Разработка технологии для комплексной переработки глиноземсодержащего сырья Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

УДК 622.7; 622.271.33; 622.274.54 Г 17

Книга соответствует «Гигиеническим требованиям к изданиям книжным для взрослых» СанПиН 1.2.1253-03, утвержденным Главным государственным санитарным врачом России 30 марта 2003 г. (ОСТ 29.124—94). Санитарно-эпидемиологическое заключение Федеральной службы по надзору в сфере защиты прав потребителей и благополучия человека № 77.99.60.953.Д.014367.12.13

Галямов В.Ш., Гришин И.А., Орехова Н.Н., Колесатова О.С., Чижевский В.Б., Горбатова Е.А., Шавакулева О.П., Колкова М.С., Чернов Д.В., Романько Е.А., Бикбаева Г.А.

Г 17 Обеспечение безопасного ведения горных работ и повышения качества получаемой продукции: Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). Отдельные статьи (специальный выпуск). — 2014. — № 2. — 76 с.— М.: издательство «Горная книга»

ISSN 0236-1493

Рассмотрены проблемы обеспечения безопасного ведения горных работ; приведен анализ состояния нерудной промышленности Южного Урала и современные тенденции ее развития; предложена схема переработки с использованием операции предконцентрации; проведен анализ раскрываемости минералов вкрапленных ильменитовых руд Медведев-ского месторождения, для обоснования оптимальной крупности измельчения и стадиальности выделения промежуточных продуктов обогащения; рассмотрена возможность получения селективных металлсодержащих продуктов при переработке подотвальных вод медно-колчеданных месторождений; обоснована возможность применения отхода переработки цинковых концентратов - клинкера, в качестве загрузки гальванокоагулятора при переработки сточных вод.

УДК 622.7; 622.271.33; 622.274.54

ISSN 0236-1493 © В.Ш. Галямов, И.А. Гришин, Н.Н. Орехова,

О.С. Колесатова, В.Б. Чижевский, Е.А. Горбатова, О.П. Шавакулева, М.С. Колкова, Д.В. Чернов, Е.А. Романько, Бикбаева Г. А., 2014 © Издательство «Горная книга», 2014 © Дизайн книги. Издательство «Горная книга», 2014

УДК 622.7

© В.Ш. Галямов, И. А. Гришин, 2014

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ

ДЛЯ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ

ГЛИНОЗЕМСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ*

Предложен новый подход к построению схем переработки глинистых материалов на основе использования операции предконцентрации. Для переработки каолинов Еленинского месторождения предлагается использовать схему включающую в себя операции предконцентрации на аппарате, созданном в МГТУ им. Г.И.Носова, гидроциклонирования и полиградиентной сепарации. Содержание оксида железа в готовом продукте не превышает 0,86 %. Полученный продукт обогащения является кондиционным и может быть использован в качестве различных наполнителей и при производстве фарфора.

Ключевые слова: Каолин, Еленинское месторождение, мокрое обогащение, магнитное обогащение, предконцентрация, полиградиентная сепарация, гидроциклонирование.

ВВЕДЕНИЕ

Одним из основных факторов останавливающих увеличение масштабов добычи нерудного сырья на территории РФ на данный момент является высокая себестоимость глубокой переработки сырья. Существующие на данный момент способы переработки достаточно затратны. В связи с этим предприятиям экономически не выгодно вовлекать в переработку низкосортное сырье. Однако снижение запасов качественного сырья вынуждает ГОКи проводить исследования по глубокой мокрой переработке каолинов [1,2,3]. Применение полиградиентной сепарации для обогащения тонкодисперсных материалов неоднократно доказало свою эффективность [4,5]. Основной задачей нашего исследования стала разработка схемы обогащения, которая повысила бы рентабельность такого рода производства. Для решения данной задачи нами был предложен принцип построения схем обогащения, осно-

* Работа выполнена при финансовой поддержке министерства образования РФ, гос. задание № 214/80.

ванный на использовании операции предконцентрации для уменьшения общего количества операций разделения и выведения в голове процесса основной части хвостов. Данный принцип построения схем был опробован при обогащении низкосортных каолинов Еленинского месторождения. Рассматриваемые каолины имеют высокое содержание фракции +56 мкм и содержание железа свыше 1,5 %. Фракционный и качественный состав каолинов и требования, предъявляемые к продуктам обогащения представлены в табл. 1.

Таблица 1

Качественный состав каолинов и требования в продуктам

Компоненты Исходное сырье Каолин КР-1 Каолин КЕ-1

Ре203,% не более 1,55 1,2 0,9

А1203,% не менее 21,12 36,0 36,0

8Ю2,% не менее 59,77 46,1 46,5

Основной целью операции предконцентрации явилось выделение класса крупнее 0.5 мм, содержание которого достигает 17 % с одновременным выделением магнитного продукта. Для проведения данной операции на базе лаборатории МГТУ им. Г. И. Носова был разработан аппарат на основе скруббер-бутары, на который была установлена магнитная система на постоянных магнитах для обогащения в слабом поле. Режим работы аппарата был оптимизирован для данного типа материала, исследования проводились в лабораторном масштабе.

Теоретическая часть

Конструктивно аппарат выполнен для обеспечения минимального загрязнения немагнитной фракции магнитными частицами, а именно извлечения сильномагнитных частиц, способных затруднить дальнейший процесс высокоградиентной магнитной сепарации. Предложенный аппарат предназначен для мокрого обогащения, работает в режиме удержания, отказ от чередующейся полярности обусловлен необходимостью сохранения образовавшихся магнитных флокул.

При разработке магнитной системы аппарата был использован принцип, описанный В.И. и В.В. Кармазиными. Как известно, уравнение Ерофеева-Колмогорова для извлечения имеет экспоненциальный характер:

в = 1 -ещ>(-кГ )Нш,

где «-экспериментально определяемый коэффициент, учитывающий связь сепарации со временем; к- коэффициент скорости процесса, к = /(Кмех / а; I) ; 1- время сепарации.

Экспонента имеет начальную зону крутого роста, это означает, что за небольшой начальный промежуток времени происходит извлечение магнитной системой основной части магнитной фракции, содержащейся в потоке пульпы. Если после окончания данного промежутка времени оборвать процесс и передать материал в зону действия следующего разделителя, то можно получить высокое извлечение магнитных частиц за короткий промежуток времени. Аналогичный принцип используется в процессе полиградиентной сепарации [6]. Рассматривая формулу извлечения, предложенную В.И. Кармазиным и П.И. Пиловым, видим, что извлечение определенного класса будет равно:

где V - скорость сепарационного массопереноса; tp - время разделения, А - коэффициент турбулентной диффузии = 0,0112иг); и- скорость пульпы; г - радиус кривизны рабочей зоны; у0 - высота рабочей зоны.

Время нахождения пульпы в рабочей зоне сепаратора находится по формуле:

где tp - время нахождения пульпы в рабочей зоне сепаратора; I -длина рабочей зоны; и - скорость потока пульпы.

Данная методика расчета времени пребывания пульпы в рабочей зоне сепаратора подходит для аппаратов, в которых подача пульпы происходит перпендикулярно рабочей зоне, однако в предлагаемом аппарате подача происходит параллельно оси вращения магнитной системы, в связи с чем данная формула требует уточнения. Необходимо ввести показатели, учитывающие вращение системы, а именно её угловую скорость и ширину магнитной системы.

tp = I / и ,

30Ь

t =—, с '

пгч

где tc - время нахождения частицы в рабочей зоне при прохождении одного магнита; Ъ - ширина рабочей зоны, г - радиус барабана сепаратора (расстояние от оси вращения, до магнитной системы), V - частота вращения барабана, об/мин.

При условии, что tp>tc, общее время сепарации складывается из нескольких промежутков, в каждый из которых магнитные частицы будут находиться в зоне действия отдельного магнита. Таким образом, время нахождения отдельно взятой частицы в рабочей зоне сепаратора будет уменьшено, а число зон, которые пройдет частица, увеличится, что позволит добиться большего извлечения и как следствие уменьшить длину рабочей зоны сепаратора без существенных потерь магнитных частиц.

Для расчетов параметров магнитного поля создаваемого магнитной системой аппарата была использована программа БЕММ версии 4.2. На основании построенной конфигурации магнитной системы, представленной на рис. 1, были получены данные о величине напряженности магнитного поля (рис. 2), создаваемого данной системой.

3 [МОГлэгнн

Рис. 1. Конфигурация магнитной системы

р 1.021е+006 >1.075е+006

_ 9.677e+005 1.021 е+006

_ 9.1390+005 5.6770+005

_ Э.6020+005 9.1390+005

_ Э. 0640+0 05 &.602е+005

7.5270+005 8.0640+005

6.9890+005 7.5270+005

6.451й+005 6.9890+005

5.9140+005 6.4510+005

5.37&0+ОО5 5.9140+005

4.8380+005 5.3760+005

4.301й+005 4.8380+005

3.763В+005 4.3С10+ОО5

3.Z25e+005 3.7630+005

2.6880+005 3.22бе+005

2.1500+005 2.6880+005

1.&130+ОО5 2.1500+005

1.075е+005 1.6130+005

5.376е+004 1.0750+005

<5.9300-003 : 5.3760+004

Density Plot: Н , A/m

Рис. 2. Картина напряженности магнитного поля

ПРАКТИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

На основании анализа современных тенденций в области обогащения каолинов, данных о качественном и химическом составе каолинов и с учетом возможностей, открываемых использованием операции предконцентрации для переработки каолинов Еленинского месторождения была предложена схема обогащения представленная на рис. 3.

100.00 1.55 21.12 59.77

100.00 100.00 100.00

[': ход ныЛ ч ;II';:: '.

Предкониентраш [я

Млггиття фрташя I

юдо б.ОЯ 30,51 43,19

35.61 14,73 3,31

ВРЙОЗ ЦА1203 Р5Ю2

ЕМОЗ ьА1203 е8ГО2

Классификация ни гц

12.16 1,10 37,29 51.18

29.94 74.45 36,10

Пишпмдкектная сеплращи

17,51 0,82 82,12

9,26 4,5 Е 24,06

Слкр

72,39 0,90 23,54 55,84

43,03 30,69 67,63

30,23 0.62 4.36 62.31

12.09 6.24 31.53

МЯПИГШЛЯ фр;"1И]|[Я 2

2.64 10,03 15,24 37,19

17,10 1,91 1.64

ГотопиА продукт

39,52 0.Е6 35.77 52,11

21.93 72.55 34,46

Рис. 3. Рекомендуемая схема

Исходный материал крупностью -40 мм подавался на операцию предконцентрации в сухом виде, разделение в аппарате проходило при оптимальном расходе воды, который составил 2 л/мин, при скорости вращения барабана 36 об/мин. Данный режим позволил произвести дезинтеграцию агрегатов каолинита без лишнего обводнения продукта и обеспечить скорость движения пульпы в аппарате, при которой наблюдалось максимальное извлечение магнитной фракции. Массовая доля оксидов железа в сливе по сравнению с исходным продуктом была уменьшена на 0,65 %, при этом в пески была выведена значительная часть

крупной фракции. После классификации слив был подвергнут полиградиентной сепарации при напряженности поля H=960 кА/м, дальнейшее увеличение напряженности было признано нецелесообразным в связи с незначительным приростом извлечения железа. При этом потери A1203 с магнитным продуктом полиградиентной сепарации составили всего 1,91 %. Немагнитный продукт содержит 0,86 % Fe203 и после процесса обезвоживания, сушки и доведения до кондиционной крупности является готовым продуктом.

ВЫВОД

На основании полученных результатов можно сделать вывод о возможности переработки некондиционных каолинов Еленинского месторождения с применением предложенной схемы. Продукт полиградиентной сепарации по требованиям к химическому составу соответствует ТУ 5729-070-00284530-96 и может быть использован в качестве наполнителя стекловолокна, стеклопластиков, фанеры, ДСП, ДВП, отделочных красок, при производстве обычного и электротехнического фарфора. Стоит также отметить, что промпродукт полученный после классификации на гидроциклонах по качеству соответствует требованиям, предъявляемым ГОСТ 19608—84 (продукт марки КР-1) и может быть использован в качестве наполнителя для резинотехнических и пластмассовых изделий, для производства строительной керамики и т.д.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Платова Р. А., Масленникова Г. Н., Платов Ю. Т. Биохимический способ удаления железа из каолина месторождения Журавлиный Лог // Стекло и керамика. 2013. № 2. С. 15-22

2. Опекунов В.В., Тыртыгин В.Н., Иванов В.В. Экологически чистая технология очистки каолина от красящих примесей на основе метода высокоградиентной магнитной сепарации // Энерго- и материалосбере-гающие экологически чистые технологии: тез. докл. VII междунар. науч. — техн. конф. 29-30 октября 2009 г., Гродно, ГрГУ. 2009. С.212-213

3. Тыртыгин В.Н., Иванов В.В. Очистка каолина в высокоградиентном магнитном поле // Материалы V юбилейной международной на-

учно-практической конференции Татищевские чтения: актуальные проблемы науки и практики. Тольятти, ВУиТ. 2008. С. 119-122.

4. Кармазин В.И., Султанович Е.А., Молчанов А.И., Черный Е.Н. Обогащение тонковкрапленной руды, Апатиты. 1985. С. 71-74

5. Sumi Shin-ichi, Ito Shin-ichi, Onodera Yoshio, Iwasaki Takashi, Torii Kazuo, Okahara Yoshiasa. Извлечение пирита из глин с помощью высокоградиентной магнитной сепарации // Фусэн, Flotation. 1985. №4. С. 163-169.

6. Кармазин В.И., Кармазин В.В. Магнитные методы обогащения // Москва. Недра. 1984. С 50-62

УДК 622.7: 504.063.43 © Н.Н. Орехова, 2014

ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОЕ СРАВНЕНИЕ ТЕХНОЛОГИЙ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕДИ И ЦИНКА ИЗ ПОДОТВАЛЬНЫХ ВОД МЕДНО-ЦИНКОВЫХ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ*

Проведено экспериментальное сравнение технологий извлечения меди и цинка из сезонно-образующихся жестких, сульфатных подотвальных вод медно-колчеданных месторождений Урала. Воды различных месторождений отличаются по уровню минерализации, жесткости, насыщению железом, соотношению концентраций ионов железа разной валентности, концентраций халькофильных металлов. Использована комбинация методов гидролитического и сульфидного осаждения, цементации, гальванокоагуляции. Дано описание эксперимента и технологических параметров процессов. Извлечение меди и цинка из вод составляет 45-99 % в зависимости от используемого метода. Существенное влияние на селективность извлечения и массовую долю цветных металлов в получаемых разными методами осадках оказывает соотношение концентраций тяжелых металлов в по-дотвальной воде. Определены достижимые рациональные показатели качества осадков по совокупному критерию «массовая доля - извлечение». Представлен фазовый составы полученных осадков и дан анализ утилизи-

* Работа выполнена при финансовой поддержке Министерства образования и науки РФ (гос. задание № 214/80). 10

руемости продуктов в технологических процессах. Представлена авторская классификация продуктов переработки техногенных вод медно-цинковых горных предприятий относительно массовой доли металла и направления дальнейшей их утилизации с учетом специфики горнометаллургического производства. Сделано технико-экономическое сравнение технологий извлечения меди и цинка из подотвальных вод с ориентацией на модульное исполнение очистных сооружений сезонной эксплуатации. Ключевые слова: обогащение полезных ископаемых, извлечение, медь, цинк, техногенные воды, ресурсосберегающая переработка

ВВЕДЕНИЕ

На горных предприятиях, добывающих и перерабатывающих медные и медно-цинковые колчеданные руды, со временем происходит закисление шахтных и подотвальных вод с повышением концентрации металлов. Главный фактор формирования ионного состава вод - это скорость окисления сульфидов, наиболее подвижными из которых являются минералы меди цинка и железа. [1]. В подотвальных водах Шемурского медного и Тарньерского медно-цинкового колчеданных месторождений концентрации халькофильных элементов достигают нескольких граммов в литре (табл. 1), что характерно для нестационарного периода окисления сульфидов.

Актуальным является вовлечения таких вод в ресурсосберегающую переработку с извлечением меди и цинка в селективные продукты. В соответствии с имеющейся практикой и теоретическими исследованиями в области извлечения меди и цинка из кислых сульфатных вод горных предприятий для извлечения меди из потоков выбраны известные методы гальванокоагуляции, цементации, и сульфидного осаждения. Для извлечения цинка выбрано сульфидное осаждение.

Таблица 1

Характеристика подотвальных вод за 2012-13 гг.

Месторождение Средний Содержание, мг/дм3 рН

расход,

м3/ч Си2+ Zn2+ ••еобщ •е3+

Тарньерское 6,02 402,5— 2156— 4075— 1652,14— 2,21-

2082 8680 9334 2952,16 2,94

Шемурское 0,45 626,4— 43,12— 3126,0— 358,65— 1,9-

2940 300,0 16512,0 958,65 2,4

ЭКСПЕРИМЕНТ

Изучение проводили по двустадиальным схемам организации процесса. Первая стадия — осаждение меди в виде сульфида, цементного или ферритного осадка. Вторая стадия — осаждение цинка в виде сульфида.

Цементацию проводили в проточном режиме в лабораторной барабанной цементационной установке с диаметром вращающегося барабана 0,08 м, обеспечивающим непрерывное перемешивание подотвальной воды с железной стружкой. Соотношение длины и ширины барабана 3:1 Оптимальная скорость вращения рассчитана из формул [2]:

,

где D — диаметр барабана, м. и составляет — 35,7 — 69 об/мин.

Фактическая скорость вращения барабана под нагрузкой — 36 и 64 об./мин, в зависимости от положения передаточных шестерен в редукторе. Объём барабана, 1200 см3; коэффициент заполнения барабана подотвальной водой 0,32; масса металла-цементатора 210 г., объем воды, единомоментно находящейся в барабане, 280см3, плотность загрузки скрапа 0,5 м2/дм3.

Для исключения случайных ошибок и определения потерь железа, перед каждой серией опытов цементатор загружался новой порцией обезжиренной загрузки известной массы.

