CC BY
52
Формирование руды повышенного качества из добытой рудной массы - одно из условий рациональной технологии ее переработки
1 11 2 С.В. Терещенко , В.В. Марчевская , А.Д. Маслов , В.Г. Голованов ,
0.С.Погребняк3
1 Горный институт КНЦ РАН ОАО Апатит 3УК "Роспром"
Аннотация. В современных условиях систематически снижается качество добываемого минерального сырья вследствие невосполнимости запасов полезных ископаемых в недрах и увеличения степени разубоживания добываемой горной массы при использовании высокопроизводительных технологий и техники горных работ. Применение валовых технологий добычи полезных ископаемых способствует также увеличению неравномерности состава рудной массы, поступающей на обогащение. Поскольку процессы обогащения имеют поточный характер, их адаптация к резким колебаниям качества питания весьма ограничена. Все эти факторы (увеличение объема рудной массы, понижение содержаний полезных компонентов в ней, неоднородность ее состава) отрицательно влияют на обогатительный процесс: приводят к резкому увеличению расхода реагентов, энергопотребления, уменьшению производительности обогатительного оборудования, снижению извлечения полезных компонентов в концентрат. Увеличение объемов перерабатываемой рудной массы приводит также к увеличению количества тонкоизмельченных хвостов, а следовательно, к увеличению затрат на содержание хвостохранилищ, ухудшению экологической обстановки в районе горноперерабатывающего предприятия. В настоящей статье предлагается способ компенсации воздействия отрицательных факторов, заключающийся в формировании рудного потока, поступающего на обогащение, путем радиометрической сепарации (предконцентрации) рудной массы непосредственно после ее добычи.
Abstract. In modem conditions quality of extracted mineral raw material owing to irretrievability of mineral stocks in bowels and increase of impoverishment of extracted ore is systematically reduced with use of high-efficiency technologies and mining engineering. The application of gross technologies of mineral production also promotes increase of non-uniformity of ore structure meant for benefication. As benefication processes have line production nature their adaptation to sharp fluctuations of ore quality is highly limited. All these factors (increase of ore volume, downturn of useful component contents in it, heterogeneity of its composition) negatively influence on ore-dressing process: lead to sharp increase of reagent consumption, energy consumption, reduction of mineral processing equipment productivity, reduction of recovery in concentrate. The increase of ore amount results also in increase of amount of fine tailings, and consequently, in increase of tailings dumps, deterioration of ecological conditions near mining enterprises. In the paper the way of indemnification of the negative factor influence consisting in ore formation by radiometric separation (preliminary concentration) of ore directly after its extraction has been offered.
1. Введение
Современное горное производство характеризуется всё ухудшающимися горно-геологическими условиями. Это обусловлено тем, что запасы более доступных для отработки и богатых по содержанию ценных компонентов руд истощаются вследствие интенсивной добычи в предыдущие годы и их невосполнимости в недрах земной коры. Действующая ныне концепция разработки месторождений основана на применении главным образом высокопроизводительных и валовых технологий, которые позволяют достигать максимального извлечения полезных ископаемых из недр (Ломоносов, Зейнулин, 1997). Однако при этом в ходе выемки геометризованных рудных тел практически всегда неизбежно происходит разубоживание рудной массы за счет прихвата части пород или некондиционных руд. При этом наряду с уменьшением потерь полезного ископаемого за счет вовлечения в переработку забалансовых запасов (Галченко, 1993), происходит снижение эффективности процесса получения товарной продукции и увеличение ее себестоимости
(Агошков, 1974), несмотря на использование высокоэффективных горных технологий и техники, т.к. удаление разубоживающей массы непосредственно в процессе обогащения стало в два раза дороже добычи (Блатов и др., 1995). В современных условиях экономический ущерб от сверхнормативного
разубоживания руды может составить миллиарды рублей. Эта тенденция с каждым годом усиливается и носит глобальный характер.
Таким образом, возникает необходимость решения актуальной проблемы формирования руды повышенного качества из рудной массы непосредственно после добычи и перед последующими процессами переработки при уменьшении потерь полезного ископаемого и минимальном воздействии на окружающую среду.
