CC BY
60
УДК 622.34
ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ: ПРАКТИКА АО «ЮГК»
Р.К. Джаппуев, А.В. Соглаев, К.Н. Залевская, Д.Н. Радченко
Приведен опыт сорбционного цианирования техногенного сырья с извлечением золота из хвостов обогащения золото-мышьяковистых руд Новотроицкого месторождения в промышленных условиях. Осуществлен подбор оптимальных параметров выщелачивания золота в раствор для отходов переработки руд, характеризующихся повышенной «упорностью» к цианированию и относительно низким содержанием благородных металлов. Для оценки влияния доли готового класса -0,075 мм на эффективность извлечения Аиопределен гранулометрический состав технологической пробы. Исследованы физико-химические характеристики среды при проведении эксперимента, зависимость показателей извлечения золота из лежалых отходов от тонины помола отходов обогащения, концентрации реагента ЫаСЫ и длительности цикла выщелачивания. Выявлены оптимальные параметры сорбционного цианирования лежалых отходов золото-мышьяковистых руд, позволяющие реализовывать переработку техногенного сырья на действующей золотоизвлекательной фабрикес минимизацией энергетических затрат. Полученные результаты технологических испытаний лежалых золото-мышьяковистых хвостов обогащения руд подтверждаются выводами рационального анализа и минералогических исследований о том, что сульфидные минералы, в которых сосредоточено золото, полностью раскрыты и представлены в основном отдельными зернами, легко поддающимися цианированию.
Ключевые слова: золото-мышьяковистые руды, техногенное, сырье, хвосты обогащения, техногенное сырье, забалансовые запасы, сорбционное цианирование, метод «уголь в пульпе», упорное золото, извлечение, производственная мощность.
Введение
В стремительно изменяющихся горно-геологических, технико-экономических условиях эксплуатации золоторудных месторождений АО «Южуралзолото Группа Компаний» устойчивое функционирование горнопромышленного предприятия обеспечивается за счет вовлечения в промышленную переработку, наряду с балансовыми рудами, техногенного сырья и некондиционных руд, с переводом их на баланс предприятий [1]. Разработка многих месторождений, осваиваемых АО «ЮГК», сопровождается осложненными геологическими условиями, низким и весьма изменчивым содержанием золота в руде, сокращающимися объемами балансовых запасов. К таким месторождениям относятся руды Новотроицкого месторождения, отличающиеся, помимо низкого содержания золота и серебра, повышенным содержанием мышьяка, технологической упорностью к цианированию, которая препятствует достижению необходимых показателей извлечения благородных металлов и требуемого качества товарной продукции при довольно низком качестве исходного сырья, поступающего на обогатительную фабрику. С экономической точки зрения переработка ко-
ренных руд Новотроицкого месторождения целесообразна по комбинированной технологии обогащения, включающей последовательно процессы флотации руды, окислительное вскрытие флотационного концентрата перед цианированием [2]. В ходе промышленных испытаний золоторудного сырья по предложенной технологической схеме переработки золото-мышьяковистых руд извлечение золота из продуктов окислительного обжига и общее извлечение составило 95 %.
Интерес обогатителей по части исследований схем переработки техногенного золоторудного сырья объясняется, помимо промышленной ценности таких объектов, тем, что современные технологии извлечения ценных металлов позволяют значительно эффективнее перерабатывать отходы обогащения, чем это было еще во второй половине ХХ века, а именно в период довольно широкого применения способов амальгамации, гравитации и перколяции [3-5]. Такие известные и широко исследуемые в научном сообществе способы вскрытия «дисперсного» золота (скрытого в сульфидной матрице и кварце, пленочного Аи), как биовыщелачивание, автоклавное окисление, обжиг, весьма дорогостоящие и при малых объемах перерабатываемого техногенного сырья нерентабельны, хоть и направлены на эффективную переработку бедных руд, упорных концентратов и отвальных хвостов обогащения руд [6-10].
Недостаточная обеспеченность горнопромышленных предприятий рудной базой, постоянно увеличивающиеся объемы труднообогатимого сырья и связанное с этим большое количество работ по выбору эффективной технологии переработки золотосодержащих отходов подтверждают актуальность проведенных и представленных в статье результатов исследований [11-15].
В целях расширения минерально-сырьевой базы АО «ЮГК» и увеличения производственной мощности рудников за счет вовлечения лежалых отходов обогащения золото-мышьяковистых руд проведены исследования эффективности переработки техногенного сырья сорбционным цианированием по схеме, принятой на действующей центральной золото-извлекательной фабрике г. Пласта.
