	0,23	0,01	Отс.	0,1
Общая, поступающая в хвостохранилище	11,5	38	0,3	0,3	0,02	2,0	0,3
Слив хвостохранилища	7,6	22	Отс.	0,06	Отс.	0,03	Отс.
Общая, поступающая в хвостохранилище	11,8	77	0,1	0,18	0,09	Отс.	8,0
Слив хвостохранилища	8,3	43	0,1	-	-	-	-
Свинцово-цинково-баритные руды
Хвосты	8,7	67	10,0	11,6	Отс.	-	-
Слив хвостохранилища	7,0	31	4,0	0,47	Отс.	-	-
Хвосты	10,8	31	1,2	0,7	1,5	4,8	-
Слив хвостохранилища	8,4	20	0,02	0,1	0,08	2,3	-

2.5.2 Очистка сточных вод

2.5.2.1 Очистка сточных вод от грубодисперсных веществ - осветление

Хвостовая пульпа содержит до 40 % твердых частиц, которые осаждаются в хвостохранилище.

При отстаивании в хвостохранилище поведение твердых частиц зависит от степени их дисперсности, температуры, pH среды и состава жидкой фазы. Хвостовая пульпа, полученная при флотации с применением извести в сильнощелочной среде (pH 10-12), обычно осветляется в хвостохранилище быстро и хорошо. Хуже осветляется хвостовая пульпа, полученная при флотации в среде, близкой к нейтральной. Применение в качестве реагента жидкого стекла (в частности, при пропарке концентратов), как правило, приводит к образованию в пульпе коллоидных частиц, ухудшающих ее осветление.

Для определения степени осветления хвостовой пульпы исследуют кинетику оседания твердой фазы. Для этого измеряют объем осадка, выпавшего в течение заданного времени в пробе известного объема (определение по объему). Можно также находить массовые количества оседающих веществ по разности между содержанием их в пробе до и после ее отстаивания (определение по массе).

При медленном отстаивании хвостовой пульпы применяют коагулянты, ускоряющие оседание тонких частиц и способствующие также уплотнению выпадающего осадка.

В отечественной практике в качестве коагулянта на обогатительных фабриках используют главным образом известь. Расход ее зависит от состава сточных вод и колеблется от 0,05 до 1 кг активной СаО на 1 м³ хвостовой пульпы.

При осветлении сточных вод и их очистке на обогатительных фабриках кроме извести используют следующие реагенты:

1) сульфат железа - железный купорос (I и II сорта, ГОСТ 6981-75);

2) сульфат алюминия в виде сернокислого глинозема (ГОСТ 5155-74), содержащего 9 % Al₂O₃ или в виде очищенного (14 % - 16 % Al₂O₃) технического сернокислого алюминия (ГОСТ 12966-75).

Известь, сульфаты железа и алюминия, наряду с коагулированием твердых частиц, снижают содержание в сточных водах некоторых вредных веществ, в частности жирных кислот.

Осветлению сточных вод могут способствовать флокулянты: полиакриламид, ПАНГ (гидролизованный полиакрилонитрил), высокомолекулярные полимеры типа КОДТ и др.

2.5.2.2 Химическая очистка сточных вод

Наибольшее распространение на обогатительных фабриках получили реагентные методы очистки, связанные с применением гашеной извести, известняка, хлорной извести, гипохлорита кальция, жидкого хлора, железного купороса и других химических веществ.

Очистка от ионов тяжелых металлов (меди, никеля, цинка, свинца, кадмия) может быть осуществлена осаждением их в виде труднорастворимых в воде соединений.

Лучшим реагентом для осаждения ионов меди является известь III сорта, содержащая наряду с СаО и СаСО₃ (недожог).

При осаждении ионов никеля известью III сорта для более полного коагулирования образующегося осадка необходимо добавлять соль трехвалентного железа (например, хлорное железо). Для очистки сточной воды, содержащей 25 мг/л никеля и имеющей pH около 6, оптимальный расход составляет: извести при пересчете на активную СаО 100 мг/л и трехвалентного железа 25 мг/л.

Сточные воды, содержащие ионы цинка, также можно очищать известью. Лучшее осаждение происходит при pH 8-9.

Очистку от ионов свинца обычно осуществляют известняком или необожженным доломитом. Однако если в сточной воде присутствуют также ионы меди и цинка, для совместной их очистки предпочтительнее пользоваться известью III сорта (pH 8-9).

Очистка от ионов кадмия может быть осуществлена также известью (pH около 9).

Ценное свойство извести - способность переводить олеиновую кислоту, талловое масло и другие жирные кислоты (применяемые обычно в омыленном виде) в труднорастворимые кальциевые соли, выпадающие в осадок. При этом, например, содержание таллового масла снижается до 3-5 мг/л. Химическая очистка известью может быть совмещена с операцией осветления. Наличие твердой фазы способствует лучшему осаждению тяжелых металлов.