Формирование рудного потока, поступающего на обогащение, может осуществляться путем первичной переработки добытой рудной массы крупностью более 20 мм, рудоподготовки, предусматривающей радиометрическую предконцентрацию в ней полезного компонента. В этом случае появляются предпосылки снижения уровня бортового содержания полезных компонентов и вовлечения в переработку забалансовых запасов (Новиков и др., 1992), что может существенно повысить полноту извлечения полезных ископаемых из недр, не увеличивая себестоимости получения продукции горно-перерабатывающего предприятия.
Следовательно, введение операции предварительной переработки минерального сырья (рудоподготовки) может повлечь за собой коренное изменение во взаимоотношениях между горным цехом и обогатительным переделом. С помощью этой операции, которая будет являться связующим звеном (Ревнивцев и др., 1987), будет происходить интеграция процессов добычи руды и ее обогащения в единую технологию извлечения полезных ископаемых из недр. Кроме того, появляется возможность в процессе рудоподготовки на основе радиометрических методов управлять качеством рудной массы, поступающей на обогащение. Это даст возможность повысить конечные технологические показатели и качество товарного продукта, поскольку любое отклонение, и особенно снижение содержания полезного компонента в питании обогатительного передела, отрицательно влияет на процесс обогащения, ухудшая его технологические и экономические показатели.
2. Исследования обогатимости минерального сырья методами радиометрического покускового разделения. Предварительная технологическая и экономическая оценка эффективности
Внедрению радиометрических методов предконцентрации минерального сырья в технологическую схему его переработки с целью формирования руды повышенного качества предшествуют работы по изучению контрастности руд по содержанию полезных компонентов, их обогатимости радиометрическими методами (Мокроусов и др., 1989) в соответствии с требованиями ГКЗ к изучению и прогнозированию радиометрической обогатимости руд (Заборин и др., 1992). В настоящей работе приведены исследования радиометрической обогатимости и технологической целесообразности ее применения на примерах хромитовых, пирохлоровых руд, оливинитового сырья, апатито-нефелиновых руд Карело-Кольского региона.
Особенности геологического строения месторождения хромитовых руд Большая Ваарака и невысокое содержание в них Cr2O3 (от 14 до 18%) обусловили целесообразность оценки их обогатимости с помощью предварительного концентрирования рудной массы крупностью от 20 до 100 мм.
Таблица 1. Технологические показатели лабораторного радиометрического разделения
проб хромитовых руд
Продукты разделения Выход, % Содержание СГ2О3, % Извлечение Cr2O3, % Степень концентрации, отн. ед.
Класс крупности - 100+75 мм
Концентрат 63,2 26,4 90,6 1,43
Хвосты 36,8 4,7 9,4
Исходная проба 100,0 18,46 100,0
Класс крупности - 75+50 мм
Концентрат 60,0 22,63 90,3 1,50
Хвосты 40,0 3,66 9,7
Исходная проба 100,0 15,04 100,0
Класс крупности - 50+20 мм
Концентрат 69,0 18,48 89,1 1,30
Хвосты 31,0 5,06 10,9
Исходная проба 100,0 14,32 100,0
Изучение контрастности этих руд по содержанию Сг20з показало, что величина показателя контрастности Мв среднем составляет 0,75 отн. ед. для класса крупности - 100+20 мм, следовательно, по
общепринятой классификации (Мокроусов, Лилеев, 1979) данная руда является контрастной и обогатимой методами предварительной концентрации.
Установлено, что плотность кусков с содержанием Сг2О3 менее 7% около 3,4 г/см3, а плотность кусков с содержанием Cr2O3 более 15% - не выше 3,8 г/см3, поэтому использование гравитационных методов в качестве операции предконцентрации не достаточно эффективно.
В связи с этим изучена возможность предварительного радиометрического обогащения хромитовых руд на основе гамма-гамма метода. В результате проведенных исследований показано (табл.1), что из этих руд крупностью -100+20 мм может быть выделено в отвал от 30 до 40% породной массы с содержанием Сг2О3 не более 5,5%. В оставшемся технологическом потоке, поступающем на переработку, содержание Cr2O3 повышается не менее, чем в 1,3 раза при извлечении Сг2О3 от сепарируемого класса на уровне 90%. Эффективность признака разделения по гамма-гамма методу составила 0,9 отн. ед.