Методика проведения технологических испытаний
Методика исследований показателя извлечения золота из лежалых хвостов обогащения руд Новотроицкого месторождения заключалась в проведение опытно-промышленных испытаний по установлению параметров цианидного выщелачивания благородных металлов. На этапе подготовки технологической пробы к исследованиям выполнялось истирание материала сухим способом в лабораторном стаканчиковом вибрационном истирателе. В качестве дробящей среды использована шаровая загрузка. Время истирания подбиралось экспериментально, экспресс-отмывкой материала на контрольном сите 75 мкм. При недостаточной тонине помола, установленной этим способом, время истирания увеличивали.
Хвостохранилище Новотроицкой фабрики представлено хвостами обогащения флотационно-обжиговой технологией, руды Новотроицкого месторождения с относительно высоким содержанием золота и мышьяка отрабатывались на месторождении с 1878 г. Исследования гранулометрического состава лежалых хвостов технологической пробы показали, что содержание класса крупности -0,074 мм в технологической пробе не превышает 55 % (рис. 1). Небольшие содержания тонких фракций в материале хвостов обогащения связаны с особенностями технологий измельчения, которая была принята на Новотроицкой обогатительной фабрике в начале-середине ХХ века. Очевидно, что для обеспечения высоких показателей извлечения благородных металлов при выщелачивании требуется более тонкий помол. Поэтому в рамках предложенной методики для оценки влияния доли готового класса - 0,075 мм на показатели извлечения золота пробы дополнительно измельчались до крупности 75 %, 80 %, 85 % и 90 %.
100 90
0,00 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50
Класс крупности, мм
Рис. 1. Гранулометрическая характеристика технологической пробы лежалых отходов переработки руд Новотроицкого месторождения
В ходе проведения опытно-промышленных испытаний по определению показателей и режима переработки золотоносного техногенного сырья варьировались крупность помола, концентрация цианида натрия, продолжительность выщелачивания. При том что расход CaO, объем растворителя, объем агитационной емкости, скорость вращения ротора агитатора и плотность пульпы принимались неизменными. Согласно принятой методике эксперимента, расход извести принимался с учетом ее фактической активности. Активность извести определялась экспериментальным путем. Средний расход СаО составил 3 кг/т хвостов. Содержание твердого в пульпе принималась равным 45 %. Расход цианида натрия варьировался и составлял 0,02 %, 0,03 %, 0,07 % и 0,09 %. Причем ввиду повышенного расхода цианида натрия при длительном выщелачивании в серии опытов по выщелачиванию хвостов в течение 42 часов пульпу доукрепляли. Время
агитации изменялось с 16 до 42 часов. Нижний предел продолжительности выщелачивания задавался по данным практики, верхний предел определен исходя из режима технологического процесса (полного цикла цианирования) на Пластовской ЗИФ. Влияние крупности помола на эффективность извлечения благородных металлов исследовано в диапазоне 75, 80, 85 и 90 % готового класса - 0,075 мм.
Основные результаты испытаний
В результате промышленных испытаний по сорбционному цианированию хвостов обогащения золото-мышьяковистых руд Новотроицкого месторождения установлено, что золото представлено в хвостах обогащения в легкоцианируемой форме, что, в свою очередь, подтверждается выполненными фазовыми и минералогическими исследованиями техногенного сырья. Выявлено, что при самой низкой концентрации цианида натрия, равной 0,02 %, и продолжительности агитации 16 часов, извлечение золота во всех сериях опытов превысило 60 %. Этот показатель сопоставим с фактическими показателями работы Пластовской ЗИФ.
На рис. 2 представлена характеристика среды в течение цикла выщелачивания.
п. ^^^ - А
\ 2
V 3 4
—•
\ —•
N
\ 2
V. 1 /
О 5 10 15 20 25 30 35 40 45
Продолжительностьцианирования, час
12 3 4
•—0,02% —»—0,03% —•— 0,07% —•- 0,09%
Рис. 2. Динамика рН-выщелачивающего раствора при крупности материала 75 % готового класса -0,075 мм, в диапазоне концентраций ШСЫ 0,02 % (1); 0,03 % (2); 0,07 % (3) и 0,09 % (4)
Установлено, что при выщелачивании крупных фракций расход CaO максимален в первые 24 часа выщелачивания, рН среды снижается со значений 13 - 13,5 до 12,89 - 12,4 за первые 16 часов и далее - до 11,5 -12,01 в последующие 8 часов. После 24-часовой продолжительности выщелачивания рН среды стабилизируется.