Для проведения исследований была собрана установка, включающая расходную напорную емкость, устройство для регулирования скорости подачи раствора, скрапоуловитель, первичный отстойник для сбора цементной меди, дозатор флокулянта, вторичный отстойник для осаждения легких фракций шлама.

Гальванокоагуляцию проводили в лабораторном барабанном гальванокоагуляторе. Размеры барабана: диаметр 110 мм; длина 350 мм, объем рабочей зоны 180 см3' Масса загрузки гальванокоагулятора 1200 г. Параметры гальванокоагуляции приняты по опыту наших работ на подотвальных водах предприятий южного Урала [3-5,8]. В качестве загрузки гальванокоагулятора использована смесь железной стружки и кокса крупностью +5-10 мм. Массовое соотношение железо: углерод принято 3:1.

Для проведения исследований была собрана установка, включающая расходную напорную емкость, устройство для регу-

лирования скорости подачи раствора, гальванокоагулятор, накопительную емкость - отстойник.

Для исключения случайных ошибок, перед каждой серией опытов гальванокоагулятор загружался новой порцией загрузки, загрузка подготавливалась к работе пропуском технической воды в течение 5—8 часов до появления выраженной качественной реакции на железо III в сливе и сильных магнитных свойств осадка. Опыты проводились в динамических условиях. Анализировались жидкая фаза и осадки на выходе из гальванокоагулятора, загрузка до и после контакта с раствором.

Осаждение металлов сульфогидратом натрия (гидросульфидом) проводили в соответствии с результатами исследования [6]. Расход сульфидного реагента принимали относительного стехиометрического на восстановления Бе III до Бе (II) по реакции Бе2(804)3 + КаН8 = 2Бе804 + КаН804 + 8 и полного осаждения металла по реакции Ме804 + КаН8 = Ме8 + КаН804. Кондиционирование с реагентом проводили в пластиковых емкостях, рабочим объёмом 4 дм3. Перемешивание осуществляли в течение 5-15 минут. Рабочий раствор сульфидного реагента подавался в толщу воды ближе ко дну реактора при постоянном перемешивании. В качестве реагента- осадителя применяли технический гидросульфид натрия с концентрацией 31 %. Рабочий раствор гидросульфида натрия готовили пропорциональным разведением концентрированного.

Для ускорения осаждения полученных осадков использовали катионный флокулянт.

Основными методами исследования продуктов были выбраны: для растворов — химический анализ, для дисперсных осадков — рентгенофазовый и химический анализы. Пробы осадков проанализированы на дифрактометре 8ШМАБ2и ХК0-6000, Си-анод, графитовый монохроматор. Результаты пробы рассчитаны методом Петера-Кальмана с использованием коэффициентов, взятых из табличных данных с максимальным дифракционным соответствием. Для определения количества рентгеноаморф-ной составляющей выбран метод добавок. Съемка проводилась в диапазоне 24—30 градусов 3 раза, после чего вычислялось среднее соотношение интенсивности аналитического отражения.

Обсуждение результатов

Результаты показали, что удельный расход железа при цементации воды месторождения «Тарньерское» является более высоким, чем средний расход железа по данным практики применения цементации меди (1,323 г. железа на грамм меди [7]), что вероятно вызвано высоким содержанием железа (III) в подотвальной воде [2, 7].

При подкислении сточной воды до рН2 для уменьшения процессов осаждения гидроксидов и основных сульфатов железа расход железа снижается. При повышении содержания меди в исходной воде с 920 до 1250 мг/дм3 наблюдается (при прочих равных условиях) постепенное увеличение степени извлечения меди от 88.6 до 93,1 %. Что связано со смещением соотношения концентраций меди и цинка в исходной воде в сторону роста доли меди. Результаты извлечения цинка из обезмеженной подотвальной воды с расходом NaHS в диапазоне 115—200 % стехиометрического показали, что увеличение расхода более 135 % приводят к скачкообразному переходу в осадок железа и снижению массовой доли цинка в осадке. Оптимальным расходом принят расход 120 % стехио-метрического.

Удельный расход железа при цементации меди из подотвальной воды месторождения «Шемурское» в основном соответствует известному диапазону расхода железа по данным практики применения цементации меди. При повышении содержания меди в исходной воде с 876,24 до 2940,00 мг/дм3 при относительном равенстве соотношения концентраций Cu2+, Zn2+ и Fe3+ наблюдается снижение извлечения с 94,5 % до 85,77 %.

относительный расход, %

Рис. 1. Влияние расхода КаН на показатели извлечения и Ггобщ из обезмеженной подотвальной воды

При изменении скорости вращения барабана в оптимальном диапазоне от минимальной до максимальной, расход железа и извлечение меди изменяется незначительно. С технологической точки зрения более приемлемой является скорость, соответствующая минимуму оптимума.

В табл. 2 представлены наилучшие достигнутые показатели для подотвальных вод с концентрацией (мг/дм3) «Тарньерское» Си2+ — 950,13, 2и2+- 6960,50 и Бе3 -8899,67 и «Шемурское» Си2+ — 2091,0, 2п2+ — 300,0 и Бе3-9800,83.

По схеме гальванокоагуляция-осаждение из подотвальных вод месторождения «Тарньерское» и «Шемурское» ферритный осадок, удовлетворяющий балансу пяти составляющих: массовая доля, извлечение, селективность, низкий расход железа и низкая остаточная концентрация железа в сливе, получены при скорости вращения барабана гальванокоагулятора 12 об/мин и продолжительности гальванокоагуляции 6 минут. Цинксодержащий осадок получен при расходе — 125 % по стехиометрии на осажде-

ние цинка. Показатели гальванокоагуляционного извлечения представлены в табл. 3.

Удельный расход железа в 4-5 раз меньше, чем при цементации (см. табл. 3) и составляет 0,73-0,67 гРе/гСи.

Осаждение меди сульфидом проводили с подкислением вод до рН селективного выделения 1,7 - 2,0. Расход концентрированной серной кислоты для вод с начальным рН 2,7 составил 0,5-0,6 мл.

Результаты извлечения меди из подот-вальной воды медно-цинкового месторождения с расходом КаН8 в диапазоне 95 — 135 % стехиометрического показали (рис. 2), что полностью отделить медь от цннка не удается. При Рис. 2. Влияние расхода КаН на показатели извлечении меди более извлечеиыя Си22 гп22 и Ре0бщ из ш^тешшшИ 65 % в осадок переходит воды /дм .

ст\ Таблица 2

Результаты извлечения меди цементацией и цинка сульфидным осаждением

Осадок Массовая доля металла Удельная Остаточная концентрация метал- Извлечение, % Удельный

в осадке, % масса осад- лов в сливе, мг/дм3 расход железа

Си2+ Геобщ ка, г /дм3 Си2+ Геобщ Си2+ Zn2+ г/дм3 | гГ/га,

подотвальная вода «Тарньерское»

цементация 18,64 1,05 7,89 4,53 106,05 6913,05 12482,85 88,84 0,68 3,9 4,7

осаждения 0,34 14,32 15 30,8 0,57 2508,65 7862,85 10,62 63,03

цинка

итого 99,46 63,71

подотвальная вода «Шемурское»

цементация 24,12 0,49 13,53 8,26 98,42 259,34 13058,21 95,63 13,55 4,30 2,10

Таблица 3

Результаты извлечения меди гальванокоагуляцией (г/к) и цинка сульфидным осаждением

Осадок Массовая доля металла Удельная Остаточная концентрация Извлечение, % Удельный

в осадке масса осад- металлов в сливе, мг/дм3 расход железа

ка, г/дм3 г/дм3 гг/гси

Си Zn Ге Си2+ Zn2+ Геобщ Си2+ Zn2+ Геобщ

подотвальная вода «Та] рньерское»

г/к 16,73 0,83 14,42 6,69 65,50 5931,5 9010,5 94,4 0,9 9,7 0,75 0,67

осаждение 0,37 21,75 12,98 17,22 0,40 2186,7 6776,2 4,9 63,1 24,8

цинка

итого 99,3 64,1 34,5

подотвальная вода «Шемурское»

г/к 17,67 0,56 18,42 15,84 141,12 212,00 7491,50 95,20 29,33 29,78 0,61 0,73

более 5,49 % цинка. Преобладание цинка над медью в подотваль-ной воде в несколько раз обуславливает массовую долю цинка в осадке на уровне массовой доли меди. Увеличение расхода более 115 % приводят к переходу в осадок железа (II) и цинка в осадок в количествах превышающих массу меди. Оптимальным расходом принят расход 115 % стехиометрического. Цинксодержащий осадок получен при расходе NaHS — 125 % стехиометрического.

Для подотвальной воды медного месторождения с преобладанием меди над цинком по серии предварительных опытов расход принят так же 115 %.

Достигнутые показатели селективного сульфидного осаждения представлены в табл. 4.

Как показал рентгенофазовый анализ, образующиеся в процессе осаждения сульфидом осадки содержат в себе сульфидные и сульфатные фазы меди и цинка, элементную серу, сульфаты кальция и магния и алюминия (табл. 5). Переход сульфатов кальция и магния в осадок в области параметров селективного извлечения меди и цинка обусловлен высокой концентрацией магния, кальция и алюминия в воде и насыщением воды при введении сульфида производными серы.

Медьсодержащий осадок достаточно полно осаждается из суспензии в течение 60-90 минут без добавки флокулянта. Для полного осаждения цинксодержащего осадка требуется добавка катионного флокулянта Zetag c расходом 3 мг/дм3.

Любые металлсодержащие продукты переработки подот-вальных вод относительно массовой доли металла и направления дальнейшей их утилизации с учетом специфики горнометаллургического производства по нашей систематизации могут быть отнесены к одной из пяти групп (табл. 6).

Полученные по трем сравниваемым схемам медные осадки относятся к группе I. По содержанию меди осадки соответствуют требованиям к медным концентратам обогащения. Фазовый состав осадков позволяет добавлять их к полупродуктам, соответствующим по содержанию концентратам обогатительного передела или отправлять в металлургический передел как самостоятельный продукт. Цинксодержащие осадки относятся к группе III. Осадки содержат цинка в два раза меньше кондиционного содержания в цинковых концентратах обогащения, однако являются по содержанию рентабельными для дальнейшей переработки на металлургической стадии выделения металла [5].

Таблица 4

Результаты извлечения меди и цинка сульфидным осаждением

Осадок Остаточная концентрация в растворе, мг/дм3 Массовая доля металла в осадке, % Удельная масса осадка, г Извлечение в осадок, %

Си2+ | Zn2+ | Fe о6щ Си | Zn | Fe Си | Zn | Fe

подотвальная вода «Тарньерское»

Медный осадок 713,99 362,00 376,00 14,25 7,23 7,50 5,01 75,15 5,82 4,43

Цинковый осадок 231,95 4102,4 0 2421,50 1,60 28,29 16,70 14,50 24,41 65,95 28,51

подотвальная вода «Шемурское»

Медный осадок 284,67 270,74 9512,00 28,67 0,46 4,57 6,20 86,39 9,75 2,94

Таблица 5

Полуколичественный фазовый состав осадков

Оса- Массовая доля Фаза с массовой долей более 1 % Примечание

док в осадке, % Название Содержание, % Формула

Си=14,25 Сера 17 S0 Содержание нераскри-

Zn=7,23 Пуатвенит 4 (Cu,Fe)S04«H20; Cu:Fe~l: 1 сталлизованной фазы -

Fe=7,50 Ковеллин 11 CuS 5 %

« Я S=35,4 Гуннингит 26 Zn 0,75 Mn2+o,25 (S04> (H20)

К « 1 Роценит 14 FeS04«4H20

Грейгит 4 Fe3S4

Кизерит 11 Mg[S04]-H20

Гипс 5 CaS04 • 2H20

Цинковый Си=1,6 гп=28,2 Ре=16,7 8=20,45 Сера 5,5 в0 Содержание нераскри-сталли-зованной фазы -20% Предположительно аморфный алунит КА13(804)2(0Н)б И аморфным кремнеземом с серой

Сфалерит 14 ZnS

Бианкит 3 Ре2п2[804]3 • 18Н20

Бойлеит 2 (2п,Мр)804 • 4Н20

Гуннингит 15 211 о,75 МП2 +0,25 ( 804)- (Н20)

Роценит 14 Ре804«4Н20

Грейгит 8 Ре384

Кизерит 10 Мр[8041 • Н20

Гипс 7 Са804«2Н20

Медный Си=28,67 гп=0,46 Ре=4,57 8=21,6 Сера 14 в0 Нераскристаллизован-ной фазы -6 %

Пуатвенит 14 (Си, Ре)804«Н20; СиГе~1:1

Ковеллин 32 Си8

Роценит 6 Ре804«4Н20

Гуннингит 2 гп о.75 Мп2 +о.25 (804)- (Н20)

Алуноген 5,5 [А1(Н20)б]2(804)35Н20

Смектит 2 ((М$03ЗМ.67)2(ОН)2№О5)2) • Ка0.33(Н2О)4

Хлорит 2 СМв, Ре)3[А1,81)4О10 (ОН)2]. • 3(М& Ре)(ОН)2

Гипс 8 Са804«2Н20

Кизерит 6 М?[804] «Н20

Гексагидрит 2 Мр804 • 6Н20

Таблица 6

Систематизация твердых продуктов переработки техногенных вод

Группа Название Массовая доля металла Примечание

I Концентраты и промпродукты в металла > кондиций

II Обогатимые шламы и осадки в метал-ла<кондиций Обогащение приводит к получению продуктов I группы

III Необогатимые рациональные продукты Минимального рентабельного содержания <в<металла кондиций Шихтуются к концентратам без нарушения кондиционных требований Компоненты шихты для металлургического передела Соответствующая компонентам шихты матрица

IV Наполнитель для закладки выработанного пространства в металла< 1 % Осадки устойчивые к растворению и выщелачиванию

V Материал для формирования техногенного месторождения 1 %< в металла < минимального рентабельного содержания Осадки пригодные к выщелачиванию

Наиболее качественный медный осадок из подотвальных вод медно-цинкового месторождения получен методом цементации, однако цементация приводит к значительному приросту железа в воде. Это является нежелательным для селективного извлечения цинка в следующей стадии и для технологических процессов дальнейшей комплексной очистки вод. Более качественные цинковые продукты получены после предварительного обезмежива-ния методами гальванокоагуляции и осаждения. Высокоселективное извлечение меди осаждением гидросульфидом натрия осложнено значительным превышением в подотвальной воде концентраций цинка, железа, магния над концентрацией меди. Более селективное извлечение меди получено цементацией и гальванокоагуляцией.

Наиболее качественный медный осадок из подотвальной воды медного месторождения получен методом сульфидного осаждения. Наибольшее извлечение меди достигнуто методом цементации.

Сравниваемые технологии могут быть реализованы в очистных сооружениях сезонной эксплуатации в модульном исполнении. Полученные продукты являются технологически равнозначными. Поэтому основными критериями выбора одной из трех технологий являются экономические критерии. Следует отметить, что большинство технологий очистки вод окупаются только с учетом снижения платы за экологический ущерб.

Без учета снижения платы за экологический ущерб применение технологий извлечения цинка осаждением сульфидом является экономически только при цене на реагент - осадитель значительно ниже цены на цинк в концентрате. Поэтому использование сульфидного осаждения на самоокупаемой стадии предочи-стки вод с извлечением металлов возможно только с применением недорогостоящих сульфидсодержащих отходов предприятий. Извлечение меди из подотвальных вод приносит прибыль предприятию изученными методами. Технологические показатели извлечения меди из подотвальной воды месторождения «Шемур» представлены в табл. 8

Таблица 8

Анализ технико-экономических показателей извлечения меди из подотвальной воды месторождения «Шемур» по вариантам

№ п/п Технология Гальвано-коагуляция Цементация Осаждение сульфидом

Показатели Значение

1. Объем перерабатываемых сточных вод в год, тыс.м3 11,08

2. Капитальные затраты, млн.р. 2276,00 2369,00 1876,00

3. Количество меди, извлекаемой в товарную продукцию, т/год, в т.ч. 9,50 22,60 14,84

4. Извлекаемая ценность, р./м3 105,60 249,30 167,00

5. Себестоимость извлечения меди из сточных вод, р./м3 51,23 69,00 138,00

6. Балансовая прибыль, млн р./год 0,60 2,00 0,42

7. Рентабельность производства, % 106,13 261,36 29,46

8. Срок, окупаемости, лет 4 1 7

ВЫВОДЫ

Вовлечение подотвальных вод в ресурсосберегающую переработку с извлечением меди и цинка в селективные продукты является актуальным и экономически целесообразным. Технологически реализуемыми в условиях горных предприятий являются методы гальванокоагуляции, цементации, и сульфидного осаждения.

Полученные медные по содержанию меди осадки соответствуют требованиям к медным концентратам обогащения. Фазовый состав осадков позволяет добавлять их к продуктам, соответствующим по содержанию концентратам обогатительного передела или отправлять в металлургический передел как самостоятельный продукт. Цинксодержащие осадки содержат цинка в два раза меньше кондиций, однако являются по содержанию рентабельными для дальнейшей переработки на металлургической стадии выделения металла.

Полученные продукты технологически равнозначны, вследствие чего основными критериями выбора одной из изученных технологий являются экономические критерии.

Для извлечения меди из подотвальных вод месторождения Шемур наиболее рентабельной является цементация. Рентабельность составляет 261 %.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Шадрунова И.В., Самойлова А. С., Орехова Н.Н. Закономерность формирования медьсодержащих стоков на горных предприятиях //Горный информационно - аналитический бюллетень. - М.: МГГУ, 2008. — № 3. — С. 304-311.

2. Халезов Б.Д., Ватолин Н.А., Макурин Ю.Н., Быков Н.А. Исследование извлечения меди в барабанном цементаторе.//Горный информационно-аналитический бюллетень, 2005, №5. - С. 302-311.

3. Орехова Н.Н. Исследование метода гальванокоагуляции для селективного извлечения меди и цинка из растворов. // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2009. ОВ. 14. № 12. - С. 202-209.

4. Феофанов В.А., Дзюбинский Ф.А., Шадрунова И.В., Орехова Н.Н. Критерии гальванокоагуляционного извлечения и утилизации меди из техногенных вод //Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал) 2006. № 12. - С. 149-151.