Очистка от цианидов и роданидов на обогатительных фабриках проводится в основном реагентными методами. В сточных водах обогатительных фабрик могут в основном находиться простые растворимые цианиды - ионы CN^1-, простые нерастворимые, цианиды меди CuCN, комплексные растворимые цианиды меди и цинка, преимущественно в виде анионов [Cu(CN)₃]^2- и [Zn(CN)₄]^2-.

Практически в сточных водах обогатительных фабрик все возможные формы ионов тяжелых металлов и цианидов одновременно не присутствуют. При избытке свободного цианида (наиболее распространенный случай) свободные катионы меди или цинка отсутствуют, так как в этом случае металлы связаны в виде анионных комплексов. При избытке катионов меди или цинка свободные цианиды отсутствуют.

В качестве реагента для очистки сточных вод от цианидов в основном используется хлорная известь СаОСl₂. Возможно также использование гипохлорита кальция или специально приготовленного (например, электролизом) гипохлорита натрия NaOCl. В последнее время применяется жидкий хлор.

В результате очистки хлорной известью, гипохлоритом натрия или жидким хлором цианиды полностью разрушаются, а тяжелые металлы осаждаются в виде труднорастворимых соединений.

Сточные воды очищают от цианидов с применением:

1) озона в качестве окислителя;

2) ионного обмена с высокоосновным анионитом АВ-17;

3) метода отгонки для очистки сточных вод с высоким содержанием цианидов;

4) электрохимического метода с анодами из графита или магнетита;

5) сульфата двухвалентного железа.

Роданиды CNS^1-, так же как и цианиды, окисляются активным хлором:

CNS^1-+ 4СlO^1- + 2OН^1- CNO^1- + SO₄^2- + 4Сl^1- + Н₂O.

Окисление роданидов осуществляют известью при pH 10-12.

Очистка от ксантогенатов, дитиофосфатов, сульфидов достигается с помощью активного хлора.

Дитиофосфаты (аэрофлоты) окисляются активным хлором с образованием ортофосфорной кислоты. Фенол и крезол окисляются активным хлором значительно хуже.

Очистку от больших количеств кислородсодержащих соединений мышьяка проводят осаждением его в виде труднорастворимых солей. Практически пользуются известью при массовом соотношении СаО:As₂O₃= 1:1. Более полному выделению мышьяка способствует соосаждение с гидроксидами присутствующих в воде тяжелых металлов, в частности железа. Эффективность очистки может быть повышена предварительным окислением трехвалентного мышьяка до пятивалентного пиролюзитом.

Очистку солями трехвалентного железа проводят при массовом соотношении Fe:As = 5:1 в случае арсенат-ионов и 10-15:1 в случае арсенит-ионов. Содержание пятивалентного мышьяка в воде снижается до предельно допустимой концентрации (0,05 мг/л), а степень очистки от трехвалентного мышьяка не превышает 93 % - 94 %.

Мышьяк, находящийся в воде в форме анионов тиосолей, удаляют с помощью железного купороса или сульфида железа.

Разработан комбинированный сульфидно-купоросный метод очистки сточных вод от мышьяка.

В результате очистки сточных вод методами осаждения получаются мышьяксодержащие отходы. Переработка их с целью утилизации мышьяка считается экономически нецелесообразной. Приемлемый способ складирования этих отходов - захоронение в специальных контейнерах.

При очистке от фтора предусматривается снижение содержания фтора до 10 мг/л при обработке сточной воды гашеной известью (в виде известкового молока). Глубокая очистка от фтора достигается применением смеси, состоящей из сульфата алюминия и гашеной извести.

Концентрация нефтепродуктов в сточных водах обычно составляет около 10 мг/л. Очистка от нефтепродуктов механическим отстаиванием в так называемых нефтеловушках или фильтрованием через кварцевые фильтры, а также флотационные методы в этом случае неприемлемы, так как они предназначены для относительно неглубокой очистки от нефтепродуктов ограниченных объемов воды.

Биохимическая очистка позволяет снизить содержание нефтепродуктов лишь до 5-10 мг/л. Использование озона для глубокой очистки от нефтепродуктов - неэффективно.

Известные механические, химические и биохимические методы очистки сточных вод обогатительных фабрик в тех случаях, когда требуется весьма глубокая очистка от нефтепродуктов, оказываются практически непригодными. Задача эффективной и экономичной глубокой очистки больших объемов сточных вод обогатительных фабрик от нефтепродуктов остается пока нерешенной.

2.5.3 Использование сточных вод в процессах обогащения (оборотное водоснабжение)

2.5.3.1 Схемы оборотного водоснабжения

При переработке монометаллической руды схема оборотного водоснабжения относительно проста - все осветленные воды из хвостохранилища и от обезвоживания концентрата возвращаются в процесс обогащения.

Оборотное водоснабжение может быть организовано также при переработке полиметаллических руд.

В случае прямой селективной флотации применима поцикловая схема оборотного водоснабжения, при которой вода данного цикла полностью возвращается в тот же цикл непосредственно или после промежуточной очистки от мешающих веществ.