Одним из источников сырья для производства огнеупоров являются безрудные оливиниты, встречающиеся на ряде месторождений Кольского п-ова. Оливинитовое сырье одного из них потребляется Череповецким металлургическим комбинатом. В оливинитах этого месторождения неравномерно распределено большое количество жил сунгулита, поэтому они не могут быть использованы в качестве огнеупорного сырья без предварительного обжига, значительно увеличивающего затраты на производство готовой продукции предприятия. Таким образом, возникает необходимость разделения добытой горной массы на технологические сорта: кондиционный оливинит и некондиционный, состоящий из сунгулита и измененного на контакте с ним оливинита и других пород.
Предпосылкой для применения рентгенорадиометрического разделения оливинитового сырья на оливинитовый и сунгулитовый продукты является существенное различие по содержанию в них общего железа: 7,5-13% в оливините и 0,5-1,0% в сунгулите.
Оценка возможности применения покускового радиометрического обогащения оливинитового сырья крупностью от 10 до 70 мм показала, что в результате покусковой сепарации (табл.2) из горной массы этой крупности можно получать кондиционный оливинит, удовлетворяющий техническим требованиям к качеству огнеупорного сырья:
- содержание М^О не менее 45%;
- магнезиальный модуль MgO/SiO2 в пределах 1,14 - 1,16;
- потери при прокаливании менее 0,3%.
Таблица 2. Технологические показатели лабораторной рентгенорадиометрической сепарации проб
оливинитового сырья
Продукты разделения Выход, % Содержание, % ппп, % MgO/SiO2
MgO БЮ 2 Бе общ.
Класс крупности пробы - 70+40 мм
Концентрат 79,9 45,74 39,73 9,82 0,26 1,15
Хвосты 20,1 36,72 40,67 2,82 14,90 0,90
Исходная проба 100,0 43,93 39,92 8,41 3,20 1,10
Класс крупности пробы - 40+20 мм
Концентрат 76,7 45,68 39,54 9,98 0,20 1,16
Хвосты 23,3 37,02 42,27 2,73 14,90 0,88
Исходная проба 100,0 43,66 40,18 8,29 3,63 1,09
Класс крупности пробы - 20+10 мм
Концентрат 71,1 45,23 39,56 10,16 0,20 1,14
Хвосты 28,9 37,16 41,20 5,22 12,10 0,90
Исходная проба 100,0 42,90 40,03 8,73 3,64 1,07
В процессе сепарации также установлено, что гнейсы, входящие в состав вскрышных пород, надежно уходят в хвосты и не ухудшают качество оливинитового продукта.
Получение кондиционных ниобиевых концентратов из пирохлоровых руд с низким содержанием №2О3 связано, во-первых, с увеличением объемов добычи и, как следствие, с ростом нагрузки на дробильно-измельчительный передел, а во-вторых, с использованием громоздких технологических схем (Колтунова и др., 1994). Избежать этого можно посредством использования предварительной радиометрической сепарации исходной рудной массы (Терещенко, 1994), в результате
чего можно выделять отвальный продукт с содержанием №203 не более 0,04-0,05% и потерями металла в него около 10%, а также получить обогащенный продукт с кондиционным содержанием №203.
Для решения задачи поиска способа удаления пустой породы из добытой рудной массы апатито-нефелиновых руд Хибинского массива были отобраны пробы с месторождений Ньоркпахк и Коашва. Неравномерность Хибинских руд по содержанию Р205, присутствие в отбитой рудной массе кусков пустых пород были показаны ранее проведенными поисковыми исследованиями (Терещенко и др., 1984, 1995).
Исходные пробы апатито-нефелиновых руд представлены породами продуктивного комплекса с незначительной примесью вмещающих и секущих пород.
К продуктивному комплексу относятся две группы пород, возникших в ходе последовательных стадий процесса рудообразования и взаимосвязанных по составу и условиям залегания. В первую группу включаются массивные уртиты, ийолит-уртиты, полевошпатовые и сфеновые уртиты, ювиты, фациальные нефелино-полевошпатовые пегматиты. Вторую группу образуют апатит-сфеновые и апатито-нефелиновые руды пятнистой, пятнисто-полосчатой, полосчатой, блоковой и линзовидно-полосчатой текстур. К этой же группе относятся апатитсодержащие уртиты и брекчии апатито-нефелиновых руд, широко распространенные на этих Хибинских месторождениях.