5. Orekhova NN, Shadrunova IV, Volkova NA (2012) Comprehensive waste treatment technologies for copper industry. Proc, XXVI International Mineral Processing Congr (IMPC), pp 3998-4010

6. Халезов Б.Д., Неживых В.А., Овчинникова Л.А. Полупромышленные испытания гидросульфидного способа извлечения цинка из растворов кучного выщелачивания.// Горный информационно-аналитический бюллетень, 2005, №4. - С. 278-279.

7. Алкацев М.И. Процессы цементации в цветной металлургии, М.: Металлургия, 1981. 116 с.

8. Чантурия. В.А, Шадрунова И.В., Орехова Н.Н., Чалкова Н.Л. Технология извлечения цинка из рудничных и подотвальных вод. // Обогащение руд. Спб.: 2011. —№ 1. — С. 35-39.

УДК 622.271.33:528.02 © О.С. Колесатова, 2014

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ МЕТОДИКИ МАРКШЕЙДЕРСКИХ НАБЛЮДЕНИЙ ЗА ДЕФОРМИРУЮЩИМИСЯ УЧАСТКАМИ БОРТОВ КАРЬЕРОВ (НА ПРИМЕРЕ КАМАГАНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ)

Приведены критерии оценки, которые позволяют установить на какой стадии развития деформации борта достаточно визуального контроля его состояния и когда обязательна постановка инструментальных наблюдений. Согласно рассмотренным критериям для условий карьера Камаганско-го месторождения необходима организация инструментальных маркшейдерских наблюдений за состоянием устойчивости бортов карьера. В 2012 г. на юго-восточном борту карьера Камаганского месторождения была заложена наблюдательная станция, при закладке которой использовался площадной принцип построения. Был проведен сравнительный анализ способов наблюдений по точности определения величин пространственных смещений реперов наблюдательной станции. На основании, которого в качестве основной методики наблюдений было принято тригонометрическое нивелирование и измерение расстояний электронным тахеометром ES-105. В процессе проведения наблюдений была усовершенствована методика производства тригонометрического нивелирования.

Ключевые слова: борт карьера, деформации, маркшейдерские наблюдения, критерии контроля, наблюдательная станция, горизонтальные смещения, вертикальные смещения, безопасность.

В настоящее время открытые горные работы ведутся на больших глубинах. Одновременно с увеличением глубины разработки происходит модернизация технических средств добычи полезного ископаемого и интенсивности горных работ на карьерах. В этих условиях особая роль отводится надежному обоснованию, обеспечению и контролю состояния прибортовых массивов карьеров.

С целью контроля состояния массива горных пород в откосах и последующей корректировки расчетных (проектных) параметров бортов карьеров нормативной документацией [1, 2] предусматриваются систематические инструментальные наблюдения за деформациями уступов и земной поверхности, прилегающей к борту.

Развитие деформационных процессов на карьерах происходит при следующих условиях [1]: при коэффициенте запаса устойчивости борта п>1,30 прибортовой массив испытывает преимущественно упругие деформации, при этом величины горизонтальных относительных деформаций растяжения е не превышают Ь 10 -3 (1 мм/ м). При п = 1,20-1,25 наблюдаются затухающие во времени деформации с величинами е = (2-5) • 10 -3, а общие смещения прибортовой поверхности достигают 50-100 мм и более; преобладающей вектора смещения является его горизонтальная составляющая. При п = 1,10- 1,15 прибортовая полоса земной поверхности испытывает значительные деформации с усредненной величиной е = (10-30) • 10 -3 и появлением на ней видимых трещин и заколов; общие смещения, преимущественно вертикальные, могут достигать 1-2 м; деформации во времени также затухают. При снижении коэффициента запаса устойчивости до 1,05 и менее борт со временем разрушается (оползает).

В развитии оползневого процесса выделяют три основных стадии деформирования прибортового массива: начальная с неустановившейся и затухающей скоростью; равновесная с установившейся скоростью и активная с прогрессирующей скоростью. Ориентировочные величины продолжительности деформирования и смещения прибортового массива в различных стадиях относительно общего времени оползневого процесса и общей (предельной) деформации массива, приведенные в [2], следующие (табл. 1).

Таблица 1

Величины продолжительности деформирования и смещения прибортового массива

Показатели Стадии ползучести (деформирования)

процесса деформирования неустановившаяся установившаяся прогрессирующая

Продолжительность деформирования, % 35 40 25

Величина 45-50 20-25 30

смещения, %

Очевидно, что степень опасности наблюдаемых деформаций для состояния борта может быть надежно оценена с учетом двух критериев: наблюдаемых скоростей развития процесса деформирования и предельных деформаций конкретного массива.

Поскольку предельные (критические) деформации прибор-тового массива предрассчитать практически невозможно, то на основании результатов изучения характера деформирования откосов на моделях из эквивалентных материалов [4], систематизации результатов многолетних натурных наблюдений ВНИМИ, а также обобщенных данных представляется возможным установить характерные внешние признаки и общие критерии оценки состояния бортов в зависимости от угла наклона борта и соотношения длины и высоты карьера (табл. 2) [2].

Визуальный контроль выполняют для определения смещений и деформаций в отдельных точках деформационных участков в период активной стадии деформации. Производят наблюдения за раскрытием трещин, а также за деформациями сооружений, находящихся в непосредственной близости от деформационного участка. Наблюдения выполняют простыми способами с использованием проволочных, цементных маяков и др.

Инструментальные наблюдения проводятся путем многократных измерений смещений реперов на специально оборудованных станциях. Наблюдательные станции согласно «Инструкции ...» закладываются по линиям, перпендикулярным простиранию борта карьера, т.е. применяется линейный принцип построения. Такой вид наблюдательной станции обеспечивает определение параметров деформаций только по направлению профильной линии, что не отражает реальных процессов деформирования в прибортовом

Таблица 2

Общие критерии оценки состояния бортов карьеров

Геометрические параметры карьера ^^ Угол наклона борта а , град. Характер наблюдаемых деформаций прибортовой полосы земной поверхности Степень устойчивости борта

Коэффициент запаса устойчивости Общая оценка

Более 3 а < 25 Преобладает горизон-таль-ная составляющая вектора смещения. Трещины отсутствуют > 1.30 Угол наклона борта занижен

Любые а > 25 Преобладает вертикальная составляющая вектора смещения. Образуются трещины незначитель-ной ширины. 1.15-1.20 Угол наклона стационарно-го борта занижен, Угол наклона рабочего борта оптимальный. Визуальные наблюдения.

Любые а >25 Преобладает вертикальная составляющая вектора смещения. Образуются ступенчатые заколы. 1.10-1.15 Угол наклона стацио-нарно-го борта оптимальный, рабочего завышен. Инструмента-льные наблюдения.

х где 1 — длина карьера по простиранию, Н - высота карьера.

массиве. Решение задачи в двухмерном пространстве влечет за собой неверные представления о состоянии объектов, что приводит к аварийным ситуациям [5]. Информацию о распределении деформаций в трехмерном пространстве можно получить с использованием площадного принципа построения наблюдательной станции.

За время существования карьера Камаганского месторождения произошло пять различных деформаций бортов [6]. Первые деформации на участке восточного - юго-восточного борта были зафиксированы в конце 2000 года в виде отдельных микротрещин и осыпеобразования верхней бровки уступа. Интенсивное развитие деформации произошло в 2002 году в виде оползня при глубине карьера 87 м. Дальнейшее деформирование протекало в виде просадок прибортовой поверхности и верхних уступов, сложенных наносами и выветрелыми породами. С расширением фронта горных работ на юг происходило и расширение зоны деформирования. В июне 2007 года на участке произошла деформация шириной до 45 м в уступах скальных пород и наносов с поверхности до гор. 312 м и по двум тектоническим нарушениям, образующим клин. Величина смещения достигала 3-4 м по поверхности. В феврале 2008 деформация вновь активизировалась в виде просадок прибортовой поверхности до 1,7-2 м. По простиранию борта деформация достигла 370 м, распространяясь на 5080 м от верхней бровки борта.

Таким образом, в процессе отработки Камаганского карьера наиболее сложными условиями отличаются восточный и южный борта карьера, устойчивость которых осложнена деформациями.

Согласно рассмотренным критериям (табл. 2) для условий

карьера Камаганского месторождения (^^ <3, а=420 и п=1,10

- 1,15 [1]) необходима организация инструментальных маркшейдерских наблюдений за состоянием устойчивости бортов карьера.

В 2008 г. на юго-восточном борту карьера Камаганского месторождения была заложена наблюдательная станция [7], при закладке которой использовался площадной принцип построения (рис. 1).

Рис. 1. План наблюдательной станции

Для определения пространственного положения рабочих реперов используются существующие пункты опорной сети карьера Т4, Т5. Для повышения точности привязки пунктов наблюдений необходимо заложить два опорных репера наблюдательной станции на юго-западном борту карьера. Расстояние от верхней бровки карьера до опорных реперов для обеспечения требований инструкций должно быть не менее 225 м. Расстояние между реперами - 50 м. В качестве опорного репера длительного срока

службы рекомендуется использовать конструкцию с бесштатив-ной установкой прибора [7, 8]. Прибор размещается на установочной площадке репера, показанной на рис. 2, и закрепляется становым винтом.

РЗП-Р71Ч

,Г ; Л зиг \1 /г " ~ц \ /

1

7П Г % 7П ^У. У../ / г /у ? / / / / \ \ |___ -- •

Рис. 2. Металлическая площадка под инструмент: 1 — отверстие для установки прибора; 2 — сварной шов

В качестве рабочего репера используется забивной репер, представляющий собой металлический штырь диаметром 25-35 мм, заершенный и заостренный с одного конца, длиной до 1500 мм. Для обеспечения безопасности работ отражатель закрепляют непосредственно на рабочем репере (рис. 3).

Выбор методики наблюдений осуществляется на основе анализа точности существующих методов определения вертикальных и горизонтальных смещений с учетом условий рельефа местности и геометрических параметров карьера.

Для условий карьера Камаган-ского месторождения были рассмотрены следующие способы наблюдений: геометрическое нивелирование цифровым нивелиром 2БЬ700 и измерение расстояний лазерной рулеткой; тригонометрическое нивелирование и измерение расстояний электронным тахеометром Б8-105; при помощи спутниковой аппаратуры. Сравнивались точность определения величин пространственных смещений реперов наблюдательной станции (табл. 3).

Таблица 3

Сравнительная характеристика методов измерения

Метод измерений mz, мм ms, мм

Геометрическое нивелирование и лазерная рулетка 1,5 5,5

Электронный тахеометр (ES-05) 2,8 3.5

Спутниковая аппаратура (GPS) 5,0 5,0

Проанализировав полученные данные можно сказать, что в условиях карьера Камаганского месторождения целесообразнее применять в качестве основной методике наблюдений тригонометрическое нивелирование и измерение расстояний электронным тахеометром Б8-05. К Преимуществам применения данной методике следует отнести то, что измерения производятся через открытое выработанное пространство.

В процессе проведения наблюдений была усовершенствована методика производства тригонометрического нивелирования. В процессе полевых работ выявлено, что на расстояниях свыше 150-200 м значительное влияние на точность нивелирования оказывает вертикальная рефракция. Для её исключения обеспечивались примерно одинаковые условия для визирных лучей. Предла-

Рис. 3. Рабочий репер

гается следующая схема измерения. При измерении электронный тахеометр устанавливают над опорным репером, а до рабочих реперов, расположенных на разных уступах, последовательно измеряют горизонтальные проложения и превышения. При этом исключается погрешность измерения высоты прибора, так как отражатели устанавливаются на специальных вешках, где зафиксирована одинаковая высота прибора. Таким образом, исключается влияние на точность тригонометрического нивелирования -погрешности измерения высоты прибора и уменьшается влияние вертикальной рефракции, так как условия прохождения визирных лучей на соседний уступ одинаковый.

Приведенные критерии оценки, позволили установить на какой стадии развития деформации борта достаточно визуального контроля его состояния и когда обязательна постановка инструментальных наблюдений. Согласно рассмотренным критериям для условий карьера Камаганского месторождения необходима организация инструментальных маркшейдерских наблюдений за состоянием устойчивости бортов карьера.

Применение новых современных приборов в горном производстве позволяет в кратчайшие сроки выполнить съемку и обработать результаты наблюдений, а также повысить эффективность работы.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Инструкция по расчету устойчивости бортов разрезов при их ликвидации и обеспечению сохранности прилегающих к разрезам территории. - Л.: ВНИМИ, 1977. - 55 с.

2. Методические указания по наблюдениям за деформациями бортов разрезов и отвалов, интерпретации их результатов и прогнозу устойчивости. - Л.:ВНИМИ, 1987. - 118 с.

3. Колесатова О.С., Емельяненко Е.А., Горбатова Е.А. Маркшейдерские наблюдения за устойчивостью бортов при отработке локальных рудных тел медно-колчеданных месторождений Южного Урала // Международный научно-промышленный симпозиум «Уральская горная школа - регионам»: сборник докладов. - Екатеринбург: Идз-во УГГУ, 2010. - С. 186-187.

4. Пушкарев В. И. Расчет оптимальных параметров бортов глубоких карьеров. - Новосибирск: ИГД СО РАН СССР, 1983. - 34 с.

5. Ашихмин С.Г. Научные основы методов прогноза напряженно-деформированного состояния месторождений газа. Диссертация доктора наук. - Пермь, 2008. - 315с.

6. Отчет о научно-исследовательской работе «Изучение условий устойчивости бортов Камаганского карьера с целью разработки рекомендаций по сохранности прибортового массива». - Екатеринбург, 2008.

7. Проект наблюдательной станции для контроля устойчивости бортов карьера и прилегающих территорий при комбинированной разработке месторождения «Камаган». - Екатеринбург, 2008.

8. Колесатова О.С., Усманов А.М. Производства маркшейдерских наблюдений за сдвижением земной поверхности на Октябрьском месторождении с применением спутниковых технологий. «Социально-экономические и экологические проблемы горной промышленности, строительства и энергетики» / 9-я Международная конференция по проблемам горной промышленности, строительства и энергетики: сборник научных трудов. - Минск, 1023. Т.1. - С. 231-233.

УДК 622.7 © В.Ш. Галямов, И.А. Гришин, В.Б. Чижевский, 2014

ИСПОЛЬЗОВАНИЕ КОМБИНИРОВАННЫХ ТЕХНОЛОГИЙ ОБОГАЩЕНИЯ ДЛЯ СОКРАЩЕНИЯ ОТВАЛООБРАЗОВАНИЯ ПРИ ОТРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ НЕРУДНЫХ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Рассмотрено текущее состояние каолиновой и цеолитовой промышленности Южного Урала и перспективы развития отрасли с учетом современным тенденций. Целью данного исследования являлся анализ возможности расширения сырьевой базы нерудных полезных ископаемых за счет вовлечения в переработку низкосортного сырья, а также снижение отвалообра-зования за счет комплексного использования добытого сырья в процессе переработки. В статье приведена характеристика основных каолиновых месторождений Южного Урала и требования к обогащенному каолину. Проведен обзор основных методов переработки каолинов и цеолитов и на его основе предложен вариант схемы обогащения, позволяющий макси-

мально использовать нерудные полезные ископаемые с образованием незначительного количества отходов производства. Такой принцип построения схем обогащения позволит вовлечь в переработку низкосортное сырье, переработка которого ранее была не выгодна предприятиям. Кроме того, переработка накопленных запасов низкосортного сырья позволит значительно снизить экологическую нагрузку на окружающую среду в местах разработки месторождений нерудных нерудных полезных ископаемых. Ключевые слова: каолин, цеолиты, магнитная сепарация, содержание железа, классификация, предконцентрация, отбеливание

После распада СССР значительная часть месторождений нерудных полезных ископаемых оказалась на территории стран Ближнего зарубежья. Так крупнейшие месторождения цеолитов Ай-Даг, Ноемберян и Дзегви находятся в Закавказье, а Сокирни-ца - в Закарпатье. Основные месторождения каолинов сосредоточены на Украине, среди них Просяновское, Глуховецкое, значительные запасы каолинов есть на территории Узбекистана и Казахстана. В связи с этим на долю импорта обогащенных каолинов на данный момент приходится 87,5 % процентов от общей потребности промышленности в данном сырье. Добыча цеолитов ведется на всей территории РФ в небольших масштабах для нужд местных предприятий. Наиболее крупные месторождения расположены в Забайкалье и в настоящее время только подготавливаются к отработке. Характерной особенностью добычи каолинов и цеолитов является то, что данный тип сырья трудно поддается обогащению. В результате отработки месторождений образуются отвалы низкосортного сырья, обогащение которого на данный момент не ведется.

На территории России, в основном, ведется отработка месторождений, на которых присутствуют сорта каолинитов, не требующие глубокого обогащения или же использующиеся в природном виде. Эксплуатируемые месторождения каолинов Российской федерации расположены, в основном, на Урале (Кыш-тымское, Еленинское, Журавлиный Лог, Кумакское). Однако геологические особенности месторождений не позволяют вести выемку лишь кондиционного сырья. Так, например, в условиях Ку-макского месторождения какой-либо закономерности в распределении марок глин не наблюдается и на геологических разрезах не представляется возможным оконтурить их распространение.

Марки глины сменяют друг друга В связи с этим ведется выемка общей продуктивной толщи, при этом кондиционные марки глины отправляются на переработку, а низкосортные глины складируются для «абстрактной» последующей переработки. Для месторождений Южного Урала, генетически связанных с корой выветривания микроклиновых гранитов характерно повышенное содержание железа, минералы которого являются основным вредным компонентом в нерудном сырье. Минералы железа, представленные магнетитом, титаномагнетитом, бурым железняком и прочими оксидами и гидрооксидами железа снижают эксплуатационные качества каолинов, в частности их огнеупорность, белизну, пластичность и т. д. В таблице 1 представлены данные о минералах железа и массовой доле железа в месторождениях глин Южного Урала.