В случае коллективно-селективной флотации возможны различные схемы оборотного водоснабжения. Например, при флотационном обогащении свинцово-цинковой руды хвосты коллективной флотации направляются в хвостохранилище. Слив хвостохранилища как оборотная вода возвращается в цикл коллективной флотации. Сливы сгустителей товарных концентратов возвращаются в свои циклы, при необходимости проходя очистку от мешающих примесей (в частности, от цианидов) химическими методами либо путем длительного выдерживания в открытых емкостях.

2.5.3.2 Подготовка сточных вод для использования их в обороте - кондиционирование

При оборотном водоснабжении используемые в обороте сточные воды не должны содержать веществ, ухудшающих технологические показатели обогащения.

Влияние различных веществ (примесей) в оборотной воде на процессы обогащения руд описано в литературе [10]. Деление примесей на "индифферентные" и "специфически действующие" носит условный характер. В зависимости от состава руды и применяемой технологии обогащения некоторые "индифферентные" вещества (например, Сl^1-) оказываются "специфически действующими". Поэтому в каждом конкретном случае следует проводить испытания на оборотной воде различного состава.

Если окажется, что сточные воды не могут быть использованы без очистки, устанавливают, какие вещества необходимо удалить и какая при этом требуется глубина очистки.

В возвращаемой в операцию флотации воде допускается минимальное количество твердых частиц (0,2-0,3 г/л). Особенно вредны тонкодисперсные частицы - шламы. Поэтому из хвостовой пульпы необходимо обязательно выделять твердые примеси естественным отстаиванием либо с помощью коагулянтов.

Особое внимание следует уделять величине pH воды после добавления коагулянтов. Часто после осветления известью pH воды повышается настолько, что перед направлением в оборот ее необходимо подкислить. Если для коагуляции применять смесь извести и сульфатов железа или алюминия pH воды остается в установленных пределах.

В некоторых случаях в оборотной воде нежелательно даже сравнительно небольшое содержание ионов кальция. Тогда в качестве коагулянта предпочтительнее пользоваться не известью, а другими реагентами, например сульфатом железа или алюминия.

Если в очищенной сточной воде содержание жирных кислот составляет не более 1 мг/л, такая вода может быть направлена в начало технологической схемы (в операцию сульфидной флотации).

При оборотном водоснабжении подбирают коагулянты с таким расчетом, чтобы они при минимально возможном расходе обеспечивали хорошее осветление воды и одновременно не ухудшали показатели обогащения руды.

Сточные воды с высокой концентрацией вредных веществ (прежде всего сливы сгустителей концентратов, получаемых по цианидной технологии), как правило, подвергают локальной химической очистке. Объем этих сточных вод относительно невелик. Из них удаляют цианиды наиболее распространенным методом окисления активным хлором.

При относительно невысокой концентрации цианидов и других окисляемых веществ (например, ксантогенатов и дитиофосфатов) химическая очистка может быть заменена длительным (около 20 сут) выдерживанием сточной воды в открытом прудке-отстойнике. Если сточная вода возвращается в процесс, минуя хвостохранилище, выдерживание в прудке-отстойнике служит дополнительной операцией для доочистки от цианидов (и других окисляемых веществ), а также для дехлорирования оборотной воды.

Иногда флотации вредит повышенная концентрация в оборотной воде хлор-ионов, образующихся при очистке активным хлором. В этом случае приходится отказываться от хлорирования и пользоваться другими окислителями. Возможно применение сорбционной очистки методом ионного обмена. При высоком содержании цианидов целесообразно применение метода отгонки.

Если в технологической схеме обогащения имеется операция десорбции реагентов с применением сульфида натрия, необходимо предусмотреть очистку оборотной воды от сульфидов. Может быть использован метод отгонки, применяемый для выделения цианидов.

В оборотной воде обычно содержатся сульфаты и хлориды натрия и калия. Расчетами установлено, что опасность бесконечного накопления этих солей необоснованна. Накопление солей в воде ограничено и после определенного числа циклов оборота воды становится стабильным. Устанавливающаяся в результате длительной работы фабрики концентрация солей, как показала практика, не ухудшает показателей обогащения.

Эксплуатация систем оборотного водоснабжения на обогатительных фабриках с высокой гидратной кальциевой щелочностью оборотной воды сопровождается зарастанием трубопроводов отложениями карбоната кальция. Это происходит особенно сильно в зимнее время года, когда вследствие закрытия зеркала хвостохранилища льдом затрудняется контакт с углекислотой воздуха и увеличивается содержание в оборотной воде оксида кальция. Интенсивность образования отложений на внутренней поверхности труб снижается (более чем в 15 раз), если оборотная вода обработана поликомплексоном с аминометилфосфоновыми группами.

<< Раздел 1. Общая информация о рассматриваемой отрасли промышленности		Раздел 3. >> Текущие уровни эмиссий в окружающую среду
	Содержание Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям ИТС 23-2017 "Добыча и обогащение руд цветных металлов"...

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

Вы можете открыть актуальную версию документа прямо сейчас.