К вмещающим породам относятся рисчорриты, лявочорриты, малиньиты, трахитоидные ийолиты и ийолит-уртиты. К секущим относятся дайковые породы лампрофиров.
Изучение контрастности проб исследуемых месторождений в классах крупности -200+20 мм показало незначительное изменение показателя контрастности М от 0,94 отн. ед. в кл. -50+20 мм до 0,7 отн. ед. в кл. -200+150 мм (табл.3). Средний показатель контрастности М для всех проб равен 0,85 отн. ед.
Таблица 3. Значения показателя контрастности М апатито-нефелиновых руд в различных классах крупности
Класс крупности руды, мм - 50+20 - 75+50 - 100+75 - 150+100 - 200+150
Показатель контрастности М в классе крупности, отн. ед. 0,94 0,87 0,91 0,90 0,80
По общепринятой классификации проф. В.А. Мокроусова руды, имеющие такой показатель М, относятся к категории контрастных и обогатимых методами предварительного обогащения (предконцентрации).
Исследования физических свойств минералов апатитовых руд показали, что только минералы апатита способны интенсивно люминесцировать под воздействием на них рентгеновского излучения. Это обстоятельство позволило применить рентгенолюминесцентный метод для разделения добытой рудной массы на руду и пустую породу.
Исходя из данных табл.3, которые свидетельствуют о незначительном изменении показателя контрастности во всем диапазоне крупности кусков, пробы руды каждого месторождения были рассеяны на 4 классов крупности: -20 мм, -50+20 мм, -100+50 мм, -200+100 мм. На этих пробах, за исключением класса -20 мм, проведены исследования по рентгенолюминесцентному разделению. Класс -20 мм показал повышенное в нем содержание Р205, поэтому его предполагалось впоследствии присоединять к концентратам рентгенолюминесцентного разделения.
Для оценки эффективности признака разделения Э пробы руды каждого класса крупности были сгруппированы по выбранному рентгенолюминесцентному параметру на фракции. В каждой фракции
определялось содержание Р205 с, и ее выход у, от всего класса. Затем вычислялись показатели признака разделения П и эффективности разделения Э по формулам:
П =
I
(I с, - а\ Г,) / ( 100 а)
э = п / м.
В табл.4 приведены значения эффективности для всех классов крупности изучаемых месторождений. Видно, что они близки к единице. Следовательно, выбранный параметр разделения должен обеспечить получение технологических показателей сепарации, близких к максимально возможным.
Этот вывод подтвердили технологические показатели разделения рудной массы на руду и породу (концентрат и хвосты), полученные на лабораторном стенде при порогах разделения X, равных 2% и 3% Р205. Технологические показатели разделения приведены в табл.5-6.
и
Таблица 4. Эффективность рентгенолюминесцентного признака разделения (в отн. ед.) проб
месторождений Коашва и Ньоркпахк
Коашва Ньоркпахк
Класс крупности, мм Класс крупности, мм
- 50+20 - 100+50 - 200+100 - 50+20 - 100+50 - 200+100
0,95 0,98 0,98 0,97 0,96 0,94
Таблица 5. Технологические показатели рентгенолюминесцентного разделения проб апатито-нефелиновых руд месторождения Коашва
Продукты Выход, % Содержание Извлечение Р2О5, % Степень концентрации Р2О5, отн. ед.