Аналогичные проблемы встречаются при переработке цеолитов и широкое их применение сдерживается низким качеством исходного сырья. В качестве примесей в цеолитовых туфах присутствуют монтмориллонит, кварц, гидрослюда, полевые шпаты, карбонаты, фосфаты, гидроксиды марганца, железа, оксиды магния, натрия, калия, фосфора, титана и ряд других компонентов. Минеральная характеристика цеолитов Южного Урала рассмотрена на примере цеолитизированных туфопесчанников Тузбек-ского месторождения, минеральный состав которых приведен в табл. 2.

Таблица 1

Характеристика месторождений каолина на Южном Урале

Месторожде- Железосодер- Массовая доля Геобщ, % Нормативный

ние жащие В исходном Обогащен- документ

минералы сырье ный каолин (требования)

Кумакское Магнетит, 3,2 Не более ГОСТ 21286-

титаномаг- 0,6-1,2 82

Журавлиный нетит, 1,5 Не более ТУ 5729-090-

лог ильменит, 0,6-1,1 00284530-00

Еленинское бурые же- 2,5 Не более ТУ 5729-071-

лезняки, 0,9 00284530-96

Кыштымское гидрослюды 4,0 Не более 1,2-2,0 ГОСТ 1968774

Таблица 2

Минеральный состав цеолитов Тузбекского месторождения

№ п/п Наименование Массовая доля, %

1 Ломонтит 30-35

2 Морденит 15-20

3 Плагиоклазы 35-40

4 Кварц 5-8

5 Хлорит 3-5

6 Ильменит зерна

В месторождении присутствуют участки с цеолитами товарного качества, пригодные для реализации без обогащения, основная же часть материала на данный момент требует обогащения. Обогащение цеолитов представляет собой трудную задачу, что объясняется сложным полиминеральным составом пород, тонким взаимопрорастанием минералов, близостью разделительных свойств минералов.

Из приведенных данных следует, что получение товарных продуктов из низкокачественного нерудного сырья позволит уменьшить отвалообразование и более рационально использовать имеющуюся сырьевую базу. Как видно из табл. 1 и 2 основными примесями в каолиновом и цеолитовом сырье являются минералы железа и частицы кварца, снижающие алюмо-силикатный индекс и сорбционные характеристики материала в случае цеолитов и значительно уменьшающие белизну и пластичность глин. Анализ шкал обогатимости цеолитсодержащих пород избирательным дроблением, гравитационным, магнитным и электрическим методами свидетельствует о низкой контрастности разделительных свойств и невозможности получения кондиционных цеолитовых концентратов отдельным методом [1]. Именно поэтому для обогащения цеолитсодержащих пород, учитывая особенности их состава (вкрапленность, характер взаимопрорастаний минералов), целесообразно применение технологий на основе комбинирования современных методов обогащения с методами направленного изменения технологических свойств. Избирательное измельчение цеолитов основано на различии минералов в механической проч-

ности, которые при переходе в измельченное состояние отличаются спектром крупности. Технологические возможности данного способа обогащения к цеолитам более предпочтительны ввиду существенно больших прочностных различий между кварцем и полевыми шпатами. Благоприятными факторами избирательности измельчения выступают также сравнительно низкие значения истираемости и хрупкости цеолитов. Учитывая абразивные свойства кварца и полевых шпатов как минералов - спутников цеолитов, можно полагать, что избирательность при уменьшении крупности будет проявляться в большинстве измельчающих аппаратов. Так, например, использование роторных дробилок приводит к повышению концентрации клиноптилолита в тонких фракциях помола, а кварц и полевые шпаты остаются в более крупных фракциях [2]. При обогащении клиноптилолит-, гейландит-, мор-денит-содержащих туфов месторождений Восточного Забайкалья комбинированным сочетанием процессов гравитационного концентрирования и электромагнитной сепарацией возможно получение концентратов, содержащих 85-95 % цеолита при извлечении 37-86 %, степени концентрации 1,5-8,5, эффективности обогащения 69-77 %. [3,4]. Для обогащения цеолитов Шивыртуйско-го месторождения предложена магнитно-гравитационная схема [5]. Цеолитсодержащие породы Куликовского месторождения последовательно обесшламливались, подвергались электромагнитной сепарации, гравитационному разделению в тяжелых жидкостях. Выход магнитной фракции не превышал 1 %. При гравитационном разделении в жидкостях с плотностью от 1900 до 2200 кг/м3 получили фракцию 1900-2000 с выходом 26,3 %, фракцию 2000-2100 с выходом 26,2 % от первоначального веса пробы. [6]. Для обогащения тонкодисперсных цеолитсодержащих пород с получением высококачественной цеолитовой продукции предложен способ, включающий дробление, измельчение, классификацию, гравитационное обогащение на концентрационном столе, обработку мощными электромагнитными наносекундными импульсами, электромагнитную сепарацию, магнитную сепарацию с использованием сепараторов на постоянных магнитах. Техническим результатом изобретения является повышение эффективно-

сти обогащения тонкодисперсного цеолитового сырья. [7]. Ультразвуковая обработка цеолитовой суспензии в качестве подготовительной операции перед магнитной сепарацией интенсифицирует процесс отделения цеолитов от минералов примесей и на границе твердой и жидкой фаз приводит к точечной эрозии твердой поверхности, обусловливая диспергирование и ускорение процесса концентрирования цеолитов [8]. Проведенные на базе МГТУ им. Г.И. Носова исследования показали, что обогащение цеолитов сухой магнитной сепарацией возможно, однако при применении роликовых сепараторов и обыкновенных конусных и валковых дробилок процесс недостаточно эффективен - массовая доля железа в немагнитном продукте снизилась на 0,9 %, а потери цеолитов с магнитным продуктом составили от 30 до 70 %. Применение центробежного дробления и магнитной сепарации на барабанном сепараторе при напряженности магнитного поля 798 кА/м с предварительным обеспыливанием по классу 0,16 мм более эффективно, но полученный немагнитный продукт не достигает нужных кондиций. Кроме этого, процесс сухой сепарации требует предварительной подсушки, так как крупность разделяемого сырья невелика и на процесс значительное влияние оказывает слипание частиц при повышенной влажности. Мокрая магнитная сепарация показала высокую эффективность, удалось снизить массовую долю железа в немагнитном продукте до 3,42 %. При этом потери цеолитов с магнитным продуктом не превысили 24 %. Большей эффективности процесса можно добиться, применив одну или несколько перечисток продуктов и разделив исходный материал на требуемые ТУ классы крупности -1+0,5 мм и -0,5+0 мм. Гравитационные процессы при переработке сырья в одну стадию без контрольных и перечистных операций также не показали существенной эффективности. Наиболее избирательным оказался процесс центробежной концентрации. С его помощью удалось повысить массовую долю цеолитов до 80 % и снизить содержание полевого шпата. Но процесс центробежной концентрации весьма дорогой и не отличается высокой производительностью. На основании проведенных предварительных исследований возможно предложить следующую технологию обога-

щения цеолитов Тузбекского месторождения: дробление материала до крупности 200 мм с обеспыливанием дробленого продукта, додрабливание до крупности -1 мм, разделение материала на два класса крупности -1+0,5 и -0,5+0 мм, раздельное обогащение полученных классов с использованием сухой и мокрой магнитной сепарации, концентрации на столах или винтовой сепарации.

Аналогичные проблемы наблюдаются при переработке каолиновых глин. По требованиям потребителей одним из показателей качества каолиновых глин является их гранулометричекий состав, чаще всего содержание класса менее 0,056 мм. Основным же направлением обогащения также является удаление магнитной фракции, представленной минералами железа и частиц кварца. Анализ литературных источников по проблеме обогащения глин свидетельствует о том, что большинство промышленных технологических схем обогащения глин основано на разделении их по крупности при помощи гидроциклонирования в случае «мокрого» обогащения или же разделения на пневматических классификаторах и сепараторах типа «Zig-Zag» в случае сухого обогащения. При этом в тонкодисперсных фракциях с высоким содержанием Л120з концентрируются глинистые минералы, а в зернистых продуктах - все основные минеральные загрязняющие примеси: кварцевые пески и кремниевый щебень, зернистые образования и стяжения пирита, марказита и сферосидерита, полевой шпат, слюды и т. д. Для последующей очистки тонкодисперсных фракций используются магнитная сепарация, электромагнитная сепарация, флотационное обогащение, кислотное и бактериальное выщелачивание, а также комбинированные схемы разделения. Для удаления тонких частиц магнитных минералов, включая оксид титана и пирит, а также прочих красящих примесей высокую эффективность показала фильтр-сепарация в сильном магнитном поле [9, 10, 11]. Для обогащения низкокачественных сортов каолиновых глин и отходов переработки каолинового производства применяют виброэлектрофорезную сепарацию, которая позволяет из материала с массовой долей Л1203 - 25 % и Бе203 - 1,26 % получить кондиционный продукт с массовой долей Л1203 - 34,67 %. Однако данный метод не нашел широкого применения на предприятиях страны. [12]. Кроме того существуют методы сухого обогащения каолина, такие как: сухая маг-

нитная сепарация при высокой напряженности магнитного поля, позволяющая выделить кондиционный продукт при извлечении каолина до 70 % с массовой долей Бе203 0,90 %, вибрационная высокоградиентная сепарация, при помощи которой можно снизить содержание оксида трехвалентного железа в кондиционном продукте с 2,2 % до 0,82 % при выходе концентрата 86,13 % в первой стадии разделения, при введении перечистной операции возможно получение продукта с массовой долей Бе203 _ 0,72 % при выходе 78,5 % [13]. Сухая магнитная сепарация во взвешенном слое показывает высокую эффективность при переработке техногенных месторождений, однако требования к крупности материала, не позволяют использовать её для переработки каолиновых глин [14,15,16]. Для нужд порцелановой и бумажной промышленности производится отбелка каолина с использованием химического и электрохимического способов с применением гидросульфата калия в сернокислой среде [17] и тиомочевины [18], использование которых позволяет повысить белизну каолина с 90 до 94,2 %. Особое внимание при отбелке должно уделяться стадиальности подачи отбеливателя, плотности и рН пульпы, а также времени реакции.

Таким образом, можно сделать вывод, что обогащение низкосортных каолинов возможно с использованием существующих методов обогащения, однако экономическая целесообразность остается под вопросом, так как основная часть предлагаемых методов является довольно затратными. Сухое обогащение остается возможным лишь для каолинов с низким содержанием красящих примесей, в связи с невысокой эффективностью таких методов для разделения материалов с эмульсионной вкрапленностью и высокими силами сцепления между глинистой составляющей и примесями. Использование фильтр-сепараторов и стадиальных схем разделения позволяет получать высококачественный продукт даже при переработке забалансовых каолинов, однако малая производительность данных аппаратов и невозможность обогащения на них материалов, имеющих включения из сильномагнитных минералов, которые снижают их и без того небольшую производительность, делает их использование невозможным для крупномасштабных проектов. Общий вид применяемых схем обогащения представлен на рис. 1.

а ) Исход f|L I i i материал Дезинтеграция

" J "

Классификация

пески

б) Исходный материал i

Дезинтеграция i

Классификация i-;

готовый продукт хвосты

Цикл доводки

I 1

хвосты готовый продукт

Рис. 1. Схемы переработки каолиновых клин: а — при селективной выемке; б — при переработке низкосортных каолинов

Как видно из рисунка, при переработке низкосортного каолинового сырья образуется значительное количество отходов и необходим развитый цикл доводки материала. Поэтому наиболее перспективным является сокращение количества разделительных операций за счет введения операции предконцентрации на стадии размывки материала, которая позволит на ранних этапах выделить в хвосты вредные примеси, представленные минералами железа, титана и т.д. и избежать высоких потерь каолинов с хвостами. Кроме того, введение операции предконцентрации до классификации позволит использовать пески классификации как качественное сырье для строительной и других отраслей промышленности и снизит отвалообразование. Предлагаемая схема представлена на рис. 2.

Исходный материал Дезинтеграция _1I редк оицентра ] щя

Классификация

{ I

пески готовый продукт

Рис. 2. Схема переработки низкосортных каолиновых клин с использованием операции предконцентрации

Данный принцип построения схемы обогащения позволит сделать обогащение низкосортных каолинов экономически выгодным и увеличить сырьевую базу каолиновых глин за счет переработки техногенных образований. Кроме этого, представляется перспективным разработка аппаратов позволяющих одновременно разделять материал по крупности и по магнитным свойствам. Как известно, с уменьшением крупности сильномагнитных частиц минералов, снижается их магнитная восприимчивость. Повысить извлечение тонких частиц возможно при использовании более крупных зерен магнитных минералов в качестве минералов-носителей, после предварительного намагничивания. Данный механизм возможен лишь при применении магнитной сепарации до классификации материала, однако использование существующих магнитных сепараторов не представляется возможным по технико-экономическим показателям их работы. В связи с этим возникает необходимость в разработке аппарата, производящего одновременно магнитную обработку материала и его классификацию по крупности.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Хатькова А.Н. Технологические свойства труднообогатимых цеолитсодержащих пород Восточного Забайкалья // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2004. № 7. - С. 326-332.

2. Корнилов А.В., Гревцев В.А., Пермяков Е.Н., Николаев К.Г. Структурно-минералогические изменения цеолитсодержащего сырья в результате электромассклассификации // Сб. статей по матер. III Всерос. семинара РМО Новые методы технологической минералогии при оценке руд металлов и промышленных минералов. Петрозаводск. 2009. - С. 130—136.

3. Хатькова А.Н., Мязин В.П. Комплексная оценка цеолитсодер-жащих туфов Восточного Забайкалья для обоснования технологий их дальнейшей переработки // III конгресс обогатителей стран СНГ: Тез. докл. — М.: МИСиС, 2001. - С. 82, 83.

4. Хатькова А. Н. Роль технологической минералогии при разработке оптимальных схем обогащения цеолитсодержащих туфов // Направленное изменение физико-химических свойств минералов в процессах обогащения полезных ископаемых (Плаксинские чтения — 2003): Материалы Международного совещания, Петрозаводск, 2003. М.: Альтекс. 2003. - С. 127-128.

5. Юсупов Т.С. Шумская Л.Г., Кириллова Е.А. Состояние и перспективы обогащения природных цеолитов // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых, 2000. № 3. - С. 115-120.

6. Беляев Р.А. Михеев А.А. Обогащение цеолитсодержашей породы Куликовского месторождения // Геология, минералогия, геохимия и проблемы рудообразования Приамурья: Тезисы докладов региональной конференции, Благовещенск, 26-27 нояб., 1997. Благовещенск: Изд-во АмурКНИИ АНЦ ДВО РАН. 1997. - С. 54-55.

7. Способ обогащения цеолитсодержащих пород: Пат. 2264865 Россия, МП К7 В 03 В 7/00, В 03 С 1/00 Читин. гос. ун-т, Хатькова А.Н., Мязин В.П., Чантурия В.А., Бунин И.К., Иванова Т.А., Воблый П.Д., Уткин А.В., Хавин Н.Г., Богомолов Н.И. № 2004122382/03-, Заявл. 21.07.2004; Опубл. 27 11.2005 Рус.

8. Хатькова А.Н. Комплекс минералого-аналитических исследований для оценки качества цеолитсодержащих пород и разработки технологий их обогащения // Матер. Первой Всерос. конф. по промышленным минералам: Неметаллические полезные ископаемые России: современное состояние сырьевой базы и актуальные проблемы научных исследований. М., 2004. - С. 147-160.

9. Карамазин В.И., Султанович Е.А., Молчанов А.И., Черный Е.Н. Обогащение тонковкрапленной руды, Апатиты. 1985. - С. 71-74.

10. Sumi Shin-ichi, Ito Shin-ichi, Onodera Yoshio, Iwasaki Takashi, Torii Kazuo, Okahara Yoshiasa. Извлечение пирита из глин с помощью высокоградиентной магнитной сепарации // Фусэн, Flotation. 1985. №4. С. 163-169.

11. Кузев Л., Стоев Ст., Карагоев Ц. Виброэлектрофорезное обогащение отходов каолинового производства // Год. Висш. Мин. геол. инт, 1983-1984. № 4. - С. 263-271.

12. Prasad M.S., Katsoulis M.P., Reid K.J. Обогатимость каолина и технико-экономическая оценка его использования в производстве бумаги // Miner. And Met. Process 1991. №1. - С. 48-54.

13. Yu Kangchun, Sun Zhoengyuan. Исследование по технологии сухой высокоградиентной магнитной сепарации (ВГМС) // Proc. 1st Int. Conf. mod. process miner and miner. process. Beijing. Sept. 22-25. 1992. -С. 352-357.

14. Шавакулева О.П., Горлова О.Е., Гришин И.А., Кошкалда А.Н. Сухая магнитная сепарация мелкого материала во взвешенном состоянии // ОАО «Черметинформация». Бюл. «Черная металлургия». 2004. №3. - С. 33-34.

15. Чижевский В.Б., Захаров И.П., Гришин И.А., Горлова О.Е., Шавакулева О.П. Сухая магнитная сепарация во взвешенном состоянии -высокоэффективный способ обогащения мелкого материала // Материа-

лы V Конгресса обогатителей стран СНГ. - М.: Альтекс. 2005. - Т. IV. -С. 38-39.

16. Чижевский В.Б., Шавакулева О.П., Сединкина Н.А. Изучение основных пареметров магнитного поля установки для магнитной сепарации во взвешенном состоянии // Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья: Материалы Междунар. науч.-практ. конф. Екатеринбург. 2008. - С. 63-66.

17. Попов А., Рекена X Улучшение структурных свойств одного из испанских каолинов // Год. Мин. — геол. унив., София. 1992. №2. — С. 161-162.

18. Merdoud O., Akretche D. E., Kerdjoudj H. Отбелка каолина с использованием тиомочевины посредством как химического, так и электрохимического способов // 9 International Mineral Processing Symposium, Cappadocia, 18-20 Sept., 2002: Extended Abstracts. Ankara: Kozan Ofset. 2002. С. 69-70.

УДК 533.04:533.31 © Е.А. Горбатова, О.П. Шавакулева,

М.С. Колкова, Д.В. Чернов, 2014

АНАЛИЗ РАСКРЫВАЕМОСТИ МИНЕРАЛОВ ИЛЬМЕНИТОВЫХ РУД МЕДВЕДЕВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ В ПРОЦЕССЕ ИХ ДЕЗИНТЕГРАЦИИ*

Вовлечение ильменитовых руд в комплексную переработку с извлечением железа, титана и ванадия является актуальной задачей. Обоснования оптимальной крупности измельчения и стадиальности выделения промежуточных продуктов обогащения требуют проведения анализа раскрываемости минералов вкрапленных ильменитовых руд Медведев-ского месторождения в процессе их дезинтеграции.