Анализ изменений показателей щелочности среды при цианировании более мелкого класса крупности лежалых хвостов обогащения пока-
зал, что увеличение тонины помола техногенного сырья изменяет динамику рН среды. Показатель рН среды в процессе выщелачивания непрерывно снижается. Максимальное снижение рН до значения 11,4 наблюдается при выщелачивании наиболее тонких фракций хвостов, содержащих 90 % готового класса -0,075 мм.
На рисунке 3 представлена динамика основных технологических показателей при испытании пробы лежалых хвостов при различной крупности готового класса -0,075 мм. Даже при цианировании лежалых отходов самой крупной фракции хвостов - крупностью 75 % готового класса -0,075 мм, за 16 часов достигается извлечение золота 72,1 % (рис. 3, а).
Показано, что увеличение тонины помола на 5 % готового класса -0,075 мм до 80 % позволяет повысить извлечение золота на 3.. .5 % (рис. 3, б). Вместе с тем максимальное извлечение золота на уровне 88,4 % сопоставимо с таковым при цианировании более крупных фракций.
Рис. 3. Зависимость извлечения Аи в раствор при сорбционном цианировании лежалых хвостов от времени выщелачивания при доли готового класса -0,075 мм 75 % (а), 80 % (б), 85 % (г)и 90 % (г) и различных концентрациях NaCN: 0,02 % (1); 0,03 % (2); 0,07 % (3) и 0,09 % (4)
Анализ графиков на рис. 3 определил, что в результате сорбционно-го цианирования тонких фракций на протяжении 30 часов обеспечивается извлечение золота в раствор не более 88,2 %, а увеличение продолжитель-
ности цианирования до 42 часов значительно снижает уровень извлечения благородных металлов, по сравнению с 30-часовым выщелачиванием извлечение снижается на 12 %. Показатель извлечения серебра рассчитывался «по факту» в качестве попутного компонента. Следовательно, дальнейшее увеличение доли класса -0,075 мм до 90 % не оказывает существенного влияния на возможности повышения технико-экономических показателей переработки лежалых хвостов (рис. 3, б, в).
Дана оценка изменения концентрации реагента КаСК с увеличением длительности цикла выщелачивания золота при различном содержании готового класса -0,075 мм в хвостах обогащения Новотроицкой фабрики (рис. 4).
а
од 0,08 0,06 0,04 0,02 О
I.
16
1 1 1 1
lili м, 1,
24
30
б
• О 0,1
0.08
3 Я 0,06
ÍI 0,04
Я
W о 0,02
И
I.
16
24
I I
1.|| 1.1.
30
Продолжительность цианирования, час
Продолжительность цианирования, час
I Исходная концентрация МаС1Ч I Концентрация МаСЫ после выщелачивания
I Исходная концентрация IК о нценгр ация по еле в ыщелачив ания
Рис.4. Изменение концентрации реагента в выщелачивающем растворе по сравнению с исходной концентрацией, % при постоянном расходе СаО=3 кг/т и крупности материала по готовому классу -0,075мм;
а - 80 %; б - 90 %
Увеличение длительности выщелачивания и тонины помола влечет за собой закономерное снижение концентрации цианида натрия в выщелачивающем растворе. Так, выщелачивание наиболее крупной фракции хвостов, содержащей 75...80 % готового класса (рис. 3, а) влечет за 30 часов агитации снижение даже самой высокой исходной концентрации реагента 0,09 % в 1,73 раза, при выщелачивании тонких классов (рис. 3, б) выявлено, что концентрация цианида в растворе снижается практически в 3 раза, что определяет необходимость подкрепления цианистых растворов при продолжительности агитации более 30 часов.
Процессы сорбционного цианирования золотосодержащего сырья благоприятно протекают даже при самых низких концентрациях реагента, что имеет определяющее значение для принятия решений об эффективности технологических испытаний и хороших ожидаемых технико-экономических показателей, в связи с возможным достаточно низким рас-
ходом цианида натрия. Оценка реагентного режима технологического процесса выщелачивания показала, что определяющее влияние на расход СаО оказывает крупность помола хвостов обогащения.