разделения от класса от руды Р2О5, % от класса от руды от класса от руды
Повог разделения А,=2,0% Р205 класс крупности - 50+20 мм
Концентрат 79,22 12,91 21,19 98,57 16,47 1,24 1,28
Хвосты 20,78 3,39 1,16 1,42 0,24
Исходная 100,0 16,30 17,03 100,0 16,71
руда класса
класс крупности - 100+50 мм
Концентрат 70,02 13,44 20,00 98,0 16,18 1,40 1,20
Хвосты 29,98 5,76 0,96 2,0 0,33
Исходная 100,0 19,20 14,29 100,0 16,51
руда класса
класс крупности - 200+100 мм
Концентрат 70,13 22,16 18,02 97,88 24,04 1,40 1,08
Хвосты 29,87 9,44 0,92 2,12 0,52
Исходная 100,0 31,60 12,91 100,0 24,56
руда класса
Итоговая таблица технологических показателей рентгенолюминесцентного разделения при пороге Л=2,0% Р205 и присоединении класса - 20 мм к концентрату разделения
Концентрат 81,41 20,18 98,91 1,21
Хвосты 18,59 0,98 1,09
Исходная 100,0 16,61 100,0
РУДа
Повог разделения А,=3,0%о Р205 класс крупности - 50+20 мм
Концентрат 73,34 11,95 22,69 97,71 16,32 1,33 1,37
Хвосты 26,66 4,35 1,46 2,28 0,38
Исходная 100,0 16,3 17,03 100,0 16,70
руда класса
класс крупности - 100+50 мм
Концентрат 64,24 12,33 21,33 95,90 15,84 1,49 1,28
Хвосты 35,76 6,87 1,64 4,10 0.68
Исходная 100,0 19,2 14,29 100,0 16,52
руда класса
класс крупности - 200+100 мм
Концентрат 62,45 19,73 20,09 97,18 23,87 1,56 1,21
Хвосты 37,55 11,87 0,97 2,82 0,69
Исходная 100,0 31,6 12,91 100,0 24,56
руда класса
Итоговая таблица технологических показателей рентгенолюминесцентного разделения при пороге Л=3,0%> Р205 и присоединении класса - 20 мм к концентрату разделения
Концентрат 76,91 21,22 .......... 98,25 ......... ...к3.0...
Хвосты 23,09 1,26 1,75
Исходная руда класса 100,0 16,61 100,0
Таблица 6. Технологические показатели рентгенолюминесцентного разделения проб апатито-нефелиновых руд месторождения Ньоркпахк
Продукты Выход, % Содержание Р2О5, % Извлечение Р205, % Степень концентрации Р205, отн. ед.
разделения от класса от руды от класса от руды от класса от руды
Повог разделения А,=2,0% Р20 класс крупности - 50+20 мм 5
Концентрат 64,82 64,82 13,99 96,48 18,64 1,49 1,38
Хвосты 35,18 35,18 0,94 3,52 0,68
Исходная 100,0 100,0 9,40 100,0 19,32
руда класса
класс крупности 100+50 мм
Концентрат 69,57 14,96 13,92 97,62 20,47 1,40 1,37
Хвосты 30,43 6,54 0,78 2,38 0,50
Исходная 100,0 21,50 9,92 100,0 20,97
руда класса
класс крупности - 200+100 мм
Концентрат 64,82 16,85 12,97 97,08 21,49 1,50 1,28
Хвосты 35,18 9,15 0,72 2,92 0,65
Исходная 100,0 26,0 8,66 100,0 22,14
руда класса
Итоговая таблица технологических показателей рентгенолюминесцентного разделения при пороге Л=2,0% Р205 и присоединении класса - 20 мм к концентрату разделения
Концентрат 76,96 12,97 98,17 1,28
Хвосты 23,04 0,81 1,83
Исходная 100,0 10,17 100,0
РУДа
Повог разделения А,=3,0%о Р20 класс крупности - 50+20 мм 5
Концентрат 58,91 12,31 15,13 94,83 18,32 1,61 1,49
Хвосты 41,09 8,59 1,18 5,17 1,00
Исходная 100,0 20,90 9,40 100,0 19,32
руда класса
класс крупности 100+50 мм
Концентрат 62,61 13,46 15,10 95,33 19,98 1,52 1,48
Хвосты 37,39 8,04 1,24 4,67 0,99
Исходная 100,0 21,50 9,92 100,0 20,97
руда класса
класс крупности - 200+100 мм
Концентрат 59,07 15,36 13,80 94,14 20,84 1,59 1,36
Хвосты 40,93 10,64 1,24 5,86 1,30
Исходная 100,0 26,0 8,66 100,0 22,14
руда класса
Итоговая таблица технологических показателей рентгенолюминесцентного разделения при пороге Л=3,0%> Р205 и присоединении класса - 20 мм к концентрату разделения
Концентрат 72,73 13,52 96,71 1,33
Хвосты 27,27 1,22 3,29
Исходная 100,0 10,17 100,0
РУДа
Анализ хвостовых продуктов при обоих порогах разделения показывает, что они представлены безапатитовыми кусками (содержание Р205 изменяется в пределах от 0,72% до 1,64%) пород разного комплекса: уртитами, ийолит-уртитами, полевошпатовыми и сфеновыми уртитами, ювитами, пегматитами. Сюда же попадают вмещающие и секущие породы: хибиниты, рисчорриты, малиньиты, лявочорриты, лампрофиры.