Проведены минералогические исследования строения руды, морфометриче-ских и морфологических особенностей главных рудных минералов. Выявлено распределение индивидов и минеральных агрегатов ильменита и магнети-

Работа выполнена при финансовой поддержке Министерства образования и науки РФ (гос. задание № 214/80).

та по классам крупности, большая часть ильменита (51,2%) концентрируется в классе крупности - 0,020 + 0 мм, а магнетита (45,3%) - в классе крупности - 0,044 + 0,020 мм. Проведен анализ распределения минералов дробленой руды, установлено, что раскрываемость ильменита в классе крупности - 0,020 + 0 мм составляет 92%, а магнетита в классе крупности - 0,044 + 0,020мм - 80%.

Доказано, что эффективное разделение минералов целесообразно проводить путем измельчения в три-четыре стадии (либо две стадии доизмель-чения). Для получения чернового железованадиевого концентрата необходимо проводить измельчение до крупности 0,044 мм, а для получения иль-менитового концентрата необходимо до крупности 0,020 мм. Ключевые слова: ильменитовые руды, магнетит, ильменит, морфология минералов, морфология границ срастаний, раскрываемость минеральных агрегатов

Интенсивное развитие горно-металлургического комплекса Уральского региона привело к истощению минерально-сырьевой базы предприятий черной металлургии. В связи с этим резко возрос интерес к ильменит- таномагнетитовым рудам, являющихся основным источником железа, ванадия и титана.

Целью работы является анализ раскрываемости минералов вкрапленных ильменитовых руд Медведевского месторождения в процессе их дезинтеграции для обоснования оптимальной крупности измельчения и стадиальность выделения промежуточных продуктов обогащения.

Медведевское титаномагнетитовое месторождение расположено в южной части Медведевского габбрового массива, приуроченного к Кусинско-Копанской габбровой интрузии. Месторождение сложено, в основном, в разной степени измененным амфи-боловым габбро, а также метапироксенитами, анортозитами, пег-матоидным габбро, реже встречаются неизмененные массивные габбро-нориты, а также диориты и кварцевые диориты. На месторождении выделяют вкрапленные ильменитовые и титаномагне-титовые руды, залегающие согласно с расслоиностью массива в виде пластообразных и линзообразных тел. Среди вкрапленных руд встречаются маломощные прослои массивных титаномагне-титовых руд [1, 2].

Вкрапленные ильменитовые руды (рис. 1) представляют собой среднезернистые меланократовые амфиболовые габбро.

Рис. 1. Вкрапленная руда ильменитового состава

Микротекстура руды - вкрапленная, характеризующаяся неравномерным распределением моно- или полиминеральных агрегатов магнетита и ильменита в силикатной матрице.

Микроструктура - сидеронитовая, коррозионная, распад твердых растворов. Сидеронитовая микроструктура характеризуется срастанием идиоморфных зерен силикатов с аллотрио-морфными выделениями магнетита и ильменита. Метазернистая микроструктура проявляется перекристаллизацией пластинчатого ильменита с образованием аллотриоморфных выделений. Микроструктура распада твердых растворов представлена минеральными агрегатами гематита и ильменита пластинчатого строения [3].

Минеральный состав рассматриваемых руд представлен нерудными минералами, в основном, амфиболом (53 - 74%), хлоритом (3 - 7%), плагиоклазом (6 - 28%), кварцем (1 - 2%), эпидотом (7 - 8%), и рудными (4 - 7%) - ильменитом, магнетитом, гематитом, пиритом. В ильменитовых рудах рудный минерал на 75 -95% представлен ильменитом.

Главными рудными минералами является магнетит и ильменит.

Ильменит - титансодержащий минерал, его количество во вкрапленных ильменитовых рудах достигает 6 - 6,5 %.

В исследуемых рудах различают следующие морфологические разновидности ильменита:

1) аллотриоморфные;

2) идиоморфные;

3) пластинчатые.

Идиоморфный ильменит (рис. 2, а), в основном, встречается в силикатной массе и характеризуется удлинением выше среднего, формой близкой к прямоугольной и высокой степенью изре-занности границ зерен (табл. 1). Границы его срастания с зернами силикатных минералов ровные или слегка извилистые, что позволяет предполагать хорошее раскрытие зерен ильменита в процессе рудоподготовки.

Форма аллотриоморфного ильменита определяется конфигурацией трещинных полостей и интерстиций, и характеризуется средним фактором удлинения и низким фактором изрезанности (табл. 1).

Ильменит выполняет полости трещин в магнетитовых и брекчированных гематит-ильменитовых агрегатах (рис. 2, в), а также интерстиции в зернистых агрегатах магнетита и силикатных минералов (рис. 2, б). Ильменит образует небольшие включения в магнетите размером от 8 до 24 мкм и рассредоточенные вкрапления в силикатной массе размером до 982 мкм. Морфология поверхности границ срастаний минералов в большинстве случаев неровная, что затрудняет дезинтеграцию минеральных агрегатов ильменита и может привести к потерям черных металлов в отходах обогащения.

Пластинчатый ильменит встречается в гематит-ильменитовых агрегатах (рис. 2, г). Форма ильменита характеризуется высоким фактором удлинения и высокой степенью изрезанности границ зерен (табл. 1). Мощность пластин не превышает 42 мкм. Морфология поверхности границ срастаний ильменита и гематита ровная, что свидетельствует о довольно легком высвобождении ильменита при механическом разделении минеральных агрегатов.

В самом ильмените наблюдаются включения магнетита, шпинели и гематита. Последний наблюдается в виде:

1) тонких и прерывистых пластинок ориентированных в одном направлении;

2) утолщенных пластинок, ориентированных в двух направлениях;

3) аллотриоморфных выделений, развивающихся по периферии и по трещинам зерен ильменита.

Рис. 2. Морфологические разновидности рудных минералов: а — идиоморфные выделения ильменита в силикатной матрице; б — выполнение полостей трещин ильменитом в брекчированном гематит-ильменитовом агрегате; в — аллотрио-морфные выделения ильменита; г — пластинчатые выделения ильменита в гема-тит-ильменитовом агрегате; б — аллотриоморфные выделения магнетита в силикатной матрице

Таблица 1

Морфометрические характеристики магнетита и ильменита

Морфологические разновидности минералов Среднее значение фактора

круглой формы удлинения изрезанности границ

Ильменит

Идиоморфная 0,74 0,46 0,93

Аллотриоморфная 0,27 0,66 0,34

Пластинчатая 0,83 0,34 0,97

Магнетит

Идиоморфная 0,56 0,66 0,95

Магнетит - главный железосодержащий минерал. В рудной массе он наблюдается в переменном количестве, его содержание зависит от присутствующего ильменита.

Зерна магнетита характеризуются различной степенью идиоморфизма. Идиоморфный магнетит (рис. 2, д) встречается в гематит-ильменит-магнетитовых минеральных сростках и характеризуется средним удлинением, формой близкой к треугольнику и высоким значением фактора изрезанности границ зерен (табл. 1). Морфология поверхности границ срастаний магнетита с ильменитом и гематитом ровная до волнистой, что обеспечивает высокий процент их раскрываемости при дезинтеграции.

Наряду с хорошо ограненными кристаллами встречаются зерна алотриоморфной формы (рис. 2, е), характеризующиеся повышенными значениями факторов удлинения и изрезанности (табл. 1). Размеры аллотриоморфных выделений достигают 610 мкм. Морфология поверхности границ срастаний магнетита с другими минералами изменяется от извилистой до более сложной.

Размер зерен и минеральных агрегатов магнетита и ильменита в руде варьирует в широких пределах и достигает единицы миллиметра (рис. 3). В рудах большая часть минеральных агрегатов магнетита (45,3%) концентрируется в классе крупности — 0,044 + 0,020 мм, а ильменита (51,2%) — в классе крупности — 0,020 + 0 мм. Неоднородность размерных характеристик рудных минералов свидетельствует о необходимости применения двух-стадиального измельчения [4-5].

-: -1-йЗ 41:Н12 -С. 1411174 -0,074«,И4 -Й044-(1С2 -£102-0

■ Ильменит мдгнеггит

Класс крупности, ми

Рис. 2. Распределение индивидов и минеральных агрегатов ильменита и магнетита по классам крупности

Для анализа распределения свободных зерен и минеральных сростков по классам крупности и обоснования крупности измельчения, руда подвергалась дроблению до -1+0 мм.

Анализ дробленой руды показал, что раскрытие минеральных агрегатов ильменита с выделением свободных зерен или мономинеральных агрегатов по классам крупности составляет: +1 -14%; -1+0,5 - 23%; -0,5+0,2 - 40,4%; -0,2+0,1 - 40%; -0,1+0,074 -58%; -0,074+0,044 - 62%; -0,044+0,020 - 53%; - 0,020 + 0 мм -92% (табл. 2).

Таблица 2

Раскрытие ильменита

Классы крупности Выход, % Свободные зерна Сростки

МЙ1+11Ш Мй1+11ш+Ие

+1 4,83 0,68 4,15

-1 + 0,5 29,00 6,67 17,11 5,22

-0,5 + 0,2 27,50 11,11 12,15 4,24

-0,2 + 0,1 14,50 5,8 7,4 1,3

-0,1 + 0,074 9,97 5,06 3,07 1,84

-0,074 + 0,044 6,20 3,22 2,36 0,62

-0,044 + 0,020 4,00 2,12 1,44 0,44

-0,020 + 0 4,00 3,68 0,32

Итого 100 38,34 48 13,66

Главным образом, ильменит встречается в сростках с магнетитом, реже в полиминеральных ассоциациях. В свободных зернах ильменит преобладает в классе -0,020 + 0 мм, что подтверждается минералогическими исследованиями.

Распределение свободных зерен и мономинеральных агрегатов магнетита по классам крупности: +1 - 15%; -1+0,5 - 10%; -0,5+0,2 - 28%; -0,2+0,1 - 28%; -0,1+0,074 - 40%; -0,074+0,044 -44%; -0,044+0,020 - 41%; -0,020 + 0 мм - 80% (табл. 3). Магнетит встречается в сростках с ильменитом, реже в полиминеральных ассоциациях и с нерудными минералами. В свободных зернах магнетит преобладает в классе -0,020+0 мм.

Таблица 3

Раскрытие магнетита

Классы крупно- Выход, Свободные Сростки

сти % зерна Mgt+Ilm Mgt+He Mgt+Ilm+He

+1 4,83 0,72 0 0 4,11

-1 + 0,5 29,00 2,9 15,95 0 10,15

-0,5 + 0,2 27,50 7,7 7,15 10,18 2,47

-0,2 + 0,1 14,50 4,06 6,96 2,32 1,16

-0,1 + 0,074 9,97 3,78 3 1,39 1,8

-0,074 + 0,044 6,20 2,73 2,05 0,56 0,86

-0,044 + 0,020 4,00 3,2 0,6 0 0,2

-0,020 + 0 4,00 3,12 0,88 0 0

Итого 100,00 28,21 36,59 14,45 20,75

Условные обозначения: Mgt - магнетит; Ilm - ильменит; He - нерудные ми-

нералы.

Таким образом, исследования показали, что:

1. Ильменит и магнетит изучаемых руд характеризуются сложной морфологией, что негативно влияет на разделение минеральных агрегатов в процессе их дезинтеграции.

2. Морфология поверхности границ срастаний ильменита и магнетита с другими минералами изменяется от ровной до извилистой и более сложной. Идиоморфный и пластинчатый ильменит и идиоморфный магнетит характеризуются более простыми поверхностями границ срастания, а аллотриоморфные выделения ильменита и магнетита и ильменит метазернистой микроструктуры имеют более сложные поверхности, что затрудняет процесс

механического разделения минеральных агрегатов и способствует их накоплению в хвостах обогащения.

3. Анализ распределения индивидов и минеральных агрегатов рудных минералов по классам крупности показал, что большая часть ильменита (51,2%) концентрируется в классе крупности - 0,020 + 0 мм, а магнетита (45,3%) - в классе крупности -0,044 + 0,020 мм.

4. Раскрываемость ильменита в дробленой руде в классе крупности - 0,020 + 0 мм составляет 92%, а магнетита в классе крупности - 0,044 + 0,020 мм - 80%.

5. Для эффективного разделение минералов в операциях обогащения целесообразно проводить измельчение в три-четыре стадии (либо две стадии доизмельчения), что позволит получить черновой железованадиевый концентрат необходимой крупностью 0,044 мм и ильменитовый концентрат крупностью 0,020 мм.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Холоднов В.В., Шагалов Е.С., Бочарникова Т.Д. Новые данные о составе и генезисе Бе-И-У руд Медведевского месторождения (Кусин-ско-Копанский рудно-магматический комплекс, Южный Урал) // Геология, полезные ископаемые и проблемы геоэкологии Башкортостана, Урала и сопредельных территорий: мат-лы 8-й Межрегион. н.-п. конф. -Уфа: Дизайн Полиграф Сервис, 2010. - С. 159-161.

2. Ферштатер Г.Б., Холоднов В.В Бородина Н.С. Условия формирования и генезис рифейских ильменит-титаномагнетитовых месторождений Урала // Геол. рудн. месторожд., 2001. - Т. 43 - № 2. - С. 112-128.

3. Пирогов Б.И., Броницкая Е.С., Астахова Ю.М. Особенности вещественного состава титаномагнетитовых руд магматического генезиса, определяющие их обогатимость. - Разведка и охрана недр. - №2. - 2013.

- С. 47-51.

4. Чижевский В.Б., Шавакулева О.П. Комплексное использование руд Медведевского месторождения // VIII Конгресс обогатителей стран СНГ. Сб. материалов. Том II. - М.: МИСиС. - 2011. - С. 208-210.

5. Чижевский В.Б., Шавакулева О.П. Обогатимость различных типов титаномагнетитовых руд // Материалы международного совещания.

- Екатеринбург: Издательство «Форт Диалог-Исеть», 2011. - С. 529-531.

6. Шавакулева О.П. Обогащение титаномагнетитовых руд// Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья: Материалы XVII Междунар. науч.-техн. конф. - Екатеринбург, 2012. -С. 39-41.

УДК 622.013.364:622.274.54

© Е.А. Романько, 2014

МЕТОДИКА ОПТИМИЗАЦИИ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ИЗВЛЕЧЕНИЯ РУДЫ ИЗ НЕДР ПРИ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКЕ ЗАПАСОВ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ТЕХНОЛОГИЯМИ С ОБРУШЕНИЕМ РУДЫ

Приведена методика определения и оптимизации уровня потерь и разубо-живания руды при применении технологии добычи с обрушением. Показаны примеры определения потерь и разубоживания для определенных условий, оптимальных значений потерь и разубоживания для разных величин расстояний между выпускными выработками.

Ключевые слова: системы разработки с обрушением руды, донный выпуск руды, потери, разубоживание, оптимальные значения.

При освоении запасов месторождений полезных ископаемых требуется установить значения оптимальных (нормативных) показателей эксплуатационных потерь и разубоживания по всем выемочным единицам (блокам), разработать мероприятия по обеспечению планируемого уровня извлечения полезных ископаемых при их добыче, предотвращению образования сверхнормативных потерь в результате неправильного ведения горных работ.

Согласно В. А. Шестакову для условий технологии освоения запасов с обрушением руды и вмещающих пород и донным выпуском руды установление оптимальных соотношений между потерями и разубоживанием возможно на основе изучения закономерностей их изменения по мере выпуска рудной массы из блока. При оптимальном уровне потерь и разубоживания руды применяемая технология добычи с учетом контуров выемки, параметров конструктивных элементов системы разработки, режима выпуска должна обеспечивать максимальную эффективность отработки запасов.

Для определения прогнозных показателей извлечения при донном выпуске руды используются методики Малахова Г.М., Куликова В.В., Именитова В.Р. и др. Фигура выпуска в них

предлагается близкой к эллипсоиду вращения. Рекомендации основываются на постоянстве для конкретных условий параметров фигуры выпуска или их соотношений - эксцентриситета, показателя сыпучести. Предлагаемым методикам присущи следующие недостатки: расчет показателей извлечения на одно выпускное отверстие, а не на выемочную единицу в целом; разу-боживание запасов породами учитывается недостаточно, сложность расчетов; взаимное пересечение эллипсоидов не учитывается расчетом. Определение конечных величин потерь и разу-боживания, исходя из промышленного минимума качества руды, не позволяет использовать методики при оптимизации потерь и разубоживания.

В основу методики расчета показателей извлечения Дубыни-на Н.Г. положено утверждение о том, что выпуск руды ведется зонами потока, по форме напоминающими параболоиды вращения, вершина которых усечена выпускным отверстием. Расчет показателей извлечения ведется на момент объемного предельного разубоживания, т.е. на конец выпуска. Необходимость графических построений для учета бокового контакта с породами, и при его наличии занижается высота выпуска, а значит, вынужденно занижают величину балансовых запасов, приходящихся на выпускное отверстие.

Пепелев Р.Г. предложил определять показатели извлечения в характерные моменты выпуска: первый — начало разубожи-вания, т.е. окончание выпуска чистой руды; второй - промежуточный; третий — соответствующий приходу самой удаленной частицы руды к выпускному отверстию. Затем, по точкам, соответствующим выбранным характерным моментам выпуска рудной массы, строятся соответствующие графические зависимости изменения соотношения показателей извлечения в процессе выпуска. В методике определяются относительные показатели извлечения для зоны, приходящейся на одно выпускное отверстие, которые будут характеризовать показатели извлечения в целом по блоку.