Наибольшие показатели извлечения золота при выборе режима цианирования техногенного сырья обеспечиваются при измельчении его до крупности 75 % готового класса, рекомендуемая концентрация раствора цианида натрия составляет 0,09 % при максимальной продолжительности выщелачивания в течение 42 часов. Такой технологический режим характерен для реальных условий полного цикла выщелачивания на Пластов-ской ЗИФ.
Заключение
В ходе анализа результатов опытно-промышленных испытаний на Пластовской ЗИФ по цианированию лежалых хвостов обогащения Новотроицкого месторождения определены оптимальные технологические параметры переработки сырья в отвалах, обеспечивающие эффективные для промышленных условий АО «ЮГК» показатели извлечение благородных металлов.
Установлено, что крупность помола техногенного сырья оказывает существенное влияние на показатели извлечения золота и серебра в выщелачивающий раствор. Результаты проведенных исследований это подтвердили. Реализация технологии переработки хвостов обогащения цианированием по методу «уголь в пульпе» исключает необходимость предварительного доизмельчения отвальных отходов, т.к. показатель извлечения золота прогнозируется на уровне не менее 65 %. Необходимо учитывать возможность сорбции мышьяка при переработке высокомышьяковистых отходов в случае нагрева пульпы и других различных видов продуктов переработки хвостов обогащения.
Показано, что за полный цикл сорбционного цианирования на Пла-стовской ЗИФ наиболее высокие технологические показатели извлечения 84,9 % достигаются даже при содержании 75 % готового класса -0,075 мм, что благоприятно вписывается в действующий на золотоизвлекательной фабрике АО «ЮГК» технологический процесс и не снижает экономического эффекта от вовлечения отходов золоторудного сырья в промышленную переработку, что позволяет переработать лежалые хвосты после доиз-мельчения их с перерабатываемыми на ЗИФ рудами.
Проведенные исследования по извлечению золота из отвальных отходов обогащения руд в условиях Пластовской ЗИФ подтвердили целесообразность переработки сырья по принятой технологической схеме после предварительного доизмельчения, требующего небольших энергетических затрат.
Список литературы
1. Струков К.И. Обоснование параметров горнотехнических систем на завершающей стадии подземной разработки жильных золоторудных месторождений Урала: автореф. дис.....канд. тех. наук. Москва, 2018.
2. Выбор способов переработки золото-мышьяковистых руд Новотроицкого месторождения с учетом их технологических особенностей / К.И. Струков, С.Н. Плотников., Л.А. Зырянова, Ю.Л. Николаев // Цветные металлы. 2017. № 6. С. 35-40.
3. Формирование, переработка и обезвоживание техногенного и рудного золотосодержащего сырья: монография / В.И. Саламатов [и др.] // Иркутск: Изд-во ИРНИТУ, 2019. 222 с.
4. Бочаров В.А. Технология извлечения золота, серебра, цветных металлов из отвальных хвостов обогатительных фабрик.М.: Цветная металлургия, 2002.
5. Пунишко О.А. Переработка лежалых отвалов-резерв расширения сырьевой базы золотодобывающих предприятий // Гидрометаллургия золота, 1980. С. 40 - 42.
6. Boboev I.R., Selnitsin R.S., Kholikov T.A. Technology of Gold Extraction from Mature Dumps by Thiourea Leaching // Russian Journal of non-ferrous metals. 2019. P. 257 - 264.
7. Levinson Z., Dimitrakopoulos R. Adaptive simultaneous stochastic optimization of a gold mining complex: A case study // Journal of the Southern African institute of mining and metallurgy.2020. Vol. 120. P. 231 - 242.
8. Vardanyan N., Sevoyan G., Navasardyan T. Recovery of valuable metals from polymetallic mine tailings by natural microbial consortium // Environmental technology. 2019. P. 3467 - 3472.
9. Romero-Garcia A., Iglesias-Gonzalez N., Romero R. Valorisation of a flotation tailing by bioleaching and brine leaching, fostering environmental protection and sustainable development // Journal of cleaner production. 2019. P. 573 - 581.
10. Bouzalakos S., Dudeney A.W.L., Chan B.K.C. Leaching characteristics of encapsulated controlled low-strength materials containing arsenic-bearing waste precipitates from refractory gold bioleaching // Journal of environmental management. 2016. P. 86 - 100.
11. Oraby E. A., Eksteen J. J. The leaching of gold, silver and their alloys in alkaline glycine-peroxide solutions and their adsorption on carbon // Hy-drometallurgy. 2015. Vol. 152. P. 199 - 203.