При общем сходстве хвостов наблюдаются заметные различия в их петрографическом составе для проб различных месторождений. Так, в хвостах разделения руды месторождения Коашва преобладают сфеновые уртиты, ювиты и малиньиты. В хвостах Ньоркпахка существенную роль играют дайковые породы и ювиты.
Технологические показатели последующих процессов переработки руды определялись на исходных пробах и пробах, представляющих концентрат процесса рентгенолюминесцентного разделения с присоединенным к нему классом -20 мм.
На первом этапе проводились исследования по кинетике измельчения, которые показали четкую зависимость измельчаемости руд от содержания в них апатита. Скорости измельчения концентратов, полученных при порогах разделения 2% и 3% выше, чем скорость измельчения исходной пробы, в среднем в 1,15 и 1,25 раза соответственно. То есть, во столько же раз может увеличиться удельная производительность мельницы по выпуску этого класса крупности.
Сравнительные испытания обогатимости исходных проб руды и концентратов рентгенолюминесцентного разделения выполнялись по технологической схеме и режиму, принятому на действующей обогатительной фабрике АНОФ-2. Результаты флотационного обогащения приведены в табл.7.
Таблица 7. Результаты флотационного обогащения исходных проб и концентратов рентгенолюминесцентного разделения руды месторождений Ньоркпахк и Коашва
Номер опыта Наименование продуктов Выход, % Содержание ^ % Извлечение ^ % Примечание
месторождение Ньоркпахк
1. Апатитовый концентрат 21,06 39,95 86,74 Флотация исходной руды с дополнительными перечистками концентрата
Хвосты 78,94 1,63 13,26
Исходная проба 100,0 9,70 100,0
2. Апатитовый концентрат 23,55 39,61 91,72 Флотация концентратов рентгенолюминесцентного разделения с содержанием 12,9% Р205, полученных при пороге разделения 2% Р205 (по схеме АНОФ-2)
Хвосты фл-ции 53,41 1,21 6,35
Хвосты сеп-ции 24,04 0,81 1,93
Исходная проба 100,0 10,17 100,0
3. Апатитовый концентрат 23,49 39,87 92,09 Флотация концентратов рентгенолюминесцентного разделения с содержанием 13,5% Р205, полученных при пороге разделения 3% Р205 (по схеме АНОФ-2)
Хвосты фл-ции 49,24 0,96 4,64
Хвосты сеп-ции 27,27 1,22 3,27
Исходная проба 100,0 10,17 100,0
месторождение Коашва
4. Апатитовый концентрат 37,88 39,45 92,77 Флотация пробы исходной руды (по схеме АНОФ-2)
Хвосты 62,12 1,88 7,23
Исходная руда 100,0 16,11 100,0
5. Апатитовый концентрат 38,60 40,27 93,57 Флотация концентратов рентгенолюминесцентного разделения с содержанием 20,05% Р205, полученных при пороге разделения 2% Р205 (по схеме АНОФ-2)
Хвосты фл-ции 42,81 2,07 5,34
Хвосты сеп-ции 18,59 0,98 1,09
Исходная проба 100,0 16,61 100,0
Флотация концентратов, полученных при порогах рентгенолюминесцентного разделения 2 и 3% Р205 (опыты 2, 3 и 5) показала, что выход апатитового концентрата и извлечение в него Р205 выше, чем
при флотации руды, не прошедшей радиометрической предконцентрации. Из этого следует, что на флотационном переделе можно ожидать снижение затрат за счет уменьшения количества реагентов на 1 т апатитового концентрата. Кроме того, уменьшается в 1,5 раза количество тонкоизмельченных хвостов, что способствует снижению затрат на транспортировку пульпы до хвостохранилищ, их содержание и природоохранные мероприятия.