Методикой, позволяющей оценить закономерности изменения показателей извлечения в процессе выпуска, т.е. осуществлять прогнозирование и оптимизацию, поскольку также ведется

расчет прибыли для каждого значения извлечения рудной массы, является методика, предложенная И.Т. Слащилиным [1]. За фигуру выпуска руды принят эллипсоид вращения. Определение потерь и разубоживания руды осуществляется на первой стадии выпуска, когда еще нет примешивания вмещающих пород к выпускаемой отбитой руде. Затем, во второй и третьей стадии выпуска производится расчет показателей извлечения руды с учетом увеличения высоты эллипсоида выпуска в процессе истечения рудной массы на заданную величину. Когда расчетом будет установлено значение разубоживания в дозе превышающем браковочный предел, то расчет показателей извлечения прекращается. Методику И.Т. Слащилина дополнили полученными на основе предыдущих исследований [2, 3] закономерностями, учитывающими влияние угла наклона основания блока - лежачего бока рудной зоны, и отношения размеров породы (пригрузки) к руде на показатели извлечения.

Исходными данными для рассматриваемой методики прогнозирования и оптимизации показателей извлечения в процессе донного выпуска являются: физико-механические характеристики руды и породы (показатель сыпучести, объемный вес руды и породы, коэффициент разрыхления руды, размеры кусков породы и руды); параметры блока - высота этажа, площадь блока, расстояние между выпускными выработками, угол наклона основания блока, схема расположения выпускных выработок (шахматное или параллельное) и количество контактов с обрушенными породами по длине и ширине блока; содержание металла в руде и породе.

В таблице приведены значения оптимальных показателей извлечения руды для следующих исходных данных: площадь блока 400 м2, высота этажа 80 м, горизонтальное основание блока, количество контактов по длине и ширине блока равно одному, шахматная схема расположения выпускных выработок, расстояние между выпускными выработками от 4 до 12 м, затраты на добычу и переработку полезных ископаемых 300 руб/т; физико-механические характеристики руды и породы: показатель сыпучести 1, объемный вес руды и породы соответственно 3,5 и 3,2 кг/м3, коэффициент разрыхления руды 1,2, размеры кусков породы и руды соответственно 0,4 и 0,6 м.

Таблица

Оптимальные показатели извлечения руды для различных значений расстояний между выпускными выработками

Оптимальные показа- Расстояние между выпускными выработками, м

тели извлечение руды 4 5 6 7 8 9 10 12

Прибыль, руб/т 367,7 361,7 354,3 345,1 334,6 322,5 308,7 285,3

Видимое извлечение, % 98,46 97,63 96,64 95,48 94,23 92,6 91,1 84,91

Истинное извлечение, % 97,79 96,55 95,03 93,17 91,08 88,6 85,93 79,74

Потери руды, % 2,2 3,45 4,97 6,82 8,91 11,39 14,06 20,25

Разубоживание руды,0/» 0,68 1,11 1,66 2,42 3,33 4,31 5,67 6,09

Большая полуось 4,53 7,07 10,19 13,8 18,03 22,72 28,05 40,39

эллипсоида, м

Малая полуось эл- 2,23 2,79 3,34 3,89 4,45 4,99 5,55 6,66

липсоида, м

Изменение показателей извлечения в процессе донного выпуска руды для условий выпуска приведенных выше и расстояния между выпускными выработками 8 м приведено на рисунке.

Изменение показателей извлечения руды в процессе донного выпуска руды из блока

С помощью предложенной методики возможно как установить показатели извлечения руды в процессе выпуска, их оптимальный уровень для заданных горно-геологических условий разработки, так и наоборот, уточнить значения параметров конструктивных элементов применяемой системы разработки, обеспечивающие оптимальные значения показателей извлечения руды.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Слащилин И. Т., Романько А.Д. Прогнозирование показателей извлечения руды при системах разработки с массовым обрушением руды. Уч. пособие. Свердловск: изд. УПИ им. С.М. Кирова, 1980. - 53с.

2. Пути снижения потерь и разубоживания руды при отработке при-контурных запасов системами разработки с обрушением руды и вмещающих пород. Вестник МГТУ им. Г.И. Носова. 2007. № 1(17). — С. 14—18.

3. Обоснование параметров технологии отработки приконтурных запасов системами с обрушением руды и вмещающих пород / Е.А. Романько — Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: МГГУ, 2007, №4. - С. 34—38.

УДК 622.7: 504.063.43 © Г.А. Бикбаева 2014

ТЕОРЕТИКО-ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОЕ ОБОСНОВАНИЕ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ КЛИНКЕРА В КАЧЕСТВЕ ЗАГРУЗКИ ГАЛЬВАНОКОАГУЛЯТОРА В ПРОЦЕССЕ ПЕРЕРАБОТКИ ПОДОТВАЛЬНЫХ ВОД

Обоснована возможность применения отхода переработки цинковых концентратов - клинкера, в качестве загрузки гальванокоагулятора при переработки сточных вод. Изучены физико-химические характеристики магнитной и немагнитной составляющих клинкера, определена контрастность частиц клинкера на основе анализа распределения содержания металлов и определения

термоЭДС, изучено изменение электродного потенциала клинкера, графита и пирита, изучено влияние различных соотношений магнитной и немагнитной фракций клинкера на изменение окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) раствора. Определены наиболее значимые факторы для процесса извлечения меди при применении клинкера в процессе гальванокоагуляции и получено уравнение регрессии методом экспериментального планирования по ро-тотабельному плану второго порядка Бокса и Хантера. В результате исследований теоретически установлено соответствие характеристик клинкера необходимым требованиям гальванопары.

Ключевые слова: медь, цинк, техногенные отходы, переработка, гальванокоагуляция, клинкер, извлечение металлов, очистка сточных вод.

Южный Урал богат горно-металлургическими предприятиями, в процессе деятельности которых формируются жидкие и твердые техногенные отходы. Как правило, все промышленные отходы оказывают негативное влияние на окружающую среду в результате ее загрязнения. Нередко образованные отходы содержат ценные компоненты, которые могут быть извлечены в процессах вторичной переработки. Вовлечение горно-металлургических жидких и твердых отходов в процесс комплексной переработки позволит получить интегральный экономический и экологический эффект.

Особую экологическую опасность представляют подотваль-ные воды, имеющие большие концентрации тяжелых металлов, образующиеся в уральском регионе [1]. Стоит отметить, что наряду с подотвальными водами в больших количествах складируется клинкер - отход переработки цинковых концентратов. Анализ литературы показал, что в основном клинкер используется в процессах цементации [2, 3]. Однако, наличие железо- и углерод-содержащей фазы в клинкере позволяет рассматривать его в качестве загрузки в процессе гальванокоагуляции.

Гальванокоагуляционный метод основан на процессах внутреннего электролиза водных систем при их пропускании через смесь материалов с различными электрохимическими потенциалами [4]. Гальванокоагуляция распространена в сфере очистки сточных вод от ионов цветных и тяжелых металлов, органических и металлсодержащих красителей, моющих веществ и др. и позволяет получить не только чистую воду, но и ценные компоненты. В качестве загрузки гальванокоагулятора широко распространена гальванопара Бе-С, стоит отметить, что в качестве гальванопары

нередко применяют промышленные отходы (железорудные окатыши, скрап, металлическая стружка, высечка, опилки после механической обработки металов и др.) [5]. Так в работах В. А. Феофанова и Ф.А. Дзюбинского рассмотрена схема гальванического взаимодействия пары кокс-пирит (рис. 1), что указывает на возможность утилизации отходов в процессах переработки техногенных вод [6].

К основным характеристикам гальванопары относят необходимую крупность кусков материалов для обеспечения разрывного контакта (в лабораторных условиях 5-7 мм) и электропроводность материалов, имеющих различные значения электрохимических потенциалов со значительной разницей. В целом важнейшими требованиями гальванокоагуляционной системы является

С Ре32

С Не

кокс—железо

создание среды способствующей протеканию электрохимических процессов и образования нерастворимых соединений. Задачи исследований

Для определения пригодности применения клинкера в качестве гальванопары при переработки подотвальных вод были проведены следующие исследования:

- определение контрастности магнитной и немагнитной фракций клинкера на основе анализа распределения содержания металлов во фракциях клинкера и определения термоЭДС;

- определение изменения электродного потенциала клинкера, пирита и графита в однокомпонентных растворах меди и цинка;

- изучение влияния различных соотношений магнитной и немагнитной фракций клинкера на изменение окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) раствора;

- определение значимых факторов для процесса извлечения меди при применении клинкера в процессе гальванокоагуляции и математическое описание процесса методом экспериментального планирования по рототабельному плану второго порядка Бокса и Хантера.

Материалы и методы исследований

В экспериментах в качестве жидкой фазы гальванокоагуляции применялись однокомпонентные, бикомпонентные и трех-компонентные кислые модельные растворы, содержащие сульфаты меди, цинка и железа. В качестве твердой фазы гальванокоагуляции выступал клинкер. Предварительно клинкер был доведен до требуемой крупности -7 мм с последующим отсевом класса -5 мм и разделением части фракции - 7+5 мм на магнитную и немагнитную составляющие.

Определение массовых долей металлов осуществлялось с помощью рентгенофазового и микроскопического анализов. Измерение термоЭДС частиц магнитной и немагнитной фракции проходило на 100-110 зернах одной крупности (100 мкм) при комнатной температуре и разницей между термозондами в 20-25 градусов [7].

Измерение электродного потенциала клинкера, пирита и графита проходило в измерительной ячейке с исследуемым раствором, где потенциал приготовленного электрода измерялся относительно хлорсеребряного электрода сравнения с помощью ио-номера И-160 при перемешивании раствора, через равные промежутки времени. Минеральный электрод готовился из однородных кусков клинкера, пирита и графита размером 1,0х1,0х2,0 см, был запаян в полипропиленовую трубку, контактирующую с измерительным прибором через медный провод, сопряженного с минеральной поверхностью специальным графитизированным клеем. Поверхность минерального электрода, контактирующей с раствором, перед испытанием защищали. Площадь контакта составляла 1,0 см2.

Рис. 2. Схема лабораторной установки: 1 - напорная емкость для сточной воды; 3 - компрессор; 2, 4 - регулировочное устройство; 5 - гальванокоагулятор; 6 - мотор - редуктор; 7 - опорные ролики; 8 - сборник-отстойник, прошедшей обработку воды; 9 - фильтровальная установка

Измерение ОВП исследуемого раствора проходило с помощью рН-метра «рН-150», где в качестве измерительного электрода использовался ЭВП-1СР, а в качестве сравнительного - ЭВЛ-1М3.1. В модельный раствор помещалась загрузка, состоящая и из магнитной и немагнитной частей клинкера, которая перемешивалась при помощи мешалки. Измерение проводилось через равные промежутки времени.

Факторный эксперимент по рототабельному плану второго порядка Бокса и Хантера проводился на установке (рис. 2), которая состоит из лабораторного гальванокоагулятора, имеющего барабан диаметром 110 мм, длиной 350 мм, где объем рабочей зоны составлял 180 см3, расходной емкости, регулировочного устройства скорости подачи раствора и накопительной емкости. Установка приводилась во вращение мотором-редуктором РД-3 со скоростью вращения 12 об/мин. На основе предварительных поисковых испытаний для постановки эксперимента были выбраны факторы влияющие на область достижения наибольшей массовой доли меди в осадок (табл. 1), среди которых: Х1-рН среды, Х2- время обработки, Х3-исходная концентрация меди, Х4- отношение магнитной/немагнитной фракций клинкера.

Таблица 1

Факторы и интервалы их варьирования

Фактор Интервал -2 -1 0 +1 +2

Х1 1 2 2.5 3 3.5 4

Х2 1 3 4 5 6 7

Х3 50 150 200 250 300 350

Х4 0,5 1:2 1:1 3:2 2:1 5:2

На выходе оценивалась массовая доля меди в осадке. Число опытов при К = 4 равно 31. По данным матрицы планирования рассчитывались коэффициенты уравнений регрессии. Значимость коэффициентов регрессии проверялась по критерию Стьюдента. Адекватность уравнения регрессии проверялось по критерию Фишера [8].

Результаты исследований и их обсуждение

Результатами определений массовых долей металлов в магнитной и немагнитной фракциях клинкера установлено, что основная доля металлов сосредоточена в магнитной фракции клинкера, что свидетельствует о высокой контрастности частиц (табл. 2), что обуславливает эффективность действия клинкера в качестве гальванопары.

Также о высокой контрастности составляющих клинкера можно судить по величине термоЭДС (рис. 3). На графиках показано, что значения термоЭДС для разных составляющих клинкера различны. Так среднее значение термоЭДС магнитной фракции составляет +2,16 мкВ/°С, а немагнитной фракции -3,00 мкВ/°С, это указывает, что частицы клинкера имеют значительную разницу электрических характеристик и могут эффективно работать как гальванопара. По термоЭДС можно судить, что фракции имеют состав близкий к однородному.

Таблица 2

Распределение массовой доли металлов в магнитной и немагнитной

фракциях клинкера

Фракция Выход фракций, % Массовая доля металлов,%

Fe еь Zn

Клинкер 100,00 28,65 3,05 2,18

Магнитная 67,10 41,31 4,21 3,03

Немагнитная 32,90 2,82 0,68 0,44

и . I

со 1 ■Л я Я Л1 IX. _ т. Л и 1 К №

Я о § . 1 1 «ж П (у № 1 6 г, ч 5 /в 1 8 Ж гЧ

а -200 - I

а)ТермоЭДС магнитной части клинкера, ТЭДС ср =+2,16 мкВ/°С

^ ю

10 -

|■! ТермоЭДС немаггаггиой части клинкера. ТЭДС ср = -3.00 мкВ/°С

Рис. 3. Значения термоЭДС частиц клинкера: а) входящих в магнитную фракцию клинкера, б) входящих в немагнитную фракцию клинкера

Дальнейшее исследование было направлено на определение изменения значений электродного потенциала магнитного агрегата клинкера, пирита и графита во времени в зависимости от состава и концентрации однокомпонентного раствора (рис. 4).

Анализ кинетических кривых показал, что электродный потенциал для всех изученных электродов монотонно изменяется в течение изученного времени на величину менее 50 мВ. Из величин измеренных потенциалов в модельном растворе, содержащем ионы меди, видно, что потенциалы пирита и графита практически равны, и соответственно разность их потенциалов очень мала, по сравнению с разностью потенциалов клинкера и графита, где разность составила около 300 мВ (рис. 4, а). В модельном растворе, содержащем ионы цинка, величины потенциалов пирита и графита различны, разность составляет около 200 мВ, но по сравнению с разностью потенциалов клинкера и графита, которая составляет 350 мВ, значительно меньше (рис. 4, б). Полученные данные согласуются с описанными теоретическими данными о том, что гальванопара пирит-кокс имеет малый ток и соответственно незначительный выход продуктов электродной реакции [4, 6]. Следовательно, предпочтительнее использовать гальванопару клинкер-графит по сравнению с парой пирит-графит.

GQ S

450

s =г

¥ » Графит

О с

)S * Клинкер

X

f

в 9 15 21 27 33 39 время, мин

б)

Рис. 4. Кинетика изменения электродного потенциала клинкера, графита и пирита: а) в однокомпонентном сульфатном растворе меди концентрации 500 мг/дм3; б) в однокомпонентном сульфатном растворе цинка концентрации 500 мг/дм3

Изучение изменения окислительно-восстано-вительного потенциала (ОВП) раствора проводилось при соотношениях магнитной и немагнитной частей клинкера как 1:4 и 4:1. Анализ кинетического изменения ОВП на загрузке клинкера в соотношении М:Н как 1:4 показал что в течение 20 минут ОВП изменяется в растворе меди с 350 до 150 мВ, в растворе цинка с 370 до 150, и практически не изменяется при времени контакта более 20 минут, что скорее связано с пассивацией электродов, ввиду малого количества железа и большего количества углерода. Изучением изменения ОВП при загрузке М:Н 4:1, установлено что ОВП за 20 минут изменяется интенсивнее и переходит в переходную область на двух растворах (ОВП от 0 до + 100 мВ), что скорее

б)

Рис. 5. Кинетические зависимости изменения ОВП при соотношении магнитной и немагнитной части клинкера: а) соотношение М:Н 1:4; б) соотношение М:Н 4:1: 1 - изменение ОВП однокомпонентного сульфатного раствора меди концентрации 500 мг/дм3; 2 - изменение ОВП однокомпонентного сульфатного раствора цинка концентрации 500 мг/дм3

всего связано с тем что чем больше железосодержащей фракции тем эффективнее идут процессы окисления железа и перехода из железа нуль-валентного в 2-х и 3-х валентное, и соответственно образования нерастворимых соединений меди и цинка [9].

Определение значимых факторов на процесс извлечения меди и математическое описание процесса проводилось методом экспериментального планирования по рототабельному плану второго порядка Бокса и Хантера. Данный метод позволяет сократить число опытов при значительном количестве изменяемых факторов и их варьировании на 3-х и более уровнях, а также минимизирует систематическую ошибку.

Оценка значимости коэффициентов регрессии проверялась по критерию Стьюдента при доверительной вероятности 0,95. По результатам проверки не все коэффициенты признаны статистически значимыми. Таким образом, получено уравнение регрессии второго порядка:

Из анализа уравнения регрессии (1) следует, что на массовую долю меди в осадке влияет в большей степени время обработки, при этом остальные коэффициенты значимы только в совокупности с друг с другом кроме совместного влияния рН среды и соотношения магнитной и немагнитной фракций клинкера. Полученная математическая модель адекватно описывает поверхность отклика в исследуемой области факторного пространства, означает использование данных при аналогичных исследованиях.

У = 9,95 + 0,76X2 +1,36XIX 2 -1,0 IXIX 3 +1,36 X 2 X 3 +

2 2 (1) +0,89X2X4 + 0,64X32 -1,0 IX42

Выводы

Исследования показали, что клинкер обладает необходимыми характеристиками для использования его в качестве гальванопары в процессах переработки подотвальных вод.

Совместное вовлечение сточных вод и твердого отхода -клинкера, способствует созданию малоотходного горно-металлургического производства, с извлечением ценных компонентов и получением чистых вод.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Орехова Н.Н., Бикбаева Г.А., Куликова. Е.А. Применение клинкера в комплексной технологии переработки техногенных стоков горно-металлургических предприятий//Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова 2013.-№2, с.22-25.

2. Алкацев М.И. Процессы цементации в цветной металлургии. -М.: Металлургия, 1981. - 113с.