12. The development of an environmentally friendly leaching process of a high C, As and Sb bearing sulfide gold concentrate / Bin Xu [etc.] // Minerals Engineering. 2016. Vol. 89. P. 138 - 147.
13. Наумов В.А., Наумова О.Б. Формы нахождения и перспективы освоения золота в природных и техногенно-минеральных образованиях Западного Урала // Вестник Пермского Университета. 2019. Том 18. № 1.
14. Рахманов О.Б., Аксенов А.В. Извлечение золота и серебра из упорного золотосодержащего мышьяковистого флотоконцентрата месторождения "Иккижелон" с добавлением хлорида натрия в процессе автоклавного окисления // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2020. Т. 24. № 4. С. 896 - 905.
15. Рассказова А.А. Методы обогащения бедных золотомедных руд // Проблемы недропользования. 2019. № 2. С. 122 - 129.
Джаппуев Руслан Камалович, соискатель, rylnikova@mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский горно-металлургический институт,
Соглаев Алексей Викторович, соискатель, mining_expert@mail.ru , Россия, Челябинская область, АО «Южуралзолото Группа Компаний»,
Залевская Каролина Николаевна, асп.,zalevskaya.karolina@mail.ru, Россия, Москва, Институт проблем комплексного освоения недр им. ак. Н.В. Мельникова Российской академии наук,
Радченко Дмитрий Николаевич, канд. техн. наук, доц., ст. науч. сотрудник, mining_expert@mail. ru, Россия, Москва, Институт проблем комплексного освоения недр им. ак. Н.В. Мельникова Российской академии наук
EXTRACTIONOFGOLDFROMTECHNOGENICRAWMATERIALS: THEPRACTICE
OFTHEJSC «UGC»
R.K. Dzhappuev, A. V. Soglaev, K.N. Zalevskaya
The experience of sorption cyanidation of technogenic raw materials with the extraction of gold from the tailings of gold-arsenic ores of the Novotroitskoye Deposit in industrial conditions. The optimal parameters for leaching gold into the solution for ore processing waste characterized by increased "resistance" to cyanidation and relatively low content of precious metals were selected. The granulometric composition of the process sample was determined to assess the effect of the fraction of the finished class -0.075 mm on the efficiency of Au extraction. The physico-chemical environmental parameters during the experiment, the dependence of indexes of gold extraction of stale wastes from the thickness of the grinding tailings of the concentration of the reagent NaCN and the duration of the leach cycle. The optimal parameters of sorption cyanidation of stale gold-arsenic ore waste have been identified, which allow processing of technogenic raw materials at the existing gold recovery factory with minimization of energy costs.
The obtained results of technological tests of stale gold-arsenic tailings of enrichment are confirmed by the conclusions of rational analysis and mineralogical studies, that the sulfide minerals in which gold is concentrated are fully disclosed-they are mainly represented by individual grains that are easily amenable to cyanidation.
Key words: gold-arsenic ores, technogenic raw materials, enrichment tailings, utilization, sorption cyanidation, sorption, coal-in-pulp method, persistent gold, extraction, production capacity.
Dzhappuev Ruslan Kamalovich, applicant, rylnikova@mail. ru, Russia, Vladikavkaz, North Caucasian Institute of Mining and Metallurgy,
Soglaev Alexey Viktorovich,applicant,mining_expert@mail.ru Russia, Chelyabinsk Region, Yuzhuralzoloto Group of Companies,
Zalevskaya Karolina Nikolaevna, postgraduat, zalevskaya.karolina@mail.ru,Russia, Moscow, Institute of Comprehensive Exploitation of Mineral Resources Russian Academy of Sciences
Radchenko Dmitry Nikolaevich, candidate of technical science, senior research scientist, mining_expert@mail. ru, Russia, Moscow, Institute of Comprehensive Exploitation of Mineral Resources Russian Academy of Sciences
Reference
1. Strukov K. I. Substantiation of parameters of mining systems at the final stage of
underground development of vein gold deposits in the Urals: author's abstract. dis..... kand.
tech. nauk. Moscow, 2018.
2. the Choice of methods for processing gold-arsenic ores of the novotroitsky Deposit, taking into account their technological features / K. I. Strukov, S. N. Plotnikov, L. A. Zyryanova, Yu. L. Nikolaev // non-Ferrous metals. 2017. no. 6. P. 35-40.
3. Formation, processing and dewatering of technogenic and ore gold-containing raw materials: monograph / V. I. Salamatov [et al.] // Irkutsk: IRNITU publishing House, 2019. 222 p.