3. Заключение
Проведенные исследования на примерах месторождений Карело-Кольского региона показали, что процесс формирования руды повышенного качества из добытой рудной массы непосредственно перед обогащением является необходимым условием повышения извлечения полезного компонента в товарный продукт, снижения себестоимости его получения.
Результаты укрупненных лабораторных испытаний радиометрической обогатимости апатито-нефелиновых руд доказали целесообразность включения рентгенолюминесцентной сепарации в технологическую схему переработки руд непосредственно после их добычи, которая обеспечит вывод из дальнейшего технологического цикла пустых пород, не содержащих апатита (с содержанием Р205 ниже, чем в отвальных хвостах) и формирование руды повышенного качества (в среднем с содержанием Р205 выше в 1,3 раза, чем в исходной руде), поступающей на обогатительную фабрику. Снижение себестоимости получения апатитового концентрата на 1 т добытой руды можно ожидать за счет:
• сокращения не менее, чем на 23% транспортируемой для обогащения рудной массы;
• сокращения не менее, чем на 23% нагрузки на дробильно-измельчительный передел и повышения в среднем на 20% удельной производительности мельниц;
• снижения расхода реагентов за счет повышения качества питания флотационного передела;
• снижения энергопотребления на дробильно-измельчительном и флотационном переделах;
• снижения затрат на транспортировку пульпы до хвостохранилищ, их содержание и природоохранные мероприятия за счет сокращения в 1,5 раза количества тонкоизмельченных хвостов флотационного обогащения.
Литература
Агошков М.И., Никаноров В.И. Технико-экономическая оценка извлечения полезных ископаемых из
недр. М., Недра, с.14-20, 75-92, 111, 138-146, 1974. Блатов И.А., Велим B.C., Соколов C.B., Иванов A.A. Основные проблемы развития сырьевой базы
горно-металлургического комбината «Печенганикель». Обогащение руд, т.4-5, с.97-101, 1995. Галченко Ю.П. Актуальные проблемы освоения месторождений и использования минерального сырья.
М., Изд-во МГУ, с.176-185, 1993. Заборин О.В., Карпов A.B., Коткин В.А. Требования ГКЗ к изучению и прогнозированию радиометрической обогатимости руд при разведке и геолого-экономической оценке месторождений. Разведка и охрана недр, т.8, с.6-7, 1992. Колтунова Т.Е., Максимов И.И., Шувалова A.A. Разработка технологии переработки
тонковкрапленных комплексных редкометалльных руд. Обогащение руд, т.2, с.16-19, 1994. Лагов Б.С., Терещенко C.B., Кайтмазова Т.И. Поисковые исследования по радиометрической сепарации бедных апатитовых руд Хибинского массива. Экспресс-информация ВНИИ экон. минер. сырья и геол.-развед. работ, ВИЭМС, т.5, с.8-15, 1984. Ломоносов Г.Г., Зейнулин A.A. Основные положения теории и технологии добычи руд с подземной
предконцентрацией. Информационно-аналитический горный бюллетень, т.1, с.82-85, 1997. Мокроусов В.А., Лилеев В.А. Радиометрическое обогащение нерадиоактивных руд. М., Недра, с.40-75, 1979.
Мокроусов В.А., Остроумов Г.В., Кузнецов A.A. Применение радиометрических методов для
обогащения полезных ископаемых. Обогащение руд, т.5, с.10-12, 1989. Новиков В.В., Леман Е.П., Жагуло Г.В. Нетрадиционная технология отработки рудных
месторождений. Обогащение руд, т.3-4, с.4-9, 1992. Ревнивцев В.И., Азбель Е.И. Подготовка минерального сырья к обогащению и переработке. М., Недра, с.9-25, 1987.
Терещенко C.B., Мартынов Ю.Т., Коробов Б.Л. Оптимизация добычи и переработки руд Хибин.
Информационно-аналитический горный бюллетень, т.5, с.30, 1995.
Терещенко C.B., Ракаев А.И., Мартынов Ю.Т. Предконцентрация крупнодробленых пегматито-пирохлоровых руд. Обогащение руд, т.6, с.5-7, 1994.