3. Пат. 2118990 РФ, МПК6 C22B3/46. Материал для цементации меди / Павлов А.И., Мальцев Г.И., Кочетков В.В.,Соломахин А.В.,Лапин Э.С..; заявитель и патентообладатель Закрытое акционерное общество "ФИНПРОМКО". - Заявка: 98100756/02, 26.01.1998; опубл. 20.09.1998.

4. Чантурия В.А., Соложенкин П.М. Гальванохимические методы очистки техногенных вод; теория и практика. - М.: ИКЦ «Академкнига», 2005.-204с.

5. Ковалев В.В., Ковалева О.В. Теоретические и практические аспекты электрохимической обработки воды / В.В. Ковалев,. Кишинэу.: Молдавский госуниверситет, 2003. 175 с.

6. Феофанов В.А., Дзюбинский Ф.А. Гальванокоагуляция: теория и практика бессточного водопользования. Магнитогорск, ООО «Мини-Тип», 2006. 368 с.

7. Красников С.И., Фаворов В.А., Суматохин В.А., Гурьевич А.С., и др. Методические рекомендации по использованию электрических свойств рудных минералов для изучения и оценки эндогенных месторождений. Ленинград, 1983.

8. Пинчук С.И. Организация эксперимента при моделировании и оптимизации технических систем: Учебное пособие. - Днепропетровск: ООО Независимая издательская организация "Дива", 2008. - С. 248.

9. Орехова Н.Н., Бикбаева Г.А. Исследование влияния соотношения железосодержащей и углеродсодержащей фракций клинкера в загрузке гальванокоагулятора на изменение рН, ОВП и концентраций металлов в жидкой фазе/ Международная молодежная научная школа «Проблемы освоения недр в ХХ1 веке глазами молодых». Том 2. - М.: ИПКОН РАН, 2012 г, с. 283-287.

СОДЕРЖАНИЕ

Галямов В.Ш., Гришин И.А.

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ДЛЯ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ ГЛИНОЗЕМСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ..........................3

Орехова Н.Н.

ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОЕ СРАВНЕНИЕ ТЕХНОЛОГИЙ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕДИ И ЦИНКА ИЗ ПОДОТВАЛЬНЫХ ВОД МЕДНО-ЦИНКОВЫХ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ................................10

Колесатова О. С.

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ МЕТОДИКИ МАРКШЕЙДЕРСКИХ НАБЛЮДЕНИЙ ЗА ДЕФОРМИРУЮЩИМИСЯ УЧАСТКАМИ БОРТОВ КАРЬЕРОВ (НА ПРИМЕРЕ КАМАГАНСКОГО

МЕСТОРОЖДЕНИЯ)..................................................................................23

Галямов В.Ш., Гришин И.А., Чижевский В.Б. ИСПОЛЬЗОВАНИЕ КОМБИНИРОВАННЫХ ТЕХНОЛОГИЙ ОБОГАЩЕНИЯ ДЛЯ СОКРАЩЕНИЯ ОТВАЛООБРАЗОВАНИЯ ПРИ ОТРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ НЕРУДНЫХ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ...................................................................32

Горбатова Е.А., Шавакулева О.П., Колкова М.С., Чернов Д.В. АНАЛИЗ РАСКРЫВАЕМОСТИ МИНЕРАЛОВ ИЛЬМЕНИТОВЫХ РУД МЕДВЕДЕВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ В ПРОЦЕССЕ ИХ ДЕЗИНТЕГРАЦИИ...........................................43

Романько Е.А.

МЕТОДИКА ОПТИМИЗАЦИИ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ИЗВЛЕЧЕНИЯ РУДЫ ИЗ НЕДР ПРИ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКЕ ЗАПАСОВ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ТЕХНОЛОГИЯМИ С ОБРУШЕНИЕМ РУДЫ............................................................................................................52

Бикбаева Г.А.

ТЕОРЕТИКО-ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОЕ ОБОСНОВАНИЕ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ КЛИНКЕРА В КАЧЕСТВЕ ЗАГРУЗКИ ГАЛЬВАНОКОАГУЛЯТОРА В ПРОЦЕССЕ ПЕРЕРАБОТКИ ПОДОТВАЛЬНЫХ ВОД..........................................................................................56

CONTENT

Grishin I.A., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, Galyamov V.S., Graduate Student,

INTRODUCTION OF SOPHISTICATED CLAY TREATMENT TECHNOLOGY....................3

The paper suggests the new approach for clay materials treatment, including appliance of pre-concentration. Scheme including pre-concentration, classification and HGMS is suggested for kaolin of Yeleninskoe site treatment. Fe2O3content in concentrates don't exceed

0.86.. HGMS concentrate is finished product. It can be used as filling compound or in porcelain manufactures.

Key words. Kaolin, Yeleninskoe site, wet concentration, magnetic separation, pre-concentration, HGMS, classification in hydrocyclones.

REFERENCES

1. Platova R.A., Maslennikova G.N., Platov Y.T. Biokhemotcheski sposob uladenia zheleza iz kaolina mestorojdenia Juravlini Log. Steklo i keramika (Biochemical method of removing iron from kaolin deposits Juravlini Log. Glass and ceramics). 2013. No. 2. pp. 15-22.

2. Opekunov V.V., Tirtigin V.N., Ivanov V.V. Tezisi dokladov VII mezdunarodnoi nauchnoi tekhnicheskoi konferencii 29-30 oktyabrya. Grodno, GrSU. 2009. pp. 212-213.

3. Tirtigin V.N., Ivanov V.V. Materiali Vyubileinoi mezdunarodnoi nauchno-practitcheskoi konferencii Tatisshevkie chtenia: actualnie problem nauki i praktiki. Tolyatti, VUiT. 2008. pp. 119-122.

4. Karmazin V.I., Sultanovich E.A., Molchanov A.I., Chernyj E.N. Obogashhenie tonkovkra-plennoj rudy (Fine ores treatment). Apatity. 1985. pp. 71-74.

5. Sumi Shin-ichi, Ito Shin-ichi, Onodera Yoshio, Iwasaki Takashi, Torii Kazuo, Okahara Yo-shiasa. Izvlechenie pirita iz glin s pomoshh'ju vysokogradientnoj magnitnoj separacii (Introduction of high intensity magnetic separation for extraction of pyrite from kaolin clay). Fusjen, Flotation. 1985. No.4. pp. 163-169.

6. Karmazin V.I., Karmazin V.V. Magnitnie metodi obogaschenia (Magnetic treatment). Moscow, Nedra, 1984. pp. 50-62.

Orekhova N.N., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, EXPERIMENTAL COMPARISON OF PROCESSES FOR RECOVERY OF COPPER AND ZINC FROM MINE WATER...............................................................................................10

The development of environmentally and economically viable processes for recycling mineral containing effluents is an important modern-day challenge.

When treating mine waters we should aim at selective recovery of valuable components in the form of products whose matrix is similar to that of ore beneficiation concentrates or other components of the melting furnace charge.

We have made an experimental comparison of processes of recovery of copper and zinc from hard sulfate waters of some copper mines located in the Urals. Effluent waters from different deposits vary in mineralization levels, hardness, iron saturation, the ratio of ion concentrations of iron with different valences, and concentrations of chalcophile metals. We have used a combination of hydrolytic and sulfide precipitation, cementation and gal-vanocoagulation, and described the experiment and parameters of the processes under investigation. The copper and zinc recovery rate is 45-99% depending on the method used. A significant factor impacting the selective recovery and weight content of metals in precipitates obtained by different methods is the ratio of concentrations of such metals in mine water. We have determined reasonably achievable values of precipitate quality in terms of the combined weight content/recovery rate criterion. We have also presented the

phase composition of the precipitates obtained and analyzed the usability of such products in production operations.

We have further set out our classification of products of recycling effluent waters based on metals' weight contents and their possible uses in mining and metallurgical production. The paper lists key features of the mine water treatment processes and presents a comparison of technological and economic aspects of such processes based on the use of modular treatment facilities.

Key words: mineral processing , selective recovery, copper, zinc, industrial wastes, recycling

REFERENCES

1. Shadrunova I.V., Samoilova A.S., Orekhova N.N. Zakonomernost'formirovaniya med'soderzhashchikh stokov na gornykh predpriyatiyakh (Regularity of formation of cupriferous drains at the mountain enterprises). Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten. Moscow, MGGU, 2008. No. 3. pp. 304-311.

2. Khalezov B.D., Vatolin N.A., Makurin Yu.N., Bykov N.A. Issledovanie izvlecheniya medi v barabannom tsementatore (Research of extraction of copper in drum cementator). Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten, 2005, No.5. pp. 302-311.

3. Orekhova N.N. Issledovanie metoda gal'vanokoagulyatsii dlya selektivnogo izvlecheniya medi i tsinka iz rastvorov (Research of a method of a galvanokoagulyation for selective extraction of copper and zinc from solutions). Gornyi informatsionno-analiticheskii byul-leten. 2009. OV. 14. No. 12. pp. 202-209.

4. Feofanov V.A., Dzyubinskii F.A., Shadrunova I.V., Orekhova N.N. Kriterii gal'vano-koagulyatsionnogo izvlecheniya i utilizatsii medi iz tekhnogennykh vod (Criteria of galvanoko-agulyatsionny extraction and copper utilization from technogenic waters). Gornyi informat-sionno-analiticheskii byulleten' (nauchno-tekhnicheskii zhurnal), 2006. No. 12. pp. 149-151.

5. Orekhova NN, Shadrunova IV, Volkova NA (2012) Comprehensive waste treatment technologies for copper industry. Proc, XXVI International Mineral Processing Congr (IMPC), pr 3998-4010.

6. Khalezov B.D., Nezhivykh V.A., Ovchinnikova L.A. Polupromyshlennye ispytaniya gidrosul'fidnogo sposoba izvlecheniya tsinka iz rastvorov kuchnogo vyshchelachivaniya (Semi-industrial trials of zinc recovery by a sodium hydrosulfide from a liquors of heap leaching). Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten', 2005, No.4. pp. 278-279.

7. Alkatsev M.I. Protsessy tsementatsii v tsvetnoi metallurgii (Cementation processes in nonferrous metallurgy). Moscow, Metallurgiya, 1981. 116 p.

8. Chanturiya. V.A, Shadrunova I.V., Orekhova N.N., Chalkova N.L. Tekhnologiya izvlecheniya tsinka iz rudnichnykh i podotval'nykh vod (Process for recovery of zinc from mine and mine dump water). Obogashchenie rud. Spb. 2011. No. 1. pp. 35-39.

Kolesatova O.S., Assistant Professor,

IMPROVEMENT OF METHOLODOLOGY FOR SURVEYING OF DEFORMING EDGES OF OPEN-PIT MINES.....................................................................................................23

The criteria of evaluation, which allow us to establish at what stage of development of deformation bead enough visual inspection of its condition and when required statement of instrumental observations. According to the criteria considered for the conditions Kama-ganskogo career field surveying tools necessary to organize observations of the stability of pit walls.

In 2008, the south-eastern edge of the quarry Kamaganskogo field was laid observation station, which was used in laying the principle of the marketplace.

A comparative analysis of the methods of observation to determine the values of the spatial accuracy of the benchmark displacement observation station. On the grounds that as the main methods of observation was made trigonometric leveling and measuring dis-

tances electronic tachometer ES-105. During the observation technique has been refined production trigonometric leveling.

Key words: open pit edges, deformation, surveying monitoring, the control criteria, the

observation station, horizontal offset, vertical offset, safety.

REFERENCES

1. Instruktsiya po raschetu ustoichivosti bortov razrezov pri ikh likvidatsii i obe-specheniyu sokhrannosti prilegayushchikh k razrezam ter-ritorii (The instruction on calculation of slope stability cuts at their liquidation and custody adjacent to section territory). Leningrad, VNIMI, 1977. 55 p.

2. Metodicheskie ukazaniya po nablyudeniyam za deformatsiyami bor-tov razrezov i ot-valov, interpretatsii ikh rezul'tatov i prognozu us-toichivosti (Methodical instructions on observations over deformations of the boards of cuts and stockpiles interpretation of their results and the prediction of stability). Leningrad, VNIMI, 1987. 118 p.

3. Kolesatova O.S., Emel'yanenko E.A., Gorbatova E.A. Marksheiderskie nablyudeniya za ustoichivost'yu bortov pri otrabotke lokal'nykh rudnykh tel medno-kolchedannykh mestorozhdenii Yuzhnogo Urala (Surveying monitoring of resistance of the boards when developing local ore bodies of copper-pyrite deposits of the Southern Urals). Mezhdunarodnyi nauch-nopromyshlennyi simpozium «Ural'skaya gornaya shkola - regionam»: sbornik dokladov. -Ekaterinburg, UGGU, 2010. pp. 186-187.

4. Pushkarev V.I. Raschet optimal'nykh parametrov bortov glubokikh kar'erov (Calculation of optimal parameters of deep open pit walls). Novosibirsk, IGD SO RAN SSSR, 1983. 34 p.

5. Ashikhmin S.G. Nauchnye osnovy metodov prognoza napryazhenno-deformirovannogo sostoyaniya mestorozhdenii gaza (Scientific bases of forecasting methods of stress-strain state of the gas fields). Dissertatsiya doktora nauk. Perm', 2008. 315 p.

6. Otchet o nauchno-issledovatel'skoi rabote «Izuchenie uslovii ustoichivosti bortov Kamaganskogo kar'era s tsel'yu razrabotki reko-mendatsii po sokhrannosti pribortovogo mas-siva» (Report on the research work «Study of the conditions of stability of boards Kamagan-skogo career to develop recommendations for the preservation of massif»). Ekaterinburg, 2008.

7. Proekt nablyudatel'noi stantsii dlya kontrolya ustoichivosti bortov kar'era i prilega-yushchikh territorii pri kombinirovannoi razrabotke mestorozhdeniya «Kamagan» (Project monitoring station to monitor the stability of pit walls and adjacent areas with a combined field development «Kamagan»). Ekaterinburg, 2008.

8. Kolesatova O.S., Usmanov A.M. Proizvodstva marksheiderskikh nablyudenii za sdvizheniem zemnoi poverkhnosti na Oktyabr'skom mesto-rozhdenii s primeneniem sputnik-ovykh tekhnologii. «Sotsial'no-ekonomicheskie i ekologicheskie problemy gornoi promyshlen-nosti, stroitel'stva i energetiki» (Production surveying observations by pushing the earth's surface displacements at the October field using satellite-based technology. «Socio-economic and environmental problems of mining, construction and energy») 9-ya Mezhdunarodnaya konfer-entsiya po pro-blemam gornoi promyshlennosti, stroitel'stva i energetiki: sbornik nauchnykh trudov. Minsk, 1023. T.1. pp. 231-233.

Grishin I.A., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, Galyamov V.S., Graduate Student,

Tchizevsky V.B., Doctor of Technical Sciences, Professor

APPLICATION OF COMBINED PROCESSING TECHNOLOGIES FOR REDUCING DUMPING IN NON-METALLIC MINERAL SITES TREATMENT.........................................32

The paper analyzes the situation in kaolin and zeolite processing industry in The Southern Urals and its future development due to contemporary trends. The aim of this study is search of ways for raw non-metallic material resource base enlarging by introducing the low grade materials treatment and dumping reducing by rational utilization of feedstock. This paper presents main kaolin mineral sites of The Sothern Urals characteristic and marketable grade kaolin product conditions. According to the kaolin and zeolite treatment review new treatment scheme has been suggested. Its major advantage is rational utiliza-

tion of materials, application of this project makes the treatment of low grade materials with high processing costs possible and profitable for organizations. Also processing of stock materials can significantly decrease the environmental impact in mining sites. Key words: caolin, zeolites, magnetic separation, ferric iron content, classification, pre-treatment, bleaching. REFERENCES

1. Hat'kova A.N. Tehnologicheskie svojstva trudnoobogatimyh ceolitsoderzhashhih porod Vostochnogo Zabajkalja (Tecnological properties of complex zeolite materials of Eastern Transbaikal). Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten' (nauchno-tekhnicheskii zhurnal), 2004. No. 7. pp. 326-332.

2. Kornilov A. V., Grevcev V.A., Permjakov E.N., Nikolaev K.G. Strukturno-mineralogicheskie izmenenija ceolitsoderzhashhego syrja v rezul'tate jelektromassklassifi-kacii (Structural and mineralogical changes of zeolite materials as a result of electromass-classification) Sb. statej po mater. III Vseros. seminara RMO Novye metody tehnologicheskoj mineralogii pri ocenke rud metallov i promyshlennyh mineralov (Proceedings of the 3rd National Seminar New mineralogy methods for evaluation of metallic and industrial mineral ores). Petrozavodsk, 2009, pp. 130-136.

3. Hat'kova A.N., Mjazin V.P. Kompleksnaja ocenka ceolitsoderzhashhih tufov Vostochnogo Zabajkalja dlja obosnovanija tehnologij ih dal'nejshej pererabotki (Comprehensive assessment of zeolite-containing tuffs of Eastern Transbaikal for its processing) III kongress obogatitelej stran SNG. Tez. dokl. (III CIS Congress of the Mineral Processing Engineers. Abstracts). Moscow, 2001. pp. 82-83.

4. Hat'kova A.N. Rol' tehnologicheskoj mineralogii pri razrabotke optimal'nyh shem obogashhenija ceolitsoderzhashhih tufov (Tecnological mineralogy responsibility for effective processing of zeolite containing tuffs) Napravlennoe izmenenie fiziko-himicheskih svojstv mineralov v processah obogashhenija poleznyh iskopaemyh (Plaksinskie chtenija -2003): Materialy Mezhdunarodnogo soveshhanija (Materials of International Meeting Plaksin readings-2003 "Mineral physicochemical properties Improvement change at mineral processing"). Moscow, 2003. pp. 127-128.

5. Jusupov T.S. Shumskaja L.G., Kirillova E.A. Sostojanie i perspektivy obogashhenija prirodnyh ceolitov (Natural zeolite processing: present and future). Fiziko-tehnicheskie problemy razrabotki poleznyh iskopaemyh (Physicotecnical problems in mining). 2000, No. 3. pp. 115-120.