4. Bocharov V. A. Technology of extraction of gold, silver, non-ferrous metals from tailings processing plants. M.: Colour me-tallurgy, 2002.
5. UNESCO O. A. Processing stale slag-a provision expanding the raw material base of mining enterprises // Hydrometallurgy gold, 1980. Pp. 40-42.
6. I. R. Boboev, Selnitsin R. S., Kholikov T. A. Technology of Gold Extraction from Mature Dumps by Thiourea Leaching // Russian Journal of non-ferrous metals. 2019. P. 257264.
7. Levinson Z., Dimitrakopoulos R. Adaptive simultaneous stochastic optimization of a gold mining complex: A case study // Journal of the Southern African institute of mining and metallurgy. 2020. Vol. 120. P. 231-242.
8. Vardanyan N., Sevoyan G., Navasardyan T. Recovery of valuable metals from polymetallic mine tailings by natural microbial consortium // Envi-ronmental technology. 2019. P. 3467-3472.
9. Romero-Garcia A., Iglesias-Gonzalez N., Romero R. Valorisation of a flotation tailing by bioleaching and brine leaching, fostering environmental protection and sustainable development // Journal of cleaner production. 2019. P.573-581.
10. Bouzalakos S., Dudeney A.W.L., Chan B.K.C. Leaching characteristics of encapsulated controlled low-strength materials containing arsenic-bearing waste precipitates from refractory gold bioleaching // Journal of environmental management. 2016. P. 86-100.
11. Oraby E. A., Eksteen J. J. The leaching of gold, silver and their al-loys in alkaline glycine-peroxide solutions and their adsorption on carbon // Hydrometallurgy. 2015. Vol. 152. P. 199-203.
12. The development of an environmentally friendly leaching process of a high C, As and Sb sulfide bearing gold concentrate / Bin Xu [etc.] // Minerals Engineering. 2016. Vol. 89. P. 138-147.
13. Naumov V. A., Naumova O. B. the deportment and prospects of development of gold in natural and man-caused mineral formations West of the Urals // Bulletin Of Perm University. 2019.Volume 18. No. 1.
14. Rakhmanov O. B., Aksenov A.V. Extraction of gold and silver from persistent gold-containing arsenic flotation concentrate birthplace "Ikkizhelon" with the addition of sodium chloride in the process of autoclave oxidation // Bulletin of Irkutsk state technical University. 2020. Vol. 24. No. 4. Pp. 896-905
15. Rasskazova A. A. methods of enrichment of poor gold and copper ores // Problems of subsurface use. 2019. No. 2. Pp. 122-129.
УДК 622.814
ГЕОЛОГО-СТРУКТУРНЫЙ АНАЛИЗ КОЛЧЕДАННЫХ РУД И ПОРОД ПРИ ОЦЕНКЕ ВЗРЫВООПАСНОСТИ СУЛЬФИДНОЙ ПЫЛИ
Н.А. Митишова, В.С. Федотенко, Е.А. Горбатова, А.Г. Айнбиндер
Проведена геолого-структурная оценка многокомпонентных колчеданных руд месторождений Сибайское, Сентачан и Шануч. Результаты анализа впервые позволили установить, что содержание серы в пыли, формируемой в ходе первичной дезинтеграции колчеданных руд и пород, возрастает с уменьшением крупности частиц пыли. Полученные результаты определяют необходимость исследования условий безопасной отработки сульфидных руд подземным способом с учетом минерального состава пород, прочностных характеристик, размера зерен и формы нахождения сульфидов в минерале.
Ключевые слова: сульфиды, сера, пыль, структура, минерал, взрывобезопас-ность, подземная разработка, рентгенофлуоресцентныйанализ.
Введение
Актуальность выполненных исследований обусловлена ролью месторождений колчеданных руд цветных и благородных металлов в минерально-сырьевом балансе России [1-2]. На рис. 1 представлено распределение ресурсов и объемов добычи меди и золота в России и в целом в мировой практике по геолого-промышленным типам руд.
По данным Министерства природных ресурсов и экологии РФ [3], по геолого-промышленному типу руд в общем объеме добычи меди в России 52% составляют сульфидный медно-никелевый тип, 34% -медноколчеданный, и только 14 % занимают медно-порфировые, скарно-вые и прочие. В совокупности по сульфидно-медно-никелевому и медноколчеданному типам руд потенциальная ресурсная база России составляет 53% (рис. 1, а). Таким образом, месторождения сульфидного