6. Beljaev R.A. Miheev A.A. Obogashhenie ceolitsoderzhashej porody Kulikovskogo mestorozhdenija (Zeolite containing materials of Kilikovskoe site treatment) Geologija, mineralogija, geohimija i problemy rudoobrazovanija Priamur'ja: Tezisy dokladov region-al'noj konferencii, Blagoveshhensk, 26-27 november 1997. Blagoveshhensk: Izd-vo AmurKNII ANC DVO RAN (Geology, mineralogy, geochemistry and ore formation problems of Amur River Region. Abstracts of regional conference). 1997. pp. 54-55.

7. Hat'kova A.N., Mjazin V.P., Chanturija V.A., Bunin I.K., Ivanova T.A., Voblyj P.D., Utkin A.V., Havin N.G., Bogomolov N.I. Sposob obogashhenija ceolitsoderzhashhih porod (A method of zeolite-containing materials treatment). Patent RF no. 2264865, 2004.

8. Hat'kova A.N. Kompleks mineralogo-analiticheskih issledovanij dlja ocenki kachestva ceolitsoderzhashhih porod i razrabotki tehnologij ih obogashhenija (Set of mineralogical and analytical studies for zeolite-containing materials grade estimation and technology development for its treatment) Mater. Pervoj Vseros. konf. po promyshlennym mineralam: Nemetal-licheskie poleznye iskopaemye Rossii: sovremennoe sostoja-nie syr'evoj bazy i aktual'nye problemy nauchnyh issledovanij [I National Industrial Minerals Conference Russian Nonmetalls: raw material base present condition and actual problems of scientific researches]. Moscow, 2004. pp. 147-160.

9. Karamazin V.I., Sultanovich E.A., Molchanov A.I., Chernyj E.N. Obogashhenie tonkovkraplennoj rudy (Fine ores treatment), Apatity. 1985. pp. 71-74.

10. Sumi Shin-ichi, Ito Shin-ichi, Onodera Yoshio, Iwasaki Takashi, Torii Kazuo, Okahara Yoshiasa. Izvlechenie pirita iz glin s pomoshhju vysokogradientnoj magnitnoj separacii (Introduction of high intensity magnetic separation for extraction of pyrite from kaolin clay), Fusjen, Flotation. 1985. No.4. pp. 163-169

11. Prasad M.S., Katsoulis M.P., Reid K.J. Obogatimost' kaolina i tehniko-jekonomicheskaja ocenka ego ispol'zovanija v proizvodstve bumagi (Kaolin benefication, technical and economic assessment of its application in paper industry) Miner. And Met. Process 1991. No.1. pp. 48-54.

12. Kuzev L., Stoev St., Karagoev C. Vibrojelektroforeznoe obogashhenie othodov kaoli-novogo proizvodstva (Vibro-electrophoretic separarion of kaolin industry tailings). God. Vissh. Min. geol. in-t (State mineral and geological institute bulletin), 1983-1984. No. 4. pp. 263-271.

13. Yu Kangchun, Sun Zhoengyuan. Issledovanie po tehnologii suhoj vysokogradientnoj magnitnoj separacii (VGMS) (Research on dry high intensity magnetic separation (HIMS)) Proc. 1st Int. Conf. mod. process miner and miner. process. Beijing. Sept. 22-25. 1992. pp. 352-357.

14. Shavakuleva O.P., Gorlova O.E., Grishin I.A., Koshkalda A.N. Suhaja magnitnaja separacija melkogo materiala vo vzveshennom sostojanii (Fine material dry magnetic separation process in suspension state). OAO Chermetinformacija. Bjul. Chernaja metal-lurgija (JSC Chermetinfo. Bulletin Metallurgy of ferrous metals), 2004. No.3. pp. 33-34.

15. Chizhevskij V.B., Zaharov I.P., Grishin I.A., Gorlova O.E., Shavakuleva O.P. Suhaja magnitnaja separacija vo vzveshennom sostojanii — vysokojeffektivnyj sposob obogash-henija melkogo materiala (Dry magnetic separation process in suspension state - highly efficient method of fine materials treatment) Materialy V Kongressa obogatitelej stran SNG (V CIS Congress of the Mineral Processing Engineers: Abstracts). Moscow, 2005, Vol. IV. pp. 38-39.

16. Chizhevskij V.B., Shavakuleva O.P., Sedinkina N.A. Izuchenie osnovnyh paremetrov magnitnogo polja ustanovki dlja magnitnoj separacii vo vzveshennom sostojanii (Study of main magnetic parameters of utility for dry magnetic separation in suspension state). Nauchnye osnovy i praktika pererabotki rud i tehnogennogo syrja: Materialy Mezhdunar. nauch. — prakt. konf. (Scientific basis and practice of ores and industrial materials treat-men: International Research and Practice Conference: Abstracts). Yekaterinburg. 2008. pp. 63-66.

17. Popov A., Rekena H. Uluchshenie strukturnyh svojstv odnogo iz ispanskih kaolinov (Structural properties of Spanish kaolin improvement). God. Min.-geol. univ. Sofija. 1992. No.2. pp. 161-162.

18. Merdoud O., Akretche D. E., Kerdjoudj H. Otbelka kaolina s ispol'zovaniem tiomoche-viny posredstvom kak himicheskogo, tak i jelektrohimicheskogo sposobov (Applying of thio-urea for chemical and electro-chemical kaolin bleaching). 9 International Mineral Processing Symposium, Cappadocia, 18-20 Sept., 2002: Extended Abstracts. Ankara: Kozan Ofset. 2002. pp. 69-70.

Gorbatova E.A., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, Shavakuleva O.P., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, Kolkova M.S., Graduate Student, Chernov D.V., Graduate Student,

ANALYSIS OF DISCOVERING OF ORE MINERALS IN THE DESINTEGRATION PROCESS OF ILMENITE ORE OF THE MEDVEDEVSKOE DEPOSIT.................................43

An urgent task is Involvement of ilmenite ore in complex processing with the extraction of iron, titanium and vanadium. Justification optimum grind size and isolation of intermediates stadiality enrichment requires an analysis of discovering of minerals of disseminated ilmenite ore of Medvedevskoe deposit during their disintegration. Mineralogical studies of the ores structure and morphometric and morphological features of the main ore minerals

is conducted. The distribution of individuals and mineral aggregates of ilmenite and magnetite size classes is revealed. The most of the ilmenite (51.2%) is concentrated in the class size - 0.020 + 0 mm, and magnetite (45.3%) - in class size - 0.044 + 0.020 mm. The distribution of the crushed ore minerals, found that detection of ilmenite in class size -

0.020.+ 0 mm is 92%, and magnetite in class size - 0.044 + 0.020 mm - 80%. We prove that the effective separation of minerals is advantageously carried out by grinding three or ffour stages (or two stages regrinding). For rough iron-vanadium concentrate necessary to carry out grinding to a particle size of0.044 mm and for ilmenite concentrate - up to 0.020 mm size.

Key words: ilmenite ore, magnetite, ilmenite, morphology of minerals, morphology of

minerals aggregates boundaries, discovering of mineral aggregates.

REFERENCES

1. Kholodnov V.V., Shagalov E.S., Bocharnikova T.D. Novye dannye o sostave i genezise Fe-Ti-V rud Medvedevskogo mestorozhdeniya (Kusin-sko-Kopanskii rudno-magmaticheskii kompleks, Yuzhnyi Ural) (New data on the composition and genesis of Fe-Ti-V ore of Medvedevskoe deposit (Kusa-Kopanskii ore-magmatic complex, Southern Urals). Geologiya, poleznye iskopaemye i problemy geoekologii Bashkortostana, Urala i sopredel'nykh territorii: mat-ly 8-i Mezhregion. n.-p. konf. Ufa, Dizain Poligraf Servis, 2010. pp. 159-161.

2. Fershtater G.B., Kholodnov V.V Borodina N.S. Usloviya formirovaniya i genezis rifeiskikh il'menit-titanomagnetitovykh mestorozhdenii Urala (Conditions of formation and origin of Riphean ilmenite-titanomagnetite deposits in Urals). Geol. rudn. mestorozhd., 2001. Vol.. 43, No. 2. pp. 112-128.

3. Pirogov B.I., Bronitskaya E.S., Astakhova Yu.M. Osobennosti ve-shchestvennogo sostava titanomagnetitovykh rud magmaticheskogo genezisa, opredelyayushchie ikh obogatimost (Material composition of the titanomagnetite ores of magmatic origin, defining their washability). Razvedka i okhrana nedr. No.2. 2013. pp. 47-51.

4. Chizhevskii V.B., Shavakuleva O.P. Kompleksnoe ispol'zovanie rud Medvedevskogo mestorozhdeniya (Complex use of Medvedevskoe deposit ore). VIII Kongress obogatitelei stran SNG. Sb. materialov. Tom II. Moscow, MISiS. 2011. pp. 208-210.

5. Chizhevskii V.B., Shavakuleva O.P. Obogatimost' razlichnykh ti-pov titanomagneti-tovykh rud //Materialy mezhdunarodnogo soveshchaniya (Dressability of different types of titanomagnetite ores // Materials of International conference). Ekaterinburg: Izdatel'stvo «Fort Dialog-Iset'», 2011. pp. 529-531.

6. Shavakuleva O.P. Obogashchenie titanomagnetitovykh rud (Dressability of titanomag-netite ores). Nauchnye osnovy i praktika pererabotki rud i tekhnogennogo syr'ya: Mate-rialy XVII Mezhdunar. nauch.-tekhn. konf. Ekaterinburg, 2012. pp. 39-41.

Romanko H.A., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, TECHNIQUE OF OPTIMIZATION INDICATORS RECOVERY OF ORE FROM UNDERGROUND MINING OF MINERAL RESOURCES IN THE DEPOSIT RESERVES TECHNOLOGIES CARVING ORE....................................................................................................52

The methods of definitions and optimizing the level of losses and dilution of ore mining in the application of technology carving ore. Showing examples of definitions losses and dilution to certain conditions, the optimal values of loss and dilution for different values of the distance between the outcomes.

Key words: carving ore, bottom ore outlet, loss, dilution, optimal values. REFERENCES

1. Slashchilin I.T., Roman'ko A.D. Prognozirovanie pokazatelei iz-vlecheniya rudy pri sistemakh razrabotki s massovym obrusheniem rudy (Forecasting performance of attraction ore development system with a mass collapse of ore). Uch. posobie. Sverdlovsk, izd. UPI im. S.M. Kirova, 1980. 53 p.

2. Puti snizheniya poter' i razubozhivaniya rudy pri otrabotke pri-konturnykh zapasov sis-temami razrabotki s obrusheniem rudy i vme-shchayushchikh porod. (Ways to reduce losses and dilution of ore when working out with dual inventory systems development with the collapse of ore and together against rocks). Vestnik MGTU im. G.I. Nosova. 2007. No.1(17). pp. 14—18.

3. Roman'ko E.A. Obosnovanie parametrov tekhnologii otrabotki prikonturnykh za-pasov sistemami s obrusheniem rudy i vmeshchayushchikh porod (Substantiation of the parameters of technology of working selection rebuilding systems to the collapse of ore and host rock). Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten'. Moscow, MGGU, 2007, No. 4. pp. 34—38.

Bikbaeva Gulnara, graduate student

THEORETICAL AND EXPERIMENTAL BASIS OF THE CLINKER USE AS A GALVANIC COAGULATOR DOWNLOAD DURING UNDER SPOIL WATERS PROCESSING...................................................................................................................................................56

Wastewater of mining and metallurgical enterprises in the Southern Ural contain, as a rule, heavy non-ferrous metals in significant quantities, such waters are mineral resources for which it is advisable to use a variety of physical and chemical processes of recovering useful components for their efficient conversion into products with high consumer qualities for later use in different industries. Removing the metals from the waste water and spent processing solutions will not only obtain very valuable components, but also to reduce environmental pollution. In this paper we proved the possibility of zinc concentrates processing waste - clinker as a galvanic coagulator download in wastewater processing. In the paper the physicochemical characteristics of the magnetic and nonmagnetic clinker components have been studied, clinker particles contrast has been defined basing on analysis of the metal content distribution and determining the thermoelectric power, the clinker electrode potential variation, graphite and pyrite has been investigated, the impact of different ratios of magnetic and nonmagnetic clinker fractions on oxidation - solution reduction potential (ORP) change has been examined. The most significant factors for the process of recovering copper in the application of clinker during galvanic coagulation have been determined and an equation of regression by experimental planning according to orostandard plan of Box and Hunter second-order. As a result of the investigations one can theoretically establish functional accuracy of clinker characteristics to galvanic coupling necessary requirements.

Key words: copper, zinc, industrial wastes, processing, galvanocoagulation, clinker,

treatment of comprising waters.

REFERENCES

1. Orekhova N.N., Bikbaeva G.A., Kulikova E.A. Primenenie klinke-ra v kompleksnoi tekhnologii pererabotki tekhnogennykh stokov gorno-metallurgicheskikh predpriyatii (Clinker application in complex technology of mining and metallurgical enterprises industrial waste processing). Vestnik Magnitogorskogo gosudarst-vennogo tekhnicheskogo universiteta im. G.I. Nosova 2013. No.2, pp. 22-25.

2. Alkatsev M.I. Protsessy tsementatsii v tsvetnoi metallurgii (Cementation processes in color metallurgy). Moscow, Metallurgiya, 1981. 113 p.

3. Pavlov A.I., Mal'tsev G.I., Kochetkov V.V.,Solomakhin A.V., Lapin E.S. Pat. 2118990 RF, MPK6 C22B3/46. Material dlya tsementatsii medi (Material for copper cementation), zayavitel' i patentoobladatel' Zakrytoe aktsionernoe obshchestvo "FINPROMKO". Zayavka: 98100756/02, 26.01.1998; opubl. 20.09.1998.

4. Chanturiya V.A., Solozhenkin P.M. Gal'vanokhimicheskie metody ochistki tekhnogen-nykh vod; teoriya i praktika (Galvanic and chemical techniques of industrial wastewater treatment. Theory and practice). Moscow, IKTs Akademkniga, 2005. 204 p.

5. Kovalev V.V., Kovaleva O.V. Teoreticheskie i prakticheskie as-pekty elek-trokhimicheskoi obrabotki vody (Theoretical and practical aspects of water electrochemical treatment) Kishineu, Moldavskii gosuniversitet, 2003. 175 p.

6. Feofanov V.A., Dzyubinskii F.A. Gal'vanokoagulyatsiya: teoriya i praktika besstoch-nogo vodopol'zovaniya (Galvanic.koagulation : Theory and Practice of internal drainage water use). Magnitogorsk, Mini-Tip, 2006. 368 p.

7. Krasnikov S.I., Favorov V.A., Sumatokhin V.A., Gur'evich A.S., i dr. Metodicheskie rekomendatsii po ispol'zovaniyu elektricheskikh svoistv rudnykh mineralov dlya izucheniya i otsenki endogennykh mesto-rozhdenii (Guideline for ore minerals electrical properties use to study and evaluate endogenous deposits). Leningrad, 1983.

8. Pinchuk S.I. Organizatsiya eksperimenta pri modelirovanii i optimizatsii tekhnicheskikh sis-tem: Uchebnoe posobie (Experiment organization in modeling and optimization of technical systems: Textbook). Dnepropetrovsk, Nezavisimaya izdatel'skaya organizatsiya "Diva", 2008. P. 248.

9. Orekhova N.N., Bikbaeva G.A. Issledovanie vliyaniya sootnosheniya zhelezosoderz-hashchei i uglerodsoderzhashchei fraktsii klinkera v zagruzke gal'vanokoagulyatora na izmenenie rN, OVP i kontsentratsii metallov v zhidkoi faze (Investigation of the influence and the ratio of the clinker iron- carbon-containing fractions in loading a galvanic coagu-lator on change of pH , ORP and metal concentrations in the liquid phase). Mezhdunarod-naya molodezhnaya nauchnaya shkola «Problemy osvoeniya nedr v KhKh1 veke glazami molodykh». Vol. 2. Moscow, IPKON RAN, 2012 g, pp. 283-287.

СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРАХ

Галямов Виктор Шамилевич - аспирант, vcitorgalyamov@mail.ru, Гришин Игорь Анатольевич - кандидат технических наук, доцент, igorgri@mail.ru,

Орехова Наталья Николаевна — кандидат технических наук, доцент, nn_orehova@mail.ru,

Колесатова Оксана Сергеевна - доцент, okolesatova@mail.ru, Чижевский Владимир Брониславович - доктор технических наук, профессор, зав. кафедрой,

Горбатова Елена Александровна — кандидат технических наук, доцент, lena_gorbatova@mail.ru,

Шавакулева Ольга Петровна — кандидат технических наук, доцент magtu_opi@mail. ru,

Колкова Мария Сергеевна — аспирант, Чернов Данил Валентинович — аспирант,

Романько Елена Александровна — кандидат технических наук, доцент, Romanko_H@mail.ru, mdig@magtu.ru, Бикбаева Гульнара Амантаевна - аспирант, Е-mail: GulnaraBiKbaeva@yandex.ru.

Магнитогорский государственный технический университет имени Г.И. Носова.

Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov.

ОБЕСПЕЧЕНИЕ БЕЗОПАСНОГО ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ И ПОВЫШЕНИЯ КАЧЕСТВА ПОЛУЧАЕМОЙ ПРОДУКЦИИ

Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). Отдельная статья (специальный выпуск)

Режим выпуска «молния» Выпущено в авторской редакции

Компьютерная верстка и подготовка оригинал-макета И.А. Вершинина Дизайн обложки Е.Б. Капралова Зав. производством Н.Д. Уробушкина Полиграфическое производство Л.Н. Файнгор

Подписано в печать 19.12.13. Формат 60х90/16. Бумага офсетная № 1. Гарнитура «Times». Печать трафаретная на цифровом дупликаторе. Усл. печ. л. 4,75. Тираж 500 экз. Заказ 2781

ИЗДАТЕЛЬСТВО «ГОРНАЯ КНИГА»

Отпечатано в типографии издательства «Горная книга»

шшж

G

п

НО

L—J

119049 Москва, ГСП-1, Ленинский проспект, 6, иааательство «Горная книга» Телефон (499) 230-27-80; факс (495) 956-90-40;

тел./факс (495) 737-32-65